INŻYNIERÓW I TECHNIK SZY T S

ISSN 0033-216X INŻYNIERÓW STOWARZYSZENIE I TECHNIKÓW GÓRNICTWA

Z okazji Świąt Bożego Narodzenia i Nowego Roku 2016 redakcja Przeglądu Górniczego składa Autorom, Czytelnikom oraz wszystkim współpracującym z Komitetem Redakcyjnym najserdeczniejsze życzenia osiągnięć w pracy zawodowej i wszelkiej pomyślności w życiu osobistym

PRZEGLĄD Nr 12 GÓRNICZY 1 założono 01.10.1903 r. MIESIĘCZNIK STOWARZYSZENIA INŻYNIERÓW I TECHNIKÓW GÓRNICTWA Nr 12 (1117) grudzień 2015 Tom 71 (LXXI) UKD 622.333:330.322.5:330.4 Ocena inwestycji w górnictwie węgla kamiennego wady stosowanych procedur Assessment of suitability of the used methods for evaluating investments in coalmining industry mgr Andrzej Szędzielarz* ) Treść: Ocena efektywności inwestycji w górnictwie skoncentrowana jest wyłącznie na perspektywie samego inwestora lub instytucji uczestniczącej w finansowaniu inwestycji. To oczywiście bardzo racjonalne i konieczne podejście z punktu widzenia zarządzania przedsiębiorstwem górniczym. To podstawowy obowiązek kierownictwa tych firm. Ocena taka robiona jest jednak w sposób, jaki ocenia się każdy inny projekt komercyjny. Pojawia się tutaj wątpliwość, czy inwestycje w górnictwie, w szczególności inwestycje początkowe, powinny być przy ocenie ich efektywności traktowane tak samo jak inne inwestycje komercyjne. Brakuje kompleksowego podejścia do oceny takich inwestycji, do stworzenia mechanizmów, które maksymalizowałyby szanse na osiągnięcie korzyści z realizacji takich inwestycji przez poszczególnych interesariuszy. Wydobywanie węgla jest działalnością obciążoną znaczącym oddziaływaniem na otoczenie, dlatego jego mechanizmy muszą uwzględniać interesy wszystkich podmiotów dotkniętych działalnością górniczą. Każda ze stron musi w sposób przejrzysty rozumieć korzyści wynikające z realizacji inwestycji, a ewentualne ustępstwa muszą być wzajemnie kompensowane w sposób dający poczucie osiągniętego sukcesu. Punktem wyjścia do takich rozważań może być analiza efektywności alokacji zasobów, zwana efektywnością Kaldora - Hicksa. Umożliwia ona konstrukcję rozwiązań mogących skompensować straty jednych interesariuszy w korelacji z zyskami innych w taki sposób, że wszystkie strony w sposób aktywny działają na rzecz inwestycji, mając do dyspozycji przejrzyste kryteria swoich szans na optymalizowanie korzyści z inwestycji. Rozwiązania te są szansą na uzyskanie konsensusu między interesariuszami, w szczególności między przedsiębiorcami górniczymi a społecznością lokalną. Abstract: Evaluation of the effectiveness of investments in the mining industry is focused exclusively on the perspective of the investor or institution involved in financing an investment. This is obviously a very rational and necessary approach for the management of a mining company. It is the primary responsibility of the management of those companies. Such an assessment, however, is done in a way that is evaluated as every other commercial project. Here there is doubt as to whether investments in mining, in particular, initial investments should be in assessing their effectiveness treated the same as other commercial investments. There is no comprehensive approach to the assessment of such investment and the creation of mechanisms that maximize the chances of achieving the benefits of pursuing such investments by individual stakeholders. Coal mining is an activity with significant impact on the environment, because its mechanisms must take into account the interests of all stakeholders "affected" by mining activities. Each party must clearly understand the benefits of the investments and any concessions have to be mutually compensated in a way that gives a sense of its success. The starting point for such considerations can be an analysis of the efficiency of resorce allocation, efficiency called Kaldor - Hicks. It enables the construction of solutions that can compensate for the loss of some stakeholders in correlation with gains of others in such a way that all parties while actively working for the investment, with the disposal of transparent criteria their chances of optimizing the benefits of the investment. These solutions are an opportunity to reach a consensus among stakeholders, in particular the mining entrepreneurs and local communities. Słowa kluczowe: inwestycje początkowe, efektywność inwestycji, górnictwo węgla kamiennego Key words: initial investment, investment efficiency, coalmining 1. Ocena efektywności inwestycji W ocenie efektywności inwestycji istotnym zagadnieniem pozostaje jej szczegółowa definicja. Stąd pytanie, czym jest efektywność inwestycji górniczych, po co przygotowuje się * ) Uniwersytet Ekonomiczny w Katowicach ocenę efektywności i kto to robi lub kto to robić powinien. Najczęściej efektywność inwestycji definiuje się jako relację między efektami osiągniętymi w wyniku realizacji inwestycji a wielkością zaangażowanych środków. Tak też ocenia się projekty realizowane w górnictwie. Efekty inwestycji górniczych odnosi się jednak wyłącznie do kwestii ekonomicznych, a zaangażowane środki ogranicza się wyłącznie do nakładów

2 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 finansowych. Ocenę efektywności przygotowuje przedsiębiorca górniczy, a w przypadku gdy w projekt inwestycyjny angażowane są środki finansowe z zewnątrz (kredyt bankowy, obligacje, leasing itp.) to taką analizę przygotowuje również dawca tych środków. Czy ktoś jeszcze? W zasadzie nie. W przypadku inwestycji odtworzeniowych, szczególnie gdy mamy do czynienia z wymianą maszyn, urządzeń, wyposażenia itp., to ocenę wykonywaną wyłącznie przez przedsiębiorcę górniczego i instytucje finansujące można przyjąć za wystarczającą. Co jednak w przypadku inwestycji początkowych, inwestycji polegających na przygotowaniu do eksploatacji nowych złóż? Czy zarówno po stronie efektów, jak i nakładów nie powinno się przeprowadzić analizy efektywności takiej inwestycji z punktu widzenia również innych interesariuszy? Powinno tak właśnie być, ale pozostali interesariusze albo nie są zainteresowani taką analizą albo ze względu na aktualne rozwiązania prawne, nawet gdy przeprowadzona zostanie taka analiza, to jej wyniki nie mogą zostać wykorzystane do skonstruowania korzystniejszych warunków realizacji inwestycji dla interesariuszy. W żadnym akcie prawnym nie ma zapisów mówiących o konieczności analiz związanych z realizacją inwestycji górniczych uwzględniających kwestie, które zostały powyżej wskazane. Może poza jedną sprawą odnoszącą się do racjonalnego wykorzystania zasobów 1. Tak naprawdę to przedsiębiorca górniczy proponuje sposób zagospodarowania złoża w przygotowanym przez siebie projekcie jego zagospodarowania (PZZ). Robi to oczywiście zgodnie ze stosownym zaleceniem ministra środowiska, ale przygotowując PZZ powinien również uwzględnić optymalny wariant wykorzystania zasobów złoża, z uwzględnieniem geologicznych warunków jego występowania, wymagań w zakresie ochrony środowiska, bezpieczeństwa powszechnego, bezpieczeństwa życia i zdrowia ludzkiego itp. 2 Czy te dokumenty poddawane są analizie? Chyba nie, a już na pewno nie robi się takiej analizy w skojarzeniu z innymi efektami z punktu widzenia państwa. Nie wykonuje się również analizy efektywności inwestycji górniczych z perspektywy efektów i nakładów dla społeczności lokalnych i lokalnych władz. Prawo tego nie wymaga, a z własnej inicjatywy władze lokalne tego nie robią, ponieważ ich kompetencje związane z procesem koncesyjnym na wydobywanie węgla związane są z potwierdzeniem lub nie, zgodności planowanej działalności inwestycyjnej z przeznaczeniem nieruchomości 3. Ocena efektywności inwestycji w górnictwie skoncentrowana jest, jak wynika z powyższego, wyłącznie na perspektywie samego inwestora lub instytucji uczestniczącej w finansowaniu inwestycji. To oczywiście bardzo racjonalne i konieczne podejście z punktu widzenia zarządzania przedsiębiorstwem górniczym. To podstawowy obowiązek kierownictwa tych firm. Ocena taka robiona jest jednak w sposób, jaki ocenia się każdy inny projekt komercyjny. Pojawia się tutaj wątpliwość, czy inwestycje w górnictwie, w szczególności inwestycje początkowe, powinny być przy ocenie ich efektywności traktowane tak samo jak inne inwestycje komercyjne. Brakuje kompleksowego podejścia do oceny takich inwestycji, do stworzenia mechanizmów, które maksymalizowałyby 1 Art. 26, ust.3 Prawa Geologicznego i Górniczego (Dz.U. nr 163 z 2011 roku poz.981) 2 1 ust.1 Rozporządzenia Ministra Środowiska z dnia 27 czerwca 2005 r. w sprawie szczegółowych wymagań, jakim powinny odpowiadać projekty zagospodarowania złóż (Dz.U. Nr 128 poz. 1075 z dnia 13 lipca 2005 r.) 3 Art. 7 Prawa Geologicznego i Górniczego (Dz.U. z 2011 Nr 163 poz. 981) szanse na osiągnięcie korzyści z realizacji takich inwestycji przez poszczególnych interesariuszy. Wydobywanie węgla jest działalnością obciążoną znaczącym oddziaływaniem na otoczenie, dlatego jego mechanizmy muszą uwzględniać interesy wszystkich podmiotów dotkniętych działalnością górniczą. Każda ze stron musi w sposób przejrzysty rozumieć korzyści wynikające z realizacji inwestycji, a ewentualne ustępstwa muszą być wzajemnie kompensowane w sposób dający poczucie osiągniętego sukcesu. Punktem wyjścia do takich rozważań może być analiza efektywności alokacji zasobów, zwana efektywnością Kaldora - Hicksa. Umożliwia ona konstrukcję rozwiązań mogących skompensować straty jednych interesariuszy w korelacji z zyskami innych, w taki sposób, że wszystkie strony w sposób aktywny działają na rzecz inwestycji, mając do dyspozycji przejrzyste kryteria swoich szans na optymalizowanie korzyści z inwestycji. Rozwiązania te są szansą na uzyskanie konsensusu między interesariuszami, w szczególności między przedsiębiorcami górniczymi a społecznością lokalną. To jest zadanie państwa, jako największego interesariusza, który musi być liderem wdrożenia tych rozwiązań. Im szybciej powstanie taka inicjatywa tym lepiej, bo jesteśmy w Polsce w przededniu intensyfikacji projektów inwestycyjnych polegających na udostępnianiu nowych złóż. 2. Inwestycje górnicze a procedura koncesyjna Wydobywanie węgla jest działalnością koncesjonowaną, a ponadto podlega jeszcze innym przepisom prawa mającym znaczący wpływ na realizacje inwestycji w górnictwie. Przedsiębiorca zamierzający rozpocząć eksploatację z nowego złoża musi poddać się procedurze określonej przez prawo geologiczne i górnicze. Składając wniosek o udzielenie koncesji na wydobywanie węgla, musi w załączeniu złożyć kilka dokumentów. Ich uzyskanie wiąże się z poddaniem się weryfikacji, której kryteria nie są precyzyjnie zdefiniowane. Przede wszystkim chodzi o decyzję o środowiskowych uwarunkowaniach realizacji inwestycji. Procedura związana z wydaniem tej decyzji uwzględnia udział społeczeństwa w ostatecznym jej podjęciu. Na przełomie 2001 i 2002 roku Polska ratyfikowała Konwencję o Dostępie do Informacji, Udziale Społeczeństwa w Podejmowaniu Decyzji oraz Dostępie do Sprawiedliwości w Sprawach Dotyczących Środowiska (tzw. Konwencja z Aarhus). Począwszy od 2004 roku, polscy obywatele, tak jak obywatele innych krajów członkowskich Unii Europejskiej, mogą prowadzić odpowiednie działania w przedmiotowym zakresie, także w oparciu o przepisy unijne. O publicznym dostępie do informacji o środowisku mówi dyrektywa 2003/4/WE, udział społeczeństwa w sporządzaniu planów i programów ochrony środowiska gwarantuje dyrektywa 2003/35/WE, (wymogi dotyczące konsultacji społecznych precyzuje z kolei dyrektywa 85/337/ EWG w art. 6) 4. W polskim ustawodawstwie, do listopada 2008 roku sprawy te normowało prawo ochrony środowiska, natomiast obecnie regulują to zapisy ustawy o udostępnianiu informacji o środowisku i jego ochronie, udziale społeczeństwa w ochronie środowiska oraz o ocenach oddziaływania na środowisko 5. 4 Dyrektywa Rady 85/337/EWG z dnia 27 czerwca 1985 roku w sprawie oceny skutków niektórych publicznych i prywatnych przedsięwzięć dla środowiska (Dz.U. L 175 z 5 lipca 1985, str. 40) 5 Ustawa z dnia 3 października 2008 r. o udostępnianiu informacji o środowisku i jego ochronie, udziale społeczeństwa w ochronie środowiska oraz o ocenach oddziaływania na środowisko (Dz.U. z 2008 r. Nr 199 poz. 1227)

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 3 Dostępowi do informacji o środowisku i jego ochronie poświęcony jest cały Dział II (w szczególności art. 8-15). O udziale społeczeństwa, w tym organizacji ekologicznych, w ochronie środowiska mówi cały Dział III (art. 29-45). W Dziale V (art. 72 ust. 1 pkt 4-5) znajduje się natomiast szczegółowy zapis, mówiący o objęciu dokumentowania i eksploatacji kopalin postępowaniem w sprawie wydania decyzji środowiskowej. W myśl art. 79 ust. 1 przed wydaniem decyzji o środowiskowych uwarunkowaniach, stanowiącej element niezbędny do uzyskania koncesji na eksploatację węgla, organ właściwy do jej wydania - wójt, burmistrz, prezydent miasta lub regionalny dyrektor ochrony środowiska - zapewnia możliwość udziału społeczeństwa w wyżej wymienionym postępowaniu. Wydając decyzję o środowiskowych uwarunkowaniach 6, właściwy organ opiera się na raporcie o oddziaływaniu inwestycji na środowisko, a Art. 66 ust. 1 pkt 15 omawianej ustawy stawia wymóg przedstawienia w raporcie oddziaływania na środowisko «analizy możliwych konfliktów społecznych związanych z planowanym przedsięwzięciem». Kolejną sprawą jest konieczność wykazania przez przedsiębiorcę prawa do nieruchomości (przestrzeni), w granicach której ma być wykonywana zamierzona działalność, lub prawo, o ustanowienie którego ubiega się wnioskodawca. 7 Nie jest jasne o co w tym zapisie chodzi w przypadku eksploatacji podziemnej węgla. Wnioskując o koncesję, przedsiębiorca przedstawia we wniosku projektowany obszar górniczy. Czy w tym kontekście, przedsiębiorca ma dysponować prawem do wszystkich nieruchomości znajdujących się na powierzchni w projektowanym obszarze górniczym czy tylko dotyczy to tych nieruchomości, które będą przeznaczone do budowy obiektów górniczych na powierzchni. Tak czy inaczej, dotychczasowy właściciel nieruchomości, może wyrazić swoje stanowisko w sprawie podjęcia eksploatacji, nie zgadzając się na sprzedaż lub dzierżawę terenu i może w ten sposób zablokować uzyskanie koncesji. Na koniec kilka słów o ustawie o planowaniu i zagospodarowaniu przestrzennym. Określa ona tryb konsultacji społecznych, które muszą zostać przeprowadzone w trakcie procedury sporządzania i uchwalania studium kierunków i uwarunkowań zagospodarowania przestrzennego (art. 11) oraz miejscowych planów zagospodarowania przestrzennego (art. 17-18). Pamiętać trzeba, że są to dokumenty, na podstawie których, zgodnie z wymogami prawa geologicznego i górniczego (art. 16 ust. 5) następują uzgodnienia lokalizacji zakładów górniczych z odpowiednimi organami administracyjnymi. W uzupełnieniu należy przypomnieć o możliwości przeprowadzenia konsultacji z mieszkańcami danej jednostki administracyjnej, które przewidują ustawy o samorządzie gminnym 8, powiatowym 9 i województwa 10. 3. Propozycja nowego spojrzenia na ocenę inwestycji 6 Pełna nazwa tego dokumentu to: decyzja o środowiskowych uwarunkowaniach zgody na realizację przedsięwzięcia 7 Art. 24 ust. 2 pkt 2 Prawa Geologicznego i Górniczego (Dz.U. z 2011 roku nr 163 poz. 981) 8 Art.5a Ustawy z dnia 8 marca 1990 r. o samorządzie gminnym (Dz.U. z 1990 roku nr 16 poz. 95) 9 Art. 3d Ustawy z dnia 5 czerwca 1998 r. o samorządzie powiatowym (Dz.U. z 1998 roku, Nr 91, poz. 578) 10 Art.10a Ustawy z dnia 5 czerwca 1998 r. o samorządzie województwa (Dz.U. z 1998 roku, nr 91 poz. 576) W przypadku przedsiębiorstw górniczych mamy do czynienia z nietypowym przedmiotem (celem) ich działalności. Eksploatują własność Skarbu Państwa i to własność szczególną, bo traktowaną jako zasoby strategiczne państwa, które mają zasadniczy wpływ na bezpieczeństwo energetyczne kraju. Czy to nie jest wystarczający powód, aby ocenę inwestycji nie pozostawiać wyłącznie samym przedsiębiorcom górniczym? Czy to nie jest wystarczający powód, aby taką ocenę przygotowano również z perspektywy innych interesariuszy? Istotnym byłoby w tym przypadku wyróżnić dwie grupy podmiotów, które powinny być żywotnie zainteresowane skutkami (mam tutaj na myśli zarówno korzyści jak i koszty) realizacji inwestycji górniczych, w szczególności inwestycji początkowych: państwo reprezentowane przez ministra środowiska, ministra finansów, ministra gospodarki, ministra skarbu, samorząd lokalny i lokalna społeczność. Najbardziej znaczącym interesariuszem jest tutaj państwo. Efekty realizacji inwestycji górniczych mają z punktu widzenia państwa wielowymiarowy charakter: polityczny (eksploatacja węgla jest działalnością koncesjonowaną, odnosi się do strategicznych zasobów mających wpływ na bezpieczeństwo energetyczne - w tym zawiera się również kontrola efektywności zagospodarowania zasobów), społeczny (znacząca liczba nowych miejsc pracy, poprawa jakości życia), finansowy (podatki i opłaty bezpośrednie i pośrednie). Właścicielem zasobów jest państwo i nie powinno uciekać od odpowiedzialności za to co z tym majątkiem się dzieje. Górnictwo jest bardzo ważną strategiczną branżą, stanowiącą koło napędowe gospodarki. Państwo tworzy opracowania mówiące o strategicznym znaczeniu węgla dla bezpieczeństwa energetycznego kraju. I co z tego wynika w praktyce? Czy przedsiębiorca górniczy może liczyć na rozwiązania prawne pokazujące, że w istocie węgiel kamienny jest strategicznym zasobem? Obserwując praktyki stosowane w trakcie procedury koncesyjnej i sposób interpretowania prawa, można odnieść wrażenie, że stworzono niedostatecznie precyzyjne prawo i pozostawiono strony zaangażowane w ten proces samym sobie, licząc na tajemniczą, niewidzialną rolę rynku. Nawet reprezentujące państwo organy działają odrębnie, bez porozumienia ze sobą, każdy z nich trzyma się wyłącznie kompetencji sobie przypisanych. Obowiązujące prawo i praktyki jego interpretacji doprowadziły do zantagonizowania stron, którym nie pozostało nic innego tylko korzystanie z drogi sądowej do rozstrzygania sporów. Co prawda droga taka jest wpisana w cywilizowany sposób rozstrzygania sporów, ale problem polega na tym, że obowiązujące prawo, poprzez swoją ułomność, generuje zbyt dużą liczbę takich obszarów, które stanowią przedmiot wzajemnych roszczeń. Najczęściej do takich sporów dochodzi między przedsiębiorcą górniczym a samorządem lub społecznością lokalną. Pojawia się tutaj dość specyficzny problem, gdyż o ostatecznym rozstrzygnięciu co do realizacji inwestycji górniczych nie decyduje jej ocena efektywności, ale o podjęciu wydobycia, porzuceniu projektu lub zmianie obiektu zainteresowania przez przedsiębiorcę górniczego decyduje właśnie społeczne przyzwolenie na eksploatację kopaliny w danym rejonie. To właśnie różni inwestycje górnicze od innych przedsięwzięć inwestycyjnych (poza nielicznymi wyjątkami związanymi z wyjątkową szkodliwością dla środowiska naturalnego planowanych inwestycji). Społeczność lokalna to nie tylko pojedynczy mieszkańcy, grupy mieszkańców, organizacje społeczne i wszelkiego autoramentu stowarzyszenia, często zawiązywane w celu organizowania protestów. Ogromną rolę ogrywają również w tym procesie władze samorządowe (wójtowie, burmistrzowie, prezydenci). To one są organami rozstrzygającymi w kwestii

4 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 realizacji projektów inwestycyjnych w górnictwie zgodnie z obowiązującymi regulacjami prawnymi: uzgadniają koncesję na wydobywanie kopalin energetycznych 11, wydają decyzje o środowiskowych uwarunkowaniach realizacji inwestycji 12. W praktyce oznacza to, że swoimi decyzjami stanowią o uruchomieniu bądź zaniechaniu projektów inwestycyjnych w górnictwie. W przypadku uzgadniania koncesji, kompetencje władz samorządowych zostały ustawowo ograniczone do stwierdzenia czy zamierzona działalność uniemożliwiłaby wykorzystanie nieruchomości zgodnie z ich przeznaczeniem określonym odpowiednio przez miejscowy plan zagospodarowania przestrzennego lub przepisy odrębne. Braku tego planu uniemożliwiałby wykorzystanie nieruchomości w sposób określony w studium uwarunkowań i kierunków zagospodarowania przestrzennego gminy lub w przepisach odrębnych 13. Praktyka wskazuje, że władze samorządowe w procesie uzgodnieniowym nie odnoszą swojego stanowiska wyłącznie do kwestii zgodności z zapisami miejscowego planu zagospodarowania przestrzennego, ale również podnoszą wątki zupełnie niezwiązane z procedurą uzgodnieniową. Najczęściej dotyczą one technologii wydobywania węgla, sposobu zabezpieczania wyrobisk górniczych czy też wpływu wydobycia na środowisko. Odwołują się również do zapisów w miejscowych planach zakazujących realizacji przedsięwzięć znacząco oddziałujących na środowisko, a zgodnie z Rozporządzeniem Rady Ministrów wydobywanie kopaliny metodą podziemną w ilości większej niż 100 000 m 3 rocznie zostało uznane za mogące zawsze znacząco oddziaływać na środowisko 14 Można odnieść wrażenie, że mamy tutaj do czynienia ze swoistym paradoksem. Z jednej strony stworzono nowe prawo, dostosowujące nasze ustawodawstwo do standardów obowiązujących w Unii Europejskiej, umożliwiające uczestnictwo społeczeństwa w procesie przygotowania inwestycji, a tak naprawdę umożliwiono współdecydowanie o losach inwestycji. Z drugiej strony jeszcze bardzo żywe są doświadczenia społeczności lokalnych z niedalekiej przecież przeszłości, całkowicie odbierającej im możliwość wyrażania swojego stanowiska przy podejmowaniu ostatecznych decyzji inwestycyjnych. Jeśli nawet takie stanowiska były wyrażane, to decydenci przy podejmowaniu ostatecznych decyzji inwestycyjnych je ignorowali. Społeczność lokalna ze swoich nowych praw nadzwyczaj skrupulatnie korzysta, a przedsiębiorcy górniczy pozostawieni zostali bez jakiegokolwiek wsparcia. Prawdą jest, że w przeszłości nadużywali swojej pozycji, absolutnie źle zapisując się w pamięci lokalnych społeczności, ale nie powinien to być powód skrajnego odwrócenia ról. Nie powinno dochodzić do sytuacji, gdy protesty lokalnej społeczności traktowane są jako okazja do odegrania się za wszystkie minione krzywdy wyrządzane przez przedsiębiorstwa górnicze. W powszechnym przekonaniu, eksploatacja kopalin traktowana jest wciąż jako brutalna ingerencja w środowisko. Zagrożenia o jakich mówią lokalne społeczności w związku z planowaną eksploatacją są 11 Art. 23. Ustawy z dnia 9 czerwca 2011 r. Prawo geologiczne i górnicze (Dz.U. z 2011 roku Nr 163, poz.981) 12 Art. 75. Ustawy z dnia 3 października 2008 r. o udostępnianiu informacji o środowisku i jego ochronie, udziale społeczeństwa w ochronie środowiska oraz o ocenach oddziaływania na środowisko (Dz.U. z 2008 roku Nr 199, poz. 1227) 13 Art.29. Ustawy z dnia 9 czerwca 2011 r. Prawo geologiczne i górnicze- (Dz.U. z 2011 roku Nr 163, poz.981) 14 2.1 pkt 27. Rozporządzenia Rady Ministrów z dnia 9 listopada 2010 w sprawie przedsięwzięć mogących znacząco oddziaływać na środowisko (Dz.U. Nr 213/2010 poz.1397) w większości przypadków wyolbrzymiane, a opinie co do rodzaju, nasilenia, zasięgu i skutków oddziaływań bywają wręcz irracjonalne 15. Na podstawie umowy o użytkowaniu górniczym i koncesji, przedsiębiorca górniczy eksploatuje złoża węgla i nie powinno być obojętne w jaki sposób to robi. Gdybyśmy w uproszczeniu założyli, że skutki prowadzenia przedsięwzięć inwestycyjnych będą dotyczyły wyłącznie przedsiębiorstwa górniczego, to takie podejście byłoby do przyjęcia. Uproszczenie to odnosi się do zwykłych konsekwencji związanych z powodzeniem lub fiaskiem inwestycji powszechnie odnoszących się do firm komercyjnych (wzrost lub spadek przychodów, wzrost lub spadek rentowności, wzrost lub spadek zatrudnienia, poprawa lub pogorszenie stanu oddziaływania na środowisko itp.). W górnictwie mamy do czynienia jeszcze z konsekwencjami, które nie są przedmiotem finansowej analizy efektywności inwestycji. Wielkości uwzględniane w analizie są przyjmowane przez samego przedsiębiorcę i nie ma żadnych mechanizmów mobilizujących go do uzyskania jeszcze lepszych parametrów niefinansowych. W przypadku gdy mamy jeszcze do czynienia z zasobami węgla do tej pory nieeksploatowanymi, problem ten nabiera szczególnego wymiaru. Rozszerzenie zakresu oceny inwestycji początkowych w górnictwie powinno stać się nową normą, ale wyniki tych analiz muszą zostać skorelowane z rozwiązaniami prawnymi które: zachęcą przedsiębiorcę do efektywniejszego wykorzystania złóż, zachęcą przedsiębiorcę do stosowania technologii minimalizujących skutki eksploatacji na powierzchnię, zachęcą przedsiębiorcę do stosowania technologii poprawiających bezpieczeństwo, uproszczą procedury uzyskania koncesji, szczególnie w procesie uzgodnienia koncesji z samorządem lokalnym (zgodność z miejscowymi planami zagospodarowania przestrzennego), nie bez znaczenia są również korzyści w postaci nowych miejsc pracy i wysokości nakładów inwestycyjnych. Najważniejsza zasada jaka musi być stosowana przy analizie efektów takiej inwestycji to jej makroekonomiczna perspektywa. Rachunek powinien zostać przeprowadzony z punktu widzenia państwa. Oprócz oceny efektywności inwestycji konieczne jest wdrożenie programu wsparcia takiej inwestycji. Szczególnie ważne jest przygotowanie rozwiązań, które w przypadku gdy wyniki analizy efektów inwestycji dla większości interesariuszy będą korzystne, uproszczą procedury wydawania koncesji na eksploatację węgla. Takim rozwiązaniom muszą towarzyszyć propozycje innego rozdysponowania podatków i opłat pobieranych przez państwo. Nie ma bowiem żadnych mechanizmów prawnych ani finansowych, które zachęcałyby samorządy lokalne i społeczność lokalną do przychylniejszego patrzenia na inwestycje górnicze. Dotychczasowe rozwiązania traktują inwestycje początkowe w górnictwie tak samo jak każdą inną inwestycję. Sposób dystrybuowania efektów finansowych uzyskiwanych przez państwo z takich inwestycji słabo zachęca lokalne władze i lokalną społeczność do zabiegania o takie inwestycje. Jakie jest wyjście z tej sytuacji? Wydaje się dość proste i często wskazywane przez przedsiębiorców górniczych 15 Dr Jarosław Badera, Uniwersytet Śląski, Wydział Nauk o Ziemi, Sosnowiec; Gospodarka Surowcami Mineralnymi - 2010-08-16

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 5 i samorządy lokalne. Potrzebna jest zmiana prawa. Ale co to tak naprawdę w praktyce będzie oznaczało, gdy mamy do czynienia z wieloma ustawami i wieloma przepisami wykonawczymi, które regulują w sposób bezpośredni lub pośrednio kwestie uzyskiwania koncesji na wydobywanie węgla kamiennego? To musi być jeden interdyscyplinarny dokument prawny, który skoncentruje się na ścieżce wydawania koncesji na wydobywanie węgla w przypadku, gdy efekty finansowe, społeczne i polityczne będą wyższe od kosztów finansowych, społecznych i politycznych takiej inwestycji. Muszą zostać określone zasady i kryteria analizy korzyści i kosztów, sposób redystrybucji korzyści finansowych i społecznych oraz sposób pokrywania kosztów zarówno finansowych, jak i społecznych. Przedsiębiorca górniczy i samorząd lokalny przed rozpoczęciem procesu muszą mieć absolutną pewność co do jasności i przejrzystości wszystkich kryteriów i ścieżek rozwiązywania spornych punktów. Literatura 1. Ustawa z dnia 9 czerwca 2011 - Prawo geologiczne i górnicze (Dz.U. z 2011 roku Nr 163 poz. 981) 2. Ustawa z dnia 3 października 2008 r. O udostępnianiu informacji o środowisku i jego ochronie, udziale społeczeństwa w ochronie środowiska oraz o ocenach oddziaływania na środowisko (Dz.U. z 2008 roku Nr 199 poz. 1227) 3. Ustawa z dnia 8 marca 1990 r. o samorządzie gminnym (Dz.U. z 1990 roku Nr 16 poz. 95) 4. Ustawa z dnia 5 czerwca 1998 r. o samorządzie powiatowym (Dz.U. z 1998 roku Nr 91 poz. 578) 5. Ustawa z dnia 5 czerwca 1998 r. o samorządzie województwa (Dz.U. z 1998 roku Nr 91 poz. 576) 6. Rozporządzenie Ministra Środowiska z dnia 27 czerwca 2005 r. w sprawie szczegółowych wymagań, jakim powinny odpowiadać projekty zagospodarowania złóż (Dz.U. z 2005 roku, Nr 128 poz. 1075) 7. Rozporządzenie Rady Ministrów z dnia 9 listopada 2010 w sprawie przedsięwzięć mogących znacząco oddziaływać na środowisko (Dz.U. z 2010 roku, Nr 213 poz.1397) 8. Dyrektywa Rady 85/337/EWG z dnia 27 czerwca 1985 roku w sprawie oceny skutków niektórych publicznych i prywatnych przedsięwzięć dla środowiska (Dz.U. L 175 z 5 lipca 1985, str. 40) Szanowni Czytelnicy! Przypominamy o wznowieniu prenumeraty Przeglądu Górniczego Informujemy też, że od 2009 roku w grudniowym zeszycie P.G. zamieszczamy listę naszych prenumeratorów.

6 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 UKD 622.333: 330.4:622.28 Zastosowanie systemu ścianowo-podbierkowego w górnictwie węgla kamiennego i lignitu Longwall Top Coal Caving methods used in hard coal and lignite mining Dr hab.inż. Waldemar Korzeniowski, prof.nadzw.* ) Mgr inż. Dušan Terpák* ) Mgr inż. Radosław Waloski* ) Treść: W artykule scharakteryzowano systemy eksploatacji stosowane w różnych kopalniach na świecie do wybierania grubych pokładów węgla i lignitu metodą podziemną. Omówiono zróżnicowane warunki geologiczno-górnicze złóż i przedstawiono etapy technologiczne w procesie eksploatacji wraz ze stosowanymi urządzeniami oraz ich parametrami. Pokazano ideę i schematy systemu ścianowo-podbierkowego w różnych odmianach z wykorzystaniem kompleksu ścianowego. Abstract: This paper presents the undergrouind mining methods used for thick hard coal seans and lignites used in the world. Geological and mining conditions of the deposits in different countries in the world were characterized regarding specific phases of technology and equipment used in the process with their basic parameters. The paper presents concepts and schemes of Longwall Top Coal Caving (LTCC) mining method in different variations using longwall mechanical equipment. Słowa kluczowe: lignit, węgiel kamienny, system ścianowy podbierkowy, grube pokłady, obudowa zmechanizowana Key words: lignite, hard coal, Longwall Top Coal Caving, thick seam, roof support 1. Wprowadzenie Systemy podbierkowe stosowane są powszechnie w górnictwie światowym, zwłaszcza w górnictwie rudnym, w różnych odmianach. W Polsce były one stosowane sporadycznie [18]. Od samego początku wykorzystywano bogate doświadczenia z górnictwa rudnego, w którym różne systemy z wypuszczaniem urobku stosowano powszechnie. Pierwsze próby systemu ścianowego podbierkowego w kopalniach węgla kamiennego przeprowadzono we francuskiej kopalni Ricard w 1954 r., gdzie w warstwie przyspągowej prowadzono ścianę podłużną z zastosowaniem obudowy indywidualnej stalowej. Warstwę dolną urabiano materiałem wybuchowym. Urobek wypuszczano na przenośnik [7] grawitacyjnie lub z wykorzystaniem podmuchu wynikającego z eksplozji MW. Systemy ścianowe podbierkowe we Francji były zastosowane także w kopalni Darcy i w kopalni St. Eloy, w której eksploatowano pokład węgla o grubości około 8 m. Długość wyrobisk ścianowych wynosiła około 50 m,wysokość około 2,6 m, a grubość półki stropowej ponad 5 m. Postęp * ) AGH w Krakowie frontu ścianowego osiągał 1,5 m na dobę [13]. System ten został również zastosowany w amerykańskich kopalniach do wybierania pokładów węgla o grubości powyżej 5 m [22]. Obecnie systemy ścianowe podbierkowe stosuje się w: Australii, Chinach, Indii, Słowenii, Turcji, Słowacji, Rosji. W projekcie technologii eksploatacji należy ustalić optymalną wysokość półki stropowej w oparciu o panujące warunki geologiczno-górnicze oraz fizykomechaniczne właściwości skał, umożliwiające efektywne wypuszczenie odstrzelonego urobku z jednoczesnym skutecznym prowokowaniem zawału. W systemach podbierkowych straty złożowe wahają się w granicach 16% do 25% [7]. W systemach z wypuszczaniem urobku decydujące znaczenie w całym cyklu produkcyjnym ma właściwe wypuszczanie urobku. Półkę stropową urabia się z zastosowaniem techniki strzelniczej lub w przypadku stropów łatwo ulegajacych zawałowi urobek ulega samourabianiu pod wpływem sił ciężkości i zmiany ciśnienia górotworu. Znane są różne konstrukcje obudów zmechanizowanych zabezpieczających wyrobiska ścianowe. Pierwszym rozwiązaniem była obudowa zmechanizowana z tzw. oknem spustowym, przez które wypuszczano urobek na przenośnik zgrzegłowy. Kolejnym rozwiązaniem było wykonanie okna

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 7 spustowego w osłonie odzawałowej, co umożliwiało wypuszczanie urobku na przenośnik zgrzebłowy usytuowany w tylnej części obudowy zmechanizowanej [7]. W niektórych przypadkach, jeżeli na to pozwalały warunki geologiczno- -górnicze stosowano klasyczną obudowę zmechanizowaną bez okna spustowego. W takim przypadku istnieje możliwość wypuszczania urobku na przenośnik ścianowy poprzez uchylenie stropnicy pod pewnym kątem w kierunku czoła ściany. 2. Doświadczenia słowackie W kopalniach słowackich należących do spółki HBP a.s. Prievidza lignit eksploatowano systemem podziemnym w kopalniach Dolina i Čáry. Kopalnie HBP a.s. rocznie produkują około 2 900 000 Mg lignitu, natomiast w kopalni Dolina roczna produkcja wynosi około 350 000 Mg i w kopalni Čáry około 360 000 Mg lignitu [1]. Do urabiania czoła ściany stosuje się kombajn ścianowy KGS 324 o zabiorze 0,6 m. Po wykonaniu zabioru przenośnik ścianowy przesuwa się i kombajn urabia pozostałą część calizny. Co drugi zabiór wypuszcza górną warstwę przez okno wysypowe obudowy zmechanizowanej na przenośnik w przestrzeni warstwy dolnej. Wyrobisko ścianowe zabezpiecza obudowa zmechanizowana BMV-1Mi (rys. 3), [1]. Każda sekcja obudowy zmechanizowanej w osłonie odzawałowej ma okno wysypowe zaopatrzone w zastawkę zamykaną przesuwnikiem hydraulicznym. W przypadku gdy w górnej warstwie węgiel nie ulega samourabianiu w stropie, wierci się otwory urabiające i węgiel w warstwie górnej urabiany jest z zastosowaniem techniki strzelniczej. W stropnicy obudowy zmechanizowanej znajdują się otwory przeznaczone do wiercenia otworów strzałowych o średnicy 80 mm w warstwie górnej. Odległość pomiędzy otworami wynosi od 350 do 650 mm. Otwory wiercone są nad każdą sekcją obudowy zmechanizowanej w układzie naprzemiennym, to znaczy, że jeżeli nad jedną sekcją odwiercono w stropie otwory pionowe, to nad kolejną sąsiadującą wierci się otwory wachlarzowe [1]. Rys. 1. Kopalnie lignitu na Słowacji [6] Fig. 1. Lignite mines in Slovakia [6] W kopalniach lignitu Spółki HBP stosowano system komorowo-podbierkowyi ubierkowo-podbierkowy z zawałem stropu. W stropie komory wiercono otwory urabiające strzałowe w układzie wachlarzowym. System komorowy stosowany był w warstwach grubych do wybierania resztek pokładu lub w miejscach, gdzie występowały zaburzenia tektoniczne, w których nie było możliwości prowadzenia eksploatacji systemem ścianowym. Obecnie eksploatacja lignitu odbywa się systemem ścianowym podbierkowym z jedną warstwą lub z podziałem na warstwy.grubość złoża wynosi od 5 do 25 m, przy kącie nachylenia złoża wynoszącym 5 [1], (rys. 2). Rys. 3. Obudowa zmechanizowana BMV 1-Mi[5] Fig. 3. Hydraulic Powered Roof Support BMV 1-Mi [5] 3. Doświadczenia słoweńskie Zasoby węgla brunatnego w Słowenii szacuje się na 1 170 mln Mg, przy zasobach operatywnych na poziomie 140 milionów Mg [6]. Lignit eksploatowano w trzech kopalniach: Velenje, Trbovlje i Goričko (rys.4). Kopalnia Velenje i Trobovlje są kopalniami podziemnymi. Kopalnia Velenje jest jedną z największych i najnowocześniejszych kopalń podziemnych w Europie ze 140-letnią tradycją.znajduje się ona w dolinie Šaleška. Złoże lignitu w Velenji należy do najgrubszych warstw lignitu na świecie i wynosi ponad 170 m (rys.5). Rys. 2. System podbierkowy ścianowy stosowany w kopalni Novaki Fig. 2. Longwall Top Coal Caving method used in Novaki Mine Rys. 4. Kopalnie lignitu w Słowenii [6] Fig. 4. Lignite mines in Slovenia [6]

8 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Rys. 5. Przekrój przez złoże lignitu w kopalni Velenje [10] Fig. 5. Geological column of coal seam in Velenje Mine [10] 3.1. Warunki górniczo-geologiczne Złoże lignitu ma kształt soczewki. Długość złoża wynosi około 8 km długości, 2,2 km szerokości. Miąższość złoża zmienia się w granicach od 60 m do 170 m. Strop bezpośredni zbudowany jest z margla. Nadkład tworzą piaski i żwiry, muły, gliny i margle. Spąg zbudowany jest z iłów marglistych, piasków, mułowców, dolomitu i wapienia,[10]. Złoże jest eksploatowane od 1950 r. systemem ścianowym podbierkowym z podziałem na warstwy w kierunku z góry w dół. Strop wyrobiska zabiezpiecza obudowa zmechanizowana, a do urabiania wykorzystuje się kombajn ścianowy. Po wykonaniu każdego zabioru przystępuję się do wypuszczania lignitu na przenośnik zgrzebłowy, czołowo, przez obniżenie stropnicy obudowy zmechanizowanej do czoła ściany (rys.6). Metoda eksploatacji stosowana w kopalni Velenje okazała się wysokoefektywna i stosowana jest do dzisiaj [9]. 3.2. Parametry systemu ekploatacji i osiągnięte wyniki przy wydobyciu Półka stropowa o miąższości w granicach od 5 do 17 m eksploatowana systemem ścianowym podbierkowym, przy długości ściany wynoszącej ponad 200 m, pozwala na osiagnięcie postępu do 9 m na dobę i dziennego wydobycia ze ściany wynoszącego ponad 16 000 Mg na dobę. Roczna produkcja wynosi 4 mln Mg/rok (największe roczne wydobycie zanotowano w 1985 r. i wynosiło 5,1 mln Mg) [9]. 4. Doświadczenia tureckie Turecki sektor węglowy produkuje zarówno węgiel kamienny w ilości 2,3 mln Mg/rok (2012) jak i węgiel brunatny- 70,0 mln Mg, który używany jest głównie do wytwarzania energii elektrycznej, [6].Większość pokładów węgla w Turcji wydobywa się sposobem podziemnym, w tym systemem ścianowym podbierkowym [8]. Pokłady lignitu należą do pokładów grubych i eksploatowane są w kopalniach Tuncbilek, Soma (rys.7). Połowa zasobów węgla brunatnego w kraju zalicza się do pokładów grubych. Obecnie eksploatuje się pokłady lignitu o miąższości od 5,5 do 6 m [2]. Eksplaotowane bloki pokładu lignitu charakteryzują się długością 2 3 km i szerokością do 300 m [8]. Pokład dzieli się na warstwy poziomie. Warstwa przyspągowa wybierana jest systemem ścianowo-ubierkowym. Wysokość warstwy wynosi 3 m. Złoże w górnej części pod wpływem własnego ciężaru wypuszcza się przez okno spustowe obudowy zmechanizowanej do przestrzeni roboczej w dolnej warstwie na przenośnik zgrzebłowy. Miąższość półki stropowej wynosi około 5 m (rys.9.) Rys. 6. Sposób wypuszczania lignitu stosowany w kopalni Velenje Fig. 6. The way of lignite draw used in Velenje Mine

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 9 Rys. 7. Kopalnie lignitu w Turcji [6] Fig. 7. Lignite mines in Turkey [6] Rys. 8. Profil geologiczny złoża Soma [10] Fig. 8. Geological column of Soma lignite seam [10] Rys. 10. Lokalizacja kopalni Austar [4] Fig. 10. Austar mine location [4] Struktura zasobów węgla (76% na głębokości poniżej 300 m) ze względu na miąższość i upad pokładu przedstawia się następująco: 86% - pokłady o miąższości od 4,5 m 9 m, 51% - pokłady o miąższości od 6 m 9 m, 84% - pokłady o nachyleniu poniżej 15, [2]. Rys. 9. System podbierkowy ścianowy stosowany w kopalni lignitu Soma Fig. 9. Longwall Top Caving used in lignite Soma Mine 5. Doświadczenia australijskie Kopalnia Austar Coal znajduje się w pobliżu Cessnock w Hunter Valley, Nowa Południowa Walia, (rys.10). Obecnie w kopalni Austar eksploatuje się pokład węgla kamiennego Greta. Grubość nadkładu wynosi 530 m. Złoże dzieli się na warstwy o grubości od 4,5 do 6,8 m. Węgiel zalicza się do klasy węgli koksujących i jest skłonny do samozapalenia. Zawartość siarki w górnej warstwie pokładu waha się w granicach od 1 do 2,5 %. Zawartość popiołu nie przekracza 10%, [13]. W kopalni Austar złoże węgla eksploatuje się systemem podbierkowym z wypuszczaniem urobku na przenośnik zgrzebłowy zamontowany za tylnią częścią obudowy zmechanizowanej. Z powodzeniem wyeksploatowano pokłady o grubości 6 m 9 m [2]. Analogiczny system eksploatacji wybierania grubych złóż węgla kamiennego o miąższości 6,5 m wdrożono w kopalni Goonyella w 2013 r. (Północna Goonyella) [8]. Warstwę dolną o grubości 3 m wybiera się systemem ścianowym za pomocą kombajnu ścianowego, a górną warstwę o miąższości 3,5 m wypuszcza się na przenośnik znajdujący się w tylnej części obudowy, [7]. 6. Doświadczenia chińskie Produkcja węgla w Chinach stanowi 1/2 całkowitej produkcji światowej i prawie połowę węgla uzyskuje się z grubych pokładów węgla. W 2013 roku produkcja węgla przekroczyła 3,5 mld Mg [11]. System ścianowy podbierkowy w Chinach jest stosowany ponad 20 lat. [9].W 2000 roku tym systemem eksploatowano kilkadziesiąt ścian, z czego z 32 ścian wyeksploatowano 1 mln Mg/r. [11]. W kopalni Xinglongzhuang eksploatuje się pokład o miążości 8,6 m. W Chinach esploatowano tym systemem nawet pokłady o grubości 15 m [8]. W warunkach

10 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 chinskich kopalń zastosowano obudowę zmechanizowaną z wypuszczaniem urobku na przenośnik zgrzebłowy zamontowany w tylniej części obudowy, rys.11.pierwsze próby systemu podbierkowego podjęto w 1982 r. Jako pierwsza została wdrożona obudowa zmechanizowana z oknem spustowym. Przy zastosowaniu ww. obudowy pojawiały się problemy zakłócające proces eksploatacji oraz wypuszczania urobku. Często zdarzało się, że okno spustowe było blokowane dużymi bryłami węgla, co w konsekwecji utrudniało jego zamknięcie, [11]. System podbierkowy ścianowy w Chinach znalazł zastosowanie również do wybierania pokładów stromych, stanowiących 17 % z sumarycznych zasobów węgla. Złoże stromo nachylone dzieli się na warstwy poziome, przy czym warstwę dolną wybiera się systemem ścianowym, a warstwa górna wypuszczana jest na tylny przenośnik zgrzebłowy (rys.11). System ten pierwszy raz zastosowano w kopalni Yaojie Mining Bureau w 1990 r. Miąższość pokładu węgla wynosi 20 m, przy nachyleniu w zakresie 37-85 (śr. 61 ). Długość wyrobiska wynosiła 20 m. Wysokość wyrobiska ścianowego wynosiła 2,5 m. Półkę stropową o miążości 7,5 m wypuszczano na tylny przenośnik zgrzebłowy [3]. Na podstawie doświadczeń chińskich kopalń węgla, podczas eksploatacji 23 przypadków systemem ścianowym podbierkowym, określono empiryczne zależności pomiędzy wybranymi parametrami technologicznymi i wskaźnikiem skłonności pokładu do zawału y. Uwzględniono następujące parametry: H głębokość zalegania, m, R c wytrzymałośc węgla na ściskanie, MPa, C współczynnik rozdrobnienia węgla przy samourabianiu, [-], M j miąższość stropu bezpośredniego, m. M d miąższość stropowej półki węglowej, m. Zależności pomiędzy zmiennymi opisano następującym równaniem regresji y=0,704 + 0,0006338 H 0,00786 R c + 0,238 C 0,1797 M j + 0,01434 M d Relacje pomiędzy wartościami współczynników wykorzystania złoża e k i wskaźnikami skłonności pokładu węgla do zawału y zestawiono w tabeli 1. 7. Doświadczenia rosyjskie W Rosji systemy podbierkowe ścianowe pierwszy raz zastosowano w Kuźnieckim Zagłębiu Węglowym (Kuzbas), w złożu Ansatskom [22] gdzie zasoby stromo nachylonych (35 90 ), grubych pokładów(10 do 26 m) wynoszą 1,2 mld Mg, [21]. Systemy ścianowe z wypuszczaniem urobku stosowano w kopalni im. Lenina i Schewjakowa. W kopalni Schewjakowa wysokość wyrobiska ścianowego wynosiła 2,6 m, grubość półki stropowej w zakresie od 5,9 do 7,4 m. Obecnie system podbierkowy ścianowy stosowany jest w kopalni Sibirginsky, w której eksploatuję się pokłady o miąższości 3 16m (rys.12). Przy wybieraniu pokładu nr 4-5 o miążości 10 m na podstawie doświadczeń okazało się, że najkorzystniej jest podzielić pokład na dwie warstwy. Urobek wypuszcza się przez obudowę na przenośnik ścianowy. Miążość półki stropowej nie powinna przekraczać 3,5 m. W przypadku kiedy grubość półki stropowej przekroczy 3,5 m przy wypuszczaniu powstają nadgabaryty węgla, co powoduje zakłócenia. 8. Podsumowanie Systemy podziemnej eksploatacji grubych pokładów węgla kamiennego i lignitu wykorzystują niskie parametry wytrzymałościowe węgla do samourabiania poszczególnych, wydzielonych warstw. Dzięki coraz powszechniejszym zastosowaniom omówionej techniki, powiązanej z wykorzystaniem obudowy zmechanizowanej, obecnie na świecie funkcjonuje wiele interesujących odmian systemu dostosowanych każdorazowo do specyficznych warunków geologiczno-górniczych. Z jednej strony słaby górotwór jest zaletą sprzyjającą obniżaniu kosztu urabiania, ale z drugiej wymaga wyjątkowej ostrożności w aspekcie zapewnienia stateczności podziemnych wyrobisk podlegających ciśnieniu górotworu. Tablica 1. Klasyfikacja warunków górniczych i wskaźniki techniczne systemu LTCC Table 1. Classification of mining conditions and technical parameters of the LTCC system Klasyfikacja LTCC 1 2 3 4 5 Warunki górnicze bardzo dobre dobre średnie złe bardzo złe Wskaźnik skłonności pokładu węgla do zawału (y) > 0,9 0,8 0,9 0,7 0,8 0,6 0,7 < 0,6 Współczynnik wykorzystania złoża e k (%) > 80 65-80 50-65 30-50 < 30 Rys. 11. System podbierkowy ścianowy stosowany w Chinach (z przenośnikami za i przed obudową) Fig. 11. Longwall Top Caving used in China (with conveyors before and behind the hydraulic support)

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 11 Rys. 12. System podbierkowy ścianowy stosowany w Rosji Fig. 12. Longwall Top Caving used in Russia Głównymi czynnikami wpływającymi na proces wypuszczania urobku w systemach podbierkowych są: miąższość półki stropowej, możliwość tzw. samourabiania stropu bezpośredniego i zasadniczego, skłonność węgla do rozdrabniania pod wpływem ciśnienia górotworu, gazowość i samozapalność węgla. Oprócz wymienionych czynników na wypuszczanie węgla z półki stropowej ma wpływ również miedzy innymi kolejność wypuszczania przez okno w obudowie. Przy nieprawidłowym ustaleniu grubości półki stropowej mogą występować nadgabaryty węgla powodujące znaczny wzrost strat i zubożenia urobku. W Polsce systemy ścianowe podbierkowe nie znalazły zastosowania. Teoretycznie, system ten mógłby być zastosowany do eksploatacji złóż węgla brunatnego, aczkolwiek dotychczasowe analizy nie potwierdzają efektywności ekonomicznej takiego rozwiązania. Literatura 1. Dokumentacja projektowa HBP Prievidza a.s. Materiały niepublikowane. 2. Hebble White B. K., Status and Prospects of Underground Thick Coal Seam Mining Methods, The 19th International Mining Congress and Fair of Turkey, IMCET2005, Izmir, Turkey, June 09-12, 2005. 3. Hongsheng Tu, Shihao Tu, Present situation of fully mechanized mining technology for steeply inclined coal seams in China, Received: 10 July 2013 /Accepted: 14 July 2014, Saudi Society for Geosciences 2014 4. http://www.austarcoalmine.com.au 5. http://www.bme.sk 6. http://www.euracoal.com 7. http://www.sec.gov/archives/edgar data/1064728/000106472812 000050/btu8k20120627exh.htm 8. http://www.yancoal.com.au/page/key-assets/technology/ltcc/ 9. Humphries P., Poulsen B., Geological and Geotechnical Influences on the Caveability and Drawability of Top Coal inlongwalls, Research Online is the open access institutional repository for the University of Wollongong, 2008. 10. Inci Uğur, Miocene Synvolcanic Alluvial Sedimentation in Lignitebearing Soma Basin, Western Turkey, J. of Earth Sciences (1998] 63-78 Tübitak, 11. Korski J.: Ewolucja technologii podbierkowej wybierania bardzo grubych pokładów węgla w górnictwie chińskim, Wiadomości Górnicze 2013, nr. 3. 12. Markič M., SachsenhoferR Reinhard F., The Velenje Lignite Its Petrology and Genesis, Geološky Zavod Slovenije, Ljubljana, 2010. 13. Moodie A., Anderson J.: Geotechnical Considerations for Longwall Top Coal Caving at Austar Coal Mine, Research Online is the open access institutional repository for the University of Wollongong. For further information contact the UOW, 2011. 14. Oitto Richard H.: Three potential longwall mining methods for thick coal seams in the Western United States / by Richard H Oitto.[Washington] : U.S. Dept. of the Interior, Bureau of Mines,1979. 15. Özfirat M. K, Şimşir F.: Efficiency of single pass longwall (SPL] method in Cayirhan Colliery, Ankara/Turkey, Journal of Mining Science, Vol. 46, No. 4, 2010. 16. Özfirat M.K., Şimşir F., Gönen A.: A Brief Comparison of Longwall Methods Used at Mining of Thick Coal Seams, The I9th International Mining Congress and Fair of Turkey, ĎMCET2005, Izmir, Turkey, June 09-12, 2005. 17. Piechota S., Stopyra M., Poborska-Młynarska K.: Systemy podziemnej eksploatacji złóz węgla kamiennego, rud i soli, Wydawnictwo AGH, Kraków 2009. 18. SepiaŁ J.: Zjawiska towarzyszące przy wypuszczaniu rudy w systemie komorowo-filarowym w kopalni Olkusz, Praca magisterska, AGH, 1969. 19. The Velenje Mining Method, Premogovnik Velenje, Skupina HSE. 20. Tu Shi-Hao, Yuan Yong i inni., Research situation and prospect of fully mechanized mining technology in thick coal seams in China, Procedia Earth and Planetary Science 1 (2009] 35 40. 21. V.I. Klishin, Ju.S. Fokin, D.I. Kokoulin, Kubanychbek Uulu B.: Razrabotka moshhnyh plastov mehanizirovannymi krepjami s reguliruemym vypuskom uglja, Novosibirsk «Nauka» 2006. 22. S.V. Klishin, V. I. Klishin, G. Ju. Opruk.: Modelirovanie processa vypuska uglja pri mehanizirovannoj otrabotke moshhnyh krutopadajushhih ugol nyh plastov, Rossijskaja Akademija Nauk Sibirskoe Otdelenie, Fiziko tehnicheskie problemy razrabotki poleznyh iskopaemyh, nr. 6, 2013. 23. Saginov A., Zhetesov S.S.: Dvuhzabojnaja vyemka uglja na moshhnyh pologih plastah, Izdatel stvo (Nauka) Kazahskoj SSR, Alma Ata 1982..

12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 UKD 622.333: 622.83/.84:001.891.5 Wieloprzyczynowość wysokoenergetycznych wstrząsów górniczych Multisources of high-energy mine tremors occuring during longwall mining of coal seam in varied geological and mining conditions Mgr Małgorzata Knopik* ) Prof. dr hab. inż. Wacław M. Zuberek* ) Dr Łukasz Wojtecki** ) Treść: Analiza mechanizmu ogniska wstrząsu pozwala odtworzyć sposób destrukcji górotworu w strefie ogniskowej. Najbardziej prawdopodobne mechanizmy powstawania zjawisk sejsmicznych można określić dzięki metodzie inwersji tensora momentu sejsmicznego. Poznanie procesów zachodzących w ogniskach wysokoenergetycznych wstrząsów towarzyszących eksploatacji górniczej umożliwia poprawniejszą ocenę zagrożenia tąpaniami metodą sejsmologiczną. W artykule zostały przedstawione wyniki analizy mechanizmów ognisk wysokoenergetycznych wstrząsów (o energii sejsmicznej 10 5 J), powstałych podczas eksploatacji ścianowej pokładu 510 prowadzonej w jednej z kopalń GZW. Obliczone mechanizmy ognisk wstrząsów były skorelowane z występującymi w rejonie objętej badaniami ściany warunkami górniczo-geologicznymi. W mechanizmie ognisk analizowanych wstrząsów dominowała składowa ścinająca. Czynnikami odpowiedzialnymi za powstawanie najsilniejszych wstrząsów były przemieszczenia na uskokach, pękanie grubej warstwy piaskowca zalegającej nad eksploatowanym pokładem oraz zmiana równowagi naprężeniowej w filarze dla przekopów skrzydłowych spowodowana prowadzoną eksploatacją. W ogniskach kilku wstrząsów za frontem ściany stwierdzono także występowanie mechanizmu implozyjnego, wskazującego na destrukcję skał stropowych w wyniku tworzenia się zawału. Abstract: An analysis of the tremor source mechanism allows to reconstruct the way of rock mass destruction in the focus zone. The most probable ways of seismic events generation may be determined using the seismic moment tensor inversion method. Understanding the processes which take place in the high-energy tremors foci enables a proper assessment of the rockburst hazard with the use of seismological method. In this paper the results of the analysis of the focal mechanism of high-energy tremors (about seismic energy 105 J) generated during longwall mining of the coal seam 510 in one of the hard coal mines in the Upper Silesian Coal Basin are presented. The determined tremors source mechanisms were correlated with geological and mining conditions occurring in the area of the investigated longwall. In the source mechanism of the analyzed mine tremors the shear component predominated. Dislocations on faults, cracking of thick layer of sandstone above the exploited coal seam and change of stress equilibrium in pillar for flank drifts caused by the investigated longwall were factors responsible for high-energy tremors occurrence. In the sources of some tremors behind the longwall mechanism of implosion also occurred, which may indicate the destruction of roof rocks because of caving formation. Słowa kluczowe: wstrząsy górnicze, mechanizm ognisk, tensor momentu sejsmicznego Key words: mine tremors, focal mechanism, seismic moment tensor 1. Wprowadzenie Eksploatacji pokładów węgla kamiennego często towarzyszą wstrząsy górotworu, w tym także wstrząsy wysokoenergetyczne. W warunkach GZW występują wstrząsy związane * ) Uniwersytet Śląski, Wydział Nauk o Ziemi, ** ) Kompania Węglowa S.A., Katowice bezpośrednio z prowadzoną eksploatacją, których energia sejsmiczna i liczba jest właściwa dla określonych warunków geologiczno-górniczych. W warunkach szczególnych (resztki, krawędzie, uskoki) występują wstrząsy incydentalne, których energia sejsmiczna przeważnie jest większa od wspomnianych wcześniej. Wstrząsy te są również związane z prowadzoną eksploatacją. Sporadycznie występują wstrząsy regionalne (o energii sejsmicznej rzędu 10 8-10 9 J), które są

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 13 rezultatem całokształtu przeprowadzonych robót w danym rejonie, a których przyczyn nie udaje się jednoznacznie powiązać z robotami aktualnie prowadzonymi lub których udział w sprowokowaniu takich wstrząsów nie pozostaje w żadnej proporcji do wartości wyzwolonej energii sejsmicznej [13]. Poznanie procesów odpowiedzialnych za występowanie wstrząsów górotworu, a w szczególności wstrząsów wysokoenergetycznych podczas prowadzonej eksploatacji górniczej umożliwia poprawniejszą ocenę stanu zagrożenia tąpaniami metodą sejsmologiczną. Wyznaczenie mechanizmów odpowiedzialnych za powstawanie wstrząsów górotworu jest możliwe dzięki metodzie inwersji tensora momentu sejsmicznego. Metoda inwersji tensora momentu sejsmicznego była stosowana początkowo w sejsmologii ogólnej. Znalazła ona jednak szerokie zastosowanie do analizy wstrząsów górniczych [6, 10, 5, 17, 15, 11, 12, 14, 9, 16]. Metodę inwersji tensora momentu sejsmicznego zastosowano dla wysokoenergetycznych wstrząsów (o energii sejsmicznej 10 5 J) indukowanych podczas eksploatacji ścianowej pokładu 510 w jednej z kopalń GZW, dzięki czemu określono najbardziej prawdopodobny mechanizm powstawania tych wstrząsów. Uzyskane wyniki powiązano z lokalnymi warunkami górniczymi. 6 miesięcy eksploatacji, prowadzonej w zmiennych warunkach górniczo-geologicznych. 3. Aktywność sejsmiczna w rejonie objętej badaniami ściany W przyjętym oknie czasowym, tj. przez pierwsze 6 miesięcy biegu ściany, w rejonie objętej badaniami ściany wystąpiło w sumie 996 wstrząsów o sumarycznej energii 6 10 7 J, w tym 996 wstrząsów o energii rzędu 10 2 J, 422 wstrząsów o energii rzędu 10 3 J, 96 wstrząsów o energii rzędu 10 4 J, 21 wstrząsów o energii rzędu 10 5 J, 6 wstrząsów o energii rzędu 10 6 J i 1 wstrząs o energii rzędu 10 7 J (rys. 1). Przeważająca większość wysokoenergetycznych wstrząsów koncentrowała się za frontem ściany. W analizowanym okresie ściana uzyskała około 225 m postępu. 2. Warunki górniczo-geologiczne w rejonie badanej ściany Objęta badaniami ściana prowadzona była na zawał w warstwie przystropowej pokładu 510 w kierunku z zachodu na wschód. Rozciągłość warstw w rejonie projektowanej ściany posiada kierunek od WSW-ENE do WNW-ESE przy upadzie rzędu 8º-19º. Miąższość pokładu 510 w tym rejonie waha się od 5,3 m do 8,1 m. Największe miąższości pokładu 510 (do 8,10 m) występowały we wschodniej oraz północnej części wybiegu ściany, a najmniejsze miąższości pokładu (w granicach 5,3-6,5 m, związane ze strefami zaburzeń tektonicznych) występowały w środkowej oraz południowo-zachodniej części wybiegu ściany. Głębokość zalegania pokładu 510 w tym rejonie osiągała maksymalnie 910 m. W spągu pokładu 510 występuje łupek ilasty, łupek piaszczysty oraz piaskowiec drobnoziarnisty. W stropie pokładu 510 występują: łupek piaszczysty, piaskowiec drobnoziarnisty, łupek piaszczysty oraz łupek ilasty o sumarycznej miąższości nieprzekraczającej 13 m, powyżej których zalega pokład 507. W odległości od około 70 m nad pokładem 510 występują grube warstwy piaskowca o dużej wytrzymałości, które łącznie z występującymi między nimi warstwami łupków piaszczystych i ilastych mają miąższość dochodzącą do 60 m. W początkowej i środkowej części wybiegu analizowanej ściany występowały strefy zaburzeń tektonicznych w postaci serii uskoków o przebiegu od SW-NE do WNW-ESE. Zrzut uskoków waha się od 0,2 m do 5,5 m, a nachylenie płaszczyzn uskokowych zawiera się w przedziale od około 20 do około 85. Ściana rozpoczynała swój bieg w rejonie filara dla przekopów skrzydłowych, w sąsiedztwie uskoku o zrzucie 25 m i przebiegu NW-SE, a następnie była prowadzona wzdłuż zrobów wytworzonych w górnym piętrze ścianowym. Pole objętej badaniami ściany w całości znajdowało się pod wcześniej wybranym pokładem 507. Wcześniej dokonano tutaj również eksploatacji pokładu 502, zalegającego w odległości około 126 m nad pokładem 510. Na wybiegu analizowanej ściany występowała jednak resztka o nieregularnym kształcie wytworzona w pokładzie 501, zalegającym w odległości około 140 m nad pokładem 510. Eksploatacja pokładu 510 przedmiotową ścianą trwała w sumie około 16 miesięcy. W artykule przeanalizowano mechanizmy ognisk wysokoenergetycznych wstrząsów powstałych w okresie pierwszych Rys. 1. Rozkład aktywności sejsmicznej w rejonie objętej badaniami ściany (w przyjętym oknie czasowym) Fig. 1. Seismic activity distribution in the region of the investigated longwall (in the determined time window) 4. Podstawy wyznaczania mechanizmu ognisk wstrząsów Ważnym osiągnięciem w sejsmologii górniczej jest możliwość tworzenia sejsmologicznych modeli i mechanizmów ognisk wstrząsów górotworu spowodowanych eksploatacją górniczą [11]. Jako podstawowy mechanizm w punktowym źródle wstrząsu (ognisko) przyjmuję się układ odpowiednio ukierunkowanych dipoli sił. Zakłada się, że 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 [15], 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 [12]. W ogniskach wstrząsów indukowanych eksploatacją górniczą, oprócz najczęstszych procesów ścinania, mogą występować także inne mechanizmy [10], co zostało przedstawione na rysunku 2.

14 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Rys. 2. Powstawanie wstrząsów w różnych sytuacjach górniczych [7]: 1 zawał, 2 pękanie filara, 3 tensyjne pękanie stropu nad wyrobiskiem, 4 pękanie normalne w stropie, 5 pękanie odwrócone przy maksymalnych naprężeniach poziomych, 6 odwrócone pęknięcie połogie wskutek rozwarstwienia stropu Fig. 2. Schematic diagram of possible ways in which mine-induced tremors can occur [5]: 1 cavity collapse, 2 pillar burst, 3 tensional fault in roof rocks, 4 normal fault, 5 thrust fault in condition of maximal horizontal stress, 6 shallow (near horizontal) thrust faulting 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]. Tensor momentu sejsmicznego można przedstawić w sposób graficzny jako układ dziewięciu par sił równoważnych M ij działających w ognisku wstrząsu (rys. 3). Natomiast w zapisie cyfrowym przedstawiany jest jako macierz 9 składowych tensora M(M ij ). 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. Następnie przeprowadza się dekompozycję tensora momentu sejsmicznego na część izotropową (opisującą zmiany objętościowe w źródle) oraz dewiatorową, którą można dalej rozłożyć na liniowy skompensowany dipol wektorowy (CLVD) i podwójną parę sił (DBCP). Jest to najczęściej przyjmowany opis źródła sejsmicznego w górnictwie [5, 10, 11, 12, 16]. Niestety ta część dekompozycji jest niejednoznaczna. 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). W przypadku pełnego tensora momentu sejsmicznego, 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. Stosując metodę inwersji momentu sejsmicznego otrzymuje się procentowy udział w mechanizmie wstrząsu trzech składowych tensora: składowej izotropowej I, składowej CLVD i składowej ścinającej DBCP [6, 17]. 6. Wyniki obliczeń mechanizmu ognisk wysokoenergetycznych wstrząsów Rys. 3. Układ dziewięciu par sił równoważnych M ij działających w ognisku wstrząsu [1] Fig. 3. The model of nine possibile pair of forces, equivalent to M ij, acting at a seismic source [1] Obliczenia tensora momentu sejsmicznego zostały wykonane w programie FOCI [8] w oparciu o inwersję amplitud pierwszych wstąpień fali P, przy uwzględnieniu kierunków pierwszych wychyleń w domenie czasu. Na podstawie zapisów kopalnianej sieci sejsmologicznej obliczono mechanizmy ognisk wysokoenergetycznych wstrząsów w rejonie

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 15 przedmiotowej ściany w okresie pół roku od jej uruchomienia. Stanowiska sejsmometryczne były rozmieszczone równomiernie i optymalnie wokół objętej badaniami ściany. Błąd wyznaczenia epicentrum wstrząsu osiągał maksymalnie wartość około 35 m, natomiast błąd wyznaczenia hipocentrum wstrząsu w rejonie wytypowanej ściany był większy i w skrajnych przypadkach osiągał wartość ponad 60 m. Przedstawione oszacowania błędów określono w oparciu o prace Drzęźli (1992) oraz Drzęźli i Dubińskiego (2001), przyjmując dokładność wyznaczenia pierwszego wstąpienia fali podłużnej na poziomie 5 ms. Prędkość rozchodzenia się fali podłużnej przyjęto na poziomie 4000 m/s. Przyjęto zatem poprawne określenie poziomych współrzędnych ognisk objętych badaniami wstrząsów. Dokonano natomiast udokładnienia składowej pionowej ognisk tych wstrząsów w programie FOCI [8], przyjmując rozwiązanie tensora momentu sejsmicznego dla największej wartości współczynnika jakości rozwiązania, uwzględniającego konfigurację stanowisk oraz najmniejszego błędu jego wyznaczenia. Odpowiednio zakładając zmienną głębokość ognisk wstrząsów uzyskano każdorazowo najlepsze rozwiązanie tensora momentu sejsmicznego. Błąd wyznaczenia najlepszego rozwiązania tensora momentu sejsmicznego był mniejszy średnio o około 30% (w skrajnych przypadkach nawet o około 60%) w porównaniu do błędu wyznaczenia tensora momentu sejsmicznego dla głębokości ogniska przed jej udokładnieniem. Współczynnik jakości rozwiązania wykazywał mniejszą zmienność, w większości przypadków do kilku procent. Wyniki obliczeń mechanizmów wysokoenergetycznych wstrząsów, jakie wystąpiły w okresie pierwszych 6 miesięcy biegu objętej badaniami ściany, w zmiennych warunkach górniczo-geologicznych zebrano w tabeli 1. Dominującym typem mechanizmu analizowanych ognisk wstrząsów wysokoenergetycznych był mechanizm poślizgowy (blisko 89%). Ogniska tych wstrząsów zawierały od ponad 41% do ponad 89% składowej ścinającej (średnio około 61%). Udział składowej izotropowej I w ogniskach tych wstrząsów wynosił średnio około 20%, a składowej CLVD około 19%. Dominujący był tutaj mechanizm poślizgowy normalny (75% przypadków), natomiast w 25% ognisk wstrząsów o mechanizmie poślizgowym przemieszczenie następowało na uskoku odwróconym. W około 11% analizowanych ognisk wstrząsów stwierdzono występowanie mechanizmu implozyjnego. Sytuacja taka dotyczyła wstrząsów o mniejszych energiach, tj. do maksymalnie 5 10 5 J. Udział składowej I był tutaj największy i wynosił średnio około 45%. Udział składowej CLVD (jednoosiowego ściskania) w ogniskach tych wstrząsów był nieznacznie mniejszy i wynosił średnio około 41%. Składowa ścinająca DBCP miała w ogniskach tych wstrząsów najmniejszy udział średnio około 14%. Tabela 1. Parametry sejsmologiczne i mechanizmu ognisk wysokoenergetycznych wstrząsów Table 1. Seismological and focal mechanism parameters of high-energy tremors Lp. Data Godzina Energia, J Odległość od frontu ściany, m 1 Współrzędna Z, m² Parametry płaszczyzn nodalnych 3 Składowe tensora, % ФA/δA λa ФB/δB λb I CLVD DBCP Typ mechanizmu 4 1. 2012-11-13 03:07 4.0E+5-20 -513 152,0/82,7 79,6 27,3/12,7 144,6 22.7 14 63.3 RE 2. 2012-11-17 10:27 9.0E+5-30 -502 154,9/84,3 81,1 32,6/10,5 147,3 19 9.6 71.3 RE 3. 2012-11-20 10:41 3.0E+6-70 -529 15,1/49,1 114,0 161,0/46,3 64,9 22 22 56 RE 4. 2012-11-27 22:26 1.0E+7-100 -555 253,3/69,2-101,9 103,9/23,8-61,6-19.2-8.4 72.3 NO 5. 2012-12-16 05:39 9.0E+5-110 -633 324,5/77,5-83,1 115,5/14,2-118,2 6.7 14.4 78.9 NO

16 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 6. 2012-12-21 07:56 2.0E+6-90 -516 347,2/86,6-85,5 113,8/5,6 143,2-1.1-9.8 89.1 NO 7. 2012-12-23 19:46 9.0E+6-20 -511 174,2/88,2-98,6 72,9/8,8-11,5-22.2-23.1 54.7 NO 8. 2013-01-11 16:35 9.0E+5-110 -576 278,2/55,6-87,7 94,2/34,5-93,3-37.9-18.2 43.9 NO 9. 2013-01-11 23:21 4.0E+6-20 -628 17,3/81,6 94,5 169,0/9,5 62,0 8.6 4.6 86.8 RE 10. 2013-01-19 02:23 5.0E+5-20 -635 152,8/56,5-91,4 335,5/33,5-87,9-43.4-38.5 18.1 IMPL 11. 2013-01-24 02:38 9.0E+6-50 -609 184,6/83,2-96,2 47,4/9,2-47,6-23.5 24 52.5 NO 12. 2013-02-02 15:44 8.0E+5-20 -551 211,4/85,8-110,0 110,0/20,4-12,1-23.8-21.6 54.6 NO 13. 2013-02-06 20:33 9.0E+5-70 -569 181,9/83,1 94,8 36,6/8,4 55,5-29 -29.9 41.1 NO 14. 2013-02-16 22:23 7.0E+5 40-515 12,0/64,9 102,9 163,8/28,0 64,6 28 27.9 44.1 RE 15. 2013-02-19 06:22 8.0E+5-30 -523 187,1/89,6-84,5 280,8/5,5-176,2-12 -16.4 71.5 NO 16. 2013-03-02 02:38 1.0E+6 20-543 216,8/87,1-102,8 114,3/13,1-12,8-18.1-35.4 46.5 NO

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 17 17. 2013-03-06 03:28 8.0E+5 30-550 13,5/65,3-76,9 164,4/27,8-116,2-23.7-19.8 56.5 NO 18. 2013-03-08 22:26 8.0E+5-50 -553 33,0/76,1-73,6 162,2/21,4-138,7-16.6-7.2 76.2 NO 19. 2013-03-11 21:30 8.0E+5-30 -569 20,5/62,4-73,0 167,1/32,1-119,2-29.2-24.4 46.4 NO 20. 2013-03-14 17:40 4.0E+5-30 -514 45,5/78,0-71,6 167,6/21,9-146,0-21.3-15.1 63.6 NO 21. 2013-03-15 20:49 9.0E+5-60 -544 28,1/84,2-81,0 150,7/10,7-147,0 0.8 16.9 82.3 NO 22. 2013-03-19 12:28 4.0E+5-130 -560 152,1/78,0-106,0 27,9/21,9-36,2-21.9-12.1 66 NO 23. 2013-03-23 15:14 9.0E+5 30-500 35,8/74,2 102,8 176,0/20,2 52,0 20.2 15.2 64.6 RE 24. 2013-04-01 16:16 3.0E+5 40-575 154,7/66,5-94,5 345,8/23,9-79,8-42.7-34.2 23.1 IMPL 25. 2013-04-05 17:43 9.0E+5-10 -543 248,2/69,4-108,6 111,8/27,5-49,7-27.3-21.1 51.6 NO 26. 2013-04-15 20:40 2.0E+5-180 -588 103,1/58,3-68,1 245,7/37,9-121,1-48.4-49.7 1.8 IMPL 27. 2013-04-29 18:09 5.0E+5-150 -537 16,1/68-84,3 181/22,7-103,9-33.9-28.2 37.9 NO 1 - za frontem ściany, + przed frontem ściany, 2 głębokość ognisk określona z dopasowania rozwiązania wg programu FOCI, 3 ΦA, ΦB azymuty płaszczyzn nodalnych A, B, δa, δb upady płaszczyzn nodalnych A, B, λa, λb kąty poślizgu związane z płaszczyznami nodalnymi A, B (wyrażone w stopniach), 4 typ mechanizmu: NO poślizgowy normalny, RE poślizgowy odwrócony, IMPL implozja.

18 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Początkowo występujące wysokoenergetyczne wstrząsy (1-3) związane były najprawdopodobniej z naruszeniem równowagi naprężeniowej występującej w filarze dla przekopów skrzydłowych, wytworzonej podczas wieloletniej i wielopokładowej eksploatacji. Wstrząsy te lokalizowały się w caliźnie, za frontem ściany. Wstrząsy te cechowały się mechanizmem poślizgowym odwróconym, a udział składowej ścinającej wynosił średnio około 64%. W rozwiązaniach mechanizmów tych ognisk azymut jednej z płaszczyzn nodalnych korelował się wyraźnie z krawędziami eksploatacyjnymi wytworzonymi w pokładach wyżej zalegających i zawierał się w przedziale od 152º-161º. Upad rozpatrywanych płaszczyzn nodalnych zawierał się w przedziale od ponad 46º do około 84º. Wystąpienie wysokoenergetycznych wstrząsów 4-6 i 8 wiązało się najprawdopodobniej z uaktywnieniem się uskoku o zrzucie 25 m w wyniku rozpoczętej eksploatacji. Wstrząs nr 4 o energii 1 10 7 J, był najsilniejszym w rejonie analizowanej ściany. Udział składowej ścinającej w ogniskach ww. wstrząsów wynosił średnio około 71%, a przemieszczenie następowało zgodnie z otrzymanym mechanizmem na uskoku normalnym. Azymut jednej z płaszczyzn nodalnych tych wstrząsów (średnio około 300º) pokrywał się w dużym stopniu z przebiegiem uskoku o zrzucie 25 m, tj. NW-SE. Upad rozpatrywanych płaszczyzn nodalnych zawierał się w przedziale od około 56º do około 87º (średnio 72º). Przemieszczenie mas skalnych dla rozpatrywanych płaszczyzn nodalnych było zgodne ze zrzutem uskoku 25 m. Po uzyskaniu przez ścianę około 40 m postępu wystąpił pierwszy wstrząs związany najprawdopodobniej z pęknięciem w grubej warstwie piaskowca (wstrząs nr 7). Kolejne tego typu wstrząsy występowały systematycznie podczas dalszego biegu ściany, w analizowanym oknie czasowym (wstrząsy nr 11, 13, 15, 17-22, 27). Uwzględniając typ mechanizmu ognisk oraz ich głębokość, a także parametry jednej z płaszczyzn nodalnych można stwierdzić, iż wymienione wstrząsy związane były z typowymi procesami destrukcji górotworu, zachodzącymi w wyniku pękania grubej warstwy piaskowca, powodowanymi postępem ściany. W ogniskach tych wstrząsów udział składowej ścinającej wynosił średnio około 59%. Azymut rozciągłości jednej z płaszczyzn nodalnych korelował się wyraźnie z frontem ściany, tj. zawierał się w przedziale od blisko 151 do ponad 187. Upad rozpatrywanych płaszczyzn nodalnych wynosił średnio około 51. Przemieszczenie następowało w kierunku wytwarzanych zrobów (kąt poślizgu płaszczyzn nodalnych- λ zawierał się w przedziale od -84,5 do -147, średnio około -114 ). Po okresie rozruchu ściany, w jej rejonie wystąpiły również 3 wstrząsy (nr 9, 14, 23) o mechanizmie poślizgowym odwróconym. Wstrząsy te lokalizowały się stosunkowo blisko frontu ściany, tj. od -20 m za do 40 m przed frontem ściany. Azymut rozciągłości jednej z płaszczyzn nodalnych korelował się wyraźnie z frontem ściany (od około 164 do około 176 ). Upad rozpatrywanych płaszczyzn nodalnych zawierał się w przedziale od około 10 do około 28. W ogniskach tych wstrząsów doszło najprawdopodobniej do połogiego, odwróconego pęknięcia wskutek rozwarstwienia stropu. Co świadczy o wysokiej składowej poziomej naprężeń. Spośród zarejestrowanych w analizowanym oknie czasowym wysokoenergetycznych wstrząsów dwa z nich, tj. nr 16 i 25 prawdopodobnie były związane z występowaniem w polu ściany strefy zaburzeń tektonicznych w postaci serii uskoków o przebiegu od SW-NE do WNW-ESE i zrzucie do 5,5 m oraz o nachyleniu płaszczyzn uskokowych w przedziale od około 20 o do około 90 o. W rejonie tej strefy górotwór najprawdopodobniej był znacznie osłabiony. W ogniskach wspomnianych wstrząsów przemieszczenie następowało na uskoku normalnym, a udział składowej ścinającej wynosił odpowiednio 46,5º i 51,6º. Udział implozji oraz jednoosiowego ściskania również był wyraźny w ogniskach tych wstrząsów. Azymut jednej z płaszczyzn nodalnych tych wstrząsów, pokrywał się w dużym stopniu z przebiegiem wspomnianej strefy zaburzeń tektonicznych (odpowiednio 217º i 248º). Upad rozpatrywanych płaszczyzn nodalnych wynosił odpowiednio około 69º i około 87º. Spośród analizowanych wstrząsów jeden z nich, tj. wstrząs nr 12 wystąpił znacznie na północ od pola ściany, w zrobach wyeksploatowanego górnego piętra ścianowego, w rejonie krawędzi pokładu 501 oraz krawędzi pokładu 506, zalegającego w odległości około 45 m nad pokładem 510. Analiza mechanizmu ogniska wykazała, że dominowało tutaj ścinanie (54,6%). Udział implozji i jednoosiowego ściskania kształtował się na podobnym poziomie, tzn. 23,8% oraz 21,6%. Azymut jednej z płaszczyzn nodalnych, pokrywał się w dużym stopniu z przebiegiem zaszłości eksploatacyjnych, w rejonie których ognisko wstrząsu zostało zlokalizowane (211º). Upad wspomnianej płaszczyzny nodalnej wynosił około 86º. Uwzględniając lokalizację ogniska wstrząsu, w tym głębokość ogniska określoną z dopasowania rozwiązania według programu FOCI oraz samo rozwiązanie mechanizmu ogniska, można przypuszczać, iż doszło tutaj do pęknięcia we wstrząsogennej warstwie piaskowca, wskutek naruszenia równowagi naprężeniowej w rejonie pozostawionych zaszłości eksploatacyjnych w pokładach wyżej zalegających w wyniku prowadzonej eksploatacji. Podczas prowadzonej eksploatacji stwierdzono wyraźny udział czynników geologiczno-górniczych występujących w rejonie objętej badaniami ściany na proces powstawania wysokoenergetycznych wstrząsów. Położenie epicentrów wysokoenergetycznych wstrząsów, które wystąpiły w rejonie objętej badaniami ściany, w przyjętym oknie czasowym przedstawiono na mapie pokładu 510 (rys. 4). 7. Podsumowanie Badania mechanizmu ognisk wstrząsów umożliwiają poznanie najbardziej prawdopodobnych przyczyn powstawania wysokoenergetycznych wstrząsów górotworu oraz wyciągnięcia wniosków o stanie naprężeń w górotworze podczas prowadzonej eksploatacji ścianowej. Wiedza ta może być przydatna zarówno w poprawniejszej ocenie stanu zagrożenia tąpaniami metodą sejsmologiczną, jak i ustalaniu odpowiednich kroków w ramach aktywnej profilaktyki przeciw tąpaniowej. Przeprowadzone badania pozwoliły ustalić prawdopodobny przebieg procesów odpowiedzialnych za powstawanie wysokoenergetycznych wstrząsów indukowanych eksploatacją pokładu 510 wytypowaną ścianą, w zróżnicowanych warunkach górniczo-geologicznych. Eksploatacja w skomplikowanych warunkach górniczo- -geologicznych skutkowała wieloźródłowością wysokoenergetycznych wstrząsów górniczych. Występowanie wstrząsów związane było w początkowym okresie z uaktywnieniem się uskoku o zrzucie 25 m oraz z naruszeniem równowagi naprężeniowej w filarze dla przekopów skrzydłowych, tj. z czynnikami występującymi poza polem objętej badaniami ściany. W dalszym okresie wstrząsy wysokoenergetyczne powstawały głównie w polu ściany, w związku z procesami pękania wstrząsogennej warstwy piaskowca zalegającej w znacznej odległości nad eksploatowanym pokładem. Wstrząsy powstawały również w wyniku tworzenia się zawału skał stropowych oraz naruszenia równowagi naprężeniowej w rejonie zaszłości eksploatacyjnych w pokładach wyżej zalegających.

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 19 Rys. 4. Położenie epicentrów wysokoenergetycznych wstrząsów na mapie pokładu 510 Fig. 4. Location of epicenters of high-energy tremors on the map of the coal seam no. 510 Obserwacja zmienności mechanizmu ognisk wstrząsów w korelacji z warunkami górniczo-geologicznymi podczas prowadzonej eksploatacji umożliwiła rozpoznanie źródeł zagrożenia sejsmicznego. Literatura 1. Aki K., Richards P. G.: Quantitative Seismology Theory and Methods, W.H. Freeman & Co., vol. 1, 2, San Francisco, 1980. 2. Backus G., Mulcahy M.: Moment Tensor and Other Phenomenological Description of Seismic Sources, Geophys. J. R. Astr. Soc., 1976, s. 341-361. 3. Drzęźla B.: Teoretyczne i praktyczne zasady oceny błędów lokalizacji ognisk wstrząsów oraz projektowania sieci sejsmometrów, Materiały III Szkoły Geofizyki Górniczej, Śląskie Wydawnictwo Techniczne, Katowice 1992, s. 126-141. 4. Drzęźla B., Dubiński J.: Lokalizacja ognisk wstrząsów górniczych, w: Badania geofizyczne w kopalniach, praca zbiorowa pod red. J. Dubińskiego, Z. Pileckiego i W. M. Zuberka, Wydawnictwo IGSMiE PAN, Kraków 2001, s. 72-95. 5. Gibowicz S. J.: Mechanizm ognisk wstrząsów. Wstrząsy górnicze mechanizm, lokalizacja i energia, Szkoła Eksploatacji Podziemnej, Szczyrk 1995, s. 5-30. 6. Gibowicz S. J., Kijko A.: An introduction to mining seismology. Int. Geoph. Series, vol.55, Academic Press, San Diego, New York, 1994 p. 209-216. 7. Hasegawa H. S., Wetmiller R. J., Gendzwill D. J.: Induced Seismicity in Mines in Canada An Overview, PAGEOPH, Vol. 129, Nos. 3/4, 1989, s. 423-453. 8. Kwiatek G.: Foci tensor momentu sejsmicznego parametry spektralne. Opis programu, publikacja internetowa: www.sejsmologia-gornicza. pl/foci/download.php, 2009 9. Kwiatek G., Charalampidou E.-M., Dresden G., Stanchits S.: An improved method for seismic moment tensor inversion of acoustic emission through assessment of sensor coupling and sensitivity to incidence angle, Int. J. Rock Mech. Min. Sci., Vol. 65, 2014, s. 153-161. 10. Marcak H., Zuberek W. M.: Geofizyka górnicza, Śląskie Wydawnictwo Techniczne, Katowice 1994, s. 143-150. 11. Stec K.: Metody wyznaczania mechanizmu ognisk wstrząsów, Prace Naukowe GIG Górnictwo i Środowisko, 2009a, Nr 4/1, s. 223-237 12. Stec K.: Mechanizm ogniska wstrząsu i metody jego wyznaczania, Warsztaty z cyklu Zagrożenia naturalne w górnictwie, 2009b, s. 287-305. 13. Stec K., Patyńska R., Konopko W.: Próba zweryfikowania zapisów względnej aktywności górotworu generowanej robotami górniczymi w GZW w latach 1988-1998, Prace Naukowe GIG, Górnicze Zagrożenia Naturalne 2011, nr 4/2, s. 451-454. 14. Stec K., Wojtecki Ł.: Charakterystyka mechanizmu ognisk wstrząsów górotworu związanych z eksploatacją pokładu 510 ścianą 502 w Kopalni Węgla Kamiennego Bielszowice, w: Prace Naukowe GIG, Górnicze Zagrożenia Naturalne 2011, s. 61-77. 15. Wiejacz P.: Badania mechanizmów wstrząsów górniczych w Polsce, w: Badania geofizyczne w kopalniach, praca zbiorowa pod red. J. Dubińskiego, Z. Pileckiego, W. M. Zuberka, Wydawnictwo IGSMiE, Kraków 2001, s. 25-33. 16. Wojtecki Ł., Talaga A., Mendecki M. J., Zuberek M. W.: The Estimation of the Torpedo Blasting Effectiveness Based on the Analysis of the Focal Mechanisms of Induced Mining Tremors in Bielszowice Coal Mine, EUROCK 2013: Rock Mechanics for Resources, Energy and Environment, CRC Press, Taylor & Francis Group, 2013, s. 769-774. 17. Zuberek W.M., Dubiel R., Pierwoła J.: Tensor momentu sejsmicznego wstrząsów górniczych i tąpnięć z rejonu siodła głównego GZW, Materiały Szkoły Eksploatacji Podziemnej, Kraków 1998, s. 383-393.

20 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 UKD 622.333: 622.83/.84: 001.891.5 Charakterystyka tąpaniowo-energetyczna dla danych zarejestrowanych w GZW aktualizacja do 2013 roku Rockburst-energy characteristics for data registered in the GZW update to 2013 Dr inż. Iwona Gołda* ) Treść: W artykule zaprezentowana została aktualna postać punktowa charakterystyki tąpaniowo-energetycznej, wyznaczona na podstawie archiwalnych danych dotyczących wstrząsów i tąpnięć zarejestrowanych w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym (GZW) w latach 1999-2013. Punktowa charakterystyka tąpaniowo-energetyczna w całej pracy interpretowana jest jako warunkowe, średnie prawdopodobieństwo tąpnięcia, gdzie warunek stanowi wystąpienie wstrząsu o energii E większej od pewnej przyjętej wartości energii E 1, natomiast średnie, ponieważ jest to wartość średnia zmiennej losowej i podkreśla to symbol kreski nad tą zmienną. W pracy zaprezentowano charakterystyki dla okresów pięcioletnich oraz dziesięcioletnich, których graficzna postać przedstawia zmienną w czasie zależność pomiędzy liczbą wstrząsów a liczbą tąpnięć. Abstract: This paper presents the current version of point rockburst-energy characteristics, defined on the basis of the archival tremors and rockburst data registered in the Upper Silesian Coal Basin (GZW) during 1999-2013. In this paper, point rockburst-energy characteristics are interpreted as the conditional, average probability of rockburst, where the occurrence with energy tremor E, larger than the assumed value of energy, is the condition, average because it is an average value of a random variable and it is highlighted with a line symbol under this variable. The paper presents rockburst-energy characteristics for periods of five and ten years, which present a time-changed relationship between the number of tremors and the number of rockburst in graphical form. Słowa kluczowe: wstrząs, tąpnięcie, prawdopodobieństwo Key words: tremor, rockburst, probability 1. Wprowadzenie Tąpnięcia oraz wstrząsy górnicze stanowią nierozłączny element górnictwa i wpływają na powszechnie występujące zagrożenie sejsmiczne i tąpaniami w podziemnych zakładach górniczych. Liczba wstrząsów oraz tąpnięć, ich energia czy lokalizacja, jak wiadomo, wynika m.in. ze wzrostu głębokości na jakiej prowadzone są prace, zaszłości eksploatacyjnych oraz warunków geologicznych i powierzchniowych powodujących tzw. eksploatację skrępowaną. W obszarze GZW głównymi rejonami wzmożonej aktywności sejsmicznej jest niecka bytomska, siodło główne, niecka kazimierzowska, niecka główna, niecka jejkowicka i sfałdowania Jastrzębia. Rejony te charakteryzują się głębokim zaleganiem pokładów węgla, które otoczone są dodatkowo kompleksami wytrzymałego piaskowca o różnorodnej tektonice [13]. Jak podaje Patyńska [11] w roku 2013 spośród 29 kopalń prowadzących wydobycie na obszarze GZW aż 21 z nich eksploatowało pokłady zaliczane do zagrożonych tąpaniami. Podkreślić należy, że 48,25% całkowitego wydobycia w GZW pochodziło właśnie z pokładów zagrożonych tąpaniami, a w przypadku takich kopalń jak Bobrek-Centrum, Pokój, Bielszowice oraz * ) Politechnika Śląska, Gliwice Rydułtowy-Anna całość wydobycia pochodziła z pokładów zagrożonych tąpaniami. Temat związany z zagrożeniem sejsmicznym oraz tąpaniami jest ciągle aktualny i wymagający analizy, zapewne prowadzącej do polepszenia stanu wiedzy w tym zakresie. Na podstawie statystyki dotyczącej wstrząsów oraz tąpnięć zaprezentowanej w Raporcie rocznym o stanie podstawowych zagrożeń naturalnych i technicznych w górnictwie węgla kamiennego [11] zauważyć można, że w roku 2013 w porównaniu do lat wcześniejszych spadła liczba tąpnięć, lecz jednocześnie zwiększyła się liczba wstrząsów, co powoduje, że relacja pomiędzy wstrząsem a tąpnięciem (zarówno w kontekście ilościowym, jak i energetycznym) uległa zmianie. Wiadomo jednocześnie, że wstrząs górniczy (m.in. jego siła w postaci energii) jest warunkiem niezbędnym, aby doszło do tąpnięcia [3], stąd też podczas analizy sejsmicznego zagrożenia tąpnięciem Z ST lub też zagrożenia tąpnięciem Z T istotną rolę odgrywa m.in. charakterystyka tąpaniowo-energetyczna, która prezentuje zależność ilościowo-energetyczną pomiędzy zdarzeniami jakimi są wstrząsy górnicze a zdarzeniami jakimi są tąpnięcia. Istotność corocznej aktualizacji takiej zależności w oparciu o nowe dane wydaje się bezsporna i to właśnie jest celem artykułu.

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 21 2. Definicje oraz ich interpretacja Przyjmuje się, że tąpnięcie jest zdarzeniem dychotomicznym, ponieważ wystąpi lub też nie. W literaturze światowej prawdopodobieństwo takich zdarzeń aproksymowane jest zazwyczaj za pomocą krzywej logistycznej [2], [10]. W całej pracy przyjmuje się, że warunkowe, prawdopodobieństwo tąpnięcia P(T E E 1 ) wskutek wstrząsu o energii E większej od pewnej przyjętej wartości E 1, zapisać można w postaci [15] P(T E E 1 ) = (1 + exp[ α(loge 1 β)]) 1 (1) gdzie: E 1 warunek tąpnięcia w postaci wybranej wartości energii wstrząsu, np. tzw. energii zagrażającej; α i β parametry wyznaczane empirycznie metodą regresji liniowej. Ponadto wykazać można, że wartości P z równania (1) zawierają się w przedziale <0,1> Równanie to może być też używane do aproksymacji prawdopodobieństwa. Zależność opisana równaniem (1) nazywana jest w dalszej części pracy charakterystyką tąpaniowo- -energetyczną, a procedura (np. minimalnokwadratowej) estymacji parametrów (α i β) tej charakterystyki kalibracją. W literaturze (patrz np. [14], [16], [17]) spotkać się można także z interpretacją charakterystyki tąpaniowo- -energetycznej jako warunkowego prawdopodobieństwa tąpnięcia wskutek wstrząsu o energii E z pewnego przyjętego przedziału E 1 E E. 2 Świadomość dwojakiej możliwości interpretacyjnej jest szczególnie istotna w przypadku wykorzystania warunkowego prawdopodobieństwa tąpnięcia do oceny/prognozy sejsmicznego zagrożenia tąpnięciem Z ST, co (w przypadku przewyższeń tj. E E ) przedstawić można w sposób następujący 1 P(T, E E 1 ) = P(E E 1 ) P(T E E 1 ) = Z S P(T E E 1 ) (1) gdzie: P(T, E E 1 ) Z ST sejsmiczne zagrożenie tąpnięciem [8] definiowane jako prawdopodobieństwo tąpnięcia wynikające wyłącznie z zagrożenia sejsmicznego wstrząsem o energii E E 1 i występujące pod warunkiem, że wstrząs ten wywoła tąpnięcie P(T E E 1 ); P(E E 1 ) Z S zagrożenie sejsmiczne definiowane jako prawdopodobieństwo przewyższenia, w określonym czasie i przestrzeni, energii E 1, możliwe do estymacji dzięki wykorzystaniu rozkładu Pareto (lub jego logarytmicznej formy rozkładu Gutenberga-Richtera) i przyjęciu założenia o poissonowskim charakterze emisji wstrząsów i ich odcinkowej stacjonarności (np. [7], [20], [21], [22]). Zapis równania (2) jest możliwy natomiast dzięki zastosowaniu podstawowych zasad rachunku prawdopodobieństwa, w szczególności pojęcia prawdopodobieństwa warunkowego oraz twierdzenia o iloczynie logicznym ( koniunkcji ) dwóch zdarzeń (np. tąpnięcia i wstrząsu o energii E E 1 ) [1], [6]. Z twierdzenia tego wynika że, chcąc uzyskać ocenę Z ST, należy estymować iloczyn: prawdopodobieństwa wystąpienia energii E E 1 (identyfikowanego w tej pracy z Z S ) i prawdopodobieństwa warunkowego P(T E E 1 ), że dana przestrzeń (klasa) prób spowoduje tąpnięcie [4], [16], [18]. Równanie (2) zapisać można również w analogiczny sposób dla przypadku uwzględniającego estymację zagrożeń/prawdopodobieństw dla przedziału energii, jednakże w zapisach oraz interpretacji pamiętać należy o spójności wnioskowania, a mianowicie: jeśli zagrożenie sejsmiczne Z S to prawdopodobieństwo przewyższenia energii P(E E 1 ), to prawdopodobieństwo warunkowe P(T E E 1 ) dotyczyć musi tego samego zakresu (przewyższenia) energii. Natomiast jeśli zagrożenie sejsmiczne Z S to prawdopodobieństwo wystąpienia energii z przedziału P(E 2 E E 1 ), to prawdopodobieństwo warunkowe P(T E 2 E E 1 ) dotyczyć musi tego samego przedziału energii. Powyższe warunkuje nie tylko interpretację, ale i graficzną postać charakterystyki tąpaniowo-energetycznej. W pracy zaprezentowana została postać charakterystyki tąpaniowo- -energetycznej dla przewyższeń. Pamiętać należy także, że estymator (2) przedstawia tylko część geofizyczną ogólnego estymatora zagrożenia tąpnięciem Z T, w którym uwzględnić można także inne czynniki kształtujące zagrożenie, takie jak głębokość eksploatacji H czy wytrzymałość skał na ściskanie R C [16], [17], [19]. 3. Kalibracja charakterystyki - ocena punktowa i probabilistyczna P(T E E 1 ) Kalibrację charakterystyki tąpaniowo-energetycznej otrzymujemy poprzez przekształcenie równania (1) do postaci Aby zwiększyć przejrzystość zapisu zastosować można zapis skrócony, gdzie: P(T E E 1 ) = P a α(loge 1 β) = K, co umożliwia przedstawienie równania (4) w następujący sposób (3) K = ln[(1 P) / P] (4) Równanie (4) w statystyce nazywane bywa przekształceniem lub też transformacją logistyczną (logitową), a w formie funkcji liniowej zapisane może być w postaci K = αlog E 1 + c (5) gdzie: c=α. β. Do kalibracji charakterystyki tąpaniowo-energetycznej konieczna jest statystyka związana z liczebnością wstrząsów oraz tąpnięć w poszczególnych klasach energetycznych, która prezentowana jest systematycznie w Raportach rocznych publikowanych przez Główny Instytut Górnictwa [11]. Prawdopodobieństwo P aproksymuje się ilorazem liczby tąpnięć N T i liczby wstrząsów N W na podstawie danych empirycznych, a następnie układając układ j równań liniowych z dwoma niewiadomymi (α i c) na podstawie (5), gdzie j to przyjęta liczba przedziałów energii ( przestrzeni prób ) a log E i oznacza dolną granicę danego przedziału. Tak powstały układ równań rozwiązany może być za pomocą układu macierzowego AY=K Y = (A T A) 1 A T K (6) gdzie: A T oznacza macierz transponowaną, (A T A) 1 macierz odwrotną iloczynu. Poniżej, w celu zilustrowania procedury kalibracji i graficznej interpretacji charakterystyki 1, zaprezentowano obliczenia wykonane na podstawie danych dotyczących wstrząsów i tąpnięć zarejestrowanych w GZW w latach 2004-2013 [11]. Na podstawie statystyki wstrząsów N W i tąpnięć N T z lat 2004-2013 w GZW, w oparciu o (4) sporządzono tabelę nr 1 1 Zaprezentowany sposób wyznaczania parametrów charakterystyki stosować można także dla innych parametrów opisanych w Metodzie Rozeznania Górniczego wchodzącej w skład Kompleksowej Metody Oceny Stanu Zagrożenia Tąpaniami.

22 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Tablica 1. Uproszczona statystyka wstrząsów i tąpnięć w GZW z lat 2004-2013 obejmująca zdarzenia w przyjętym przedziale energii oraz logarytmy górnych granic tych przedziałów Table 1. Simplified tremors and rockburst statistics in the GZW during 2004-2013, including events in a defined energy range and the logarithms of the top limits of these ranges 2004-2013 E, J 1 105 1 10 6 1 10 7 1 10 8 1 10 9 log E i 5 6 7 8 9 N W 10913 1750 175 15 2 N T 27 21 15 2 0 5,9994 4,4108 2,3671 1,8718 - W oparciu o uzyskane wartości oraz (5), ułożony został układ L równań z dwoma niewiadomymi, gdzie L jest liczbą przedziałów energii (tutaj L=4) 2 : których minimalnokwadratowe rozwiązanie wynosi α=1,4426 oraz β=9,0386 (ponieważ c=α. β to c=13,0395). Sprawdzeniem obliczeń jest wyznaczenie sumy odchyłek ε i która powinna wynosić w przybliżeniu 0. Oprócz parametrów α i β w wyniku minimalnokwadratowej estymacji otrzymuje się także odchylenie standardowe zlinearyzowanego rozwiązania (tzn. odchylenie standardowe błędów dopasowania danych empirycznych do równania K = α(log E 1 β) w postaci gdzie L jest liczbą obserwacji (tzn. przedziałów energii) i to (przybliżona) wariancja błędów dopasowania do linii regresji (5). Zatem dla lat 2004-2013: 2 Pola zaszarzone w tab.1 są wynikiem braku tąpnięć związanych z energią E 1 10 9 [J], co uniemożliwia dalsze obliczenia. W rozdz. 4, tab. 2a oraz 3a zastosowano analogiczne oznaczenia. (7) (8) (9) (10) Na rys. 1 pokazano graficzną interpretację charakterystyki tąpaniowo-energetycznej. Zaprezentowaną kalibrację charakterystyki wykonać można dla dowolnego okresu czasu, przygotowując odpowiadającą mu statystykę wstrząsów i tąpnięć. Należy jednak zauważyć, że w zaprezentowanym przykładzie, jak i zazwyczaj w praktyce, estymacja parametrów α i β oparta jest ze względu na małą liczbę tąpnięć na archiwach pochodzących z dużych obszarów (GZW) oraz z długich okresów czasu. Wartości te (α i β) mają więc jak również zależność (10) powstała po ich podstawieniu charakter globalny (tzn. dotyczą całego podanego okresu czasu i wszystkich kopalń, z których dane posłużyły do ich wyznaczenia). Z oczywistych względów próba obliczenia α i β dla krótszych okresów czasu, lub też mniejszych obszarów, jest nieuzasadniona lub nawet niemożliwa. Ponieważ P(T E E 1 ) uzyskane zostało na drodze estymacji w oparciu o dane, które częstokroć obarczone są niepewnością, to estymatę uzyskaną z równania (10) należy traktować jako również obarczoną niepewnością. Uwzględnienie niepewności oceny jest rozsądnym podejściem do zagadnienia estymat, czego potwierdzeniem jest wydany w 1995 roku Guide to the Expression of Uncertainty in Measurement [9], który w 1999 roku przetłumaczony został także na język polski jako przewodnik omawiający wyrażanie niepewności pomiaru [5]. Dokument ten traktowany jest jako Międzynarodowa Norma Oceny Niepewności Pomiaru i powszechnie uznawany na całym świecie. Wg GUM niepewność oceny nie jest błędem oceny, lecz wiąże się z jej rozkładem prawdopodobieństwa, czyli z rozproszeniem wartości zmien- Rys. 1. Charakterystyka tąpaniowo-energetyczna wyznaczona dla danych dotyczących wstrząsów i tąpnięć zarejestrowanych w GZW w latach 2004-2013 Fig. 1. Rockburst-energy characteristics defined for the tremors and rockburst data registered in the GZW during 2004-2013

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 23 nej losowej wokół jej wartości średniej i wbrew negatywnym odczuciom jako błąd nie powinna być traktowana. Ponadto wynik pomiaru tylko wtedy jest kompletny, gdy zawiera zarówno wartość wielkości mierzonej, jak i niepewność pomiaru, związaną z tą wartością [5]. Stąd też, warunkowe prawdopodobieństwo tąpnięcia P(T E E 1 ), dla ustalonej wartości E 1, również należy traktować jako zmienną losową o określonym rozproszeniu, a wartość uzyskaną z (10) dla różnych E 1 jako wartość średnią kreska nad zmienną podkreśla, że jest to wartość średnia zmiennej losowej. Oceny uwzględniające niepewność utożsamiane są przez autorkę z ocenami probabilistycznymi, natomiast oceny nieuwzględniające niepewności ocenami punktowymi (równanie (10)). Niepewność oceny czyli charakterystyki w postaci σ K opisanej równaniem (9), związana jest m.in. z ograniczoną liczbą tąpnięć w rozpatrywanym okresie czasu (co przekłada się na zadanie regresji liniowej), jak również z dokładnością rejestracji energii wstrząsów. Jeśli energie wstrząsów (stanowiące bazę danych w metodzie) wyznaczone są niedokładnie, podział ich na podzbiory o określonych granicach (energetycznych) jest także niedokładny, a niedokładność ta propaguje do zadania regresji, czyli oceny parametrów charakterystyki. 4. Charakterystyka tąpaniowo-energetyczna na przestrzeni lat Jak już wcześniej wspomniano, charakterystyka tąpaniowo-energetyczna wykorzystuje zależności ilościowo- -energetyczne pomiędzy zdarzeniami jakimi są wstrząsy oraz tąpnięcia. Interesujące zatem wydaje się być, jak zależność ta zmienia się w czasie. W związku z powyższym, analogicznie jak w rozdziale 3 (części dotyczącej kalibracji), w oparciu o Raporty Roczne [11], [12] w tab. 2 przedstawiono uproszczoną statystykę wstrząsów i tąpnięć dla kolejno następujących po sobie dekad, rozpoczynając od okresu 1999-2008. Na podstawie danych zawartych w tab. 2 wykonano kalibracje charakterystyk dla poszczególnych okresów czasu, uzyskując parametry α i β oraz σ K, które zestawiono w tab. 3. Graficzna interpretacja charakterystyk dla kolejno następujących po sobie dekad zaprezentowana została na rys. 2. Analogicznie, jak i wcześniej, na podstawie danych zawartych w tab. 4 wykonano kalibracje charakterystyk dla poszczególnych okresów czasu, uzyskując parametry α i β oraz σ K, które zestawiono w tab. 5. Tablica 2. Uproszczona statystyka wstrząsów i tąpnięć w GZW dla wybranych dekad, obejmująca zdarzenia w przyjętym przedziale energii E oraz logarytmy górnychnych granic tych przedziałów Table 2. Simplified tremors and rockburst statistics in the GZW for selected decades, including events in a defined energy range and the logarithms of the top limits of these ranges 1999-2008 E, J 1 10 5 1 10 6 1 10 7 1 10 8 1 10 9 log E i 5 6 7 8 9 N W 11660 1782 177 9 1 N T 34 25 17 2 0 5,8346 4,2525 2,2420 1,2528-2000-2009 N W 11297 1694 182 10 1 N T 33 24 17 2 0 5,8329 4,2425 2,2727 1,3863-2001-2010 N W 11415 1654 177 11 2 N T 33 24 16 2 0 5,8433 4,2183 2,3088 1,5041-2002-2011 N W 11312 1612 180 14 2 N T 33 25 15 2 0 5,8342 4,1507 2,3979 1,7918-2003-2012 N W 11010 1650 179 16 2 N T 30 24 15 2 0 5,9026 4,2158 2,3918 1,9459-2004-2013 N W 10913 1750 175 15 2 N T 27 21 15 2 0 5,9994 4,4108 2,3671 1,8718 -

24 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Tablica 3. Wartości parametrów charakterystyki tąpaniowo-energetycznej P(T E E 1 ) wraz z jej niepewnością standardową σ K w zależności od dekad, dla których były wyznaczane Table 3. Values of rockburst-energy characteristics parameters P(T E E 1 ) and standard uncertainty σ K depending on decades when they were determined Przedział czasu, lata α β σ K 1999-2008 1,5756 8,6550 0,2196 2000-2009 1,5309 8,7428 0,2402 2001-2010 1,4927 8,8237 0,2572 2002-2011 1,3880 9,0530 0,3017 2003-2012 1,3694 9,1391 0,3535 2004-2013 1,4426 9,0386 0,3534 Rys. 2. Charakterystyka tąpaniowo-energetyczna (warunkowe średnie pod warunkiem wystąpienia wstrząsu o energii E E 1 prawdopodobieństwo tąpnięcia ) dla kopalń GZW w wybranych dekadach Fig. 2. Rockburst-energy characteristics (conditional average under the condition of the tremor s appearance with the energy E E1 probability of rockburst ) for mines in the GZW in selected decades Graficzna interpretacja charakterystyk dla kolejno następujących po sobie okresów pięcioletnich zaprezentowano na rys. 3. Na podstawie zaprezentowanych statystyk tab. 2 oraz 4 widać wyraźnie, że proporcje pomiędzy liczbą tąpnięć a liczbą wstrząsów na przestrzeni lat ulegają zmianie. Dla przeanalizowanych okresów dziesięcioletnich, liczba tąpnięć w stosunku do liczby wstrząsów w trzech z czterech przedziałów energetycznych okazała się największa w latach 1999-2008 patrz tab. 2, czego skutkiem jest największe średnie, warunkowe prawdopodobieństwo tąpnięcia patrz rys. 2. Najmniejsze dotyczy lat 2003-2012, jednakże jest ono porównywalne z tym, które wyznaczono dla lat 2002-2011 oraz aktualnej postaci dla lat 2004-2013, dla której parametry wynoszą odpowiednio α=1,4426 i β=9,0386, a niepewność standardowa σ K =0,3534. Analizując następujące po sobie okresy pięcioletnie, zauważyć można, że w zaprezentowanych przypadkach, liczba tąpnięć w stosunku do liczby wstrząsów, w trzech pierwszych klasach energetycznych jest największa w latach 2004-2008, natomiast w czwartej klasie energetycznej (tj. E 1 10 8 J) w latach 2002-2006. Stąd też w latach 2004-2008 oraz 2002-2006, średnie prawdopodobieństwo tąpnięcia pod warunkiem wystąpienia wstrząsu o energii większej od pewnej przyjętej wartości jest większe niż w pozostałych okresach czasu patrz rys. 3. Liczba tąpnięć w stosunku do liczby wstrząsów jest natomiast najmniejsza dla aktualnej postaci charakterystyki tąpaniowo-energetycznej wyznaczonej dla lat 2009-2013, co również wyraźnie widać na rys. 3. Ponadto parametry charakterystyki tąpaniowo-energetycznej dla lat 2009-2013 wynoszą odpowiednio α=1,50267 i β=9,2734, a niepewność standardowa σ K =0,0212. Zawarte w tab. 3 i 5 wartości parametrów charakterystyki tąpaniowo-energetycznej są różne dla różnych okresów czasu, zaleca się zatem aktualizację charakterystyki tąpaniowo-energetycznej (jej kalibrację) w celu uzyskania aktualnej oceny wraz z wartością jej niepewności standardowej σ K, która może być różna, czego potwierdzeniem są zaprezentowane przykłady, w których maksymalne i minimalne wartości niepewności standardowej σ K dla przeanalizowa-

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 25 Tablica 4. Uproszczona statystyka wstrząsów i tąpnięć w GZW dla wybranych okresów pięcioletnich, obejmująca zdarzenia w przyjętym przedziale energii oraz logarytmy górnych granic tych przedziałów Table 4. Simplified tremors and rockburst statistics in the GZW for selected periods of five years, including events in a defined energy range and the logarithms of the top limits of these ranges 1999-2003 E, J 1 10 5 1 10 6 1 10 7 1 10 8 1 10 log E i 5 6 7 8 9 NW 6208 1026 95 3 0 NT 16 11 5 0 0 5,9584 4,5247 2,8904 - - 2009-2013 2008-2012 2007-2011 2006-2010 2005-2009 2004-2008 2003-2007 2002-2006 2001-2005 2000-2004 NW 6046 960 100 2 0 NT 17 11 6 0 0 5,8711 4,4575 2,7515 - - NW 6409 944 96 2 0 NT 18 13 7 0 0 5,8723 4,2713 2,5427 - - NW 6444 930 106 4 0 NT 18 15 10 2 0 5,8777 4,1109 2,2618 0 - NW 6059 847 95 6 1 NT 17 15 10 2 0 5,8733 4,0158 2,1401 0,6931 - NW 5452 756 82 6 1 NT 18 14 12 2 0 5,7101 3,9703 1,7636 0,6931 - NW 5251 734 82 8 1 NT 16 13 11 2 0 5,7905 4,0157 1,8648 1,0986 - NW 5006 710 81 9 2 NT 15 11 9 2 0 5,8073 4,1518 2,0794 1,2528 - NW 4868 682 74 10 2 NT 15 10 5 0 0 5,7793 4,2077 2,6247 - - NW 4951 803 84 10 1 NT 13 9 5 0 0 5,9398 4,4799 2,7600 - - NW 5461 994 93 9 1 NT 9 7 3 0 0 6,4065 4,9488 3,4012 - - nych okresów pięcioletnich wynoszą: σ K min =0,0027 dla lat 2007-2011 i σ K max =0,3199 dla lat 2005-2009, natomiast dla przeanalizowanych dekad wynoszą: σ K min =0,2196 dla lat 1999-2008 i σ K max =0,3535 dla lat 2003-2012. Zauważyć można, że niepewność standardowa σ K charakterystyk kalibrowanych dla okresów pięcioletnich jest zazwyczaj zdecydowanie mniejsza niż dla okresów dziesięcioletnich, jednakże wydaje się, że tak znaczna różnica wynika z liczby przyjętych/możliwych przedziałów energetycznych, a co za tym idzie liczby równań w zadaniu regresji minimalnokwadratowej związanej z kalibracją charakterystyki.

26 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Tablica 5. Wartości parametrów charakterystyki tąpaniowo-energetycznej P(T E E 1 ) wraz z jej niepewnością standardową σ K w zależności od okresów pięcioletnich dla których były wyznaczane Table 5. Value of rockburst-energy characteristics parameters P(T E E 1 ) and standard uncertainty σ K depending on periods of five years when they were determined Przedział czasu, lata α β σ K 1999-2003 1,5340 8,9060 0,0473 2000-2004 1,5598 8,7953 0,0689 2001-2005 1,6648 8,5401 0,0301 2002-2006 1,9482 8,0720 0,1291 2003-2007 1,7416 8,3262 0,1142 2004-2008 1,7257 8,2582 0,2452 2005-2009 1,6227 8,4674 0,3199 2006-2010 1,5736 8,6116 0,2784 2007-2011 1,5773 8,6652 0,0027 2008-2012 1,5899 8,7632 0,0613 2009-2013 1,50267 9,2734 0,0212 Rys. 3. Charakterystyka tąpaniowo-energetyczna (warunkowe średnie pod warunkiem wystąpienia wstrząsu o energii E E 1 prawdopodobieństwo tąpnięcia ) dla kopalń GZW w wybranych okresach pięcioletnich Fig. 3. Rockburst-energy characteristics (conditional average under the condition of the tremor s appearance with the energy E E 1 probability of rockburst ) for mines in the GZW in selected periods of five years 5. Podsumowanie Charakterystyki tąpaniowo-energetyczne przedstawione w pracy służą zaprezentowaniu zmiennej w czasie zależności pomiędzy liczbą wstrząsów a liczbą tąpnięć w analizowanych okresach czasu. Można zauważyć, że dla okresów dziesięcioletnich zmiany charakterystyki w czasie są nieznaczne. W przypadku charakterystyk wyznaczanych dla okresów pięcioletnich zmiany te są bardziej istotne i wynikają z różnych ram czasowych (a co za tym idzie różnych danych). Pamiętać należy, że charakterystyka tąpaniowo-energetyczna uśrednia wpływ energii po obszarze i okresie czasu, dla którego jej parametry (α, β) estymowano. Jest oczywiste, że charakterystyka ta powinna być dostosowana do warunków lokalnych (np. jednej kopalni i najbliższego okresu czasu), lecz ograniczeniem jest mała liczba tąpnięć. Stosowanie jednak zbyt długich okresów czasu, również może zaburzać aktualność charakterystyki, stąd też podkreślenia wymaga fakt konieczności corocznej aktualizacji tej charakterystyki i rozsądnego dobierania okresów czasu, dla których ma być wyznaczana. 1. Ocena punktowa charakterystyki tąpaniowo-energetycznej to średnie prawdopodobieństwo tąpnięcia pod warunkiem wystąpienia wstrząsu o energii E E 1. 2. Aktualny stan górotworu w obrębie GZW opisuje charakterystyka z parametrami α=1,50267, β=9,2734 i σ K =0,0212 wyznaczonymi na podstawie danych z lat 2009-2013 i to ona jest rekomendowana do użycia przy analizie zagadnień związanych z zagrożeniem tąpaniami, jak również w przypadku prognozy sej-

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 27 smicznego zagrożenia tąpnięciem Z ST po 2013 roku. Pod uwagę może być również brana charakterystyka z parametrami α=1,4426, β=9,0386 i σ K =0,3534 wyznaczonymi na podstawie danych z lat 2004-2013, jednakże wydaje się być ona mniej aktualna, niż ta wyznaczona dla okresu pięcioletniego i jest niezalecana do prognozy Z ST po 2013 roku. 3. Zaprezentowaną kalibrację charakterystyki wykonać można również dla innych parametrów, takich jak głębokość prowadzonej eksploatacji czy wytrzymałość skał na ściskanie, dzięki czemu otrzymać można funkcję prawdopodobieństwa tąpnięcia pod warunkiem wystąpienia określonych wartości wymienionych parametrów, czyli charakterystykę tąpaniowo-głębokościową lub tąpaniowo-wytrzymałościową. Konieczne do tego celu jest jednak zgromadzenie dostatecznie dużej i szczegółowej bazy danych, dotyczącej występujących wstrząsów na określonych głębokościach czy w skałach o określonej wytrzymałości. Ciekawym zagadnieniem mogłoby okazać się również porównanie zaprezentowanych charakterystyk dla innych obszarów świata, gdzie prowadzona jest podziemna działalność górnicza. Literatura 1. Benjamin J.R., Cornell C.A.: Rachunek prawdopodobieństwa, statystyka matematyczna i teoria decyzji dla inżynierów. Wyd. Naukowo- Techniczne, Warszawa 1977. 2. Cox D.R.: The Analysis of Binary Data. London, Methuen, 1970. 3. Dubiński J.: Związki przyczynowe wstrząsów i tąpań. Przegląd Górniczy 1994, Nr 2. 4. Dubiński J., Konopko W.: Tąpania: ocena, prognoza, zwalczanie. Wyd. GIG, Katowice 2000. 5. EA-4/02 Wyrażanie niepewności pomiaru przy wzorcowaniu. Zakład Metrologii Ogólnej Głównego Urzędu Miar, ISBN 83-906546-2-8, 1999. 6. Fisz M.: Rachunek prawdopodobieństwa i statystyka matematyczna. Wydanie czwarte, Wyd. PWN, Warszawa 1969. 7. Gibowicz S.J., Kijko A.: An Introduction to Mining Seismology. Academic Press, New York, 1994. 8. Gołda I.: Ilościowa ocena sejsmicznego zagrożenia tąpnięciem wraz z analizą jej niepewności. Rozprawa doktorska, Gliwice 2013. 9. Guide to the Expression of Uncertainty in Measurment. ISO, Switzerland 1995. 10. Hosmer D.W., Lemeshow S.: Applied Logistic Regression. New York, J.Wiley, 1989. 11. Kabiesz J.(red.): Raport roczny o stanie podstawowych zagrożeń naturalnych i technicznych w górnictwie węgla kamiennego. Wyd. GIG, Katowice 2014. 12. Konopko W.(red.): Raport roczny o stanie podstawowych zagrożeń naturalnych i technicznych w górnictwie węgla kamiennego. Wyd. GIG, Katowice 2009. 13. Konopko W.: Warunki bezpiecznej eksploatacji pokładów węgla zagrożonych metanem, tąpaniamii pożarami endogenicznymi. Wyd. GIG, Katowice 2010. 14. Kornowski J.: Prosta, formalna metoda łącznej oceny zagrożenia tąpnięciem, na podstawie informacji geofizycznej i Metody Rozeznania Górniczego. Górnictwo i Środowisko 2010, Nr 2. 15. Kornowski J., Kurzeja J.: Krótkookresowa prognoza indukowanego zagrożenia sejsmicznego w górnictwie. Prace Naukowe GIG, Górnictwo i Środowisko 2005 Nr 1. 16. Kornowski J., Kurzeja J.: Krótkookresowe, przybliżone prawdopodobieństwo tąpnięcia na podstawie prognozowanego rozkładu energii sejsmicznej. Mechanizacja i Automatyzacja Górnictwa, 2007 Nr 9. 17. Kornowski J., Gołda I., Tarski Ł.: Ilościowa ocena zagrożenia wg Metody Kompleksowej. Część I: definicje i pojęcia. Górnictwo i Środowisko 2011, Nr 4. 18. Kornowski J., Kurzeja J.: Prediction of rockburst probability given seismic energy and factors definedby Expert Method of Hazard Evaluation (MRG). Acta Geophysica, PAN, vol. 60, no. 2, pp. 472 486, Warszawa 2012. 19. Kurzeja J., Kornowski J.: The basic assumptions of the quantitative version of the Comprehensive Method of Rockburst Hazard Evaluation. Gospodarka Surowcami Mineralnymi, Vol. 29, Issue 2, pp. 193 204, Kraków 2013. 20. Lasocki S.: Predykcja silnych wstrząsów górniczych. Zeszyty naukowe AGH seria: Geofizyka stosowana 1990, z. 7. 21. Lasocki S.: Predykcja zagrożenia sejsmicznego. Rozdz. 7.12, w: Drzęźla B., Dubiński J., Fajklewicz Z., Goszcz A., Marcak H., Pilecki Z., Zuberek W.: Poradnik Geofizyka Górniczego, T.2, Biblioteka Szkoły Eksploatacji Podziemnej, Wyd. CPPGSMiE PAN, Kraków 1995. 22. Marcak H., Zuberek W.M.: Geofizyka górnicza. Śląskie Wyd. Techniczne, Katowice 1994.

28 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 UKD 622.83/.84:001.891.3:622.324 Wpływ podsadzania pustek po podziemnym zgazowaniu węgla na wielkość deformacji powierzchni Influence of backfilling voids after the underground coal gasification process on deformation level of the surface Prof. dr hab. inż. Franciszek Plewa* ) Dr inż. Zdzisław Mysłek* ) Treść: Podziemne zgazowanie węgla jako perspektywiczna metoda pozyskiwania gazu syntezowego będzie powodować powstawanie pustek w górotworze, które pozostawione bez wypełnienia będą przyczyną znacznych deformacji powierzchni. W artykule przedstawiono wyniki rozważań teoretycznych nad wpływem ściśliwości podsadzki i stopnia wypełnienia na wartość współczynnika osiadania przy podsadzaniu pustek po podziemnym zgazowaniu węgla. Abstract: Underground coal gasification as a prospective method for obtaining synthesis gas will result in the formation of voids in the ground which with no fill left, it will cause significant deformation of the surface. This paper presents the results of theoretical considerations on the influence of backfill compressibility and the filling degree on the value of the subsidence coefficient in the backfill of the voids in the light of underground coal gasification. Słowa kluczowe: węgiel, podsadzka, zgazowanie, deformacja powierzchni Key words: underground coal gasification, surface deformation, synthesis gas 1. Wprowadzenie Podziemne zgazowanie węgla jako metoda pozyskiwania gazu syntezowego będzie powodować powstawanie pustek, które jeżeli nie zostaną zlikwidowane przez wypełnienie podsadzką, będą przyczyną deformacji górotworu i powierzchni [2,7]. Wypełnianie pustek po zgazowaniu węgla, w zależności od ich ewentualnych kształtów i rozmiarów, może być teoretycznie prowadzone różnymi sposobami, do których można zaliczyć [1]: klasyczną podsadzkę hydrauliczną-piaskową, wypełnianie mieszaniną popiołowo-wodną, wypełnianie suchymi popiołami z późniejszym nawilżaniem. O wielkości deformacji powierzchni i górotworu przy podsadzaniu pustek po zgazowaniu węgla decydować będzie wiele czynników, wśród których najważniejsze to ściśliwość podsadzki i stopień wypełnienia pustek [1,3,4,5,6]. * ) Politechnika Śląska, Gliwice 2. Wpływ podsadzania pustek po zgazowaniu węgla na wielkość współczynnika osiadania Do obliczania wskaźników deformacji powierzchni przy podziemnej eksploatacji złóż stosowany jest współczynnik osiadania (eksploatacji), którego wartość w zależności od systemu eksploatacji rodzaju podsadzki wynosi [1,5,6]: zawał 0,7 0,8, podsadzka pneumatyczna 0,35 0,45, podsadzka hydrauliczna 0,15 0,2, podsadzka utwardzana 0,02 0,08. Zgodnie z definicją współczynnik osiadania jest stosunkiem objętości całkowicie wykształconej niecki osiadania na powierzchni do objętości wyeksploatowanego złoża [2]. gdzie: V n objętość niecki osiadania, m 3, V z objętość wyeksploatowanego złoża, m 3. Współczynnik osiadania dla podziemnego zgazowania węgla bez podsadzania pustek (1)

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 29 gdzie: V nzg objętość niecki osiadania po zgazowaniu węgla, m 3, V zgz objętość zgazowanego złoża, m 3, (2) V zgz = V zpz V pz (3) V zpz objętość złoża przed zgazowaniem, m 3, V pz objętość pozostałości po zgazowaniu węgla, m 3, V pz = V p + V ż (4) V p objętość popiołu, m 3, V ż objętość żużli i innych pozostałości, m 3. Współczynnik osiadania dla zgazowania węgla z podsadzaniem pustek po zgazowaniu gdzie: V nzg+p objętość niecki osiadania dla zgazowania węgla z podsadzką, m 3. Objętość niecki osiadania dla zgazowania węgla z podsadzką można przyjąć jako równą objętości niecki dla zgazowania węgla bez podsadzania pustek, pomniejszonej o objętość niecki jaka nie powstanie w wyniku podsadzenia pustek po zgazowaniu (5) V nzg+p = V nzg V nn [m 3 ] (6) gdzie: V nzg objętość niecki po zgazowaniu węgla, m 3, V nzg = a zg V zgz [m 3 ] (7) V nn objętość o jaką należy pomniejszyć nieckę po zgazowaniu węgla w wyniku podsadzenia pustek, m 3, V nn = V nzg n w (1 S) [m 3 ] (8) n w stopień wypełnienia pustek podsadzką, S ściśliwość podsadzki. Podstawiając wzory 7 i 8 do równania 6 otrzymamy V nzg + p a zg V zgz [1 n w (1 S)] [m 3 ] (9) natomiast podstawiając zależność 9 do równania 5 mamy a zg + p = a zg [1 n w (1 S)] (10) Równocześnie współczynnik a zg, uwzględniając podobieństwo geometryczne obu niecek osiadania, można w przybliżeniu wyrazić jako (11) gdzie: V zpz = V z, a z współczynnik osiadania (eksploatacji) dla zawału. Ostatecznie współczynnik osiadania dla podziemnego zgazowania węgla z podsadzaniem pustek przyjmie postać (12) 3. Analiza wpływu podsadzania pustek po podziemnym zgazowaniu węgla na wartość współczynnika osiadania Z przedstawionych zależności wynika, że współczynnik osiadania dla podziemnego zgazowania węgla z podsadzaniem pustek jest funkcją współczynnika dla eksploatacji zawałowej, objętości pozostałości po zgazowaniu, stopnia wypełnienia pustek podsadzką i jej ściśliwości. W celu przeanalizowania wpływu poszczególnych czynników na wartość współczynnika osiadania dla podziemnego zgazowania węgla z podsadzaniem pustek po zgazowaniu, przeprowadzono obliczenia dla dwóch wartości współczynnika osiadania dla eksploatacji zawałowej a z = 0,7 i 0,8 oraz różnych wartości stopnia wypełnienia pustek i ściśliwości podsadzki. Dodatkowo w obliczeniach przyjęto, że objętość pozostałości po zgazowaniu wyniesie 30% pierwotnej objętości złoża, w tym: 10% popiołu i 20% żużla. Wyniki obliczeń ilustrują wykresy przedstawione na rys. 1 4. Rys. 1. Wpływ ściśliwości podsadzki na wartość współczynnika osiadania w zależności od stopnia wypełnienia pustek przy a z = 0,7 (opracowanie własne) Fig. 1. The influence of backfill compressibility on the subsidence coefficient in dependence on fill ratio by a z = 0,7 (own study)

30 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Rys. 2. Wpływ ściśliwości podsadzki na wartość współczynnika osiadania w zależności od stopnia wypełnienia pustek przy a z = 0,8 (opracowanie własne) Fig. 2. The influence of backfill compressibility on the subsidence coefficient in dependence on fill ratio by a z = 0,8 (own study) Rys. 3. Wpływ stopnia wypełnienia pustek na wartość współczynnika osiadania w zależności od ściśliwości podsadzki przy a z = 0,7 (opracowanie własne) Fig. 3. The influence of fill ratio on subsidence coefficient in dependence on backfill compressibility by a z = 0,7 (own study)

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 31 Rys. 4. Wpływ stopnia wypełnienia pustek na wartość współczynnika osiadania w zależności od ściśliwości podsadzki przy a z = 0,8 (opracowanie własne) Fig. 4. The influence of fill ratio on subsidence coefficient in dependence on backfill compressibility by a z = 0,8 (own study) Z przeprowadzonych obliczeń wynika, że współczynnik osiadania dla podziemnego zgazowania węgla z podsadzaniem pustek po zgazowaniu rośnie liniowo wraz ze wzrostem ściśliwości podsadzki i maleje ze wzrostem stopnia wypełnienia pustek podsadzką. przykładowo dla stopnia wypełnienia pustek po zgazowaniu równego 0,6, współczynnik osiadania zmienia się od 0,21 dla ściśliwości podsadzki równej 5% do 0,27 dla ściśliwości podsadzki wynoszącej 25% i współczynnika osiadania dla zawału równego 0,7 oraz od 0,24 do 0,31 przy wartości współczynnika osiadania dla eksploatacji zawałowej równej 0,8. Współczynnik osiadania przy ściśliwości podsadzki wynoszącej 15% wyniesie od 0,16 przy stopniu wypełnienia pustek równym 0,8 do 0,32 przy stopniu wypełnienia pustek podsadzką wynoszącym 0,4 dla współczynnika osiadania dla zawału równego 0,7 oraz od 0,18 do 0,37 dla współczynnika osiadania dla zawału wynoszącego 0,8. Współczynnik osiadania dla podziemnego zgazowania węgla bez podsadzania pustek po zgazowaniu i 30% objętości pozostałości po zgazowaniu węgla będzie równy 0,49 przy wartości współczynnika osiadania dla zawału równej 0,7 oraz 0,56 dla współczynnika osiadania dla eksploatacji zawałowej wynoszącego 0,8. 4. Wnioski Na podstawie przeprowadzonej analizy wpływu podsadzania pustek po podziemnym zgazowaniu węgla na wielkość deformacji powierzchni można sformułować następujące wnioski: 1. Podziemne zgazowanie węgla jako perspektywiczna metoda pozyskiwania gazu syntezowego będzie powodować powstawanie pustek w górotworze, które w celu zmniejszenia deformacji powierzchni powinny być wypełnione podsadzką. 2. Proponowana zależność na wartość współczynnika osiadania dla podziemnego zgazowania węgla z podsadzaniem pustek po zgazowaniu pozwala z zadowalającą dla praktyki górniczej dokładnością określać wartość tego współczynnika w zależności od stopnia wypełnienia i ściśliwości podsadzki. 3. Z przeprowadzonych obliczeń wynika, że przy średniej ściśliwości podsadzki równej 15% i stopniu wypełnienia pustek wynoszącym 0,8 współczynnik osiadania będzie wynosić 0,16 przy współczynniku osiadania dla eksploatacji zawałowej równym 0,7 i 0,18 przy współczynniku osiadania dla zawału równym 0,8. Przy podziemnym zgazowaniu węgla bez podsadzania pustek po zgazowaniu współczynnik osiadania wyniesie 0,49 przy współczynniku osiadania dla zawału równym 0,7 i 0,56 przy współczynniku osiadania dla zawału wynoszącym 0,8. Literatura 1. Adamek R.: Podsadzanie wyrobisk górniczych. Śląsk, Katowice 1981. 2. Bednarczyk J.: Rozwój technologii podziemnego zgazowania węgla i perspektywy jej przemysłowego wdrożenia. Górnictwo i Geoinżynieria 2007, z. 2. 3. Kochmański T.: Obliczanie ruchów punktów górotworu pod wpływem eksploatacji górniczej. PWN, Warszawa 1956. 4. Krysik M.: Podsadzka hydrauliczna w górnictwie. Śląsk, Katowice 1982. 5. Mysłek Z.: Wpływ ściśliwości podsadzki na wielkość deformacji powierzchni i górotworu. Zeszyty Naukowe Politechniki Śląskiej, seria Górnictwo 1998, Nr 239. 6. Mazurkiewicz M.: Rodzaj i jakość podsadzek w świetle ochrony powierzchni. Ochrona Terenów Górniczych 1984, Nr 4. 7. Stańczyk K., Dubiński J. i inni: Podziemne zgazowanie węgla doświadczenia światowe i eksperymenty prowadzone w KD Barbara. Polityka Energetyczna 2010, t. 13, z. 2.

32 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 UKD 622.85:005.585:005.591 Regulacje prawne podziemnego składowania odpadów Legal regulations of underground waste storage Prof. dr hab. inż. Franciszek Plewa* ) Dr inż. Zdzisław Mysłek* ) Treść: Stosunkowo często zmieniane przepisy w zakresie ochrony środowiska, gospodarki odpadami i składowania odpadów wynikają z potrzeby ich dostosowania do wymagań Unii Europejskiej. W artykule przedstawiono najnowsze regulacje prawne w zakresie podziemnego składowania odpadów. Abstract: Relatively often the rules of protection of the environment, waste management and disposal of waste, arising from the need to adapt them to the requirements of the European Union, change. This paper presents the latest legal regulations on underground storage of the waste Słowa kluczowe: ochrona środowiska, gospodarka odpadami, regulacje prawne Key words: environment protection, waste management, legal regulations 1. Wprowadzenie Podziemne składowanie odpadów, jako jeden ze sposobów ich unieszkodliwiania, pozwala na uniknięcie wielu zagrożeń powstających przy składowaniu odpadów na powierzchni. Należą do nich przede wszystkim erozja wietrzna i wodna oraz zwiększone zagrożenie ze strony wód opadowych. Istotnym czynnikiem przemawiającym za podziemnym składowaniem odpadów jest stałość temperatury. Stabilne warunki temperaturowe w miejscu składowania wpływają korzystnie na odpady, mogą także ograniczyć ilość wydzielanych substancji szkodliwych. Ponadto podziemne składowanie odpadów jest społecznie bardziej akceptowane jako potencjalnie mniej niebezpieczne dla środowiska [1]. Podziemne składowanie odpadów w górotworze i wyrobiskach górniczych regulują przepisy prawa. Do podstawowych aktów prawnych w tym zakresie należy zaliczyć: Prawo geologiczne i górnicze, Ustawę o odpadach wydobywczych, Ustawę o odpadach, Prawo atomowe, Prawo ochrony środowiska, Ustawę o swobodzie działalności gospodarczej. * ) Politechnika Śląska, Gliwice 2. Prawo geologiczne i górnicze Prawo geologiczne i górnicze [2] regulujące zasady i warunki poszukiwania oraz wydobywania kopalin, obejmuje swym zakresem również podziemne bezzbiornikowe magazynowanie substancji i składowanie odpadów w górotworze, w tym w podziemnych wyrobiskach górniczych, a także podziemne składowanie dwutlenku węgla. Składowaniu odpadów w górotworze poświęcony jest rozdział 4 działu VI Prawa geologicznego i górniczego. Przepisów tego rozdziału nie stosuje się do odpadów obojętnych oraz innych niż niebezpieczne i obojętne, jeżeli stanowią odpady wydobywcze w rozumieniu ustawy o odpadach wydobywczych. Podziemnym składowiskiem odpadów, zgodnie z artykułem 6 tego prawa, jest część górotworu, w tym podziemne wyrobisko górnicze, wykorzystywane w celu unieszkodliwiania odpadów przez ich składowanie. W rozdziale tym zostały określone typy podziemnych składowisk odpadów oraz wyszczególniono odpady, których składowanie w górotworze i podziemnych wyrobiskach górniczych jest zabronione. Zgodnie z artykułem 125 Prawa geologicznego i górniczego wyróżnia się następujące typy podziemnych składowisk odpadów: składowisko odpadów niebezpiecznych, składowisko odpadów obojętnych, składowisko odpadów innych niż niebezpieczne i obojętne. Do odpadów, wymienionych w artykule 126, których składowanie podziemne jest zabronione należy zaliczyć:

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 33 odpady występujące w postaci ciekłej, w tym odpady zawierające wodę w ilości powyżej 95% masy całkowitej, z wyłączeniem szlamów, odpady o właściwościach wybuchowych, żrących, utleniających, wysoce lub łatwopalnych, odpady zakaźne medyczne i zakaźne weterynaryjne, odpady powstające w wyniku prac naukowo-badawczych, rozwojowych lub działalności dydaktycznej, które nie są zidentyfikowane lub są nowe i których oddziaływanie na środowisko jest nieznane, opony, z wyłączeniem opon rowerowych i opon o średnicy zewnętrznej większej niż 1400 mm, inne odpady, które w warunkach składowania w górotworze, w tym w podziemnych wyrobiskach górniczych, mogą podlegać niepożądanym zmianom fizycznym, chemicznym lub biologicznym. Odpadami, które mogą podlegać niepożądanym przemianom są: odpady, które w warunkach składowania mogą wchodzić w reakcje z wodą lub skałą macierzystą, prowadzące do zmiany ich objętości, powstawania samozapalnych, toksycznych lub wybuchowych substancji lub gazów lub innych reakcji zagrażających bezpieczeństwu eksploatacji składowiska podziemnego lub nienaruszalności bariery geologicznej, a także pojemników, w których są składowane, odpady ulegające biodegradacji, odpady o ostrym zapachu, odpady mogące wytwarzać mieszanki gazowo-powietrzne o właściwościach toksycznych lub wybuchowych, odpady nieodpowiadające warunkom geomechanicznym ze względu na niewystarczającą stabilność, odpady, które są samozapalne lub podatne na samozapłon w danych warunkach składowania, odpady będące produktami gazowymi, odpady lotne oraz pochodzące ze zbierania w postaci nieokreślonych mieszanin. Prawo geologiczne i górnicze, w zakresie składowania odpadów w górotworze, zabrania rozcieńczania lub sporządzania mieszanin odpadów ze sobą lub z innymi substancjami lub przedmiotami w celu spełnienia kryteriów dopuszczenia odpadów do podziemnego składowania. Wynika stąd, że odpady powinny być składowane selektywnie. Ustawa dopuszcza składowanie odpadów w sposób nieselektywny, pod warunkiem, że w wyniku takiego składowania nie wystąpi zagrożenie środowiska lub nie zostaną naruszone wymagania bezpieczeństwa składowania. Zgodnie z art. 127 Prawa geologicznego i górniczego do podziemnego składowania odpadów mają również zastosowanie przepisy artykułów 105 108, 119 121, 128 130, 134 i 135 oraz 137 ustawy o odpadach. Uzupełnieniem Prawa geologicznego i górniczego w zakresie podziemnego składowania odpadów jest rozporządzenie Ministra Środowiska z dnia 28 grudnia 2011 r. [5] w sprawie podziemnych składowisk odpadów. Rozporządzenie to określa szczegółowe wymagania dla poszczególnych typów podziemnych składowisk odpadów dotyczące ich lokalizacji, eksploatacji i zamknięcia, zakres, sposób i warunki prowadzenia monitoringu podziemnego składowiska odpadów, rodzaje odpadów, które mogą być składowane na podziemnych składowiskach w sposób nieselektywny, a także kryteria i procedury dopuszczenia odpadów na podziemne składowiska odpadów. 3. Ustawa o odpadach wydobywczych Z ustawy o odpadach wydobywczych [7] wynika, że celem programu gospodarowania odpadami wydobywczymi jest między innymi umieszczanie tych odpadów z powrotem w wyrobiskach górniczych w zakresie, w jakim jest to technicznie i ekonomicznie uzasadnione oraz zgodne z przepisami o ochronie środowiska, przepisami o odpadach i przepisami prawa geologicznego i górniczego. Wypełnianie wyrobisk górniczych odpadami wydobywczymi powinno się odbywać z uwzględnieniem następujących warunków: zabezpieczenia stabilności odpadów wydobywczych, zapobiegania zanieczyszczeniu gleby, wód powierzchniowych i podziemnych, zapewnienia monitoringu wyrobisk górniczych wypełnianych odpadami wydobywczymi. Do wypełniania wyrobisk górniczych odpadami wydobywczymi pochodzącymi z własnego zakładu górniczego stosuje się przepisy Prawa geologicznego i górniczego. Natomiast do wypełniania wyrobisk górniczych odpadami wydobywczymi innymi niż z własnego zakładu górniczego stosuje się przepisy Ustawy o odpadach. Jeżeli wypełnianie wyrobisk górniczych odpadami wydobywczymi innymi niż z własnego zakładu górniczego jest prowadzone w ruchu zakładu górniczego, to zastosowanie mają również przepisy Prawa geologicznego i górniczego. Szczegółowe warunki dotyczące wypełniania wyrobisk górniczych w ruchu zakładu górniczego odpadami wydobywczymi określają przepisy wydane na podstawie art. 120 ust.1 Prawa geologicznego i górniczego. Sposób realizacji warunków dotyczących wypełniania wyrobisk górniczych odpadami wydobywczymi powinien być przedstawiony w planie ruchu zakładu górniczego. 4. Ustawa o odpadach Ustawa o odpadach z 2012 r. [6] w zakresie podziemnego składowania odpadów odwołuje się do przepisów Prawa geologicznego i górniczego. Z art. 105 ustawy o odpadach wynika, że odpady przed umieszczeniem na podziemnym składowisku powinny być poddane procesom przekształcania fizycznego, chemicznego, termicznego lub biologicznego, włącznie z segregacją, w celu ograniczenia zagrożenia dla życia i zdrowia ludzi lub dla środowiska oraz ograniczenia ilości lub objętości składowanych odpadów, a także ułatwienia postępowania z nimi lub prowadzenia odzysku. Przepisu tego nie stosuje się do odpadów obojętnych oraz odpadów, w stosunku do których procesy ich przekształcania, włącznie z segregacją nie doprowadzą do osiągnięcia wymienionych celów. Artykuły 106 108 ustawy o odpadach regulują zasady umieszczania różnych rodzajów odpadów na poszczególnych typach podziemnych składowisk odpadów. Art. 106 zabrania składowania odpadów innych niż niebezpieczne na składowiskach odpadów niebezpiecznych. Jednocześnie zezwala na składowanie odpadów niebezpiecznych na wydzielonych częściach składowiska odpadów innych niż niebezpieczne i obojętne. Przy czym wydzielona część składowiska odpadów innych niż niebezpiecznych musi spełniać wymagania określone dla składowiska odpadów niebezpiecznych. Na podziemnym składowisku odpadów innych niż niebezpieczne i obojętne, zgodnie z art. 107, mogą być składowane odpady inne niż niebezpieczne i obojętne oraz stałe odpady niebezpieczne lub odpady powstałe w wyniku przekształcania odpadów niebezpiecznych, spełniające kryteria dopuszczenia do składowania na składowisku odpadów innych niż niebezpieczne i obojętne. Natomiast z art. 108 wynika, że na składowisku odpadów obojętnych mogą być składowane tylko odpady obojętne.

34 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Artykuły 119 121, 128 130 oraz 134 i 135 ustawy o odpadach precyzują wymagania w stosunku do zarządzających podziemnymi składowiskami w zakresie kontroli przyjmowanych odpadów do składowania oraz sposobu ich składowania. Zrządzający podziemnym składowiskiem odpadów, przed przyjęciem odpadów do składowania, jest zobowiązany do ustalenia masy przyjmowanych odpadów, sprawdzenia zgodności przyjmowanych odpadów z danymi zawartymi w karcie przekazania odpadów, a w przypadku odpadów rtęci metalicznej, sprawdzić pojemniki i certyfikaty wymagane dla składowania tych odpadów. Zarządzający składowiskiem powinien odmówić przyjęcia odpadów do składowania w przypadku stwierdzenia niezgodności z informacjami zawartymi w podstawowej charakterystyce odpadów, niezgodności przyjmowanych odpadów z danymi zawartymi w karcie przekazania odpadów, lub niezgodności przyjmowanych odpadów z instrukcją prowadzenia składowiska, pozwoleniem zintegrowanym lub zezwoleniem na przetwarzanie odpadów. W przypadku przekazywania do składowania odpadów niezgodnych z ww. dokumentami, zarządzający składowiskiem odpadów powinien zawiadomić o tym wojewódzkiego inspektora ochrony środowiska. Ponadto zarządzający podziemnym składowiskiem odpadów jest zobowiązany do składowania odpadów w sposób selektywny, mając na uwadze uniknięcie szkodliwych dla środowiska reakcji pomiędzy składnikami tych odpadów, możliwość dalszego ich wykorzystania oraz rekultywację i ponowne zagospodarowanie terenu składowiska odpadów. Zarządzający podziemnym składowiskiem odpadów może rozpocząć działalność polegającą na prowadzeniu składowiska po uzyskaniu decyzji zatwierdzającej instrukcję prowadzenia składowiska odpadów. Decyzję zatwierdzającą instrukcję prowadzenia składowiska odpadów wydaje marszałek województwa lub regionalny dyrektor ochrony środowiska, w przypadku przedsięwzięć na terenach zamkniętych. Organ zatwierdzający instrukcję prowadzenia składowiska odpadów może określić dodatkowe wymagania związane ze specyfiką składowania odpadów. Instrukcja prowadzenia podziemnego składowiska odpadów, stanowiąca załącznik do decyzji zatwierdzającej instrukcję prowadzenia składowiska, określa szczegółowo zasady funkcjonowania składowiska w fazie eksploatacyjnej i poeksploatacyjnej. Organ zatwierdzający może odmówić zatwierdzenia instrukcji prowadzenia podziemnego składowiska odpadów, w przypadku gdy sposób prowadzenia składowiska mógłby powodować zagrożenia dla życia, zdrowia ludzi lub dla środowiska, a także gdy kierownik składowiska odpadów nie posiada świadectwa stwierdzającego kwalifikacje w zakresie gospodarowania odpadami. Z art. 135 wynika, że zarządzający składowiskiem odpadów jest zobowiązany do utrzymywania i prowadzenia składowiska w sposób zapewniający właściwe funkcjonowanie urządzeń technicznych stanowiących wyposażenie składowiska odpadów oraz zachowania wymagań sanitarnych, bezpieczeństwa i higieny pracy, przeciwpożarowych, a także wymagań ochrony środowiska, zgodnie z instrukcją prowadzenia składowiska odpadów i decyzją zatwierdzającą tę instrukcję. Wszelkie zmiany na składowisku odpadów wymagają wydania decyzji zatwierdzającej nową instrukcję prowadzenia podziemnego składowiska odpadów. 5. Prawo atomowe Ustawa Prawo atomowe [4] określa zasady działalności w zakresie pokojowego wykorzystania energii atomowej związanej z rzeczywistym i potencjalnym narażeniem na promieniowanie jonizujące od sztucznych źródeł promieniotwórczych, materiałów jądrowych, urządzeń wytwarzających promieniowanie jonizujące, odpadów promieniotwórczych i wypalonego paliwa jądrowego, a także zasady postępowania z odpadami promieniotwórczymi, w tym z ich podziemnym składowaniem. Zgodnie z art. 53 Prawa atomowego składowiska odpadów promieniotwórczych dzieli się na powierzchniowe i głębokie. Do budowy i eksploatacji składowisk głębokich odpadów promieniotwórczych stosuje się przepisy Prawa geologicznego i górniczego dotyczące podziemnych składowisk odpadów niebezpiecznych. Składowisko odpadów promieniotwórczych może być uznane, w drodze decyzji Prezesa Państwowej Agencji Atomistyki za Krajowe Składowisko Odpadów Promieniotwórczych. Z art. 52 wynika, że odpady promieniotwórcze, które zostały przetworzone lub nie wymagają przetworzenia oraz wypalone paliwo jądrowe, które nie będzie przetwarzane powinny być składowane w składowiskach. Przy czym wypalone paliwo jądrowe przeznaczone do składowania należy traktować jako odpady wysokoaktywne. Odpady promieniotwórcze mogą być składowane wyłącznie w stanie stałym, w opakowaniach zapewniających bezpieczeństwo ludzi i środowiska pod względem ochrony radiologicznej, przy zapewnieniu odprowadzania ciepła i niedopuszczenia do powstania masy krytycznej oraz przy prowadzeniu stałej kontroli tych czynników w okresie składowania, a także po zamknięciu składowiska. 6. Prawo ochrony środowiska Prawo ochrony środowiska [3] określa zasady ochrony środowiska oraz warunki korzystania z jego zasobów, z uwzględnieniem wymagań zrównoważonego rozwoju, a w szczególności między innymi zasady ustalania warunków wprowadzania substancji i energii do środowiska, co obejmuje również składowanie odpadów w górotworze, w tym w podziemnych wyrobiskach górniczych. Zgodnie z artykułem 4 Prawa ochrony środowiska korzystanie ze środowiska wykraczające poza ramy korzystania powszechnego może być, w drodze ustawy, obwarowane obowiązkiem uzyskania pozwolenia, ustalającego w szczególności zakres i warunki tego korzystania, wydanego przez właściwy organ ochrony środowiska. Przy czym powszechne korzystanie ze środowiska przysługuje z mocy ustawy każdemu i obejmuje korzystanie ze środowiska, bez użycia instalacji, w celu zaspokojenia potrzeb osobistych i gospodarstwa domowego, w tym wypoczynku i uprawiania sportu, w zakresie: 1) wprowadzania do środowiska substancji i energii, 2) innych niż wymienione w punkcie 1 rodzajów korzystania z wód w rozumieniu ustawy Prawo wodne. Zwykłym korzystaniem ze środowiska jest takie korzystanie wykraczające poza korzystanie powszechne, co do którego ustawa nie wprowadza obowiązku uzyskania pozwolenia, oraz zwykłe korzystanie z wody w rozumieniu ustawy Prawo wodne. Podmiot korzystający ze środowiska jest obowiązany zapewnić przestrzeganie wymagań ochrony środowiska, w szczególności poprzez: odpowiednią organizację pracy, powierzenie funkcji związanych z zapewnieniem ochrony środowiska osobom posiadającym odpowiednie kwalifikacje zawodowe, zapoznanie pracowników, których zakres czynności wiąże się z kwestiami ochrony środowiska, z wymaganiami w tym zakresie, gdy nie jest konieczne odpowiednie przygotowanie zawodowe w tym zakresie,

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 35 podejmowanie działań w celu wyeliminowania lub ograniczenia szkód w środowisku, wynikających z nieprzestrzegania wymagań ochrony środowiska przez pracowników, a także podejmowania właściwych środków w celu wyeliminowania takich przypadków w przyszłości. 7. Ustawa o swobodzie działalności gospodarczej Prowadzenie działalności gospodarczej w zakresie składowania odpadów w górotworze, w tym w podziemnych wyrobiskach górniczych, podlega również przepisom Ustawy o swobodzie działalności gospodarczej [8]. Z ustawy tej wynika, że prowadzenie takiej działalności związane jest z koniecznością uzyskania koncesji. Koncesji udziela właściwy minister ze względu na przedmiot prowadzonej działalności gospodarczej podlegającej koncesjonowaniu. W tym zakresie koncesji udziela Minister Środowiska. Koncesji udziela się na czas oznaczony, nie krótszy niż 5 lat i nie dłuższy niż 50 lat, chyba że przedsiębiorca wnioskuje o udzielenie koncesji na czas krótszy. Organ koncesyjny może odmówić udzielenia koncesji, dokonać jej zmiany lub cofnięcia, a także ograniczyć zakres koncesji: gdy przedsiębiorca nie spełnia warunków wykonywania działalności gospodarczej objętej koncesją określonych w ustawie lub warunków podanych do wiadomości przedsiębiorcom, ze względu na zagrożenie obronności lub bezpieczeństwa państwa lub obywateli, jeżeli w wyniku przeprowadzonego przetargu udzielono koncesji innemu przedsiębiorcy lub przedsiębiorcom, gdy wydano prawomocne orzeczenie zakazujące przedsiębiorcy wykonywania działalności objętej koncesją, gdy przedsiębiorca nie podjął w wyznaczonym terminie działalności objętej koncesją, mimo wezwania organu koncesyjnego lub trwale zaprzestał działalności gospodarczej objętej koncesją, gdy przedsiębiorca rażąco narusza warunki określone w koncesji lub inne warunki wykonywania koncesjonowanej działalności gospodarczej, określone przepisami prawa, gdy przedsiębiorca w wyznaczonym terminie nie usunął stanu faktycznego lub prawnego niezgodnego z warunkami określonymi w koncesji lub z przepisami regulującymi działalność gospodarczą objętą koncesją, gdy przedsiębiorca ogłosi upadłość, w przypadkach określonych w odrębnych przepisach. Organ koncesyjny może również czasowo wstrzymać udzielenie koncesji ze względu na zagrożenie obronności lub bezpieczeństwa państwa, ogłaszając o tym w Monitorze Polskim. Zgodnie z przepisami tej ustawy organ koncesyjny uprawniony jest do kontroli działalności gospodarczej w zakresie: zgodności wykonywanej działalności z udzieloną koncesją, przestrzegania warunków wykonywania działalności gospodarczej, obronności lub bezpieczeństwa państwa, ochrony bezpieczeństwa lub dóbr osobistych obywateli. 8. Podsumowanie Najnowsze regulacje prawne w zakresie podziemnego składowania odpadów dostosowują polskie przepisy do wymagań legislacyjnych Unii Europejskiej. Szczegółowe przepisy dotyczące podziemnego składowania odpadów zostały sprecyzowane w ustawach i rozporządzeniach wykonawczych, wśród których do najważniejszych należy zliczyć; Prawo geologiczne i górnicze, Prawo ochrony środowiska, Prawo atomowe, Ustawę o odpadach, Ustawę o odpadach wydobywczych i Ustawę o swobodzie działalności gospodarczej. Przeprowadzona analiza przepisów prawa wykazała, że umożliwiają one bezpieczne i skuteczne podziemne składowanie odpadów. Literatura 1. Palarski J., Plewa F., Mysłek Z.: Odzysk i unieszkodliwianie odpadów w górnictwie podziemnym. Wydawnictwo Politechniki Śląskiej, Gliwice 2012. 2. Prawo geologiczne i górnicze. Ustawa z dnia 9 czerwca 2011 r. z późn. zm. Dz.U. 2011 Nr 163 poz. 981. 3. Prawo ochrony środowiska. Ustawa z dnia 27 kwietnia 2001 r. Dz.U. 2001 Nr 62 poz. 627. 4. Prawo atomowe. Ustawa z dnia 29 listopada 2000 r. Dz.U. 2012 poz.264. 5. Rozporządzenie Ministra Środowiska w sprawie podziemnych składowisk odpadów z dnia 28 grudnia 2011 r. Dz. U. 2011 Nr 298 poz. 1771. 6. Ustawa o odpadach. Ustawa z dnia 14 grudnia 2012 r. Dz.U. 2013 Nr 0 poz. 21. 7. Ustawa o odpadach wydobywczy. Ustawa z dnia 10 lipca 2008 r. Dz.U. 2013 poz. 1136. 8. Ustawa o swobodzie działalności gospodarczej. Ustawa z dnia 2 lipca 2004 r. Dz.U. 2013 poz. 672.

36 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 UKD 001.891.5: 001.891.3: 005.585 Pochłanianie promieniowania gamma w taśmach przenośnikowych jako czynnik ograniczający stosowanie urządzeń izotopowych Absorption of gamma ray in conveyor belts as a limiting factor of applying devices with radioactive sources Mgr inż. Michał Bonczyk* ) Dr hab. inż. Bogusław Michalik* ) Treść: Rozmaite metody izotopowe stosowane w systemach automatyki kontrolno-pomiarowej wykorzystywane są niemal we wszystkich gałęziach przemysłu, szczególnie w górnictwie i energetyce. Ich zaletą jest mnogość zastosowań oraz łatwość użycia, co jednocześnie rzutuje na ich dużą niezawodność. Wykorzystywane są miedzy innymi przy badaniu przepływów, poziomów cieczy w zbiornikach, w pomiarach gęstości i masy (tzw. wagi izotopowe) czy w systemach wykonujących ciągły pomiar zawartości popiołu w węglu (tzw. popiołomierze absorpcyjne). Idea badania gęstości, masy czy zawartości popiołu polega na pomiarze wielkości osłabienia wiązki promieniowania gamma przechodzącej przez badany obiekt. Dzięki zastosowaniu odpowiedniej kalibracji takiego systemu pomiarowego można uzyskać zależność funkcyjną między wielkością osłabienia a wymienionymi parametrami. Trudność tego typu badań polega na tym, że w typowym układzie pomiarowym, wiązka promieniowania gamma przechodzi nie tylko przez badany obiekt, ale również przez taśmę transportera, której obecność istotnie wpływa na wynik pomiaru. Dzieje się tak dlatego, że pewna część promieniowania zostaje pochłonięta już w taśmie. Praca traktuje o wpływie obecności taśm transporterowych na wyniki pomiarów urządzeniami wykorzystującymi źródła promieniotwórcze. Abstract: Industrial automation systems with radioactive sources are applied in almost all branches of industry, especially in the mining and energy ones. They are very easy to apply and strongly reliable. Radioactive sources are used in measuring the flow, levels of media in containers, density, mass and ash content in coal. These measurements relay on measurement of gamma- -ray absorption which is the matter of concern. After appropriate calibration of such a measurement system, one is able to obtain relationship between absorption of radiation and mass or ash content. The major difficulty is additional absorption in conveyor belts. This additional absorption in belts usually is non-negligible. The presented work describes the influence of additional absorption in conveyor belts on the results of measurements which are performed by use of the devices with radioactive sources Słowa kluczowe: taśmy przenośnikowe, absorpcja promieniowania gamma Key words: conveyor belts, absorption of gamma ray 1. Wprowadzenie Szeroko stosowane w górnictwie wagi izotopowe umożliwiają pomiar masy urobku jeszcze w fazie transportu taśmą przenośnikową. Idea tej metody pomiaru masy polega na badaniu stopnia absorpcji promieniowania emitowanego ze źródła izotopowego (np. 241 Am, 59,4 kev) umieszczonego pod taśmą transportującą urobek. Umieszczony na odpowiedniej wysokości ponad taśmą licznik zawierający na * ) Śląskie Centrum Radiometrii Środowiskowej, Główny Instytut Górnictwa w Katowicach ogół scyntylacyjny lub gazowy detektor promieniowania rejestruje docierającą do niego wiązkę promieniowania. Głównymi procesami odpowiedzialnymi za osłabienie wiązki promieniowania są absorpcja fotoelektryczna oraz zjawisko Comptona [6]. Prawdopodobieństwo wystąpienia tych zjawisk silnie zależy od składu pierwiastkowego materii penetrowanej przez wiązkę promieniowania, gęstości, grubości warstwy oraz oczywiście od energii promieniowania. W przypadku wag izotopowych stosowanych w górnictwie zakłada się stały skład chemiczny (w pewnych granicach tolerancji) badanego materiału. W związku z tym można przyjąć, że

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 37 osłabienie wiązki promieniowania podczas transmisji zależy tylko od gęstości powierzchniowej, czyli ilości materiału na powierzchni taśmy zgodnie z prawem Lamberta-Beera. Po odpowiedniej kalibracji urządzenia można w łatwy i szybki sposób uzyskać informację o masie urobku znajdującego się aktualnie na taśmie. Zasada działania popiołomierzy absorpcyjnych jest nieco bardziej skomplikowana. Zwykle, urządzenia te wykorzystują dwa źródła izotopowe (najczęściej 241 Am o energii promieniowania 59,4 kev oraz 137 Cs o energii promieniowania 661,7 kev). Różnice w absorpcji promieniowania o różnej energii w materiale urobku zależą od jego składu chemicznego. Faza mineralna tworząca popiół po spaleniu węgla różni się istotnie od węgla składem chemicznym. Zatem obserwowane zmiany absorpcji promieniowania w materiale urobku będą zależeć pośrednio od zawartości popiołu. Po odpowiedniej kalibracji układ może z dobrą dokładnością mierzyć zawartość popiołu bezpośrednio w materiale transportowanym na taśmie [3, 4] W warunkach rzeczywistych, taśma, która znajduje się pomiędzy źródłem izotopowym a badanym materiałem i detektorem powoduje dodatkowe osłabienie wiązki promieniowania. Taśma ta zazwyczaj w sposób istotny różni się składem chemicznym od materiału (urobku) będącego przedmiotem pomiaru. Jak już zaznaczono, dla niskich energii promieniowania, skład chemiczny (a dokładniej mówiąc, liczby atomowe pierwiastków tworzących materiał, z którego zbudowana jest taśma) jest istotnym czynnikiem wpływającym na ostateczną wielkość osłabienia promieniowania, a tym samym na czułość i precyzję całego układu pomiarowego. W krańcowym przypadku, zbyt dużego osłabienia promieniowania powodowanego obecnością taśmy, stosowanie wagi izotopowej lub popiołomierza staje się niemożliwe. Kryterium możliwości użycia danej taśmy w systemach zawierających wagi izotopowe czy popiołomierze stanowi wyznaczany eksperymentalnie współczynnik absorpcji promieniowania w materiale taśmy. Praktyka krajowych producentów urządzeń izotopowych wskazuje, że do poprawnego funkcjonowania wagi czy popiołomierza, konieczne jest, aby obecność taśmy nie powodowała większego osłabienia wiązki niż około 35 % jej pierwotnego natężenia. Okazuje się jednak, że nie wszystkie taśmy spełniają ten wymóg. Nie funkcjonuje również nawet żaden opublikowany opis metodyki pomiaru owego współczynnika (stan na koniec 2014 roku). Odpowiednie stanowisko badawcze umożliwia optymalizacje konstrukcji taśmy (grubość, wytrzymałość) względem składu pierwiastkowego materiałów użytych do jej budowy. Co więcej, żadne laboratorium w Polsce nie ma w swojej ofercie badania określającego wielkość pochłaniania promieniowania w materiale, z którego zbudowana jest taśma. Opisana w artykule metodologia został wdrożona w Pracowni Spektrometrii Promieniowania Gamma Głównego Instytutu Górnictwa oraz została włączona do oferty badawczej instytutu. 2. Transmisja promieniowania gamma Część promieniowania fotonowego (elektromagnetycznego) o długości fali poniżej 1 Å (10-10 m), co odpowiada energii promieniowania powyżej 12 kev, nazywamy promieniowaniem gamma (jądrowym). Promieniowanie takie przechodząc przez materię wywołuje wiele zjawisk fizycznych, które powodują osłabienie natężenia pierwotnie padającej wiązki. Są to m.in. zjawisko fotoelektryczne, Comptona, kreacja par. Część z tych zjawisk może być wyjaśniona wyłącznie w oparciu o nowoczesną mechanikę kwantową. Ogólnie jednak można powiedzieć, że wszystkie te zjawiska, powodują: zmianę natężenia promieniowania, zmianę energii długości fali promieniowania, zmianę kierunku propagacji promieniowania, zmianę typu promieniowania, a co za tym idzie jego właściwości. Makroskopowo, osłabienie wiązki promieniowania przechodzącego przez materię można opisać za pomocą prawa Lamberta-Beera gdzie: I 0 natężenie wiązki fotonów padającej na dany ośrodek, I natężenie wiązki po przejściu przez ośrodek o gęstości d [g cm -3 ] i grubości x [cm], µ masowy liniowy współczynnik absorpcji [cm 2 g -1 ] Aby wzór (1) można było stosować do przypadku taśm transporterowych, masowy liniowy współczynnik absorpcji µ musi uwzględniać wszystkie zjawiska związane z transportem promieniowania w materiale taśmy. Skupmy zatem uwagę na zakresie promieniowania gamma od 60 do 662 kev, co odpowiada dwóm najczęściej stosowanym źródłom zawierającym izotopy 241 Am i 137 Cs. W tym zakresie dominującym zjawiskiem odpowiedzialnym za absorpcję promieniowania gamma przechodzącego przez taśmę jest zjawisko fotoelektryczne oraz, w mniejszym stopniu, zjawisko Comptona. Zależność liniowego masowego współczynnika absorpcji od energii promieniowania fotonowego dla materiału taśmy transporterowej, węgla oraz wody przedstawia wykres na rysunku nr 1. Natomiast na wykresie (rysunek 2) przedstawiono zależność liniowego masowego współczynnika absorpcji od liczby atomowej Z materiału, w którym rozchodzi się promieniowanie gamma o energii 60 kev. Reasumując powyższe rozważania możemy uznać, że skolimowana wiązka promieniowania gamma o określonej energii (długości fali) przechodząc przez materię w rzeczywistym przypadku przez taśmę przenośnikową i zgromadzony na niej urobek, ulega osłabieniu. Natężenie promieniowania zostaje zredukowane, w związku z czym, układ detekcyjny rejestruje zmniejszoną liczbę docierających kwantów promieniowania. Zjawisko to, zachodząc w urobku stanowi podstawę działania wag izotopowych, ale w przypadku samej taśmy jest wysoce niepożądane. Z punktu widzenia układu pomiarowego, jakim jest waga izotopowa, ważne jest, aby pochłanianie promieniowania gamma w taśmie było jak najmniejsze. Im mniej obecność taśmy będzie wpływać na pomiar osłabienia wiązki promieniowania, tym ostateczny wynik pomiaru (masa urobku, zawartość popiołu, etc.) będzie dokładniejszy. 3. Badanie absorpcji promieniowania w taśmach Celem sprawdzenia, a następnie porównywania własności absorpcyjnych różnych taśm, został zbudowany układ pomiarowy wykorzystujący detektor germanowy HPGe (High Purity Germanium Detector) wraz z wielokanałowym analizatorem amplitudy impulsów. Próbka badanej taśmy (wycinek ok. 150 x 150 mm) umieszczana jest bezpośrednio na detektorze, ponad nią instalowane jest izotopowe źródło promieniotwórcze zawierające 241 Am. Wysokość źródła ponad taśmą i detektorem oraz jego pozycję w płaszczyźnie poziomej można regulować za pomocą specjalnego pozycjonera (rys. 3 a). Pozycjoner umożliwia zachowanie identycznych warunków pomiaru dla wszystkich badanych próbek. Aby zredukować wpływ promieniowania tła, układ pomiarowy jest umieszczony w ołowianym domku osłonnym (grubość ścian 10 cm). (1)

38 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Rys. 1. Zależność masowego współczynnika absorpcji fotoelektrycznej od energii promieniowania. Obliczenia wykonane za pomocą modelu XCOM [1, 2] Fig. 1. The relationship between linear mass absorption coefficient and energy of radiation. The calcultion has been done by XCOM model [1, 2] Rys. 2. Zależność masowego współczynnika absorpcji fotoelektrycznej od liczby atomowej Z [1, 2] Fig. 2. The realtionship between linear mass absorption coefficient and atomic number Z [1, 2] Rys. 3. Stanowisko do pomiarów absorpcji promieniowania: a detektor wraz z pozycjonerem źródła, b układ z umieszczoną taśmą i źródłem 241 Am Fig. 3. Setup for radiation attenuation measurements: a the detector with source positioner; b the setup with tested belt and 241 Am source (b)

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 39 Dla opisanego zestawu pomiarowego możemy sformułować prosty wzór na obliczenie wartości absorpcji w badanym materiale w tym przypadku taśmy przenośnikowej. Współczynnik absorpcji promieniowania gamma w taśmie jest równy gdzie: S 0 liczba impulsów docierających do detektora w przypadku braku taśmy; S t liczba impulsów docierających do detektora po przejściu wiązki przez taśmę. Obliczony współczynnik informuje jaka część (procentowo) pierwotnego natężenia promieniowania o danej energii zostanie zaabsorbowana w materiale taśmy. 4. Przeprowadzone pomiary W ramach pracy wykonano pomiar współczynnika absorpcji w 40 próbkach taśm transporterowych różnych typów, pochodzących z różnych serii produkcyjnych. Próbki taśm wykorzystywanych do badań miały grubość 19,5 20,5 mm. Taśmy były zbudowane z kompozytów tekstylno-gumowych. Próbki do badań stanowiły fragmenty taśmy o wymiarach 150 x 150 mm. Opisane stanowisko pomiarowe wykorzystujące układ spektrometryczny umożliwiło pomiar osłabienia wiązki promieniowania gamma zarówno w wyniku absorpcji fotoelektrycznej, jak i zjawiska Comptona. Obserwowano duże zróżnicowanie wyznaczonego współczynnika absorpcji badanej serii próbek taśm. Uzyskane wyniki wahały się od 33 do 42 %. Rozkład wyników przedstawiono na wykresie (rysunek 4). Spośród 40 badanych próbek tylko 15 charakteryzowało się współczynnikiem absorpcji mniejszym niż 35 %. Jak już zaznaczono, praktyka krajowych producentów taśm oraz producentów urządzeń izotopowych pokazuje, że do prawidłowego działania izotopowych układów pomiarowych, pochłanianie promieniowania w taśmie nie powinno przekraczać 35 %. Oznacza to, że blisko 2/3 taśm nie spełnia tego warunku. (2) Kolejnym interesującym problemem jest fakt, że zmierzona wartość współczynnika absorpcji różniła się nawet dla próbek należących do tej samej serii produkcyjnej. W ramach pracy wykonano pomiar współczynnika absorpcji dla 3 serii zawierających 4 próbki. Wyniki przedstawiono w tabeli. Tablica 1. Współczynnik absorpcji dla próbek taśm należących do jednej serii produkcyjnej Table 1. Attenuation coefficient in belts belonging to one manufacturing series Nr próbki 1 2 3 4 Seria 1 33,4 33,3 35,0 32,2 Seria 2 37,0 37,1 38,9 39,9 Seria 3 39,1 38,2 36,5 36,1 Największa różnica zmierzonej wartości współczynnika absorpcji (dla próbek 1 i 4 w serii nr 3 W: 36,1 39,1 %) wyniosła 3 punkty procentowe, czyli ponad 8 % względem mniejszego z nich. Może to być spowodowane niestabilnością procesu produkcyjnego oraz możliwymi zanieczyszczeniami mieszanek gumowych. Opisywana w pracy metoda pomiaru współczynnika absorpcji w taśmach może być wykorzystywana jako jedno z narzędzi kontroli jakości procesu produkcyjnego taśm transporterowych. Wartość liniowego masowego współczynnika absorpcji μ we wzorze (1) jest zależna od energii promieniowania oraz od składu pierwiastkowego materiału, w którym to promieniowanie się rozchodzi. W przypadku urządzeń wykorzystujących izotopy promieniotwórcze energia promieniowania jest określona przez zastosowanie konkretnego izotopu, w związku z tym liniowy masowy współczynnik absorpcji μ oraz ostatecznie wartość współczynnika absorpcji będzie zależeć wyłącznie od składu pierwiastkowego. Należy przy tym nadmienić, że zależność od stężenia poszczególnych pierwiastków nie jest jednakowa. Prawdopodobieństwo osłabienia wiązki na skutek zjawiska absorpcji fotoelektrycznej silnie zależy od liczby atomowej pierwiastków wchodzących w skład materii, przez którą to promieniowanie przechodzi. Im liczba atomowa będzie wyższa, tym większe prawdopodobieństwo absorpcji. Rys. 4. Rozkład wyznaczonych wartości współczynnika absorpcji w badanej serii próbek taśm Fig. 4. Distribution of the obtained values of attenuation factor in the tested samples of belts

40 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 A ponieważ prawdopodobieństwo to jest proporcjonalne do piątej potęgi liczby atomowej (rysunek 2), zatem nawet niewielkie ilości ciężkich pierwiastków (np. zanieczyszczenia) w materiale taśmy będą powodować istotne podwyższenie wartości współczynnika absorpcji. Ponadto nawet niewielkie zmiany w stężeniu pierwiastków najcięższych będą finalnie implikować duże zmiany wartości współczynnika absorpcji. 5. Podsumowanie W ramach pracy badano absorpcję promieniowania gamma w próbkach taśm transporterowych wykorzystywanych w przemyśle górniczym i energetycznym. Sformułowano definicję współczynnika absorpcji promieniowania oraz przedstawiono wzór na współczynnik absorpcji W. Zaprojektowano i zbudowano stanowisko pomiarowe do pomiaru tego współczynnika. Wykonano pomiar absorpcji promieniowania w 40 próbkach taśm transporterowych pochodzących od polskich producentów. Na podstawie uzyskanych wyników sformułowano następujące wnioski: 1. Wyznaczony zakres zmienności wartość współczynnika absorpcji w badanych próbkach wynosi 32,2 41,0 %. 2. Dla około 1/3 wszystkich badanych próbek taśm współczynnik absorpcji był mniejszy do 35 %. 3. Wykazano niejednorodność współczynnika absorpcji w próbkach taśm pochodzących z jednej serii produkcyjnej (największa różnica wynosiła 8 %). Wiedza uzyskana w ramach artykułu może być wykorzystana w pracach badawczo-rozwojowych prowadzonych przez producentów taśm transporterowych w celu ich dalszego doskonalenia oraz dostosowania ich do wykorzystywanych w przemyśle urządzeń izotopowych oraz producentów urządzeń kontrolno-pomiarowych wykorzystujących metodę absorpcji promieniowania gamma do badań materiałów transportowanych na przenośniku taśmowym. Literatura 1. Berger, M.J. and Hubbell, J.H.: XCOM: Photon Cross Sections on a Personal Computer, NBSIR 87-3597 1987. 2. Berger, R.T.: The X- or Gamma-Ray Energy Absorption or Transfer Coefficient: Tabulations and Discussion, Rad. Res. 15, 1961 1-29. 3. Róg, L., Kozłowski, A., Kryca, M., Michalik, B., Smyła, J.: Technologiczny pomiar zawartości popiołu w węglu surowym popiołomierz RODOS-EX, Przegląd Górniczy (w druku). 4. Rysiecki S., Gola M., Sobierajski W.: Popiołomierz absorpcyjny z mobilnym układem pomiarowym, Przegląd Górniczy 2013, Nr 6.

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 41 UKD 622.333: 001.891.5: 622.324 Jednodniowe prognozy średniego stężenia metanu na wylocie z rejonu wentylacyjnego jako podstawa do doboru środków profilaktyki metanowej studium przypadku One-day prognosis of the average concentration of methane at the outlet to the ventilation region as a basis of selecting preventing measures for methane case study dr hab. inż. Henryk Badura, prof. ndzw. w Pol. Śl.* ) mgr inż. Adam Niewiadomski* ) Treść: Artykuł realizowano na podstawie danych pomiarowych stężenia metanu na wylocie z rejonu wentylacyjnego ściany C-5 w pokładzie 401/1 w KWK Pniówek. Dla 152 dni obliczono wartości średnie stężenia metanu i zbadano właściwości szeregu czasowego średniego stężenia metanu. Dla tych samych dni przeprowadzono prognozy jednodniowe stężenia metanu dwoma metodami. Jedna z metod opiera się na autokorelacji stężenia metanu w dniu analizowanym i poprzednim, a druga uwzględnia dodatkowo wpływ wydobycia na stężenie metanu. Wykazano, że błędy prognoz są małe, a prognozy nadają się do doboru środków doraźnej profilaktyki metanowej. Abstract: This paper was prepared on the basis of measurement data of concentration of methane at the outlet to the ventilation region of C-5 longwall in the seam no. 401/1 in "Pniówek" coal mine. The average values of methane concentration were calculated for 152 days and the properties of time series of the average methane concentration tested. Simultaneously, for those days, one-day prognoses of methane concentration were elaborated by use of two methods. The first one is based on the autocorrelation of methane concentration in the currently analyzed day and the preceding one. Alternatively, the second method takes also into account the influence of mining on the methane concentration. It has been proved that devations of the prognoses are insignificant and they are suitable to the selection of preventive measures for methane. Słowa kluczowe: stężenie metanu, prognozy stężenia metanu, profilaktyka metanowa, autokorelacja Key words: methane concentration, prognoses of methane concentraiton, methane prevention, autocorrelation 1. Wprowadzenie Zgodnie z obowiązującymi przepisami [18], prognozy metanowości bezwzględnej opracowuje się dla rejonu wyrobisk ścianowych w pokładzie węgla i uwzględnia w projekcie technicznym. Jednocześnie przepisy stanowią, że prognozy metanowości bezwzględnej wyrobisk wykorzystywane są dla obliczenia potrzebnej ilości powietrza, podejmowania decyzji o ewentualnym wprowadzeniu odmetanowania i dla ustalenia innych niezbędnych środków profilaktyki metanowej. Prognozy tego typu sporządzają ośrodki naukowe i badawcze, a także osoby fizyczne posiadające uprawnienia rzeczoznawcy do spraw ruchu zakładu górniczego [10, 12, 14, 18, 3]. * ) Politechnika Śląska, Instytut Eksploatacji Złóż Na zagrożenie metanowe w ścianie wpływa wiele czynników. Takimi czynnikami są: budowa geologiczna [21], zagrożenia współwystępujące przy [22, 9, 19] ruchu kombajnu i przesuwaniu sekcji w ścianie [27, 13], rozkład pola potencjałów aerodynamicznych w rejonie czynnej ściany [6], zmiana wielkości wydobycia w ścianie [23, 2], zmiana ciśnienia atmosferycznego [11, 15, 24, 25], stosowany układ przewietrzania [8, 16, 20] i inne. Stan zagrożenia metanowego w rejonie ściany jest kontrolowany pomiarami stężenia metanu i parametrów fizycznych atmosfery kopalnianej, wykonywanymi przez systemy telemetryczne [5, 26, 28]. Na podstawie tych pomiarów prowadzone są także badania nad możliwościami komputerowej symulacji zagrożenia metanowego w celu jego prognozy oraz wyjaśnienia nietypowych zdarzeń [4, 7, 6].

42 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Zachowanie odpowiedniego bezpieczeństwa eksploatacji wymaga dostosowania profilaktyki metanowej do poziomu zagrożenia metanowego. Pomocne w tym względzie mogą być bieżące prognozy zagrożenia metanowego na podstawie, pomiarów ciągłych stężenia metanu, wykonywanych w trakcie eksploatacji ścianą. W artykule przedstawiono walidację dwóch rodzajów jednodniowych prognoz średniego stężenia metanu na wylocie z rejonu ściany. Analizie poddano zbiór pomiarów stężeń metanu wykonanych w rejonie ściany C-5 w pokładzie 401/1 w KWK Pniówek [17]. Długość analizowanej ściany wynosi około 247 m, natomiast przewidywany wybieg ściany wynosi około 780 m. Maksymalna wysokość ściany nie przekracza 1,9 m, a nachylenie podłużne 10 0. Eksploatacja ścianą C-5 rozpoczęła się w styczniu 2014 roku. Eksploatacja pierwszych 35 m wybiegu ściany C-5 prowadzona była poza obrysem zrobów eksploatacyjnych ścian znajdujących się w pokładach wyżej leżących. Od cechy 35 m do cechy 319 m wybiegu, eksploatacja odbywa się częściowo pod zrobami pokładu 361 oraz pod niewybranym fragmentem pokładu 361, w pasie przy chodniku podścianowym C-6. Od cechy 319 m do końca wybiegu ściany, eksploatacja będzie odbywać się w całości pod zrobami pokładu 361. W polu eksploatacyjnym stwierdzono 3 uskoki o maksymalnych zrzutach dochodzących do około 1 m, 1,4 m oraz 0,5 m. W stropie pokładu 401/1 występują iłowce z lokalnie występującymi przerostami mułowca o miąższości nie przekraczającej 3 m. Powyżej iłowców nieregularnie zalegają mułowce przechodzące w piaskowce o sumarycznej miąższości od około 7 m do około 16 m. Ponadto w odległości około 20 m od stropu pokładu 401/1 występuje pokład 363 o miąższości od 1,5 m do 2,2 m. W spągu pokładu 401/1 zalegają iłowce oraz iłowce z przerostami piaskowców i mułowców. Ponadto w odległości od 2 m do 5 m poniżej spągu pokładu, stwierdzono lokalne występowanie piaskowców i mułowców zapiaszczonych o miąższościach mieszczących się w zakresie od 2,7 m do 3,8 m. W odległości od około 3,6 m do 8,8 m występują dwie warstwy węgla o miąższościach od 0,3 do 0,4 m i od 0,4 do 0,9 m, rozdzielone iłowcem lub łupkiem z laminami węgla. Pokład 401/1 został zaliczony do IV kategorii zagrożenia metanowego, klasy B zagrożenia wybuchem pyłu węglowego, II grupy samozapalności oraz jako zagrożony wyrzutami metanu i skał. Pokład jest nieskłonny do tąpań, przewidywane są możliwości wystąpienia wstrząsów o energiach rzędu 10 3 J oraz sporadycznie 10 4 J. Rejon ściany przewietrzany jest w układzie Y (rys. 1). Powietrze świeże doprowadzane jest z poziomu 1000 m, przez przekop wznoszący N-10 równolegle do pokładu 401/1 oraz dalej przecinkami C-1 i I C, pochylnią C-1, a następnie chodnikiem C-5 do ściany C-5. Powietrze zużyte ze ściany C-5 odprowadzane jest do chodnika C-6, w którym łączy się z prądem powietrza świeżego. Dalej doświeżone powietrze odprowadzane jest pochylnią C-4, a następnie przekopem wznoszącym C-4b, pochylnią C-3 i chodnikiem C-2 w pokładzie 363, przekopami wnoszącymi C-4a, C-4 oraz C-3 do dalszych dróg powietrza zużytego, w kierunku wentylacyjnego szybu V. Rejon ściany C-5 zabezpieczony został czujnikami metanometrii stacjonarnej: na wlocie do ściany metanomierz wyłączająco-rejestrujący o progu wyłączania 1,0%, w odległości 2 m od chodnika C-5, na wylocie ze ściany metanomierz wyłączająco-rejestrujący o progu wyłączania 2,0%, w odległości 2 m od chodnika C-6, na wylocie z rejonu metanomierz wyłączająco-rejestrujący o progu wyłączania 1,5% zabudowany w przekopie wznoszącym C-4a, w odległości około 20 m przed skrzyżowaniem z przekopem wznoszącym C-4c. Rys. 1. Schemat przewietrzania rejonu ściany C-5 [5] Fig. 1. Scheme of ventilation of the C-5 longwall region [5]

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 43 2. Dane pomiarowe Przedstawione w artykule obliczenia i analizy sporządzono w oparciu o pomiary stężenia metanu, zarejestrowane przez czujnik zabudowany na wylocie z rejonu ściany C-5, zainstalowany w przekopie wznoszącym C-4a, w odległości około 20 m przed skrzyżowaniem z przekopem wznoszącym C-4c. Do analizy wykorzystano pomiary w dniach od 30.01.do 30.06.2014 roku, czyli w okresie 152 dni. Udostępniony przez KWK Krupiński zbiór z pomiarami stężenia metanu miał postać rekordów, których fragment przedstawiono poniżej. 1.07.2014 3:57:46 1.2%CH4 0:00:04 Ostrz 1.07.2014 3:57:37 1.3%CH4 0:00:09 Ostrz 1.07.2014 3:55:56 1.2%CH4 0:01:41 Ostrz 1.07.2014 3:55:51 1.3%CH4 0:00:05 Ostrz 1.07.2014 3:55:30 1.2%CH4 0:00:21 Ostrz 1.07.2014 3:55:08 1.1%CH4 0:00:22 1.07.2014 3:55:06 1.0%CH4 0:00:02 1.07.2014 3:53:28 1.1%CH4 0:01:38 W pierwszej kolumnie zapisana jest data pomiaru i czas rozpoczęcia pomiaru stężenia metanu. Wartość stężenia jest uwidoczniona w kolumnie drugiej, a kolumna trzecia zawiera czas trwania stężenia metanu o wartości podanej w kolumnie drugiej. Wartość stężenia metanu jest podana z dokładnością pomiarową, czyli 0,1% CH 4. Kolumna czwarta zawiera komentarze. Uwidoczniony komentarz Ostrz zwraca uwagę na przekroczenie przez stężenie metanu progu ostrzegawczego, wynoszącego 1,2%CH 4. Na podstawie pomiarów obliczono wartości średnie stężenia metanu dla poszczególnych dni, przy czym za początek danego dnia przyjmowano godzinę 6:00:00, a za koniec 5:59:59 w dniu następnym. Takie przyjęcie dnia roboczego jest związane z rozkładem czasu pracy w kopalni. Średnie stężenie metanu jest średnią ważoną, przy czym wagami są czasy trwania poszczególnych wartości stężeń metranu (zapisane w kolumnie 3).Wartości średniego stężenia metanu tworzą szereg czasowy (rys. 2). W celu poznania właściwości powyższego szeregu przeprowadzono test normalności rozkładu, zbadano autokorelację oraz sprawdzono występowanie wahań sezonowych. Test Chi-kwadrat normalności rozkładu średniego stężenia metanu (rys. 3) wykazał, że z prawdopodobieństwem wyższym niż 95% tezę o istnieniu rozkładu normalnego średniego stężenia metanu należy odrzucić. Rysunek 4 przedstawia funkcję spektrum szeregu czasowego średniego stężenia metanu. Na górnej osi, opisanej jako okresy, przedstawiono długość okresu wahań wyrażoną w dniach. Największą wartość funkcja spektrum ma dla okresu siedmiu dni. Wahania sezonowe są zatem siedmiodniowe, Rys. 3. Test rozkładu normalnego średniego stężenia metanu Fig. 3. Test of normal distribution of the average methane concentration co jest związane z tygodniowym rytmem pracy w kopalni. Wahania siedmiodniowe widoczne są także na rysunku 2. Rysunek 5 przedstawia wartości funkcji autokorelacji (ACF) i autokorelacji cząstkowej (PACF), czyli zależności stężenia metanu w dniu bieżącym od stężenia metanu w dniach poprzednich. Funkcja autokorelacji wskazuje na zależności pomiędzy bieżącą wartością stężenia a wartościami stężenia w dniach poprzedzających, wskazanych na osi poziomej (opóźnienie rys. 5). Autokorelacja cząstkowa informuje o czystym związku pomiędzy bieżącą wartością średniego stężenia metanu a wartością średniego stężenia metanu w dniu poprzednim (wskazanym przez wartość opóźnienia rys. 5), po wyeliminowaniu wpływu autokorelacji w dniach pośrednich. Poziome linie na wykresie wyznaczają przedział istotności współczynników autokorelacji. Można zauważyć, że funkcje autokorelacji, a przede wszystkim funkcja autokorelacji cząstkowej bardzo szybko zdążają do zera. Z wartości tych funkcji wynika, że największy współczynnik autokorelacji i zarazem autokorelacji cząstkowej, występuje pomiędzy dniem bieżącym a dniem bezpośrednio go poprzedzającym. Wartość tego współczynnika wynosi około 0,73. Tak wysoki współczynnik autokorelacji świadczy o istotnej zależności pomiędzy stężeniami średnimi metanu w dniu bieżącym i poprzednim, a zarazem o możliwości prognozy wartości stężenia metanu na podstawie modelu autoregresyjnego. Rys. 2. Wykres średniego stężenia metanu na wylocie z rejonu ściany C-5 Fig. 2. Graph of the average concentration of methane at the outlet from C-5 longwall region

44 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Rys. 4. Funkcja spektrum dla szeregu czasowego średniego stężenia metanu Fig. 4. Spectrum function for the time series of the average methane concentration Rys. 5. Funkcja autokorelacji i autokorelacji cząstkowej Fig. 5. Autocorrelation and partial autocorrelation functions Na rysunku 6 przedstawiono zależność stężenia metanu w dniu bieżącym od średniego stężenia metanu w dniu poprzednim. Na rysunku jest zauważalny dość znaczny rozrzut punktów wokół prostej, co sugeruje istnienie udziału także innych czynników wpływających na wartość stężenia w bieżącym dniu.

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 45 Rys. 6. Zależność średniego stężenia metanu od średniego stężenia metanu w dniu poprzednim Fig. 6. Relation between the average methane concentration and the average methane concentration in the preceding day 3. Jednodniowa prognoza stężenia metanu W pracy [1] wyprowadzono równania dla jednodniowej prognozy stężenia metanu. Modele prognostyczne są funkcjami liniowymi jednej zmiennej, przy czym zmienną niezależną jest stężenie metanu w dniu poprzedzającym. Modele prognostyczne bazują na pomiarach w dziesięciu ścianach i obejmują 2239 dni. Dla każdego dnia tygodnia opracowano odrębny model prognostyczny. Właściwości szeregu czasowego średniego stężenia metanu na wylocie z rejonu ściany C-5 upoważniają do przypuszczenia, że średnie dobowe stężenie metanu może być prognozowane za pomocą tych modeli. Aby tę tezę sprawdzić, przeprowadzono prognozy ex post dla wszystkich dni obserwacji, za wyjątkiem pierwszego dnia. Rysunek 7 przedstawia wykresy wartości pomiarowych i prognozowanych średnich stężeń metanu w całym okresie obserwacji. W tabeli 1 przedstawiono statystyczną charakterystykę błędów bezwzględnych i względnych przeprowadzonych prognoz. Tablica 1. Parametry statystyczne błędów bezwzględnych i względnych jednodniowych prognoz średniego stężenia metanu na wylocie z rejonu ściany C-5 Table 1. Statististical parameters of absolute relative errors in the one-day prognoses of concentration of methane at the outlet from the C-5 longwall region Parametr Błąd bezwzględny, %CH4 Błąd względny, % średnia 0,13 21 mediana 0,10 12 kwartyl 3 0,19 27 decyl 9 0,27 45 Dotychczasowe prognozy, wykonane dla sprawdzenia dokładności modeli prognostycznych ustalonych w pracy [1], obarczone były błędami. Błędy bezwzględne charakteryzowały następujące wartości parametrów: wartość średnia błędu 0,09%CH 4, mediana 0,07%CH 4, trzeci kwartyl 0,12%CH 4, dziewiąty decyl 0,19%CH 4, natomiast parametry obliczone dla błędów względnych wynosiły: wartość średnia błędu 24%. mediana 14%, trzeci kwartyl 28%, dziewiąty decyl 55%. Porównując wartości charakteryzujące błędy bezwzględne stwierdzono, że prognozy wykonane dla ściany C-5 są wyższe niż dla prognoz dotychczasowych. Wartości średnie błędu bezwzględnego różnią się o 0,04%CH 4, mediany o 0,03%CH 4, trzecie kwartyle o 0,07%CH 4, a dziewiąte decyle o 0,08%CH 4. Stężenie metanu na wylocie z rejonu ściany C-5 było dość wysokie, wyższe niż w ścianach, dla których wykonano prognozy poprzednio. Wartość średnia stężenia metanu w ścianie C-5 była wyższa niż w ścianach, dla których wykonano dotychczas analizy i wynosiła 0,78%CH 4, a średnie stężenie metanu w poszczególnych dniach często przekraczało poziom 1%CH 4. Dlatego błędy względne mają wartości parametrów statystycznych nieco niższe niż w prognozach dotychczasowych. Różnica wartości średnich błędów względnych wynosi 3%, median 2%, trzecich kwartyli 1%, a dziewiątych decyli 10%. Dość znaczne błędy bezwzględne omówionych prognoz mogą być spowodowane wpływem wahań wydobycia na wartość stężenia metanu. W tabeli 2 przedstawiono wartości Rys. 7. Wykresy średnich stężeń metanu z pomiarów i z prognozy Fig. 7. Graph of the average methane concentrations from measurements and progoses

46 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 współczynników korelacji pomiędzy średnim stężeniem metanu a wydobyciem dobowym ze ściany. W tabeli oznaczono przez: st_śred średnie stężenie metanu w dobie rozpatrywanej, st_śred_1 średnie stężenie metanu w dobie poprzedniej, W wydobycie w dobie bieżącej, W_1 wydobycie w dobie poprzedniej. Tablica 2. Współczynniki korelacji między stężeniem średnim metanu i wydobyciem ze ściany C-5 Table 2. Correlation coefficients between the average methane concentration and exploitation for the C-5 longwall st_śred st_śred_1 W W_1 st_śred 1 0,73 0,34 0,57 st_śred_1 0,73 1-0,11 0,38 W 0,34-0,11 1 0,38 W_1 0,57 0,38 0,38 1 Największy współczynnik korelacji występuje między średnim stężeniem metanu w dniu bieżącym a średnim stężeniem metanu w dniu poprzednim (r=0,73). Drugim, co do wartości jest współczynnik korelacji między średnim stężeniem metanu w dniu bieżącym a wydobyciem w dniu poprzednim (0,54). Jest to spowodowane dopływem metanu ze strefy odprężonej. Strefa ta jest stale powiększana w związku z postępem ściany, a jej degazacja zmienia się w czasie. Oczywiście najwięcej metanu dopływa do rejonu ściany z warstw świeżo odprężonych, położonych w niewielkiej odległości poziomej od czoła ściany. Dopływ metanu z tej strefy jest jednak opóźniony, co spowodowane jest właściwościami reologicznymi skał. Współczynnik korelacji między średnim stężeniem metanu a bieżącym wydobyciem wynosi r=0,34. Bieżące wydobycie wpływa przede wszystkim na wypływ metanu z eksploatowanego pokładu (z urobku i z czoła ściany). Wartość tego współczynnika jest zbliżona do wartości współczynnika korelacji między wydobyciem w dniu poprzednim i średnim stężeniem metanu w dniu poprzednim (r=0,38). Interesująca jest zależność pomiędzy wydobyciem w dniu bieżącym a stężeniem metanu w dniu poprzednim. Współczynnik korelacji jest ujemny i wynosi r=-11. Oznacza to, że wydobycie w dniu bieżącym było ograniczane ze względu na wysokie stężenia metanu w dniu poprzednim. Liczba tego typu zdarzeń nie była duża, stąd wartość tego współczynnika jest mała. Z pierwszego wiersza tabeli wynika, że zależności średniego stężenia metanu w dniu bieżącym od wszystkich pozostałych wielkości jest istotna. W pracy [1] został opracowany model prognostyczny średniego stężenia metanu w oparciu o funkcję liniową wielu zmiennych. Wyjściową postać modelu przedstawia wzór st_śred=a 0 +a 1 *st_śred_1+a 2 *W+a 3 *W_1+ε (1) gdzie: a 0, a 1, a 2, a 3 są współczynnikami funkcji liniowej, których wartość i istotność ustala się w procesie aproksymacji, ε reszty (różnice pomiędzy wartościami pomiarowymi a prognozowanymi). W trakcie estymacji parametrów modelu należy odrzucić zmienne nieistotne. Aby wyznaczyć parametry równania z zadowalającą dokładnością, należy dysponować odpowiednio liczną próbą pomiarową. Musi zatem istnieć pewien okres eksploatacji, w którym jedynie zbiera się wymagane dane, a nie wykonuje się prognoz. Dotychczasowe doświadczenia wskazują, że powinien to być okres około 30 dni. Prognoza jednodniowa wymaga estymacji parametrów modelu prognostycznego dla każdego dnia prognozy z osobna. Spośród zmiennych niezależnych modelu dwie zmienne są znane (średnie stężenie metanu i wydobycie z dnia poprzedniego), natomiast trzecia, czyli wydobycie w dniu, dla którego jest sporządzana prognoza, jest wartością nieznaną, a jedynie planowaną. Ponieważ w artykule prognozy są wykonywane ex post, możliwe było przyjęcie do obliczeń rzeczywistego wydobycia. Prognozy sporządzono dla okresu od 03.03 do 30.06.2014 roku. Na rysunku 8 przedstawiono wartości średniego stężenia metanu pomiarowe i prognozowane według modelu (1). Tabela 3 zawiera porównanie statystycznych parametrów błędów prognozy stężenia metanu w oparciu o wartości stężenia metanu w dniu poprzednim (wariant 1) oraz prognozy według modelu (1) (wariant 2). Dane w tabeli 3, odnoszące się do wariantu 1 prognozy, zostały obliczone na podstawie prognoz sporządzonych dla tego samego okresu (od 03.03 do 30.06.2014 roku) jak prognozy według modelu (1), dlatego nieco różnią się od danych zawartych w tabeli 1. Z tabeli 3 wynika, że wszystkie parametry statystyczne charakteryzujące błędy bezwzględne prognoz uwzględniających wydobycie są nieco mniejsze niż parametry prognoz sporządzonych jedynie na podstawie wartości średniego stężenia metanu w dniu poprzednim. To samo spostrzeżenie dotyczy błędów względnych. Rys. 8. Średnie stężenie metanu pomiarowe i prognozowane według modelu (1) Fig. 8. The vverage methane concentration measured and prognosed acc. to the model (1)

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 47 Tablica 3. Porównanie statystycznych parametrów błędów prognoz bez (wariant 1) i z uwzględnieniem wydobycia ze ściany (wariant 2) Table 3. Comparison of statistical parameters of prognoses errors without (scenario no. 1) and with longwall exploitation (scenario no. 2) Parametr Błąd bezwzględny, %CH4 Wariant 1 Wariant 2 Błąd względny, % Błąd bezwzględny, %CH4 Błąd względny, % średnia 0,13 23 0,11 18 mediana 0,10 13 0,08 11 kwartyl 3 0,20 31 0,16 19 decyl 9 0,28 48 0,26 45 Aby posłużyć się praktycznie drugim wariantem przedstawionych prognoz jednodniowych, wykonano również prognozy ex ante średniego stężenia metanu, przyjmując jako zmienną niezależną wydobycie planowane w dniu, dla którego sporządzana jest prognoza. Różnice pomiędzy wydobyciem rzeczywistym a planowanym mieściły się w granicach od 0 do 280 ton. Prognozy zostały sporządzone dla okresu od 03.03. do 30.06.2014 roku. Na rysunku 9 przedstawiono wartości pomiarowe oraz prognozowane stężenia metanu w oparciu wydobycie planowane. W tabeli 4 przedstawiono porównanie parametrów statystycznych błędów bezwzględnych oraz względnych wykonanych prognoz według modelu (1) z uwzględnieniem wydobycia rzeczywistego w dniu, na który wykonywana była prognoza (ex post wariant 2) oraz wydobycia planowanego (ex ante wariant 3). Tablica 4. Porównanie statystycznych parametrów błędów prognoz z uwzględnieniem rzeczywistego wydobycia ze ściany (wariant 2) oraz wydobycia planowanego (wariant 3) Table 4. Comparison of statistical parameters of prognoses errors with real longwall exploitation (scenario no. 2) and the planned exploitation (scenario no. 3) Parametr Błąd bezwzględny, %CH4 Wariant 2 Wariant 3 Błąd względny, % Błąd bezwzględny, %CH4 Błąd względny, % średnia 0,11 18 0,12 18 mediana 0,08 11 0,09 11 kwartyl 3 0,16 19 0,16 21 decyl 9 0,26 45 0,26 41 Z zestawionych w tabeli 4 danych wynika, że dla przedstawionych parametrów statystycznych wartości błędów bezwzględnych oraz względnych prognoz z uwzględnieniem wydobycia rzeczywistego i planowanego są zbliżone. Świadczy o tym również fakt, że średnia obliczona na podstawie wartości bezwzględnych różnic wynosi 0,015%CH 4, 90% różnic jest nie większa niż 0,041% CH 4, a maksymalna różnica wynosi 0,111%CH 4. 4. Podsumowanie Jednodniowa prognoza średniego stężenia metanu może być pomocna przy podejmowaniu decyzji o zastosowaniu doraźnej profilaktyki metanowej, niewymagającej czasochłonnych prac. Przykładem takiej profilaktyki może być zwiększenie ilości powietrza przepływającego przez ścianę, co jest możliwe w przypadku istnienia tzw. wewnątrzrejonowej rezerwy wentylacyjnej lub dzięki ograniczeniu pozarejonowych strat powietrza. Do doraźnych prac profilaktycznych można zaliczyć także zwiększenie liczby strumienic w miejscu intensywnego wypływu metanu, zastosowanie nawiewek (ekranów) kierujących prąd powietrza w ścianie w kierunku zrobów, zastosowanie strumienic ułatwiających powstawanie jednorodnej mieszaniny powietrzno-metanowej. Służby wentylacyjne kopalni mogą podjąć decyzję o wprowadzeniu dodatkowych działań profilaktycznych opartych o rozwiązania organizacyjne. Przykładem takich działań może być przebudowa sekcji w górnym odcinku ściany po odjechaniu kombajnem na wyznaczoną odległość od chodnika nadścianowego lub przesuwanie sekcji obudowy w górnej części ściany po wyłączeniu dostawy energii elektrycznej. Rys. 9. Średnie stężenie metanu pomiarowe i prognozowane według modelu (1) w oparciu o wydobycie planowane Fig. 9. The average methane concentration measured and prognosed acc. to the model (1) on the basis of the planned exploitation

48 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Jednym ze sposobów zmniejszenia stężenia metanu może być także zwiększenie podciśnienia w otworach drenażowych w celu zwiększenia ujęcia metanu. Ostatecznym środkiem może być także ograniczenie wydobycia. Podjęcie dodatkowych środków profilaktyki metanowej (np. doświeżanie powietrza na wylocie ze ściany, zwiększenie liczby otworów drenażowych, zmiana układu przewietrzania) wymaga szczegółowej analizy sytuacji metanowej, w tym przeprowadzenia prognozy na dłuższy okres, przykładowo na dwa tygodnie. Prognozy jednodniowe, wykonane w oparciu o modele wykorzystujące zależność stężenia metanu od stężenia metanu w dniu poprzednim, mogą być prowadzone już od drugiego dnia prowadzenia eksploatacji ścianą. Wynika to z faktu, że parametry tych modeli zostały estymowane na podstawie danych z innych ścian [1]. Dotychczasowe badania wykazały, że błędy prognoz wykonanych z zastosowaniem tych modeli są wystarczająco dokładne dla praktyki górniczej. Mogą one służyć także do obliczenia prognozowanej metanowości wentylacyjnej rejonu ściany, co jest istotne w przypadku przewietrzania rejonu ściany w układzie U. Prognozy średniego stężenia metanu, wykorzystujące jako zmienne niezależne średnie stężenie metanu w dniu poprzednim oraz wydobycie ze ściany w dniu bieżącym i poprzednim, mogą być dokładniejsze od poprzednio omówionych prognoz, jednak parametry modelu prognostycznego muszą być estymowane na postawie danych pomiarowych wykonanych w rejonie danej ściany. Wymagany jest zatem pewien okres (około 30 dni) na zebranie niezbędnych danych. Zaletą tych prognoz jest możliwość zaplanowania wartości wydobycia tak, aby nie występowały przekroczenia dopuszczalnego stężenia lub dopuszczalnej metanowości wentylacyjnej. Zaprezentowane metody prognostyczne mogą zostać w łatwy sposób oprogramowane i dołączone do istniejących systemów monitorujących parametry chemiczne i fizyczne atmosfery kopalnianej. Dzięki temu mogą stać się pomocne w ustalaniu bieżących środków prowadzonej profilaktyki metanowej. Literatura 1. Badura H.: Metody prognoz komputerowych stężenia metanu na wylotach z rejonów ścian zawałowych w kopalniach węgla kamiennego. Monografia. Wydawnictwo Politechniki Śląskiej. Gliwice 2013. 2. Badura H.: Analiza wpływu niektórych czynników na metanowość rejonu ściany D-2 w pokładzie 409/4 w KWK R. Przegląd Górniczy 2007, Nr 4. 3. Borowski M., Szlązak N.: Prognozowanie wydzielania metanu do wyrobisk ścianowych w kopalniach węgla kamiennego z wykorzystaniem sieci neuronowych. Materiały 4 Szkoły Aerologii Górniczej, Kraków 10-13.10.2006. 4. Dziurzyński W.: Badania modelowe przepływu mieszaniny powietrza i gazów w rejonie ściany w aspekcie walidacji wyników komputerowej symulacji. Przegląd Górniczy 2009, Nr 11-12. 5. Dziurzyński W., Wasilewski S., Krach A., Pałka T.: Prognoza stanu atmosfery w rejonie ściany i jej zrobach na podstawie danych z systemu monitoringu kopalni. Przegląd Górniczy 2011, Nr 7-8. 6. Dziurzyński W., Krause E.: Influence of the field of aerodynamic potentials and surroundings of goaf on methane hazard in longwall N-12 in seam 329/1, 329/1-2 in Krupiński Coal Mine. Archives of Mining Sciences Vol. 57, no. 4, 2012. 7. Dziurzyński W., Wasilewski S.: Ocena zagrożenia metanowego w rejonie ściany na podstawie czujników gazometrii oraz symulacji komputerowej przepływu mieszaniny powietrza i metanu. Przegląd Górniczy 2012, Nr 12. 8. Frycz A., Szlązak J.: Wpływ rozcinki złoża w pokładach metanowych na występowanie metanu w rejonie ściany. Przegląd Górniczy 1977, Nr 2. 9. Konopko W., Kabiesz J., Cygankiewicz J.: Wstrząsy i tąpania jako inicjatory zagrożenia metanowego. Przegląd Górniczy 1992, Nr 3. 10. Kozłowski B., Grębski Z.: Odmetanowanie górotworu w kopalniach. Wydawnictwo Śląsk. Katowice 1982. 11. Krach A.: Wpływ zmian ciśnienia barometrycznego na stężenie metanu w prądzie powietrza wypływającym z rejonu ściany z przyległymi zrobami model matematyczny i algorytm obliczeniowy. Archives of Mining Sciences 49, 2004. 12. Krause E., Łukowicz K.: Dynamiczna prognoza metanowości bezwzględnej ścian. Poradnik techniczny. Wydawnictwo GIG, KD Barbara. Katowice Mikołów 2000. 13. Krause E.: Prognozowanie wydzielania metanu do ścian przy urabianiu kombajnem. Przegląd Górniczy 2009, Nr 3-4. 14. Łunarzewski L.W.: Gas prediction, recovery, control and utilization applicable to the mining industry. Presented at The Symposium on recovery and use of coalbet methane. Katowice 1992. 15. Myszor H., Gruszka A.: O zależności wydzielania metanu do kopalń od ciśnienia atmosferycznego. Arch. Górn. 1996, t. 41, z. 2. 16. Nawrat S., Kuczera Z., Napieraj S.: Badania modelowe zwalczania zagrożenia metanowego na wylocie ściany przewietrzanej systemem U. Materiały 4 Szkoły Aerologii Górniczej, Kraków, 10-13.10.2006. 17. Projekt techniczny ściany C-5 w pokładzie 401/1. Jastrzębska Spółka Węglowa S.A. KWK Pniówek. Pawłowice Śl. 2014. 18. 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. DZ.U. z dnia 2 września 2002 r. Nr 139, poz.1169 wraz z późniejszymi zmianami ostatnia nowelizacja z dnia 25 czerwca 2010. 19. Sułkowski J.: Wspieranie przez naukę zwalczania pożarów i wybuchów w kopalniach węgla kamiennego. Wydawnictwo Politechniki Śląskiej. Górnictwo i Geologia 2010, t. 5, z. 3. 20. Szlązak J., Szlązak N.: Ocena systemów przewietrzania wyrobisk ścianowych w kopalniach węgla kamiennego w warunkach zagrożenia metanowego i pożarowego. Materiały 3 Szkoły Aerologii Górniczej. Zakopane 2004. 21. Szlązak N., Sporysz G., Borowski M., Obracaj D.: Wpływ budowy geologicznej złoża w południowo-wschodniej części Górnośląskiego Zagłębia Węglowego na stan zagrożenia metanowego. Bezpieczeństwo Pracy i Ochrona Środowiska w Górnictwie 2010, Nr 3. 22. Szlązak N., Borowski M., Kloc L., Obracaj D.: Możliwości oceny zagrożenia metanowego w ścianach w oparciu o wcześniej prowadzoną eksploatację. Górnictwo 2000, R. 24, z. 4. 23. Szlązak N., Kubaczka C.: Okresowe zmiany wydzielania metanu do wyrobiska ścianowego w czasie prowadzenia eksploatacji. Górnictwo i Geoinżynieria 2011, R. 35, z. 4. 24. Szywacz J., Wasilewski S.: Analiza parametrów powietrza kopalnianego. Rozprawy i Monografie. EMAG, Katowice 2003. 25. Trenczek S.: Rozszerzenie kontroli w rejonach ścian wydobywczych o pomiary ciśnienia w aspekcie zagrożenia wybuchowego. Mechanizacja i Automatyzacja Górnictwa, 2010, Nr 1. 26. Wasilewski S., Wojtas P., Rej A.: Analiza funkcjonowania systemów metanometrycznych w kopalniach. MiAG 2005, Nr 4. 27. Wasilewski S.: Obserwacja zaburzeń parametrów powietrza wywołanych pracą kombajnu w ścianie B-6 pokł. 358/1 w KWK BUDRYK S.A. Przegląd Górniczy 2010, Nr 3-4. 28. Wasilewski S.: Systemy kontroli i monitorowania zagrożeń gazowych w polskich kopalniach węgla kamiennego. Bezpieczeństwo Pracy i Ochrona Środowiska w Górnictwie 2012, Nr 12.

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 49 Przedział wiarygodności wskaźnika Grahama Validity range of Graham index UKD 001.891.3:622.333:622.81/.82 Mgr inż. Stanisław Słowik* ) Mgr inż. Lucjan Świerczek* ) Treść: W artykule omówiono właściwości wskaźnika Grahama związane z jego konstrukcją matematyczną, z której wynika, że może on podążać asymptotycznie w kierunku zera i nieskończoności. Następnie w oparciu o próbę złożoną z 2777 analiz chemicznych powietrza pobranego ze zrobów ścianowych i zza tam izolacyjnych wykazano, że dla skrajnych wartości mianownika wskaźnika Grahama obserwujemy rozbieżność pomiędzy rzeczywistym stopniem zagrożenia pożarowego a prognozowanym przez wskaźnik. Zaobserwowano, że w przypadku bardzo niskich wartości mianownika występuje tendencja do zawyżania poziomu zagrożenia przez wskaźnik, natomiast dla bardzo wysokich wartości mianownika obserwuje się tendencję odwrotną. Dlatego przeprowadzono analizę mającą na celu wyznaczenie przedziału wiarygodności wskaźnika Grahama w zależności od wartości jego mianownika. W tym celu wykorzystano odpowiednie narzędzia matematyczne dające dużą pewność co do weryfikowanych hipotez i wyznaczono przedział mianownika, dla którego można przyjąć, że wskaźnik Grahama na poziomie prawdopodobieństwa co najmniej 95% określa prawidłowo stopień zagrożenia pożarowego. Dla przypadków wykraczających poza wyznaczony przedział nie można już mieć takiej pewności. Uzyskane wnioski mogą być bardzo pomocne przy analizie i ocenie zagrożenia pożarowego w kopalniach. Abstract: This paper describes the characteristics of Graham index and its mathematical structure which shows that it can asymptotically approach zero and infinity. Based on a sample of 2777 chemical analyzes of air, taken from longwall workings as well as from behind the isolating dams, it has been shown that for the extreme values of Graham index there is a discrepancy between the actual level of fire risk and the one predicted by the indicator. It was observed that at the very low values of the denominator the Graham index overestimates the level of risk and for very high values of the denominator there is an opposite tendency. Therefore, an analysis was conducted to determine the validity range of Graham index, depending on the values of its denominator. For this purpose an appropriate mathematical tools were used that provide high reliability of the verified hypotheses. In the analysis the denominator range was calculated, for which it can be assumed at 95% probability that the rate of Graham index correctly determines the degree of fire hazard. For cases outside of the estimated range there is no certainty. The obtained results can be very helpful in the analysis and assessment of fire hazard risk in coal mines. Słowa kluczowe: górnictwo, zagrożenie pożarowe, profilaktyka, wskaźnik Grahama, przedział wiarygodności Key words: mining, fire hazard, prevention, Graham index, validity range 1. Wprowadzenie Wskaźnik Grahama jest jednym z podstawowych wyznaczników poziomu zagrożenia pożarowego występującego w miejscach niedostępnych kopalń węgla kamiennego (zroby, odizolowane wyrobiska). Zdarza się, że otrzymujemy wartości nietypowe tego wskaźnika, które nie odpowiadają poziomowi rzeczywistego zagrożenia. W przypadku wartości ujemnych * ) Główny Instytut Górnictwa, Katowice nie ma wątpliwości co do ich nietypowego charakteru. Natomiast dla wartości dodatnich wiadomo na pewno, że nietypowe przypadki występują, gdy mianownik wskaźnika Grahama jest mniejszy od 0,1% (wówczas mamy do czynienia z zawyżaniem stopnia zagrożenia pożarowego) [9]. W artykule przedstawiono metodykę wyznaczania przedziału wiarygodności wskaźnika Grahama, która polegała na przeprowadzeniu analizy wskaźnika z wykorzystaniem odpowiednich narzędzi matematycznych (testy statystyczne). To pozwoliło na wyznaczenie przedziału mianownika,

50 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 dla którego z prawdopodobieństwem na poziomie co najmniej 95% można twierdzić, że wskaźnik Grahama jest wiarygodny. Analizę oparto na 2777-elementowej próbie złożonej z analiz chromatograficznych próbek powietrza kopalnianego pobieranych ze zrobów ścianowych lub zza tam izolacyjnych. 2. Wstęp do analizy wskaźnika Wskaźnik Grahama określony jest wzorem gdzie: CO stężenie tlenku węgla, %, N 2 stężenie azotu, %, O 2 stężenie tlenu, %., (1) Powyższy wzór można zapisać jako funkcję trzech zmiennych g = f(x, y, t) Zmienna t (dla wskaźnika Grahama jest to stężenie CO) wpływa proporcjonalnie na wartość funkcji, natomiast o przebiegu funkcji decyduje wyrażenie w nawiasie, czyli Jeżeli w zależności (3) zastąpimy mianownik zmienną u, to otrzymujemy wzór na hiperbolę (równoosiową, sprzężoną) Hiperbolę taką przedstawiono na wykresie punktowym z = f(u), sporządzonym dla analizowanej próby statystycznej, przy czym dla większej przejrzystości rysunku ograniczono skalę do z 40 i u 40 (rys. 1). (2) (3) (4) Wykorzystując właściwości hiperboli w analizie wskaźnika Grahama, można stwierdzić co następuje: dla lewej części ramienia hiperboli (L) zauważa się, że kiedy mianownik dąży do zera u 0, to funkcja dąży do nieskończoności z. Oznacza to, że jeżeli mianownik wskaźnika Grahama ma bardzo niskie wartości (0,265N 2 O 2 0), to wskaźnik osiąga bardzo wysoki poziom (G ) zawyżając stopień zagrożenia. Jak już wykazano, taka sytuacja występuje na pewno dla mianownika mniejszego od 0,1% [9]. dla prawej części ramienia hiperboli (P) obserwuje się sytuację odwrotną, czyli gdy mianownik dąży do nieskończoności u, to funkcja dąży do zera z 0. Oznacza to, że jeżeli mianownik wskaźnika Grahama ma bardzo wysokie wartości (0,265N 2 O 2 ), to wskaźnik osiąga bardzo niski poziom (G 0). Mianownik wskaźnika Grahama jest uzależniony od składu atmosfery kopalnianej i nigdy nie będzie dążył do wartości nieskończonej. Jednak opierając się o zasadę symetrii i wnioski zawarte w [9] można wykazać, że dla wartości mianownika 0,1%, należącej do lewej części (L) pojawia się jego symetryczny odpowiednik dla części prawej (P) (rys. 1). Istnieje więc uzasadnione podejrzenie, że również dla dużych wartości mianownika pojawiają się nietypowe przypadki wskaźnika Grahama. Dlatego podczas dalszej analizy zwrócono szczególną uwagę na ten problem. 3. Charakterystyka próby poddanej analizie Próba statystyczna została sporządzona z 2777 elementów, które stanowiły wyniki chromatograficznych analiz powietrza kopalnianego pobranego ze zrobów ścianowych i zza tam izolacyjnych. Próba obejmowała stany: normalne, zagrożenia pożarowego i pożaru. Przeważał stan normalny, natomiast stany zagrożenia pożarowego i pożaru były proporcjonalnie mniejsze, adekwatnie do rzeczywistych warunków panujących w kopalniach. Rys. 1. Rozkład punktowy dla zależności z = 1/ (0,265N 2 O 2 ) Fig. 1. Point distribution for the formula z = 1/ (0,265N 2 - O 2 )

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 51 Przeprowadzono analizę próby pod kątem wskaźnika Grahama i jego składowych ze szczególnym uwzględnieniem przedstawionych wcześniej wniosków wynikających z właściwości hiperboli. Próbę podzielono na symetryczne podpróby, wykorzystując do tego oś symetrii wyznaczoną dla hiperboli (rys. 1). Wydzielono więc dwie podpróby. Pierwsza obejmowała przedział po lewej stronie osi symetrii 0 < 0,265 N 2 O 2 1 i oznaczono ją jako L. W jej skład weszło 1166 elementów. Druga podpróba objęła przedział 1 < 0,265N 2 O 2, który odpowiada odcinkowi hiperboli po prawej stronie osi symetrii. Oznaczono ją jako P, a w jej skład weszło 1611 elementów. Podstawowe statystyki opisowe próby oraz podprób L i P przedstawiono w tabl. 1. Z przedstawionych statystyk opisowych próby wynika, że: wartość środkowa wskaźnika Grahama dla podprób L i P oraz próby jest prawie taka sama; wartość dolnego kwartyla wskaźnika Grahama dla podprób i próby są porównywalne. Podobnie jest z wartością górnego kwartyla; podpróby wykazują wyraźne zróżnicowanie wartości wskaźnika Grahama w zakresie średnich oraz maksymalnych i minimalnych w podpróbie L są one wyższe niż w podpróbie P; w przypadku CO próba i podpróby wykazują wyraźne zróżnicowanie wartości średnich, środkowych, dolnego i górnego kwartyla. W podpróbie L występują stężenia CO wyraźnie niższe niż w podpróbie P, co jest sytuacją odwrotną niż w przypadku wskaźnika Grahama. Wnioski z przeprowadzonej analizy są zbieżne z uwagami wynikającymi z właściwości hiperboli, tzn. że pojawiają się wysokie wartości wskaźnika Grahama w przedziale, gdzie występują niskie wartości CO i odwrotnie. W dalszej kolejności przeprowadzono więc szczegółową analizę próby, aby rozpoznać rozkład i kształtowanie się interesujących nas zmiennych oraz określić zakresy, w których występują nietypowe wartości wskaźnika Grahama. W tym celu próbę podzielono na przedziały. Posłużono się przy tym wynikami analizy nietypowych wartości wskaźnika Grahama przedstawionych w [9], gdzie wykazano, że wskaźnik Grahama w przedziale 0 < 0,265N 2 O 2 0,1 ma dużą tendencję do zawyżania stopnia zagrożenia pożarowego. Ten właśnie przedział przyjęto jako pierwszy dla podpróby L. Następne przedziały otrzymały taką samą szerokość, aż do wartości 0,265N 2 O 2 = 1, gdzie następuje przejście krzywej przez oś symetrii z części L na część P (rys. 1). Naszym zamiarem było zachowanie takich samych rozmiarów przedziałów podpróby P co podpróby L, dlatego zostały one wyznaczone w oparciu o symetrię. A więc symetrycznym odpowiednikiem przedziału L10 (0,9 < 0,265N 2 O 2 1,0) podpróby L będzie przedział P10 (1/1 < 0,265N 2 O 2 1/0,9) w podpróbie P, zaś przedziałowi L9 (0,8 < 0,265N 2 O 2 0,9) odpowiada przedział P9 (1/0,9 < 0,265N 2 O 2 1/0,8) itd. W tablicy 2 zestawiono odpowiadające sobie symetrycznie przedziały dla obu podprób. Tablica 2. Przedziały wyznaczone dla podrób L i P zestawione symetrycznie Table 2. Ranges designated for sub-samples L and P, symmetrically summarized Przedziały dla podpróby L: Przedziały dla podpróby P: L1: 0 < 0,265N 2 O 2 0,1 P1: 1/0,1 < 0,265N 2 O 2 L2: 0,1 < 0,265N 2 O 2 0,2 P2: 1/0,2 < 0,265N 2 O 2 1/0,1 L3: 0,2 < 0,265N 2 O 2 0,3 P3: 1/0,3 < 0,265N 2 O 2 1/0,2 L4: 0,3 < 0,265N 2 O 2 0,4 P4: 1/0,4 < 0,265N 2 O 2 1/0,3 L5: 0,4 < 0,265N 2 O 2 0,5 P5: 1/0,5 < 0,265N 2 O 2 1/0,4 L6: 0,5 < 0,265N 2 O 2 0,6 P6 1/0,6 < 0,265N 2 O 2 1/0,5 L7: 0,6 < 0,265N 2 O 2 0,7 P7: 1/0,7 < 0,265N 2 O 2 1/0,6 L8: 0,7 < 0,265N 2 O 2 0,8 P8: 1/0,8 < 0,265N 2 O 2 1/0,7 L9: 0,8 < 0,265N 2 O 2 0,9 P9: 1/0,9 < 0,265N 2 O 2 1/0,8 L10: 0,9 < 0,265N 2 O 2 1,0 P10: 1,0 < 0,265N 2 O 2 1/0,9 Wyniki statystyk podstawowych z rozbiciem na przedziały przedstawiono w tabl. 3. Natomiast interpretację graficzną wybranych zmiennych przedstawiono na rys. 2 do 5. Tablica 1. Statystyki opisowe próby statystycznej oraz podprób L i P Table 1. Descriptive statistics of the sample and sub-samples L and P Próba bez podziału na grupy Zmienna N ważnych Średnia Mediana Minimum Maksimum Dolny Górny Odch.std Kwartyl Kwartyl Tlen, % 2777 17,8 19,4 0,3 20,9 17,1 20,3 4,1 Azot, % 2777 77,0 79,1 1,4 97,5 77,4 79,7 9,6 Metan 2777 4,3 0,4 0,0 97,2 0,0 2,9 12,0 CO,% 2777 0,0034 0,0011 0,0001 0,0437 0,0003 0,0034 0,0060 Graham 2777 0,0018 0,0010 0,000004 0,1143 0,0005 0,0022 0,0043 Podpróba: L Tlen, % 1166 19,9 20,4 0,3 20,9 20,1 20,7 2,7 Azot, % 1166 76,7 79,0 1,4 79,7 78,4 79,2 10,0 Metan 1166 3,1 0,2 0,0 97,2 0,0 1,1 12,5 CO,% 1166 0,0007 0,0004 0,0001 0,0054 0,0001 0,0009 0,0009 Graham 1166 0,0023 0,0010 0,0001 0,1143 0,0005 0,0020 0,0064 Podpróba: P Tlen, % 1611 16,2 17,9 0,3 20,1 15,0 19,3 4,3 Azot, % 1611 77,1 79,5 5,7 97,5 76,8 80,3 9,4 Metan 1611 5,2 0,9 0,0 92,8 0,0 4,5 11,5 CO,% 1611 0,0054 0,0024 0,0001 0,0437 0,0010 0,0066 0,0072 Graham 1611 0,0015 0,0011 0,000004 0,0124 0,0004 0,0023 0,0015

52 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Tablica 3. Statystyki podstawowe lewego i prawego ramienia hiperboli z rozbiciem na przedziały Table 3. Basic statistics of the left and right arm of the hyperbole split into ranges Bez podziału na grupy Dolny Górny Zmienna N ważnych Średnia Mediana Minimum Maksimum Odch.std Kwartyl Kwartyl Tlen, % 2777 17,8 19,4 0,3 20,9 17,1 20,3 4,1 Azot, % 2777 77,0 79,1 1,4 97,5 77,4 79,7 9,6 Metan 2777 4,3 0,4 0,0 97,2 0,0 2,9 12,0 CO,% 2777 0,0034 0,0011 0,0001 0,0437 0,0003 0,0034 0,0060 Graham 2777 0,0018 0,0010 0,0000 0,1143 0,0005 0,0022 0,0043 przedział L1: 0 < 0,265N 2 - O 2 0,1 Tlen, % 66 19,4 20,8 0,3 20,9 20,1 20,9 4,8 Azot, % 66 73,4 78,8 1,4 79,1 76,1 79,0 18,1 Metan 66 7,0 0,2 0,0 97,2 0,0 3,6 22,7 CO,% 66 0,0004 0,0002 0,0001 0,0020 0,0001 0,0006 0,0004 Graham 66 0,0153 0,0071 0,0010 0,1143 0,0027 0,0150 0,0225 przedział L2: 0,1 < 0,265N 2 - O 2 0,2 Tlen, % 156 20,0 20,8 0,5 20,8 20,7 20,8 3,6 Azot, % 156 75,9 79,0 2,4 79,2 78,7 79,1 13,7 Metan 156 4,0 0,1 0,0 96,1 0,0 0,4 17,1 CO,% 156 0,0003 0,0002 0,0001 0,0016 0,0001 0,0003 0,0003 Graham 156 0,0019 0,0011 0,0005 0,0112 0,0006 0,0021 0,0020 przedział L3: 0,2 < 0,265N 2 - O 2 0,3 Tlen, % 175 20,3 20,7 1,0 20,8 20,6 20,7 2,1 Azot, % 175 77,5 79,0 4,6 79,2 78,7 79,1 7,9 Metan 175 2,0 0,1 0,0 93,5 0,0 0,6 9,9 CO,% 175 0,0004 0,0002 0,0001 0,0031 0,0001 0,0004 0,0005 Graham 175 0,0015 0,0008 0,0003 0,0110 0,0004 0,0017 0,0019 przedział L4: 0,3 < 0,265N 2 - O 2 0,4 Tlen, % 128 20,3 20,6 4,3 20,7 20,5 20,6 1,5 Azot, % 128 77,9 79,0 17,6 79,3 78,6 79,2 5,8 Metan 128 1,6 0,2 0,0 76,8 0,1 0,8 7,2 CO,% 128 0,0004 0,0002 0,0001 0,0026 0,0001 0,0004 0,0004 Graham 128 0,0011 0,0007 0,0003 0,0082 0,0003 0,0013 0,0013 przedział L5: 0,4 < 0,265N 2 - O 2 0,5 Tlen, % 149 19,9 20,5 1,1 20,6 20,4 20,6 2,6 Azot, % 149 76,6 79,0 5,7 79,4 78,4 79,3 9,7 Metan 149 3,3 0,3 0,0 92,1 0,0 1,0 12,1 CO,% 149 0,0006 0,0003 0,0001 0,0041 0,0001 0,0007 0,0008 Graham 149 0,0014 0,0007 0,0002 0,0091 0,0003 0,0016 0,0017 przedział L6: 0,5 < 0,265N 2 - O 2 0,6 Tlen, % 110 19,7 20,4 0,3 20,5 20,2 20,5 2,8 Azot, % 110 76,3 79,1 3,1 79,5 78,4 79,3 10,6 Metan 110 3,7 0,3 0,0 95,4 0,0 1,2 13,2 CO,% 110 0,0008 0,0005 0,0001 0,0047 0,0002 0,0011 0,0010 Graham 110 0,0015 0,0009 0,0002 0,0085 0,0004 0,0020 0,0018 przedział L7: 0,6 < 0,265N 2 - O 2 0,7 Tlen, % 113 19,7 20,3 0,6 20,5 19,7 20,4 2,3 Azot, % 113 76,8 79,0 4,9 79,5 76,9 79,4 8,5 Metan 113 3,2 0,4 0,0 93,3 0,0 3,2 10,6 CO,% 113 0,0011 0,0007 0,0001 0,0048 0,0003 0,0015 0,0012 Graham 113 0,0018 0,0011 0,0001 0,0075 0,0005 0,0022 0,0018 przedział L8: 0,7 < 0,265N 2 - O 2 0,8 Tlen, % 92 19,5 20,2 0,6 20,4 19,8 20,3 2,5 Azot, % 92 76,4 79,0 4,9 79,6 77,5 79,4 9,3 Metan 92 3,8 0,5 0,0 93,3 0,0 2,5 11,7 CO,% 92 0,0012 0,0008 0,0001 0,0054 0,0004 0,0015 0,0013 Graham 92 0,0016 0,0010 0,0001 0,0070 0,0005 0,0020 0,0017

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 53 przedział L9: 0,8 < 0,265N 2 - O 2 0,9 Tlen, % 94 19,7 20,1 10,8 20,3 19,7 20,2 1,2 Azot, % 94 77,5 79,1 44,0 79,6 77,5 79,5 4,7 Metan 94 2,1 0,5 0,0 44,7 0,0 2,5 5,1 CO,% 94 0,0012 0,0010 0,0001 0,0046 0,0006 0,0015 0,0009 Graham 94 0,0014 0,0011 0,0001 0,0056 0,0007 0,0018 0,0011 przedział L10: 0,9 < 0,265N 2 - O 2 1,0 Tlen, % 83 19,6 20,0 0,8 20,2 19,7 20,1 2,2 Azot, % 83 77,5 79,2 6,7 79,7 78,1 79,5 8,1 Metan 83 2,6 0,3 0,0 91,2 0,0 2,0 10,2 CO,% 83 0,0013 0,0008 0,0001 0,0048 0,0005 0,0019 0,0011 Graham 83 0,0014 0,0008 0,0001 0,0052 0,0005 0,0019 0,0012 przedział P10: 1,0 < 0,265N 2 - O 2 1/0,9 Tlen, % 93 19,4 19,9 1,1 20,1 19,6 20,0 2,2 Azot, % 93 77,1 79,1 8,0 79,8 77,8 79,5 8,2 Metan 93 3,2 0,5 0,0 89,7 0,0 2,3 10,2 CO,% 93 0,0015 0,0012 0,0001 0,0062 0,0007 0,0018 0,0013 Graham 93 0,0015 0,0011 0,0001 0,0060 0,0007 0,0018 0,0012 przedział P9: 1/0,9 < 0,265N 2 - O 2 1/0,8 Tlen, % 115 19,1 19,8 0,3 20,0 19,3 19,9 2,7 Azot, % 115 76,5 79,3 5,7 79,9 77,4 79,6 10,3 Metan 115 3,9 0,5 0,0 92,8 0,0 2,9 13,0 CO,% 115 0,0016 0,0013 0,0001 0,0063 0,0009 0,0020 0,0012 Graham 115 0,0013 0,0011 0,0001 0,0054 0,0008 0,0017 0,0010 przedział P8: 1/0,8 < 0,265N 2 - O 2 1/0,7 Tlen, % 136 19,1 19,7 6,8 19,9 19,1 19,8 1,9 Azot, % 136 77,2 79,3 30,3 80,1 77,1 79,7 7,1 Metan 136 2,9 0,5 0,0 62,0 0,0 3,5 8,0 CO,% 136 0,0023 0,0017 0,0001 0,0076 0,0011 0,0032 0,0016 Graham 136 0,0017 0,0013 0,0001 0,0056 0,0009 0,0024 0,0012 przedział P7: 1/0,7 < 0,265N 2 - O 2 1/0,6 Tlen, % 134 18,4 19,5 0,8 19,8 18,7 19,6 3,6 Azot, % 134 75,1 79,3 9,0 80,2 76,6 79,9 13,4 Metan 134 5,9 0,6 0,0 88,9 0,0 4,2 16,8 CO,% 134 0,0021 0,0017 0,0001 0,0068 0,0010 0,0031 0,0016 Graham 134 0,0014 0,0011 0,0001 0,0043 0,0007 0,0020 0,0010 przedział P6 1/0,6 < 0,265N 2 - O 2 1/0,5 Tlen, % 136 18,4 19,2 1,3 19,6 18,8 19,4 3,1 Azot, % 136 76,2 79,6 11,2 80,5 78,0 79,9 11,6 Metan 136 4,7 0,3 0,0 86,3 0,0 2,6 14,4 CO,% 136 0,0028 0,0023 0,0001 0,0183 0,0014 0,0039 0,0025 Graham 136 0,0015 0,0012 0,0001 0,0096 0,0008 0,0021 0,0013 przedział P5: 1/0,5 < 0,265N 2 - O 2 1/0,4 Tlen, % 151 18,3 18,8 9,6 19,3 18,2 19,0 1,4 Azot, % 151 77,5 79,2 44,7 80,9 77,1 80,1 5,3 Metan 151 3,3 0,7 0,0 44,9 0,0 2,8 6,8 CO,% 151 0,0039 0,0035 0,0001 0,0117 0,0015 0,0058 0,0029 Graham 151 0,0018 0,0015 0,0000 0,0050 0,0007 0,0025 0,0013 przedział P4: 1/0,4 < 0,265N 2 - O 2 1/0,3 Tlen, % 170 17,9 18,1 14,4 18,9 17,6 18,4 0,8 Azot, % 170 78,6 79,6 65,7 81,5 77,3 80,4 3,0 Metan 170 2,3 0,9 0,0 18,7 0,0 2,8 3,7 CO,% 170 0,0060 0,0038 0,0001 0,0352 0,0012 0,0092 0,0068 Graham 170 0,0021 0,0013 0,0000 0,0124 0,0004 0,0033 0,0023 przedział P3: 1/0,3 < 0,265N 2 - O 2 1/0,2 Tlen, % 242 16,3 16,8 1,8 18,2 16,2 17,5 2,0 Azot, % 242 77,1 79,7 21,0 82,7 77,1 80,6 7,4 Metan 242 4,9 1,1 0,0 74,6 0,0 4,6 9,6 CO,% 242 0,0071 0,0038 0,0001 0,0437 0,0011 0,0115 0,0084 Graham 242 0,0017 0,0009 0,0000 0,0106 0,0003 0,0029 0,0020

54 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 przedział P2: 1/0,2 < 0,265N 2 - O 2 1/0,1 Tlen, % 289 13,0 14,0 2,4 16,9 11,8 15,5 3,3 Azot, % 289 74,9 79,8 29,6 85,5 71,3 82,3 11,1 Metan 289 9,7 2,3 0,0 66,0 0,0 14,9 14,4 CO,% 289 0,0101 0,0071 0,0001 0,0402 0,0011 0,0166 0,0097 Graham 289 0,0015 0,0011 0,0000 0,0064 0,0002 0,0025 0,0014 przedział P1: 1/0,1 < 0,265N 2 - O 2 Tlen, % 145 7,3 7,6 0,9 12,6 5,3 9,9 3,1 Azot, % 145 83,0 85,5 43,9 97,5 77,3 89,0 9,1 Metan 145 6,1 2,4 0,0 51,7 0,0 10,1 8,5 CO,% 145 0,0076 0,0028 0,0001 0,0383 0,0004 0,0106 0,0100 Graham 145 0,0006 0,0002 0,0000 0,0037 0,0000 0,0010 0,0008 Rys. 2. Wartości średnie wskaźnika Grahama z zaznaczonym zakresem nieodstających dla poszczególnych przedziałów Fig. 2. Graham index mean values with the selection of not outliers range for individual intervals Rys. 3 Wartości średnie tlenu z zaznaczonym zakresem nieodstających dla poszczególnych przedziałów Fig. 3. Oxygen mean values with the selection of not outliers range for individual intervals

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 55 Rys. 4. Wartości średnie azotu z zaznaczonym zakresem nieodstających dla poszczególnych przedziałów Fig. 4. Nitrogen mean values with the selection of not outliers range for individual intervals Rys. 5. Wartości średnie CO z zaznaczonym zakresem nieodstających dla poszczególnych przedziałów Fig. 5. CO mean values with the selection of not outliers range for individual intervals Rys. 6. Wartości średnie etylenu z zaznaczonym zakresem nieodstających dla poszczególnych przedziałów Fig. 6. Ethylene mean values with the selection of not outliers range for individual intervals

56 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Rys. 7. Wartości średnie propylenu z zaznaczonym zakresem nieodstających dla poszczególnych przedziałów Fig. 7. Propylene mean values with the selection of not outliers range for individual intervals Rys. 8. Wartości średnie wodoru z zaznaczonym zakresem nieodstających dla poszczególnych przedziałów Fig. 8. Hydrogen mean values with the selection of not outliers range for individual intervals Z zestawienia statystyk podstawowych wskaźnika Grahama sporządzonych dla podpróby L (0 < 0,265N 2 O 2 1) wyróżnia się przedział L1 (0 < 0,265N 2 O 2 0,1) (tabl. 3). Wartość średnia wskaźnika Grahama jest tu prawie o rząd wielkości większa niż w pozostałych przedziałach. Występują również bardzo wysokie wartości nieodstające wskaźnika na tle pozostałych przedziałów (tabl. 3, rys. 2). Sugeruje to, że w przedziale L1 (0 < 0,265N 2 O 2 0,1) powinno występować najwyższe zagrożenie pożarowe związane z większością elementów tego przedziału. Jednak analiza statystyk podstawowych CO oraz węglowodorów i wodoru nie potwierdza takiego stanu stężenia tych gazów są małe, odpowiadające w większości niskiemu stopniowi zagrożenia pożarowego (tabl. 3, rys. 6, 7 i 8). Potwierdza to wnioski zawarte w [9], że w przedziale (0 < 0,265N 2 O 2 0,1) występują przypadki, dla których wskaźnik Grahama nie oddaje prawidłowo stopnia zagrożenia pożarowego, znacznie go zawyżając. W statystykach podstawowych wskaźnika Grahama w zakresie podpróby P (1 < 0,265N 2 O 2 ) wyróżnia się przedział P1 (1/0,1 < 0,265N 2 O 2 ). W tym przedziale wartość średnia wskaźnika jest około 3 razy niższa niż w przedziałach L2,, L10, P2,, P10. Występują tu również najniższe wartości wskaźnika w zakresie nieodstających. Można więc wysnuć wniosek, że w przedziale P1 (1/0,1 < 0,265N 2 O 2 ) powinno występować najniższe zagrożenie pożarowe, związane z większością elementów tego przedziału. Jednak w przedziale P1 występują: podwyższone stężenia CO, etylenu, propylenu, wodoru i azotu oraz obniżone stężenia tlenu (tabl. 3, rys. 2, 3, 4, 5, 6, 7 i 8). Takie stężenia przytoczonych gazów pojawiają się w warunkach bardzo wysokiej temperatury i braku tlenu (podczas rozpadu termicznego węgla pirolizy) [2][4]. I dla takich warunków, pomimo podwyższonych wartości CO obserwujemy obniżone wartości wskaźnika Grahama. W przedziale P1 wskaźnik Grahama sygnalizuje nam najniższe zagrożenie, co nie odpowiada rzeczywistości. Poniżej podano przykład jak wskaźnik Grahama zachowuje się w warunkach wysokiej temperatury przy postępującym spadku stężenia tlenu (tablica 4).

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 57 Tablica 4. Przykład wartości wskaźnika Grahama w warunkach spadającego stężenia tlenu i wysokiego zagrożenia pożarowego próbki pobrane zza tamy w 3 dniowych odstępach czasowych Table 4. Example of Graham index values in the conditions of decreasing oxygen concentration and high level of fire hazard - samples were taken from behind the isolation dam at 3-day intervals - Etylen ppm Propylen ppm Acetylen ppm CO ppm Tlen % Azot % CO 2 % Metan % Wodór ppm 0,265N 2 -O 2 % Graham 1 dzień 29,10 4,23 5,625 2233 15,25 80,23 1,10 3,05 1312,0 6,01 0,0371 4 dzień 11,30 2,25 2,141 1452 4,78 57,20 1,22 36,62 196,0 10,38 0,0140 7 dzień 9,46 1,86 0,672 402 2,93 63,00 1,09 32,93 6,7 13,77 0,0029 10 dzień 4,81 0,81 0,197 34 2,61 66,49 1,14 29,75 3,2 15,01 0,0002 4. Poszukiwanie granicznych wartości mianownika Z przedstawionej analizy wynika, że należy poszukiwać dwóch wartości granicznych mianownika, które wyznaczą przedział wiarygodności wskaźnika Grahama. Podstawą tych poszukiwań będą przedziały skrajne, w których występują wyraźnie odstające wartości wskaźnika. A więc przedział L1 (0 < 0,265N 2 O 2 0,1), gdzie wskaźnik Grahama zawyża stopień zagrożenia pożarowego i przedział P1 (1/0,1 < 0,265N 2 O 2 ), gdzie wskaźnik wykazuje zbyt niskie wartości w stosunku do poziomu zagrożenia pożarowego. Poszukiwanie granicznych wartości mianownika wskaźnika Grahama zostało zrealizowane jako porównanie dwóch sąsiednich grup (grupy obejmującej przypadki odstające z grupą sąsiednią, gdzie te przypadki zanikają). A ponieważ pomiędzy tymi grupami nie występuje skokowa granica, dlatego konieczne było zastosowanie metody, która tę granicę jak najlepiej wychwyci. Z uwagi na bardzo dużą liczność próby skorzystano z centralnego twierdzenia granicznego, które mówi, że rozkład średnich z próby zmierza do rozkładu normalnego, niezależnie od rozkładu zmiennej w populacji. Przyjęte założenie pozwala zastosować testy statystyczne, które dają dużą pewność co do weryfikowanych hipotez. Do poszukiwania granicy pomiędzy grupami wykorzystano program STATISTICA i testy różnic między średnimi z dwóch prób, z uwzględnieniem jednorodności wariancji (test t). Założono poziom istotności dla testu t równy 0,05. Czyli z prawdopodobieństwem na poziomie co najmniej 95% popełniamy błąd, odrzucając hipotezę zerową o braku różnicy między średnimi, z uwzględnieniem zmienności w grupach. Można więc przyjąć, że z prawdopodobieństwem na poziomie co najmniej 95% wyznaczone wartości graniczne będą określać przedział mianownika, gdzie wskaźnik Grahama daje dużą wiarygodność oceny zagrożenia pożarowego. Analizę różnic pomiędzy średnimi rozpoczęto od porównania podgrupy L i P. Otrzymane wyniki testów nie pozwoliły na przyjęcie hipotezy zerowej o braku różnic pomiędzy średnimi z uwzględnieniem jednorodności wariancji. Dlatego odrzucono wartości najbardziej odstające, czyli te występujące w przedziałach L1 (0 < 0,265N 2 O 2 0,1%) oraz P1 (1/0,1 < 0,265N 2 O 2 %). Po czym powtórzono testy, porównując wartości wskaźnika Grahama grupy L2 L10 z jej symetrycznym odpowiednikiem, tj. grupą P2 P10. Obliczone poziomy istotności testu Levene a oraz testu Browna i Forsythe a przekraczały 0,05 (wynosiły odpowiednio p = 0,991074 i p = 0,133713). Natomiast wartość odpowiedniego testu t dla jednorodnych wariancji wynosiła t = - 1,701, a odpowiadający mu poziom istotności p = 0,089 (tabl. 5). Otrzymane wyniki pozwalają stwierdzić, że spełnione jest założenie o jednorodności wariancji i nie można odrzucić hipotezy zerowej, która mówi o równości średnich wskaźnika Grahama w obu grupach. Daje nam to podstawę do tego, aby poszukiwać granicznej wartości mianownika wskaźnika, wykorzystując przedziały L1 i P1, w których występują wartości zauważalnie odstające. 4.1. Granica lewostronna W przypadku granicy lewostronnej mianownika wskaźnika Grahama obserwuje się, że im bardziej jego wartość zbliża się do zera, tym większa jest rozbieżność pomiędzy poziomem wskaźnika Grahama a rzeczywistym stanem zagrożenia pożarowego. Rozbieżności takie na pewno występują w przedziale L1. Dlatego sposób poszukiwania wartości granicznej mianownika polegał na tym, że przedział L1 był przesuwany krokowo w kierunku wyższych wartości. Działanie takie miało na celu wyrównanie różnic pomiędzy porównywanymi grupami przez odrzucanie najbardziej zawyżonych wartości i dobieranie wartości zbliżających się do typowych. Przyjęto, że wskaźniki Grahama z przedziału L1 będą porównywane ze wskaźnikami: a) grupy obejmującej przedziały L2 L10 + P2 P10; b) grupy obejmującej przedziały L2 L10 (zawężona do lewej części ramienia hiperboli); c) grupy przedziału sąsiadującego, czyli L2. 4.1.1. Test t na występowanie istotnych różnic pomiędzy wskaźnikiem Grahama przedziału L1 a przedziału (L2 L10 + P2 P10) Postępowano w sposób następujący: jeżeli wykonane testy t dla prób niezależnych wykazały, że nie można przyjąć Tablica 5. Testy t dla prób niezależnych. Porównanie wskaźnika Grahama podgrupy lewego i prawego ramienia hiperboli przy odrzuceniu przedziałów skrajnych L1 i P1 Table 5. T-tests for the independent samples. The comparison of Graham index subgroup of the left and right arm of hyperbole rejecting the extreme ranges L1 and P1 Zmienna Testy t Grupa 1: od L2 do L10 Grupa 2: od P2 do P10 Średnia lewe Średnia prawe t df p t oddz. est. war. df p dwustr. Graham 0,0015 0,0016-1,701 2564 0,089-1,679 2240,61 0,093

58 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 hipotezy zerowej, która mówi o równości średnich wskaźnika Grahama dla obu grup, to przesuwano skrajny przedział (L1) z zachowaniem jego rozpiętości oraz odpowiednio skracano drugą grupę (L2 L10 + P2 P10). Postępowano tak aż do momentu uzyskania potwierdzenia, że nie występują różnice w wartościach średnich obu grup, z uwzględnieniem zmienności w grupach (jednorodności wariancji). Ostatni negatywny wynik testu t przyjmowano za wartość graniczną mianownika, od której wskaźnik Grahama nie odzwierciedla prawidłowo stanu zagrożenia pożarowego (w tym przypadku zawyża poziom zagrożenia). Np. pierwszą analizę wykonano porównując przedziały: L1 (0,0 < 0,265N 2 O 2 0,100) i L2 L10 + P2 P10 (0,100 < 0,265N 2 O 2 1/0,1). Następnie granica była przesuwana o 0,001 z zachowaniem dla grupy L1 rozpiętości 0,1. A więc następną analizą było porównanie grup: L1 (0,001 < 0,265N 2 O 2 0,101) i L2 L10 + P2 P10 (0,101 < 0,265N 2 O 2 1/0,1). Postępowano w ten sposób do momentu, aż uzyskano potwierdzenie na poziomie prawdopodobieństwa równym 95%, że pomiędzy grupami nie występują istotne różnice. Wyniki uzyskane dla pierwszej i ostatnich analiz przedstawiono w tablicy 6. Otrzymane wyniki dają podstawę do stwierdzenia, że nie można odrzucić hipotezy zerowej, która mówi o braku różnic pomiędzy średnimi wartościami wskaźnika Grahama w przypadku porównania grup (0,112 < 0,265N 2 O 2 0,212) i (0,212 < 0,265N 2 O 2 1/0,1). W oparciu o to stwierdzenie możemy więc przyjąć, że z prawdopodobieństwem co najmniej 95% wskaźnik Grahama daje dużą wiarygodność oceny zagrożenia pożarowego w przedziale mianownika powyżej lewostronnej wartości granicznej równej (0,265N 2 O 2 ) gr = 0,211 (tabl. 6). 4.1.2. Test t na występowanie istotnych różnic pomiędzy wskaźnikiem Grahama przedziału L1 a przedziału (L2 L10) Postępowano analogicznie jak w poprzednim punkcie, przy czym pierwszą analizę wykonano porównując przedziały: L1 (0,0 < 0,265N 2 O 2 0,100) i L2 L10 (0,100 < 0,265N 2 O 2 1,0). Następnie granica pomiędzy grupami była przesuwana z zachowaniem rozpiętości przedziału L1 równej 0,1 aż do potwierdzenia na poziomie prawdopodobieństwa 95% braku różnic pomiędzy średnimi. Wyniki dla pierwszej i ostatnich analiz przedstawiono w tablicy 7. Dla tego sposobu analizy możemy przyjąć, że wskaźnik Grahama daje dużą wiarygodność oceny zagrożenia pożarowego w przedziale mianownika powyżej lewostronnej wartości granicznej równej (0,265N 2 O 2 ) gr = 0,216 (tabl. 7). 4.1.3. Test t na występowanie istotnych różnic pomiędzy wskaźnikiem Grahama przedziału L1 a przedziału L2 Postępowano analogicznie do poprzednich punktów, przy czym pierwszą analizę wykonano porównując grupę L1 (0,0 < 0,265N 2 O 2 0,100) z L2 (0,100 < 0,265N 2 O 2 0,200). Następnie obie grupy były przesuwane z zachowaniem stałej rozpiętości każdego z przedziałów, równej 0,1. Wyniki dla pierwszej i ostatnich analiz przedstawiono w tablicy 8. Tablica 6. Wyniki testów t dla prób niezależnych na występowanie istotnych różnic pomiędzy wskaźnikiem Grahama przedziału L1 a przedziału (L2 L10 + P2 P10) Table 6. The results of t-tests for independent samples in the presence of significant differences between the Graham index in range L1 and range (L2 L10 + P2 P10) Zmienna N ważnych Grupa 1 N ważnych Grupa 2 Średnia Grupa 1 Testy t Średnia Grupa 2 t df p Grupa 1, (L1): (0,0 <0,265N 2 -O 2 0,10) Grupa 2, (L2 L10+P2 P10): (0,10 <0,265N 2 -O 2 1/0,1) Graham 66 2566 0,015316 0,001568 28,42545 2630 0 Grupa 1, (L1): (0,111 <0,265N 2 -O 2 0,211) Grupa 2, (L2 L10+P2 P10): (0,211 <0,265N 2 -O 2 1/0,1) Graham 166 2392 0,001808 0,00155 1,987771 2556 0,046944 Grupa 1, (L1): (0,112 <0,265N 2 -O 2 0,212) Grupa 2, (L2 L10+P2 P10): (0,212 <0,265N 2 -O 2 1/0,1) Graham 166 2389 0,001798 0,001552 1,899102 2553 0,057664 Tablica 7. Wyniki testów t dla prób niezależnych na występowanie istotnych różnic pomiędzy wskaźnikiem Grahama przedziału L1 a przedziału (L2 L10) Table 7. The results of t-tests for independent samples in the presence of significant differences between the Graham index in range L1 and range (L2 L10) Zmienna N ważnych Grupa 1 N ważnych Grupa 2 Średnia Grupa 1 Testy t Średnia Grupa 2 t df p Grupa 1, (L1): (0,0 <0,265N 2 -O 2 0,10) Grupa 2, (L2 L10): (0,10 <0,265N 2 -O 2 1,0) Graham 66 1100 0,0153 0,0015 19,58 1164 0 Grupa 1, (L1): (0,116 <0,265N 2 -O 2 0,216) Grupa 2, (L2 L10): (0,216 <0,265N 2 -O 2 1,0) Graham 163 920 0,0018 0,0015 2,352 1081 0,019 Grupa 1, (L1): (0,117 <0,265N 2 -O 2 0,217) Grupa 2, (L2 L10): (0,217 <0,265N 2 -O 2 1,0) Graham 164 918 0,0017 0,0015 1,954 1080 0,051

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 59 Tablica 8. Wyniki testów t dla prób niezależnych na występowanie istotnych różnic pomiędzy wskaźnikiem Grahama przedziału L1 a grupą przedziału sąsiadującego L2 Table 8. The results of t-tests for independent samples in the presence of significant differences between the Graham index in range L1 and adjacent range L2 Zmienna N ważnych Grupa 1 Dla tego sposobu analizy możemy przyjąć, że wskaźnik Grahama daje dużą wiarygodność oceny zagrożenia pożarowego w przedziale mianownika powyżej lewostronnej wartości granicznej równej (0,265N 2 O 2 ) gr = 0,193 (tabl. 8). Przeprowadzone testy wskazują na to, że przedział, w którym zawiera się wartość graniczna mianownika wskaźnika Grahama jest bardzo wąski. Można to zaobserwować po tym, jak mocno spada prawdopodobieństwo wraz z obniżaniem się wartości mianownika (niezależnie od obranej metody jego wyznaczania). Np. zmniejszenie wartości mianownika o 0,001 powoduje, że obliczone prawdopodobieństwo jest już poniżej wymaganego poziomu p = 0,05 (tabl. 6, 7 i 8). A więc odpowiednio zaokrąglając którykolwiek z otrzymanych wyników spowodujemy, że uzyskana wartość będzie zawierać przedział, w którym występują wszystkie obliczone graniczne wartości mianownika, tj. wg każdej z trzech zastosowanych metod. W wyniku przeprowadzonych analiz otrzymano dla lewej strony mianownika wskaźnika Grahama trzy wartości graniczne, które są bardzo zbliżone: 0,193; 0,211 oraz 0,216 i średnio równe 0,207. Warto w tym miejscu zauważyć, że w górnictwie australijskim funkcjonuje zasada, według której, jeżeli wartość mianownika wskaźnika Grahama wynosi poniżej 0,2, to obliczony wskaźnik jest niemiarodajny [3]. Wartość ta jest zbliżona do wyznaczonych przez nas wartości granicznych oraz ich średniej. 4.2. Granica prawostronna N ważnych Grupa 2 Średnia Grupa 1 Testy t Średnia Grupa 2 t df p Grupa 1, (L1): 0,0 <0,265N 2 -O 2 0,10 Grupa 2, (L2): (0,10 <0,265N 2 -O 2 0,20) Graham 66 156 0,015316 0,001871 7,41857 220 0 Grupa 1, (L1): 0,093 <0,265N 2 -O 2 0,193 Grupa 2, (L2): (0,193 <0,265N 2 -O 2 0,293) Graham 157 172 0,002016 0,001533 2,095688 327 0,036878 Grupa 1, (L1): 0,094 <0,265N 2 -O 2 0,194 Grupa 2, (L2): (0,194 <0,265N 2 -O 2 0,294) Graham 157 173 0,001978 0,001533 1,949453 328 0,052093 Granicę prawostronną mianownika wskaźnika Grahama poszukiwano analogicznie jak w przypadku granicy lewostronnej, tj. wykonując trzy warianty testów t, gdzie wskaźniki Grahama z przedziału P1 porównywano ze wskaźnikami: d) grupy obejmującej przedziały L2 L10 + P2 P10; e) grupy obejmującej przedziały P2 P10; f) grupy przedziału sąsiadującego, czyli P2. 4.2.1. Test t na występowanie istotnych różnic pomiędzy wskaźnikiem Grahama przedziału P1 a przedziału (L2 L10 + P2 P10) Postępowano analogicznie do poprzednich punktów, przy czym pierwszą analizę wykonano porównując grupę P1 (1/0,1 < 0,265N 2 O 2 ) z grupą L2 L10 + P2 P10 (0,100 < 0,265N 2 O 2 1/0,1). Następnie grupa P1 była przesuwana z zachowaniem swojej rozpiętości zaś grupa L2 L10 + P2 P10 była odpowiednio skracana. Wyniki dla pierwszej i ostatnich analiz przedstawiono w tablicy 9. W oparciu o otrzymane wyniki testów możemy przyjąć, że z prawdopodobieństwem na poziomie co najmniej 95% wskaźnik Grahama daje dużą wiarygodność oceny zagrożenia pożarowego w przedziale mianownika poniżej prawostronnej wartości granicznej równej (0,265N 2 O 2 ) gr = 1/0,172 = 5,81 (tabl. 9). 4.2.2. Test t na występowanie istotnych różnic pomiędzy wskaźnikiem Grahama przedziału P1 a przedziału (P2 P10) Postępowano analogicznie do poprzednich przypadków, wyniki dla pierwszej i ostatnich analiz przedstawiono w tablicy 10. W oparciu o otrzymane wyniki testów możemy przyjąć, że z prawdopodobieństwem na poziomie co najmniej 95% wskaźnik Grahama daje dużą wiarygodność oceny zagrożenia Tablica 9. Wyniki testów t dla prób niezależnych na występowanie istotnych różnic pomiędzy wskaźnikiem Grahama przedziału P1 a przedziału (L2 L10 + P2 P10) Table 9. The results of t-tests for independent samples in the presence of significant differences between the Graham index in range P1 and range (L2 L10 + P2 P10) Zmienna N ważnych Grupa 1 N ważnych Grupa 2 Średnia Grupa 1 Testy t Średnia Grupa 2 t df p Grupa 1, (L2 L10 + P2 P10): (0,10 < 0,265N 2 O 2 1/0,10) Grupa 2, (P1): (1/0,10 <0,265N 2 -O 2 ) Graham 2566 145 0,001568 0,000603 7,128928 2709 0,0000000 Grupa 1, (L2 L10 + P2 P10): (0,100 < 0,265N 2 O 2 1/0,172) Grupa 2, (P1): (1/0,172 <0,265N 2 -O 2 1/0,072) Graham 2364 270 0,001575 0,001371 1,984037 2632 0,047355 Grupa 1, (L2 L10 + P2 P10): (0,100 < 0,265N 2 O 2 1/0,175) Grupa 2, (P1): (1/0,175 <0,265N 2 -O 2 1/0,075) Graham 2354 274 0,001574 0,001403 1,665269 2626 0,095978

60 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Tablica 10. Wyniki testów t dla prób niezależnych na występowanie istotnych różnic pomiędzy wskaźnikiem Grahama przedziału P1 a przedziału (P2 P10) Table 10. The results of t-tests for independent samples in the presence of significant differences between the Graham index in range P1 and range (P2 P10) Zmienna N ważnych Grupa 1 N ważnych Grupa 2 Średnia Grupa 1 Testy t Średnia Grupa 2 t df p Grupa 1, (P2 P10): (1 < 0,265N 2 O 2 1/0,10) Grupa 2, (P1): (1/0,10 <0,265N 2 -O 2 ) Graham 1466 145 0,001615 0,000603 7,754938 1609 0,0000000 Grupa 1, (P2 P10): (1 < 0,265N 2 O 2 1/0,179) Grupa 2, (P1): (1/0,179 <0,265N 2 -O 2 1/0,079) Graham 1243 277 0,001635 0,001427 2,041768 1518 0,041347 Grupa 1, (P2 P10): (1 < 0,265N 2 O 2 1/0,181) Grupa 2, (P1): (1/0,181 <0,265N 2 -O 2 1/0,081) Graham 1235 275 0,001635 0,001440 1,905374 1508 0,056922 pożarowego w przedziale mianownika poniżej prawostronnej wartości granicznej równej (0,265N 2 O 2 ) gr = 1/0,179 = 5,59 (tabl. 10). 4.2.3. Test t na występowanie istotnych różnic pomiędzy wskaźnikiem Grahama przedziału P1 a przedziału P2 Postępowano analogicznie do poprzednich punktów, zaś wyniki uzyskane dla pierwszej i ostatnich analiz przedstawiono w tablicy 11. W oparciu o otrzymane wyniki testów możemy przyjąć, że z prawdopodobieństwem na poziomie co najmniej 95% wskaźnik Grahama daje dużą wiarygodność oceny zagrożenia pożarowego w przedziale mianownika poniżej prawostronnej wartości granicznej równej (0,265N 2 O 2 ) gr = 1/0,172 = 5,81 (tabl. 11). W wyniku przeprowadzonych analiz otrzymano dla prawej strony mianownika wskaźnika Grahama trzy wartości graniczne: 5,81; 5,59 oraz 5,81, które są średnio równe 5,7. 5. Podsumowanie Wiarygodność przeprowadzonej analizy oparto na 2777- elementowej próbie złożonej z analiz chromatograficznych próbek powietrza kopalnianego pobieranych ze zrobów ścianowych lub zza tam izolacyjnych. Wykazano, że wskaźnik Grahama G rozpatrywany jako zależność względem mianownika jest zbiorem hiperboli różnicowanych przez mnożnik CO,, gdzie: u = (0,265N 2 O 2 ). W oparciu o takie założenie przeprowadzono dokładną analizę próby w zakresie interesujących nas zmiennych i stwierdzono, że zarówno z lewej jak i prawej strony przedziału mianownika wskaźnika Grahama pojawiają się wyraźnie odstające wartości tego wskaźnika, które nie oddają prawidłowo stopnia zagrożenia pożarowego. Poszukiwano dwóch wartości granicznych mianownika, które będą wyznaczać przedział wiarygodności wskaźnika Grahama. Wykorzystano w tym celu testy t dla prób niezależnych, które dają dużą pewność co do weryfikowanych hipotez (poziom istotności przyjęto równy 0,05). Ustalono, że graniczna wartość mianownika wskaźnika Grahama wynosi: dla lewej strony (0,265N 2 O 2 ) gr = 0,2; dla prawej strony (0,265N 2 O 2 ) gr = 5,7. W przedziale lewostronnym, czyli dla wartości mianownika (0,265N 2 O 2 ) gr 0,2, obserwujemy próbki charakteryzujące się zawartością tlenu: od 10,2% do 20,9% (średnia 20,6%, mediana 20,8%), azotu: od 39% do 79,2% (średnia 78,2%, mediana 79,0%), CO 2 : od 0,1% do 0,9% (średnia 0,1%, mediana 0,1%), CH 4 : od 0,0% do 48,0% (średnia 1,1%, mediana 0,1%). Można zauważyć, że zdecydowanie przeważają tu próbki z wysoką zawartością tlenu, niską zawartością CO 2 i metanu. Dlatego zawyżanie stopnia zagrożenia pożarowego przez wskaźnik Grahama najczęściej występuje w przypadku próbek pobranych z miejsc niedostępnych i jednocześnie dobrze przewietrzanych, np. ze zrobów ścian o dużej intensywności przewietrzania lub zza nieszczelnych tam izolacyjnych, w których dodatkowo różnica potencjałów wywołuje wciąganie powietrza za tamę. Wartość mianownika (0,265N 2 O 2 ) gr 0,2 może też być skutkiem niedokładnie pobranej próbki powietrza do analizy. Tablica 11. Wyniki testów t dla prób niezależnych na występowanie istotnych różnic pomiędzy wskaźnikiem Grahama przedziału P1 a przedziału P2 Table 11. Results of t-tests for independent samples in the presence of significant differences between the Graham index in range P1 and range P2 Zmienna N ważnych Grupa 1 N ważnych Grupa 2 Średnia Grupa 1 Testy t Średnia Grupa 2 t df p Grupa 1, (P2): (1/0,20 < 0,265N 2 O 2 1/0,10) Grupa 2, (P1): (1/0,10 <0,265N 2 -O 2 ) Graham 289 145 0,001473 0,000603 6,955220 432 0,0000000 Grupa 1, (P2): (1/0,272 < 0,265N 2 O 2 1/0,172) Grupa 2, (P1): (1/0,172 <0,265N 2 -O 2 1/0,072) Graham 275 270 0,001657 0,001371 2,105520 543 0,035705 Grupa 1, P2 (P10): (1/0,275 < 0,265N 2 O 2 1/0,175) Grupa 2, (P10): (1/0,175 <0,265N 2 -O 2 1/0,075) Graham 271 274 0,001633 0,001403 1,685397 543 0,092487

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 61 W przedziale prawostronnym, czyli dla wartości mianownika (0,265N 2 O 2 ) gr 5,7, obserwujemy próbki charakteryzujące się zawartością tlenu: od 0,9% do 16,3% (średnia 10,3%, mediana 10,9%), azotu: od 45,6% do 97,5% (średnia 78,7%, mediana 81,1%), CO 2 : od 0,1% do 10,3% (średnia 2,8%, mediana 2,1%), CH 4 : od 0,0% do 46,7% (średnia 7,8%, mediana 2,4%). W tym przedziale zdecydowanie przeważają próbki z niską zawartością tlenu oraz zwiększoną zawartością azotu, CO 2 i metanu. Dlatego przypadki zaniżania stopnia zagrożenia pożarowego przez wskaźnik Grahama obserwuje się najczęściej dla próbek pobieranych z głębokich zrobów, z rurociągów odmetanowania, zza tam izolacyjnych, a szczególnie w przypadkach stosowania inertyzacji zrobów azotem lub dwutlenkiem węgla. Przypadki niepoprawnej oceny poziomu zagrożenia pożarem endogenicznym przez wskaźnik Grahama zostały przedstawione m.in. w [5] i [13]. Wskazano, że metan niezwiązany z reakcją utleniania, który dopływa z jakiegoś zbiornika do miejsca pobierania próbek gazowych poddawanych analizie, fałszuje wartość wskaźnika [5]. Za fałszowanie wartości wskaźnika Grahama odpowiada też dopływ do miejsca pobierania próbki azotu stosowanego do inertyzacji [13]. Występujące nieprawidłowości spowodowały, że w górnictwie światowym przyjmuje się różne ograniczenia w stosowaniu wskaźnika Grahama, zazwyczaj odnoszą się one do dolnego przedziału mianownika wskaźnika Grahama [3], [7]. Przyczyn nieprawidłowej oceny stopnia zagrożenia pożarowego na podstawie wartości wskaźnika Grahama poszukuje się głównie w sposobie określania ubytku tlenu [1]. Jednak, jak podano w [9], nie rozwiązuje to problemu. W artykule wykazano, że nieprawidłowa ocena stopnia zagrożenia pożarowego w oparciu o wskaźnik Grahama związana jest z mianownikiem, czyli ubytkiem tlenu, ale wynika głównie z konstrukcji matematycznej wzoru służącego do obliczania tego wskaźnika. W związku z tym niezależnie od tego, czy na skład pobieranej próbki powietrza będą oddziaływać gazy inertne (azot, CO 2 ), metan, czy inne czynniki, to jeżeli mianownik znajdzie się w przedziale o niskiej wiarygodności, wówczas wskaźnik Grahama nie będzie prawidłowo oddawał poziomu zagrożenia pożarowego. Wyprowadzony zakres wiarygodności wskaźnika Grahama może być pomocny m.in. przy obserwacji zagrożenia pożarowego podczas inertyzacji, po otamowaniu wyrobisk oraz przy ocenie prawidłowości pobierania próbek gazowych. W oparciu o przeprowadzoną analizę sformułowano następujący wniosek: Jeżeli wartości mianownika wskaźnika Grahama zawierają się w przedziale 0,2 < 0,265N 2 O 2 < 5,7, to wskaźnik Grahama cechuje się dużą wiarygodnością i można przyjąć, że na poziomie prawdopodobieństwa co najmniej 95% przedstawia prawidłowo stopień zagrożenia pożarowego. W pozostałych przypadkach nie można już mieć takiej pewności, dlatego wskazane jest wówczas, aby korzystać z innych kryteriów określania stopnia zagrożenia pożarowego (np. z precyzyjnej analizy chromatograficznej próbek powietrza kopalnianego). Literatura 1. Brady, D.: Problems with Determining Oxygen Deficiencies in Ratios Used for Assessing Spontaneous Combustion Activity in Aziz. Coal Operators Conference, University of Wollongong & the Australasian Institute of Mining and Metallurgy, 2008, 209-216, Coal 2008. 2. Cygankiewicz J.: Ocena rozwoju ognisk samozagrzewania na podstawie precyzyjnej analizy chemicznej prób powietrza kopalnianego. Prace Naukowe Głównego Instytutu Górnictwa 1996, Nr 14. 3. Cygankiewicz J., Gapiński D.: Analiza metod oceny zagrożenia pożarami endogenicznymi przyjętych w górnictwie polskim na tle rozwiązań stosowanych w innych krajach. Zagrożenia aerologiczne w kopalniach węgla kamiennego profilaktyka, zwalczanie, modelowanie, monitoring, str. 15-28, 2013. 4. Cygankiewicz J., Krause E.: Kryteria warunkujące bezpieczeństwo prowadzenia eksploatacji w pokładach silnie metanowych i zagrożonych pożarami endogenicznymi, na przykładzie ściany nr 9 w pokładzie 405/2 w kopalni Sośnica. Prace Naukowe GIG. Górnictwo i Środowisko 2005, Nr 2. 5. Lasek S., Stacha G., Trenczek S.: Doświadczenia uzyskane w trakcie eksploatacji ściany 3J w pokładzie 502 partii J w KWK Śląsk w zakresie wpływu zagrożenia tąpaniami na eskalację zagrożenia metanowego. Materiały 2 Szkoły Aerologii Górniczej. Zakopane 7-10 października 2002. Wyd. Sekcja Aerologii Górniczej Komitetu Górnictwa PAN, Kraków 2002, str. 249-263. 6. Luszniewicz A., Słaby T.: Statystyka z pakietem komputerowym STATISTICA PL. Teoria i zastosowania. Wydawnictwo C.H. Beck, 2008. 7. Mackenzie-Wood P., Strang J.: Fire gases and their interpretation. The Mining Engineer, June 1990. 8. Mazur M.: Systemy ochrony powietrza. Wydawnictwa Naukowo- Dydaktyczne, Kraków. 9. Słowik S., Świerczek L.: Ujemne i zawyżone wartości wskaźnika Grahama. Przegląd Górniczy 2014, Nr 12. 10. Wacławik J., Cygankiewicz J., Branny M.: Niektóre zagadnienia pożarów endogenicznych. Biblioteka szkoły eksploatacji podziemnej, 2000. 11. Paca zbiorowa: Poradnik Górnika t.3, str. 254-257. 12. 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 wraz z późniejszymi zmianami. 13. Trenczek S.: Ocena stanu zagrożenia pożarem endogenicznym, na podstawie temperatury zrobów wyznaczonej metodą gazów istotnych. Zeszyty Naukowe Politechniki Śląskiej, seria Górnictwo 2003, z. 258.

62 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 UKD 622.333: 005.585: 622.81/.82 Zwilżacze jako element pyłowej profilaktyki przeciwwybuchowej w polskim górnictwie węgla kamiennego Wetting agents as the element of dust explosion-proof prevention in the Polish mining industry dr hab. inż. Krzysztof Cybulski, prof. GIG* ) mgr inż. Aneta Wieczorek* ) mgr inż. Bogdan Malich* ) Treść: Walka z zagrożeniem wybuchem pyłu węglowego opiera się na stosowaniu pyłowej profilaktyki przeciwwybuchowej. Jedną, z linii obrony, przynoszącą bardzo dobre rezultaty jest neutralizacja pyłu węglowego poprzez zraszanie i zmywanie wodą. Na skuteczność tych działań ogromny wpływ ma zjawisko zwilżalności pyłu węglowego. Pyły węglowe występujące w większości polskich kopalń są pyłami trudno zwilżalnymi, co spowodowane jest zbyt dużym napięciem powierzchniowym wody. Aby uzyskać odpowiednią skuteczność zmywania oraz zraszania należy stosować środki powierzchniowo czynne, tzw. zwilżacze. W artykule omówiono zjawisko zwilżalności pyłów węglowych oraz sposób działania i właściwości dostępnych na polskim rynku zwilżaczy. Abstract: The struggle with the threat of coal dust explosion is based upon the usage of dust counter-explosive prevention. One of the lines of defense, which brings very good results, is the neutralization of coal dust through sprinkling and washing with water. The phenomenon of coal dust wettability has an enourmous impact on the effectiveness of these actions. Coal dust which occurs in the majority of Polish mines is hard-wettable which is caused by too high surface tension of water. In order to obtain the suitable effectiveness of washing and sprinkling it is necessary to use surface-active agents, so called dampers. The phenomenon of wettability of coal dust as well as the way of action and properties of dampers available on the Polish market were discussed in this paper. Słowa kluczowe: pył węglowy, pył kopalniany, środki chemiczne, zagrożenie pyłowe Key words: coal dust, minedust, chemicals, dust hazard 1. Wprowadzenie * ) Kopalnia Doświadczalna BARBARA Głównego Instytutu Górnictwa Zagrożenie wybuchem pyłu węglowego należy do podstawowych zagrożeń naturalnych występujących w podziemnych wyrobiskach zakładów górniczych wydobywających węgiel kamienny. Mimo, że zarówno dobrze rozpoznane są warunki, w jakich może dojść do powstawania wybuchu pyłu węglowego, a także prowadzone są na szeroką skalę działania związane ze stosowaniem pyłowej profilaktyki przeciwwybuchowej, to jednak co pewien czas w światowym, jak i polskim górnictwie węglowym dochodzi do wybuchów. Wybuch pyłu węglowego w kopalni, a w szczególności wielkość jego zasięgu, która determinuje przeważnie znaczną liczbę ofiar oraz ogromne straty materialne, określane jest już mianem katastrofy górniczej. Dlatego też od wielu lat w jednostkach naukowo-badawczych prowadzone są intensywne prace związane z udoskonalaniem metod i sposobów zwalczania zagrożenia wybuchem pyłu węglowego. Prace te są realizowane w obszarach wszystkich tzw. podstawowych linii obrony przeciwko wybuchom pyłu węglowego. Dotyczą one zarówno działań profilaktycznych (dwie pierwsze linie) związanych z ograniczeniem powstawania pyłu węglowego, jego usuwaniem, neutralizacją oraz zwalczaniem inicjałów wybuchu, jak również z podnoszeniem skuteczności aktywnego przeciwdziałania wybuchom pyłu węglowego w postaci stref zabezpieczających oraz zapór przeciwwybuchowych (trzecia i czwarta linia). Celowym jednak jest, by pyłową profilaktykę przeciwwybuchową zintensyfikować przede wszystkim w zakresie działań ograniczających do minimum możliwość emisji pyłu węglowego do wyrobisk górniczych oraz pozbawiając go własności lotnych. Jest to ważne nie tylko z punktu widzenia konieczności obniżania poziomu zagrożenia wybuchem, ale także znacząco wpływa na skuteczność zwalczania zagrożenia

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 63 pyłami szkodliwymi dla zdrowia i poprawę komfortu pracy górników. Badania skuteczności działania powietrzno-wodnych systemów zraszających w warunkach dołowych wykazują obniżanie się wielkości zapylenia powietrza nawet o 80 %, przy jednoczesnym wzroście zawilgocenia zalegających osadów pyłowych o ponad 50 % [4]. 2. Sposoby zwalczania zagrożenia Najskuteczniejszym sposobem zwalczania zagrożenia wybuchem pyłu węglowego jest usuwanie jego nagromadzeń powstających w wyrobiskach górniczych, a następnie powtarzanie tych działań z taką częstością, by zagwarantować stałe utrzymywanie się ilości zalegającego pyłu węglowego znacznie poniżej dolnej granicy wybuchowości pyłu. Jednak z uwagi na powszechność występowania nagromadzeń pyłowych w wyrobiskach górniczych, taki zakres działań profilaktycznych ogranicza się praktycznie do komór funkcyjnych, czy też wyrobisk podszybii i to w najbliższym sąsiedztwie szybów. 2.1. Neutralizacja pyłu węglowego Wobec powyższego w obszarze działań profilaktycznych pozostaje jedynie, stosowana obecnie na szeroką skalę w podziemnych wyrobiskach górniczych, neutralizacja pyłu węglowego, która polega na dodawaniu do niego substancji niepalnych, w takiej ilości, że powstała w ten sposób mieszanina pyłowa nie przejawia już zdolności wybuchowych. Zasadniczo substancjami tymi są pyły kamienne oraz woda, a także w dużo mniejszym stopniu środki higroskopijne, czy też pyły dymnicowe. W przypadku pyłów kamiennych, dodawanie ich do zalegających osadów pyłów węglowych (opylanie wyrobisk) powoduje stopniowe zwiększanie się udziału procentowego zawartości części niepalnych stałych w mieszaninie tych pyłów, określanych też jako pyły kopalniane. Zgodnie z wymogami przepisów górniczych, minimalna zawartość części niepalnych stałych w pyle kopalnianym powinna wynosić, przykładowo przy utrzymywaniu stref zabezpieczających w polach metanowych, co najmniej 80 %. Innymi słowy mówiąc, dla zneutralizowania pod względem wybuchowym 1 kg pyłu węglowego zalegającego w wyrobisku górniczym w polu metanowym należy użyć, co najmniej 4 kg pyłu kamiennego przeciwwybuchowego. Biorąc pod uwagę fakt, iż skuteczność działania pyłu kamiennego w pyłowej profilaktyce przeciwwybuchowej uzależniona jest przede wszystkim od jego lotności, to jego zastosowanie nie ogranicza powstawania pyłu węglowego, tym bardziej nie zmniejsza jego lotności. Po wystąpieniu czynnika aerodynamicznego (podmuchu), zdolnego do utworzenia obłoku pyłowo-powietrznego, ziarna pyłu kamiennego zasłaniają ziarna pyłu węglowego, uniemożliwiając w ten sposób dostęp do nich płomieniowi inicjału, tworząc coś na wzór niepalnego ekranu, zasłony. Stosowanie pyłu kamiennego do opylania wyrobisk jest domeną wyrobisk suchych, w których istnieje gwarancja długotrwałego utrzymywania lotności przez te pyły. Nie bez znaczenia są też dość duże koszty stosowania tego rodzaju profilaktyki przeciwwybuchowej. 2.2. Zraszanie wodą Z dotychczasowej praktyki górniczej wynika, że najlepsze rezultaty w ograniczeniu powstawania pyłu węglowego i w zwalczaniu jego lotności uzyskuje się poprzez stosowanie wody. Podstawowe rozwiązania aktualnie stosowane w tym zakresie to zraszanie na organach maszyn urabiających, zraszanie na przesypach i wysypach odstawy urobku, czy też zmywanie zalegąjących w wyrobiskach górniczych osadów pyłowych. Choć neutralizacja pyłu węglowego za pomocą wody jest rozwiązaniem prostym i stosunkowo tanim, to jednak jej wymagana skuteczność uzależniona jest od kilku czynników. Podstawowe znaczenie przypisuje się tutaj zjawisku zwilżalności pyłu węglowego, czyli jego zdolności do utrzymywania kontaktu z cieczą (wodą) poprzez oddziaływania międzycząsteczkowe. Z uwagi na fakt, iż pyły węglowe powstające z większości eksploatowanych w Polsce pokładów węgla są trudno zwilżalne, często zauważane jest występowanie na spągu wyrobisk górniczych, zjawiska unoszenia się suchego i lotnego pyłu węglowego na powierzchni wody. Stosowanie zraszania i zmywania w takich warunkach za pomocą samej wody jest niewystarczające i mało skuteczne, z powodu dużego napięcia powierzchniowego wody stosowanej w kopalniach. Napięcie powierzchniowe powstaje wskutek działania sił przyciągania pomiędzy molekułami wody. W sytuacji, gdy siły te, określane siłami spójności (kohezji) fazy wodnej, mają większą wartość w stosunku do wartości sił przylegania (adhezji) występujących na granicy fazy woda - pył węglowy, to powierzchnia ziaren pyłu nie jest zwilżana. W celu uzyskania wymaganej skuteczności zraszania konieczne jest dodawanie do stosowanej wody domieszek zwilżaczy, składających się w głównej mierze z substancji powierzchniowo-czynnych, których głównym zadaniem jest zmniejszenie napięcia powierzchniowego wody. Substancje powierzchniowo-czynne, inaczej zwane surfaktantami, ze względu na swoje specyficzne właściwości, określane ogółem jako aktywność powierzchniowo-czynna, wykorzystywane są w wielu gałęziach przemysłu. W przemyśle węglowym stosowane są zazwyczaj podczas procesu wzbogacania węgla (flotacji), a głównie jako element pyłowej profilaktyki przeciwwybuchowej. Surfaktanty posiadają charakterystyczną budowę cząsteczkową, składającą się jednocześnie z dwóch części o przeciwnym powinowactwie do wody: z grupy, która ma bardzo słabe powinowactwo do wody, nazywanej grupą hydrofobową oraz z grupy, która ma silne powinowactwo do wody, określanej jako grupa hydrofilowa (rys. 1). Rys. 1. Podstawowa budowa cząsteczki substancji powierzchniowo-czynnej (surfaktantu) Fig. 1. The basic construction of a molecule of the surface-active substance (surfactant) W chwili, gdy cząsteczka substancji powierzchniowo- -czynnej o takiej budowie zostanie rozpuszczona w wodzie, to grupy hydrofobowe zaburzają strukturę wody poprzez niszczenie jej wiązań wodorowych i tworzenie własnych struktur w pobliżu tych grup, podnosząc tym samym energię swobodną powstałego roztworu oraz powodując jednocześnie dążenie do minimalizacji powierzchni kontaktu tych grup z wodą.w wyniku tego zniekształcenia, niektóre cząsteczki surfaktantu zostają przesunięte na granicę międzyfazową roztworu (faza roztwór-ciało stałe), z grupami hydrofobowymi ułożonymi w ten sposób, aby minimalizować kontakt z cząsteczkami wody. Powierzchnia roztworu pokrywa się pojedynczą warstwą czą-

64 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Rys. 2. Orientacja cząsteczek substancji powierzchniowo-czynnej (surfaktantu) na powierzchni wody Fig. 2. Orientation of molecules of the surface-active substance (surfactant) on the water surface steczek surfaktantu, którego grupy hydrofobowe są skierowane ku ciału stałemu. Ponieważ cząsteczki tego ciała są niepolarne, podobnie jak grupy hydrofobowe, to następuje zmniejszenie wartości swobodnej energii międzyfazowej dwóch kontaktujących się faz na powierzchni roztworu. Powoduje to w konsekwencji zmniejszenie się napięcia powierzchniowego wody. Jednocześnie, grupy hydrofilowe, odpowiadające za dobrą rozpuszczalność w wodzie, zapobiegają całkowitemu usunięciu surfaktantu z wody, jako osobnej fazy. Tym samym specyficzna struktura budowy cząsteczki surfaktantu powoduje orientację tych cząsteczek na powierzchni wody w ten sposób, że grupa hydrofilowa skierowana jest do fazy wodnej, a grupa hydrofobowa do ciała stałego, powodując w ten sposób zmniejszenie napięcia powierzchniowego wody (rys. 2). 3. Badania nad doborem zwilżaczy W laboratorium Zakładu Zwalczania Zagrożeń Pyłowych Kopalni Doświadczalnej BARBARA Głównego Instytutu Górnictwa od wielu lat prowadzone są prace i badania związane z: określaniem konieczności używania zwilżaczy jako domieszek do wody stosowanej w układach zraszających przy pozbawianiu lotności pyłów węglowych pochodzących z różnych typów węgla, doborem optymalnych stężeń zwilżaczy w ich wodnych roztworach, czy też oceną skuteczności działania różnych zwilżaczy. Badania te prowadzone są z wykorzystaniem, opracowanej w ramach prowadzonej działalności statutowej Instytutu, metody badań skuteczności zwilżania pyłów węglowych i kopalnianych w celu pozbawiania ich lotności za pomocą wodnych roztworów zwilżaczy. Metoda polega na pomiarze czasu całkowitego zwilżenia (tonięcia) badanych próbek pyłu czystą wodą lub wodnym roztworem danego zwilżacza, a na podstawie otrzymanych wyników wykreśla się tzw. krzywą zwilżalności, czyli krzywą zależności czasu trwania całkowitego zwilżenia próbki badanego pyłu od procentowej zawartości zwilżacza w jego wodnym roztworze [5]. Z danych uzyskanych na podstawie dotychczas przeprowadzonych badań wynika, że skuteczność zwilżalności pyłów węglowych mocno uzależniona jest od stopnia uwęglenia węgla, z którego pochodzi dany pył. Przykładowo, dla pyłów węglowych pochodzących z węgli płomiennych (typ 31) średni czas całkowitego zwilżania bywa każdorazowo co najmniej dwukrotnie krótszy, niż dla pyłów węglowych pochodzących z węgli koksowych (typ węgla 35), a zwilżalność pyłów węglowych pochodzących z węgli gazowych (typ 33) kształtuje się pomiędzy wcześniej opisanymi przypadkami. Obserwuje się również sytuacje, w których pyły węglowe pochodzące z pokładów węgla grupy 100 oraz niektórych części pokładów węgla grupy 200 (w obu przypadkach typ węgla 31.1 i 31.2) nie wymagają, w celu pozbawienia ich lotności, bezwzględnego stosowania wodnych roztworów zwilżaczy. Sama woda (bez jakichkolwiek domieszek) jest w stanie pozbawić te pyły lotności. Jednak i w takich przypadkach zalecane jest dodawanie do stosowanej wody niewielkich ilości zwilżaczy (około 0.05 %), z uwagi na znaczne skrócenie się czasu zwilżania takiego pyłu. Aktualnie zdecydowana większość występujących w polskim górnictwie węglowym pyłów, w celu ich skutecznego zwilżenia, a tym samym całkowitego pozbawienia lotności, wymaga bezwzględnego stosowania wodnych roztworów zwilżaczy[1]. Na rysunkach nr 3 i nr 4 przedstawiono skuteczność zwilżania pyłu węglowego, odpowiednio, przez czystą wodę oraz wodny roztwór zwilżacza. Trudna zwilżalność pyłów węglowych to nie tylko zagadnienie problematyczne w kwestii zapewnienia wysokiej skuteczności działań związanych ze stosowaniem pyłowej profilaktyki przeciwwybuchowej, ale również w zakresie prawidłowej oceny rzeczywistego stanu zagrożenia wybuchem pyłu węglowego występującego w wyrobiskach górniczych. Ocenę taką przeprowadza się na podstawie wyników analiz laboratoryjnych prób pyłu kopalnianego pobranych w tych wyrobiskach. Przedstawione już wcześniej zjawisko unoszenia się suchego, lotnego pyłu na powierzchni wody, stwarza duże trudności w prawidłowym, zgodnie z wymogami stosownych polskich norm, pobieraniu takich prób. Rys. 3. Zwilżalność pyłu węglowego przez czystą wodę (pył unoszący się na powierzchni wody) Fig. 3. Coal dust wettability by pure water (dust floating on the water surface)

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 65 Rys. 4. Zwilżalność pyłu węglowego przez wodny roztwór zwilżacza (pył całkowicie zwilżony przez roztwór) Fig. 4. Coal dust wettability by aqueous solution of a damper (dust completely wetted by the solution) Według odpowiednich zapisów tych norm, w przypadku dużego zawilgocenia zalegających osadów pyłowych, próby zalegającego pyłu kopalnianego należy pobierać metodą punktową, a nie metodą pasową (zmiatanie) przewidzianą do stosowania w miejscach suchych. Określona laboratoryjnie wielkość procentowej zawartości wody przemijającej w takiej próbie może wykazywać, że pył ten jest zabezpieczony przed możliwością powstania i przeniesienia wybuchu. W przypadku jednak, gdy ilość unoszącego się suchego pyłu na powierzchni wody jest dość znaczna, wystąpienie słabego podmuchu może unieść w powietrze zwilżone pyły i utworzyć obłok pyłowo- -powietrzny zdolny do zapoczątkowania wybuchu. Obecnie w polskim górnictwie węglowym stosowane są dwa rodzaje zwilżaczy różniące się między sobą konsystencją: zwilżacze stałe w postaci lasek o wadze około 0.5 kg oraz zwilżacze płynne w postaci cieczy. Oferowane na rynku zwilżacze i bez względu na ich konsystencję stanowią mieszaninę soli sodowej sulfobursztynianu di(2-etyloheksylu) jako substancji bazowej oraz szeregu dodatków np. chlorku wapnia w przypadku zwilżaczy stałych, a także inhibitorów korozji, odkamieniaczy, substancji zagęszczających, wody oraz innych dodatków w przypadku zwilżaczy płynnych. Często też nazwy dodatków oraz ich procentowy udział w wyrobie końcowym stanowi tajemnicę handlową producentów. Zwilżacze charakteryzują się niepalnością, całkowitą lub nieograniczoną rozpuszczalnością w wodzie, jednorodnością w całej swej masie, gęstością wynoszącą około 1 g/cm 3, brakiem zapachu lub zapachem słabym, przemijającym oraz barwą od przeźroczystej, poprzez białą, kremową, jasnożółtą, aż do ciemnobrązowej. Wartość ph wodnych roztworów zwilżaczy badana w temperaturze 20 0 C waha się w granicach od 6 do 9. Pod względem bezpieczeństwa wobec załogi, producenci w kartach charakterystyki swoich produktów deklarują, że na podstawie przeprowadzonych badań toksykologicznych, część produkowanych przez nich zwilżaczy jest nieszkodliwa dla ludzi, natomiast w przypadku kilku zwilżaczy stwierdzono, że podczas długotrwałej ekspozycji mogą one powodować uszkodzenie oczu oraz działać żrąco lub drażniąco na błony śluzowe, oczy i skórę. Jednak według przeprowadzonych badań w warunkach dołowych, stosowanie wodnych roztworów tych zwilżaczy w stężeniach 0.15, 0.20 % nie powoduje przekroczenia dopuszczalnych stężeń czynników chemicznych w powietrzu kopalnianym [2]. Producenci zwilżaczy w instrukcjach ich stosowania podają, że zwilżacze stosowane są jako dodatek do wody w profilaktyce pyłowej podczas okresowego zmywania stropu i ociosów wyrobisk (w tym przy wykonywaniu i utrzymywaniu stref zabezpieczających oraz w rejonach wykonywania robót strzałowych), wtłaczania wody do pokładów oraz przy likwidacji szkodliwego zapylenia w podziemnych wyrobiskach powstającego podczas pracy kombajnów ścianowych, chodnikowych i innych maszyn i urządzeń górniczych powodujących zapylenie powietrza, a także na trasach odstawy urobku, w tym również w kurtynach wodnych oraz systemach mgłowych. Niektóre ze zwilżaczy, zgodnie z uzyskanym certyfikatem mogą być stosowane w podziemnych wyrobiskach zakładów górniczych w polach niemetanowych i metanowych, w wyrobiskach zaliczonych do stopnia «a», «b» lub «c» niebezpieczeństwa wybuchu metanu oraz do klasy «A» lub «B» zagrożenia wybuchu pyłu węglowego. Zarówno w przypadku zwilżaczy o konsystencji stałej i płynnej, do ich dozowania w systemie wodnych układów zraszających, niezbędne jest zastosowanie specjalnych dozowników wyposażonych także w zestawy zgrubnej filtracji wody. Dozowniki budowane są w ciągach wodnych pomiędzy rurociągiem p.poż. a układami zraszania. W przypadku zwilżaczy stałych w dozownikach wykorzystuje się efekt omywania ich strumieniem wody, natomiast w przypadku zwilżaczy płynnych ich dozowanie realizowane jest za pomocą specjalnych pomp dozujących. Z uwagi na fakt, iż zwilżacze stałe pojawiły się na rynku stosunkowo najwcześniej, są one obecnie powszechnie stosowane w polskich kopalniach węgla kamiennego. Do głównych zalet tego rodzaju zwilżaczy należy zaliczyć dobrą skuteczność zwilżania, niewielkie koszty stosowania i dozowania (dozownik nie wymaga zasilania w energię elektryczną) oraz łatwy transport i brak konieczności utylizacji pojemników po ich zastosowaniu (specjalne opakowania papierowe). Jako wady zwilżaczy stałych należy wskazać przede wszystkim wywoływanie zwiększonej korozji elementów metalowych i gumowych ze względu na dużą zawartość chlorku wapnia, brak możliwości utrzymywania stałych stężeń ich wodnych roztworów (specyficzna konstrukcja dozowników) oraz ze względu na ich właściwości higroskopijne konieczność przechowywania bez kontaktu bezpośredniego z atmosferą kopalnianą. Obecnie prowadzone są badania nad nowymi recepturami zwilżaczy stałych w zakresie wyeliminowania chlorku wapnia jako zagęstnika. Obecnie coraz więcej producentów przemysłu chemicznego decyduje się na rozpoczęcie produkcji zwilżaczy płynnych. Decyzje takie podejmowane są najczęściej w oparciu o szereg zalet, jakimi charakteryzują się zwilżacze płynne w stosunku do zwilżaczy stałych. Chodzi tutaj głównie o większą skuteczność zwilżania pyłów, możliwość precyzyjnego dozowania i utrzymywania właściwego stężenia ich wodnych roztworów, ale przede wszystkim o możliwość stosowania wodnych roztworów tych zwilżaczy najpierw w układach chłodzących kombajnów, a następnie do zraszania ich organów urabiających. Możliwość taka wynika z faktu, iż zwilżacze płynne nie wywołują zwiększenia zjawiska korozji, jak to jest w przypadku zwilżaczy stałych. Jednak stosowanie tego rodzaju zwilżaczy pociąga za sobą wiele niedogodności, które dotyczą konieczności magazynowania, transportu i utylizacji dużych pojemników (beczki o pojemności 200 litrów) oraz konieczności zapewnienia zasilania dozowników. 4. Podsumowanie Jednym ze sposobów ograniczenia zagrożenia pyłowego jest neutralizacja pyłu węglowego poprzez pozbawienie go

66 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 lotności w miejscach jego powstawania (organy maszyn urabiających, przesypy odstawy taśmowej urobku, zbiorniki węgla) oraz w miejscach jego zalegania (podziemne wyrobiska górnicze). Większość pyłów węglowych występujących w podziemnych wyrobiskach górniczych polskich kopalń węgla kamiennego stanowią pyły trudno zwilżalne, dlatego też w celu pozbawienia ich lotności konieczne jest stosowanie zwilżaczy, czyli substancji powierzchniowo-czynnych obniżających napięcie powierzchniowe wody stosowanej w profilaktyce pyłowej. W Zakładzie Zwalczania Zagrożeń Pyłowych Kopalni Doświadczalnej BARBARA Głównego Instytutu Górnictwa od wielu lat prowadzone są prace badawcze związane ze stosowaniem zwilżaczy w polskim górnictwie węgla kamiennego, optymalnych stężeń zwilżaczy w ich wodnych roztworach stosowanych w układach zraszających przy pozbawianiu lotności pyłów węglowych pochodzących z różnych typów węgla oraz oceny skuteczności działania różnych rodzajów zwilżaczy. Opracowana w laboratorium tego Zakładu metoda badania skuteczności zwilżania pyłów węglowych i kopalnianych w celu pozbawiania ich lotności za pomocą wodnych roztworów zwilżaczy pozwala, na podstawie otrzymanych wyników, na wykreślenie tzw. krzywej zwilżalności, ujmującej zależność czasu trwania całkowitego zwilżenia próbki badanego pyłu od procentowej zawartości zwilżacza w jego wodnym roztworze. Z prowadzonych badań wynika między innymi,że najlepsze wyniki zwilżalności uzyskuje, się dobierając indywidualnie rodzaj zwilżacza oraz jego optymalne wodne stężenie w oparciu o właściwości fizyko-chemiczne danego pyłu. Ograniczanie możliwości powstawania pyłu węglowego i jego emisji do wyrobisk górniczych oraz pozbawianie własności lotnych zalegających w wyrobiskach górniczych osadów pyłowych za pomocą wodnych roztworów zwilżaczy stanowią obecnie jedno z zasadniczych działań profilaktyki pyłowej. Duża skuteczność takich działań znacząco poprawia komfort pracy górników poprzez obniżanie zapylenia powietrza kopalnianego, ale przede wszystkim utrzymuje wysoki stopień zabezpieczenia pyłu węglowego przed możliwością powstania i przeniesienia wybuchu. Literatura 1. Cybulski K., Malich B., Wieczorek A.: Ocena skuteczności zwilżania pyłów węglowych i kopalnianych. Journal of SustainableMining (w toku). 2. Orszulik E., Dudek W.: Testing dust control preparation with respect to mine employee exposure to inhalling chemical agents. Journal of Sustainable Mining, 2013, Vol. 12, No. 4, pp. 14 17. 3. Polska Norma PN-G-04037; Zabezpieczania przeciwwybuchowe zakładów górniczych. Zabezpieczenie przed wybuchem pyłu węglowego. Oznaczanie zawartości części niepalnych w pyle kopalnianym. 1998. 4. Prostański D.: Use of air-and-water spraying systems for improving dust control in mines. Journal of Sustainable Mining, 2013, Vol. 12, No. 2, pp. 29 34. 5. Wieczorek A., Raudner W., Tetla M., Suchowirska M.: Opracowanie metody oceny skuteczności pozbawienia lotności pyłów węglowych i kopalnianych za pomocą wodnych roztworów zwilżaczy płynnych. Katowice, praca statutowa GIG o symbolu 111 6033 3 220, 2013.

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 67 UKD 622.333: 001.891.5: 005.585 Technologiczny pomiar zawartości popiołu w węglu surowym popiołomierz RODOS-EX Technological measurement of ash content in raw coal ash monitor RODOS-EX dr Leokadia Róg** ) dr inż. Artur Kozłowski dr inż. Marek Kryca* ) prof. ndzw. Bogusław Michalik** ) mgr inż. Jarosław Smyła* ) Treść: Z wydobyciem, przeróbką i spalaniem węgla wiąże się powstawanie dużych ilości odpadów stałych, które można zagospodarować na wiele różnych sposobów, pod warunkiem, że spełniają stosowne normy. Rozwój czystych technologii węglowych, poza spektakularnymi działaniami w zakresie CCS (sekwestracja CO 2 ) związany jest również z podejmowaniem działań na etapie przeróbki i wzbogacania węgla. W procesach tych bieżąca kontrola zawartości popiołu w węglu jest działaniem koniecznym, wspomagającym proces produkcji węgla o wysokiej jakości oraz pozwala na skuteczne planowanie gospodarki odpadami. Klasyczne laboratoryjne badania zawartości popiołu są czasochłonne i pracochłonne. Ponadto mają charakter losowy wynikający z konieczności pobrania próbki do badań. Chociaż dokładność analizy próbki jest wyższa od dokładności urządzeń technologicznych, metody klasyczne powinny być wspomagane metodami technologicznymi. Informacja o zawartości popiołu, uzyskana na wczesnym etapie procesu wydobycia, może być wykorzystana jako sygnał sprzężenia zwrotnego dla kombajnisty lub umożliwić wstępną segregację urobku, minimalizując koszty transportu kamienia na powierzchnię. Przedstawione w artykule urządzenie popiołomierz RODOS-EX umożliwia ciągły pomiar zawartości popiołu w węglu surowym, jeszcze przed przetransportowaniem go na powierzchnię. Urządzenie dostarcza informacji pozwalających na odpowiednie zorganizowanie procesu wzbogacania. Autorzy omówili różnice w budowie popiołomierza przeznaczonego do zabudowy w podziemiach kopalń względem typowych rozwiązań stosowanych w zakładach przeróbczych. Różnice wynikające z konieczności uwzględnienia znacznie trudniejszych wymagań środowiskowych, takich jak duża wilgotność, wysoka temperatura otoczenia, zagrożenie wybuchem metanu i pyłu węglowego czy zagrożenia mechaniczne, znalazły swoje odzwierciedlenie w budowie i parametrach funkcjonalnych urządzenia. Jednym z istotnych problemów związanych z pomiarami zawartości popiołu w węglu surowym jest wpływ zmian składu chemicznego na niepewność wskazań popiołomierza. Zastosowana w urządzeniu metoda pomiarowa bazująca na pomiarze naturalnego promieniowania gamma jest stosunkowo mało wrażliwa na zmiany składu chemicznego urobku. * ) Instytut Technik Innowacyjnych EMAG, Katowice, ** ) Główny Instytut Górnictwa, Katowice

68 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Abstract: Mining, coal processing and coal combustion entail production of large quantities of solid waste that can be used in a number of different ways, provided that they meet the relevant standards. The development of clean coal technologies, apart from spectacular actions in the field of CCS (Carbon Capture and Storage), is also related to taking actions connected with coal processing and enrichment. In these processes the on-line control of ash content is a necessary action, that supports the process of production of high quality coal and allows for effective planning of waste management. Classical laboratory test of ash content is time consuming and laborious. Furthermore, that method has a random character due to the necessity of sampling. Although accuracy is much higher than the accuracy of any other technological devices, classical method should be supported by technological methods. Information on ash content acquired at the early stage of the extraction process can be used as a feedback signal for the cutting loaderman operator or may allow for the initial segregation of the output reducing the cost of its transport to the surface. In this paper the presented device RODOS-EX ash-meter allows for on-line measurement of ash-content in raw coal, before transporting it to the surface. The device provides information which allows to properly organize the coal enrichment process. The authors discussed differences between the construction of the ash meter intended for the use in underground coal mines and the ash meter designed to be used in coal processing plants. Strict environmental requirements, such as high humidity, high ambient temperature, methane and coal dust explosion hazard or mechanical threats were considered in the construction and functional parameters of the device. One of the significant problems, related to the measurement of ash content of raw coal, is the impact of changes in the chemical composition on the uncertainty in ash meter indications. The measurement method used in the device is based on the measurement of natural gamma radiation, and is relatively insensitive to changes in the chemical composition of the output. Słowa kluczowe: promieniotwórczość naturalna, czyste technologie węglowe, popiołomierz Key words: natural gamma radiation, clean coal technologies, ash-meter 1. Wprowadzenie Niestabilna sytuacja polityczna na świecie zmusza kraje UE do podjęcia działań, których efektem ma być zmniejszenie swojej zależności energetycznej od dostaw paliw spoza struktury unijnej. Biorąc pod uwagę uwarunkowania geograficzne państw członkowskich oczywistym wydaje się opieranie znacznej części energetyki cieplnej i zawodowej na węglu. Stwarza to korzystne warunki dla rozwoju górnictwa w Polsce. Jednakże dążenie do zwiększenia niezależności energetycznej Unii Europejskiej musi iść w parze z poszanowaniem zasad ochrony środowiska. Priorytetem jest więc zarówno racjonalne i efektywne gospodarowanie złożami węgla jak i wdrażanie technologii ograniczających wpływ wykorzystania węgla w energetyce na środowisko. 2. Czyste technologie węglowe Z wykorzystaniem węgla w energetyce, oprócz emisji CO2, wiąże się istotny problem powstawania dużych ilości odpadów towarzyszących wydobyciu, przeróbce i spalaniu węgla. Czyste technologie to nie tylko poszukiwanie odmiennego sposobu wykorzystania energii chemicznej węgla, ale także oferowanie węgla wysokojakościowego, który, nawet przy tradycyjnym wykorzystaniu, będzie generował mniejsze obciążenie dla środowiska. W rezultacie czyste technologie węglowe są pojęciem dość szerokim, które obejmuje także jakość odpadów [1]. Czynnikiem decydującym o jakości węgla, oczywiście oprócz przyczyn obiektywnych takich jak pokład, z którego pochodzi urobek, jest proces wzbogacania węgla. Wymogi ochrony środowiska obligują do produkcji węgli energetycznych o ściśle określonych parametrach, umożliwiających ich wykorzystanie w kotłach energetycznych [2,3,4]. W rezultacie wzbogacania węgla surowego powstają znaczne ilości tzw. odpadowych mas skalnych. W tablicy 1 przedstawione zostały ilości poszczególnych odpadów węglowych i innych surowców skalnych wytworzonych w Polsce, w 2007 roku [5]. Istnieje wiele różnych sposobów wykorzystania wtórnych odpadowych mas skalnych. Jednym z istotniejszych z punktu widzenia niniejszej publikacji jest wykorzystanie ich jako podsadzki i materiału uszczelniającego w robotach inżynierskich. W tym przypadku ważne jest zagospodarowanie odpadów bez konieczności transportowania ich na powierzchnię, celem ograniczenia kosztów (o ile ich wykorzystanie na powierzchni nie przyniesie większych korzyści). Obecnie nie stosuje się na skalę przemysłową technologii wydzielania z urobku kamienia, bezpośrednio w podziemiach kopalń. Niemniej na świecie i w kraju podejmowano już tego typu próby [6,7] W 2008 roku w Głównym Instytucie Górnictwa zakończony został projekt przedstawiający scenariusze rozwoju technologicznego przemysłu wydobywczego węgla kamiennego w perspektywie do 2020 roku [8] Poruszono w nim zagadnienia dotyczące konieczności budowy węzła odkamieniania urobku surowego, dzięki czemu możliwe będzie wydzielenie i pozostawienie części odpadów kamiennych oraz przygotowanie nadawy na zakład przeróbczy. Przedstawiona propozycja jest szczególnie istotna dla przypadków, gdy parametry jakościowe odpadów nie spełniają norm przewidzianych dla konkretnego ich zastosowania [6]. 3. Naturalna promieniotwórczość węgla Węgiel występuje w złożu w postaci pokładów o budowie warstwowej. Warstwy węgla poprzerastane są warstwami skał płonych o grubości od ułamków milimetra do dziesiątków centymetrów. W procesie eksploatacji pokładów skała płona nieuchronnie wchodzi w skład urobku i po spaleniu węgla wraz z rodzimą substancją mineralną węgla tworzy popiół [9]. W części mineralnej węgla, jak i skale płonej, tworzących popiół w spalanym węglu, występują naturalne pierwiastki promieniotwórcze. Pewne nuklidy promieniotwórcze występują w środowisku w sposób naturalny i są źródłem tzw. naturalnej promieniotwórczości. Część z nich występuje pojedynczo i rozpada się bezpośrednio na nuklidy stabilne, natomiast

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 69 Tablica 1. Ilości wytwarzane i sposoby gospodarowania odpadami z wydobycia i przetwarzania węgla oraz surowców skalnych [5] Table 1. Quantities and methods of mine waste generated during various mining processes [5] Grupy, podgrupy i rodzaje odpadów Ogółem, mln t Odpady wytworzone w ciągu roku Poddawane odzyskowi, % Naturalna promieniotwórczość węgla jest istotna w momencie, kiedy rozpatrywane jest zagadnienie odpadów powstających w trakcie jego spalania [11]. Na rysunku 1 przedstawiono różnicę stężeń promieniotwórczych poszczególnych nuklidów promieniotwórczych w węglu, miale węglowym, żużlu i popiele. Stężenie promieniotwórcze w popiele wydzielonym w procesie spalania z węgla jest kilkukrotnie wyższe niż stężenie promieniotwórcze w węglu przed spale- Unieszkodliwiane, % Magazynowane czasowo, % Odpady nagromadzone na składowiskach własnych, mln t Ogółem 124,4 76,4 20,1 3,5 1735,2 Powstające przy oczyszczaniu kopalin 34,4 92,1 4,6 3,3 553,1 Z flotacyjnego wzbogacania rud metali nieżelaznych 30,7 72,9 27,1 --- 585,9 Mieszanki popiołowo-żużlowe z mokrego odprowadzania 6,8 23,3 71,9 4,8 241,8 odpadów paleniskowych Mieszaniny popiołów lotnych i odpadów stałych z wapniowych 3,9 96,2 3,7 0,1 --- metod odsiarczania gazów Popioły lotne z węgla 4,5 98,7 0,4 0,9 18,8 Odpady z flotacyjnego wzbogacania węgla 2,3 91,3 0,2 --- 44,4 Z wydobywania innych kopalin niż rudy metali 1,9 96,8 1,1 2,1 54,9 Żużle, popioły paleniskowe i pyły z kotłów 2,4 94,1 1,2 4,7 18,1 część występuje w tzw. szeregach promieniotwórczych i ulega przemianom, tworząc kolejne nuklidy promieniotwórcze. Są to powszechnie występujące uran i tor oraz występujący w środowisku samodzielnie, niewchodzący w skład żadnego szeregu promieniotwórczego - potas 40 K. Izotopy 238 U, 235 U oraz 232 Th są izotopami macierzystymi naturalnych szeregów promieniotwórczych [2]. Jak wynika z literatury oraz badań własnych, promieniotwórczość naturalna substancji mineralnej wielokrotnie przewyższa promieniotwórczość palnej substancji organicznej. Dzięki temu, na podstawie analizy widma promieniowania gamma emitowanego przez próbkę węgla, można ocenić ilość zawartego w nim popiołu. Naturalna promieniotwórczość węgla zależy także od składu chemicznego węgla (odmiany petrograficznej) [2]. Należy podkreślić, że węgiel kamienny występujący w otoczeniu człowieka nie powoduje szczególnego zagrożenia radiacyjnego. Badania prowadzone w tej dziedzinie na świecie wykazały, że zawartość naturalnych nuklidów promieniotwórczych w węglu jest przeważnie znacznie niższa niż w innych skałach występujących w skorupie ziemskiej (tablica 2) [10]. Tablica 2. Porównanie stężenia naturalnych nuklidów promieniotwórczych w węglu kamiennym i skorupie ziemskiej [10] Table 2. Comparison of the concentration of natural radionuclides in coal and earth crust [10] Skorupa ziemska Węgiel kamienny średnia światowa Stężenie promieniotwórcze, Bq/kg 226 Ra 228 Ra 40 K 25 25 370 20 20 50 Rys. 1. Stężenie nuklidów promieniotwórczych w węglu i popiele z GZW [11] Fig. 1. Concentration of radioactive coal and ash nuclides in GZ [11]

70 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 niem. Wynika to z faktu, że to w części mineralnej, która nie ulega utlenieniu w procesie spalania, występuje największa koncentracja naturalnych pierwiastków promieniotwórczych. Z tego powodu, poziom naturalnej promieniotwórczości jest jednym z parametrów determinujących wykorzystanie produktów spalania węgla. 4. Pomiar zawartości popiołu Bardzo istotnym elementem całego cyklu produkcji węgla staje się kontrola jego parametrów jakościowych i to na każdym etapie przygotowania. Parametry jakościowe węgla można podzielić na dwie zasadnicze grupy [2]: ogólne do których zaliczają się: zawartość wilgoci, siarki, popiołu oraz wartość opałowa. technologiczne: określające właściwości węgla: zdolność spiekania, zawartość części lotnych, podatność przemiałowa, temperatura topliwości popiołu. Naturalna promieniotwórczość może być wykorzystana do oceny parametrów z pierwszej grupy, a szczególnie, kontrolowania zawartości popiołu. Kontrola zawartości popiołu w węglu przekłada się bezpośrednio na kontrolę ilości powstających odpadów (UPS ubocznych produktów spalania) Pomiary zawartości popiołu w węglu surowym stawiają specyficzne wymagania dla przyrządów pomiarowych. Wynikają one zarówno z warunków środowiskowych w jakich docelowe urządzenie ma być stosowane, jak i uwarunkowań metrologicznych. W warunkach technologicznych, zmieniająca się w sposób trudny do przewidzenia, wielkość strugi mierzonego materiału oraz jego skład ziarnowy, ograniczają liczbę metod pomiarowych, możliwych do zastosowania [12]. Dla zrealizowania ciągłego pomiaru zawartości popiołu wyselekcjonowane zostały dwie metody pomiar z wykorzystaniem zewnętrznego źródła promieniowania gamma i pomiar z wykorzystaniem naturalnej promieniotwórczości gamma węgla, który został szerzej opisany, jako kierunek rozwojowy. Obydwie metody mogą być wykorzystane do budowy popiołomierza przeznaczonego do zabudowy w podziemiach kopalń. Każda z metod spełnia wymagania użytkownika, ale posiada pewne uwarunkowania ograniczające możliwości jej stosowania. 4.1. Metoda bazująca na absorpcji promieniowania gamma z zewnętrznego źródła Najbardziej rozpowszechnioną na świecie metodą pomiaru zawartości popiołu w węglu jest metoda absorpcji promieniowania gamma o różnej energii. Jest to metoda bezkontaktowa, umożliwiająca wykonanie pomiaru bezpośrednio na przenośniku transportującym węgiel surowy [13]. Zasada pomiaru oparta jest na ocenie stopnia absorpcji promieniowania gamma, pochodzącego z zewnętrznego źródła w materiale znajdującym się w strefie pomiarowej. Ilość pochłoniętego promieniowania jest zależna od zawartości popiołu i jego składu chemicznego, i gęstości nasypowej mierzonego materiału. Do pomiaru gęstości nasypowej stosuje się źródło zawierające Cs 137, emitujące promieniowanie gamma o energii 661 kev, dla którego współczynnik absorpcji jest słabo zależny od rodzaju materiału, a absorpcja zależy głównie od gęstości materiału w strefie pomiarowej. Natomiast absorpcja niskoenergetycznego promieniowania gamma (60 kev) emitowanego przez źródło zawierające Am 241 zależy również od liczby atomowej pierwiastków wchodzących w skład mierzonego materiału. Jednoczesny pomiar absorpcji promieniowania o takich energiach umożliwia wykrycie zmian zarówno w składzie chemicznym mierzonego materiału, jak również jego zmian ilościowych. Zależność współczynników absorpcji promieniowania pochodzącego z obydwóch źródeł od liczby atomowej aborbenta przedstawia rys 2. W praktyce, ze względu na zjawiska związane z rozpraszaniem promieniowania gamma, konieczne jest zastosowanie silnej kolimacji po stronie źródła promieniowania i po stronie głowicy. Rozwiązanie takie mocno zawęża strefę pomiarową efektywna szerokość wiązki to około 10 mm (rys. 3). W przypadku węgla surowego, charakteryzującego się dużą niejednorodnością, stanowi to duże ograniczenie tej metody. Zastosowanie izotopu Am 241 o małej energii promieniowania wprowadza dodatkowe ograniczenie maksymalna grubość materiału, który może być prześwietlony tym promieniowaniem to około 20 do 30 cm. Spadek natężenia rejestrowanego promieniowania w niewielkim stopniu może zostać skompensowany zwiększeniem aktywności zastosowanego źródła i ma duży wpływ na zwiększenie niepewności Rys. 2 Zależność współczynnika absorpcji od liczby atomowej pierwiastka [15] Fig. 2. Attenuation coefficient and atomic number ratio [15]

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 71 tego typu urządzeń są niewielkie gabaryty i związana z nimi łatwość instalacji. 4.2. Metoda bazująca na pomiarze naturalnej promieniotwórczości gamma Rys. 3. Geometria pomiarowa popiołomierza absorpcyjnego Fig. 3. Measurement geometry of absorption ash-meter pomiaru. Zmiany składu pierwiastkowego substancji mineralnej przekładają się na zmiany w wartości pochłoniętego przez materiał promieniowania gamma. Oznacza to, że pomimo tego, że procentowa zawartość popiołu w urobku surowym nie uległa zmianie, to przyrząd zarejestruje zmianę natężenia promieniowania i wskaże zmianę zawartości popiołu. Doświadczenia eksploatacyjne zebrane podczas wieloletnich eksploatacji tego typu urządzeń w zakładach przeróbczych kopalń wykazują, że kalibracje polegające na ustaleniu zależności korelacyjnej pomiędzy absorpcją promieniowania gamma a zawartością popiołu są unikatowe dla każdej z kopalń, a ponadto wymagają częstych pomiarów kontrolnych i korekt współczynników kalibracyjnych. Konieczność taka wynika z szybko postępującego wydobycia i zmieniających się obszarów eksploatacji. Duży wpływ na błędy pomiarowe ma zmieniająca się zawartość m.in. pirytów. W przypadku kopalń, gdzie taka zmienność występuje w ramach każdej ze ścian wydobywczych, nie ma możliwości zastosowania tego typu popiołomierza. Uzyskiwane wówczas błędy wskazań przekraczają 20% zawartości popiołu. Zastosowanie tej metody w podziemiach kopalń wiąże się z dodatkowym ryzykiem związanym z instalacją źródeł izotopowych w miejscach silnie zagrożonych wypadkami naturalnymi. Niewątpliwą zaletą Alternatywną do powyższej metodą pomiaru zawartości popiołu, którą można wykorzystać w urządzeniach zabudowanych na przenośniku taśmociągowym, jest metoda oparta o pomiar naturalnej promieniotwórczości gamma. Zastosowana metoda pomiaru zawartości popiołu w węglu oparta jest na zależności korelacyjnej między zawartością popiołu w węglu a jego naturalną promieniotwórczością. Dla stałej masy próbek węgla, kalibracyjnych i testowych, obserwuje się korelacyjną liniową zależność między zawartością popiołu w węglu a jego naturalną promieniotwórczością gamma. A = a 1 + b 1 N (1) a dla próbek węgla o zmiennej masie zależność powyższa ma postać A = a 2 + b 2 N + c 2 M (2) gdzie: A zawartość popiołu N natężenie naturalnego promieniowania gamma M masa mierzonej próbki węgla a 1, a 2, b 1, b 2, c 2 współczynniki równań wyznaczone doświadczalnie. Widmo energetyczne naturalnego promieniowania gamma węgla przedstawiono na rysunku 4. Jest to wykres obrazujący zależność intensywności promieniowania gamma (liczby zliczeń N[imp/s] na osi Y) od energii promieniowania, która na rysunku jest proporcjonalna do wielkości K (kanał analizatora - oś X). Pokłady węgla kamiennego, które powstały w różnych warunkach geologicznych, różnią się składem mineralogicznym zarówno części nieorganicznej, jak i skały płonej. W związku z tym, wyróżnia się regionalne właściwości węgla kamiennego [15]. Dla każdej kopalni należy więc indywidualnie określić korelację między naturalną promieniotwórczością węgla a zawartością popiołu. Rys. 4. Widmo naturalnego promieniowania gamma węgla Fig. 4. Spectrum of the natural gamma radiation of coal

72 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Stopień zróżnicowania stężenia promieniotwórczego złoż węgla kamiennego w Polsce obrazują badania przeprowadzone przez Główny Instytut Górnictwa. Do badań wykorzystano próbki węgla z siedmiu kopalń Górnośląskiego Zagłębia Węglowego, w tym 12 próbek sortymentów grubych i średnich oraz 39 próbek miałów. Wyniki badań zamieszczono w tablicach 3 i 4. Należy tutaj podkreślić, że stężenie nuklidów promieniotwórczych najczęściej jest większe w miałach [2]. Tablica 3. Stężenie nuklidów promieniotwórczych w sortymentach grubych i średnich [2] Table 3. Concentration of radionuclides in large and medium coal [2] Zawartość 226 Ra Bq/kg 228 Ra Bq/kg 40 K Bq/kg Minimalna 3 1 4 Maksymalna 19 18 53 Średnia 9 6 18 Tablica 4. Stężenie nuklidów promieniotwórczych w miałach [2] Table 4. Concentration of radionuclides in culm Zawartość 226 Ra Bq/kg 228 Ra Bq/kg 40 K Bq/kg Minimalna 5 4 10 Maksymalna 55 39 319 Średnia 26 21 150 Charakterystykę zależności zawartości popiołu w węglu od jego naturalnej promieniotwórczości obrazuje rysunek 5, gdzie zestawione zostały krzywe kalibracyjne uzyskane z kilku różnych kopalń. Dane pomiarowe zostały zebrane podczas kalibracji przenośnych popiołomierzy WALKER produkowanych przez EMAG. Popiołomierze te posiadają standaryzowany tor pomiarowy, co pozwala na porównanie ich wskazań dla różnych węgli. Rysunek 5 przedstawia zależności pomiędzy rejestrowanym natężeniem promieniowania a laboratoryjnymi oznaczeniami zawartości popiołu, w kilku wybranych kopalniach z różnych krajów. 5. Analizator RODOS-EX Metoda pomiaru naturalnego promieniowania gamma została zastosowana do pomiaru ciągłego na przenośniku, w urządzeniach o nazwie RODOS (wersja standardowa urządzenia) i RODOS-EX, czyli wersji przeznaczonej do pracy w podziemiach kopalń. Geometria pomiarowa popiołomierza została przedstawiona na rysunku 6, a schemat blokowy typowej konfiguracji urządzenia na rysunku 7. Cechą charakterystyczną jest to, że pomiarem objęty jest cały materiał na taśmociągu. Fakt ten jest następstwem niskiego poziomu promieniowania i tym samym koniecznością maksymalizacji ilości materiału w strefie pomiarowej. Rys. 5. Krzywe kalibracyjne przenośnego popiołomierza WALKER bazującego na pomiarze naturalnego promieniowania gamma węgla Fig 5. Calibration curves of WALKER portable ash-meter based on the measurement of natural gamma radiation Rys. 6. Geometria pomiarowa popiołomierza RODOS/RODOS-EX Fig. 6. Measurement geometry of RODOS/RODOS-EX ash-meter

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 73 Rys. 7. Schemat blokowy popiołomierza RODOS/RODOS-EX Fig. 7. Block diagram of RODOS/RODOS-EX ash-meter Podstawowymi jednostkami pomiarowymi urządzenia są głowice pomiarowe. Mierzą one intensywność promieniowania, którego źródłem jest materiał znajdujący się na taśmie. Głowice montowane są na przenośniku taśmowym, bezpośrednio pod górną taśmą przenośnika. Leżący na taśmie węgiel emituje promieniowanie γ, które dociera przez taśmę, do głowic pomiarowych. Do głowic dociera także promieniowanie emitowane przez otoczenie. Jest to promieniowanie, które ma duży, negatywny wpływ na dokładność pomiaru. Aby wyeliminować jego wpływ na pomiar, materiał znajdujący się na taśmie osłonięty został ekranami ołowianymi. Ogranicza to w znacznym stopniu wpływ promieniowania otoczenia na wynik pomiaru. Warstwa ołowiu spoczywa na specjalnej konstrukcji, która jest wsparta na elementach nośnych trasy przenośnika lub stoi na własnych podporach. Ze względu na zmienne natężenie przepływu węgla na taśmie, integralną częścią popiołomierza jest elektromechaniczna waga taśmociągowa. Jej zadaniem jest określenie masy węgla, znajdującego się na taśmie w strefie oddziaływania, tzn. mającej bezpośrednio wpływ na natężenie promieniowania γ rejestrowane przez głowice pomiarowe. W popiołomierzu instalowane są dwie głowice. Pozwala to zwiększyć dokładność pomiaru. Pomost wagowy wagi taśmociągowej zamontowany jest na przenośniku, w taki sposób, by transportowany materiał został najpierw zważony i następnie został przetransportowany do strefy oddziaływania na głowice. Odległość pomiędzy pomostem wagowym a głowicami nie przekracza kilkunastu metrów. Zaprojektowanie urządzenia, jego wykonanie i dopuszczenie do eksploatacji w podziemiach kopalń wymagało dostosowania konstrukcji elektrycznej i mechanicznej do specyficznych warunków środowiskowych panujących pod ziemią. Podstawowym wymaganiem było zapewnienie przeciwwybuchowości, co przy uwzględnieniu faktu, iż głowica pomiarowa (detektor scyntylacyjny) wymaga zasilania napięciem kilkuset woltów i możliwie minimalnej osłony kryształu scyntylacyjnego ze względu na tłumienie promieniowania, było trudnym zadaniem. Większość modułów popiołomierza została wykonana jako obwody iskrobezpieczne, a głowice pomiarowe zamknięte są w obudowach ognioszczelnych, z wyprowadzonymi iskrobezpiecznymi obwodami komunikacyjnymi. Dodatnie i stabilne temperatury panujące w wyrobiskach kopalń pozwoliły na zrezygnowanie z układów grzania sondy scyntylacyjnej i uproszczenie algorytmów kompensacji parametrów toru pomiarowego od zmian temperatury otoczenia. Dostosowanie konstrukcji urządzenia do zagrożeń wybuchem pyłu węglowego polegało na ograniczeniu możliwej do wystąpienia temperatury na zewnętrznych elementach popiołomierza oraz zastosowaniu obudów o wymaganej odporności na wnikanie pyłu. Popiołomierz RODOS-EX, przeznaczony do ciągłego pomiaru zawartości popiołu w węglu transportowanym przenośnikiem taśmowym, wykonany jest jako urządzenie przeciwwybuchowe i może być eksploatowany w podziemnych wyrobiskach zakładów górniczych ze stopniem a, b i c niebezpieczeństwa wybuchu metanu oraz klasy A i B zagrożenia wybuchem pyłu węglowego. W standardowej aplikacji instalowane są dwie głowice pomiarowe. Głowica jest urządzeniem grupy I, kategorii M2. Posiada budowę przeciwwybuchową ognioszczelną. Zasilana jest napięciem 24V lub 42V o częstotliwości 50Hz. Może być także zasilona napięciem stałym. Wybór napięcia zasilającego zależy od wersji wykonania. Głowica wyposażona jest w obwód iskrobezpieczny o poziomie zabezpieczenia ia umożliwiający komunikację w standardzie RS485 z zespołem komunikacyjnym typu ZK RODOS-EX. Dane pomiarowe z głowicy przekazywane są do zespołu komunikacyjnego. Głowice umieszczone są pomiędzy taśmą górną a dolną przenośnika, na specjalnej belce zawieszeniu głowic pomiarowych. Głowice są ułożone równolegle względem siebie i prostopadle do kierunku ruchu taśmy( rys. 8). Rys. 8. Sposób montażu głowic pomiarowych Fig. 8. Installation of the measuring heads

74 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Rys. 9. Przekrój obudowy popiołomierza RODOS i RODOS-EX. 1,2 - taśma przenośnika, 3 - osłona ołowiana, 4 - wręga, 5 - rura usztywniająca Fig. 9. Section of RODOS/RODOS-EX housing 1, 2 - conveyer; 3 - lead cover; 4 - frame, 5 - stiffening pipe Nad przenośnikiem, na długości około 3m, symetrycznie względem głowic, zabudowana jest osłona głowic (rys 9). Ma ona na celu wyeliminowanie lub bardzo mocne osłabienie promieniowania γ pochodzącego od skał, w których wydrążony jest chodnik. Zespół komunikacyjny popiołomierza wyposażony jest w trzy szeregowe interfejsy (niezależne układy) transmisji. Jeden tor transmisyjny przeznaczony jest do komunikacji z głowicami pomiarowymi i opcjonalnie z lokalnym wyświetlaczem, drugi do komunikacji z wagą taśmociągową. Oba interfejsy posiadają taką samą konstrukcję, wykonane są w standardzie RS485. Są całkowicie izolowane od pozostałych obwodów. Dla trzeciego interfejsu możliwe są dwa wykonania. Obwód transmisji modemowej wykonany w standardzie V34, wykorzystujący jedną parę skrętki teletechnicznej jako połączenie modemowe, lub łącze RS422 dwuparowe, o małym zasięgu, które umożliwia podłączenia konwertera transmisji np. na łączność światłowodową. Zespół komunikacyjny łączy się z jednostką nadrzędną, która znajduje się w strefie bezpiecznej na powierzchni kopalni. Modem zainstalowany w strefie bezpiecznej jest podłączony łączem RS485 z komputerem PC, na którym zainstalowane jest oprogramowanie umożliwiające gromadzenie i wizualizację danych pomiarowych oraz nadzór na pracą popiołomierza RODOS-EX. Komputer może być podłączony do sieci LAN i WLAN z zachowaniem środków bezpieczeństwa na wymaganym poziomie. Zdalny dostęp poprzez sieć WLAN umożliwia bezpośredni serwis urządzeń oraz konserwację oprogramowania. Miejsce instalacji części obiektowej popiołomierza RODOS-EX powinno odpowiadać poniższym wymaganiom: na miejsce montażu należy wybrać odcinek przenośnika o długości 6,0 m w nachyleniu nieprzekraczającym 150 oraz wolnej przestrzeni nad przenośnikiem (licząc od górnej krawędzi taśmy przenośnika) na wysokość minimum 1,5 m, pomost wagowy powinien być zamontowany możliwie blisko głowic pomiarowych oraz tak, by materiał znajdujący się nad głowicami pomiarowymi był wcześniej zważony. W tablicy 5 przedstawione zostały podstawowe parametry techniczne popiołomierza RODOS-EX. Tablica 5. Parametry techniczne popiołomierza ROSDOS-EX Table 5. Technical parameters of RODOS-EX ash-meter Rodzaj badanego materiału węgiel kamienny Granulacja węgla 0-200 mm Minimalna grubość warstwy węgla na taśmie 100 mm Maksymalna wilgotność węgla 20% Zakres pomiarowy A% 5-80% Błąd pomiaru (statystyczny, bezwzględny określony wielkością 1σ) dla węgla grubości 0-200 mm 2,0% A dla miałów węglowych 1,5% A Rodzaj pomiaru dynamiczny, bezstykowy, automatyczny Czas pomiaru jednostkowy t jed. 5 sekund Warunki pracy temperatura otoczenia: od +5 do +40 C wilgotność względna powietrza bez kondensacji: 6. Wnioski < 95% w temp. 40 C 1. Czyste technologie węglowe obejmują szereg działań dążących do stworzenia z węgla paliwa przyjaznego dla środowiska. kompleksowo można to osiągnąć poprzez zupełnie odmienne metody wykorzystania węgla, ale również przez ograniczanie ujemnego wpływu na środowisko tradycyjnych sposobów wykorzystania energii zawartej w węglu. Przedstawiona publikacja dotyczy wybranego, ale niezwykle istotnego elementu, jakim jest bieżąca kontrola zawartości popiołu w węglu. Jest to ważny parametr, który należy stale śledzić na każdym etapie produkcji paliwa. Pożądane jest wczesne rozpoznawanie parametrów ogólnych samego urobku/węgla surowego. 2. Bieżąca kontrola zawartości popiołu w węglu jest działaniem wspomagającym proces produkcji wysokojakościowego węgla. Jest to trudne zadanie, biorąc pod uwagę właściwości węgla i jego niejednorodność. Metody

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 75 laboratoryjne nie pozwalają na szybką kontrolę jakości. Są to metody czasochłonne i pracochłonne. Biorąc pod uwagę ilość wydobywanego, czy transportowanego węgla, nasuwa się wniosek, że metody klasyczne muszą być wspomagane innymi, bardziej wydajnymi metodami kontroli jakości węgla. 3. Urządzenia technologiczne, jak opisany popiołomierz RODOS-EX, który przewidziany jest do pracy pod ziemią, stanowią istotne, a wręcz niezbędne narzędzie w całym wspomnianym procesie i cyklu. Literatura 1. Blaschke W.: Czyste technologie węglowe: nowe podejście do problemu; Przegląd Górniczy 2009, Nr 10. 2. Róg L.: Stężenie naturalnych nuklidów promieniotwórczych w węglach kamiennych o zróżnicowanym składzie petrograficznym i chemicznym; Prace Naukowe Głównego Instytutu Górnictwa nr 876; Katowice 2009. 3. Blaschke W., Róg L.. Ostaszewski A.: Jakość produktów odpadowych wydzielonych w procesach wzbogacania energetycznego węgla kamiennego; Przegląd Górniczy 2011, Nr 5. 4. Róg L.: Optymalizacja doboru węgla kamiennego dla poprawy sprawności kotłów energetycznych; Instal 5, 2011. 5. Góralczyk S.: Foresight a problematyka odpadow z górnictwa węgla kamiennego w Polsce; Przegląd Górniczy 2009, Nr 10. 6. Osoba M.: Odkamienianie urobku surowego węgla kamiennego; Górnictwo i Geologia 2011, t. 6, z. 2.. 7. Jędo A: Osadzarka z kołem odwadniającym do wzbogacania urobku węgla kamiennego; Mechaniczna przeróbka kopalin i gospodarka odpadami w aspekcie ochrony środowiska; materiały konferencyjne. Wydawnictwo CMG KOMAG, Szczyrk 1995. 8. Turek M. i inni: Scenariusze rozwoju technologicznego przemysłu wydobywczego węgla kamiennego; Wydawnictwo Głównego Instytutu Górnictwa, Katowice 2008. 9. Kryca M., Sikora T.: Comparison of different methods for determination of ash content in coal; XVI International Coal Preparation Congress; USA Kentucky; 2010. 10. Skowronek J., Wysocka M.: Promieniotwórczość naturalna węgli GZW a ich popielność; Zeszyty Naukowe Politechniki Śląskiej; Seria Górnictwo 1988, z. 172. 11. Michalik B.: Naturalna promieniotwórczość w węglu kamiennym i stałych produktach jego spalania; Karbo 2006, Nr 1. 12. Kryca M., Sikora T., Gola M.: Ocena pomiarów zawartości popiołu w węglu wykonanych metodami radiometrycznymi; Sympozja i konferencje, wydawnictwo Politechnika Śląska; Automatyzacja Procesów Przeróbki Kopalin, Gliwice 2008. 13. Sikora T., Smyła J., Będkowki Z.: Automation of technological processes in a coal preparation plant and useful systems and devices for monitoring of coal quality; AGH Journal of Mining and Geoengineering. Vol.36, No3, 2012. 14. Ash monitor system LB420 - karta katalogowa firmy Berthold Technologies. 15. Sikora T., Smyła J.: Wykorzystanie naturalnej promieniotwórczości gamma do oceny jakości węgla; Sympozja i konferencje; Katedra Elektryfikacji i Automatyzacji Górnictwa, 2009.

76 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 UKD 622.333: 001.891.3: 005.585 Porównanie modeli matematycznych umożliwiających szacowanie przepuszczalności względnej węgli na podstawie ciśnień kapilarnych Comparison of mathematical models enabling estimation the relative permeability of the coal based on capillary pressure mgr inż. Joanna Wartak* ) Treść: Zrozumienie mechanizmów rządzących przepływem w węglu, pozwala na poprawne określenie możliwości transportu i magazynowania metanu w złożach węgla. Przepływ płynów w ośrodku porowatym zależy w głównej mierze od ciśnienia kapilarnego oraz przepuszczalności względnej. Znajomość tych parametrów jest więc niezbędna przy opisywaniu przepływu wody i gazu poprzez system spękań w pokładach węgla. Badania krzywych ciśnień kapilarnych wykonuje się w celu określenia parametrów wykształcenia przestrzeni porowej skał (wielkości promienia, kształtu oraz wzajemnego połączenia między sobą porów o różnych promieniach). Na podstawie krzywych ciśnień kapilarnych można również wyznaczyć wartość przepuszczalności względnej dla wody K rw i gazu K rg.wyznaczenie własności petrofizycznych węgli kamiennych na podstawie badań laboratoryjnych wymaga doboru odpowiedniego modelu charakteryzującego ten ośrodek skalny. W pracy dokonano analizy opisanych w literaturze modeli pozwalających na wyznaczenie przepuszczalności względnych węgli na podstawie krzywych ciśnień kapilarnych. Stwierdzono, że model zaproponowany przez Chen a i współpracowników (2012) najlepiej opisuje przepuszczalność względną węgli kamiennych. Wskazano również elementy modelu, które powinny być poddane weryfikacji. Właściwości petrofizyczne węgli kamiennych zależą od składu petrograficznego węgla oraz stopnia jego uwęglenia. W celu doboru prawidłowego modelu przepuszczalności względnej koniecznym jest uwzględnienie typu petrograficznego badanych węgli kamiennych. Poprawny opis przepuszczalności względnych może wymagać również modyfikacji wybranego modelu, która pozwoli na wyznaczenie wartości przepuszczalności względnych jak najbardziej zbliżonych do ich wartości rzeczywistych. Abstract: Understanding the mechanisms ruling the flow in carbon, enables the correct estimation of the possibility of transport and storage of methane in coal deposits. The flow of fluids in porous media depends largely on the capillary pressure and relative permeability. Knowledge of these parameters is therefore essential in describing the flow of water and gas through a system of fractures (called the cleats) in coal seams. The research of capillary pressure curves is performed to determine the parameters of the formation of pore space of rocks (radius size, shape and interconnection between pores with different radii). On the basis of capillary pressure curves, relative permeability value for water (Krw) and gas (Krg) can also be determined. Designation of petrophysical properties of coals on the basis of laboratory tests requires selection of an appropriate model characterizing this medium. The study analyzes models described in the literature allowing for the determination of relative permeability of coals based on capillary pressure curves. The model proposed by Chen et al. (2012) describes the relative permeability of coals most accurately. The elements of the model that should be verified were indicated. Petrophysical properties of coals depend on coal petrographic composition and its degree of coalification. In order to select the correct model of relative permeability it is necessary to take into account the petrographic type of coals. Correct description of the relative permeability may also require modification of the chosen model which will allow to determine the relative permeability values as much approximate to their factual values as possible. Słowa kluczowe: węgiel, właściwości petrofizyczne, charakterystyka przestrzeni porowej, modele przepuszczalności względnej Key words: coal, petrophysical properties, pore volume characteristics, relative permeability models 1. Wprowadzenie * ) AGH w Krakowie Ciśnienie kapilarne oraz przepuszczalność względna należą do dwóch podstawowych właściwości charakteryzujących przepływ dwufazowy oraz regulujących rozkład nasyceń w ośrodku porowatym. W związku z tym znajomość tych parametrów jest niezbędna przy opisywaniu przepływu wody i gazu poprzez system spękań w pokładach węgla. Zatem pełna charakterystyka próbek węgla kamiennego wymaga wyznaczenia wartości wymienionych parametrów. Węgiel stanowi ośrodek biporowaty, który cechuje znaczna niejednorodność. System spękań oraz makropory pełnią rolę kanałów przepływowych w matrycy węglowej, natomiast submikropory oraz mikropory to tak zwane pory sorpcyjne.

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 77 Dzięki zjawisku sorpcji w węglu akumulowany jest metan, powstały w wyniku przeobrażenia substancji organicznej w węgiel kamienny. Większość gazu w pokładach węgla występuje w postaci zaadsorbowanej na wewnętrznej powierzchni matrycy węglowej. Proces uwalniania i przepływu metanu w węglu rozpoczyna się od obniżenia ciśnienia w matrycy skalnej w wyniku odprężenia górotworu. Kolejno następuje desorpcja metanu oraz jego dyfuzja z matrycy węgla do sieci spękań. W wyniku czego w systemie spękań odbywa się równoczesny przepływ wody oraz gazu [7]. Dlatego też, w celu określenia możliwości wydobycia gazu z metanonośnych pokładów węgla, koniecznym jest wykonanie charakterystyki przepływu dwufazowego gaz-ciecz we wspomnianym ośrodku. Przepływ płynów w ośrodku porowatym zależy w głównej mierze od dwóch parametrów - ciśnienia kapilarnego oraz przepuszczalności względnej. Ciśnienie kapilarne można zdefiniować jako różnicę ciśnień pomiędzy fazą niezwilżającą oraz fazą zwilżającą w funkcji nasycenia (fazą zwilżającą). Możliwe jest wykreślenie krzywych osuszania otrzymanych w wyniku wypierania fazy zwilżającej z porowatego ośrodka poprzez zatłaczanie fazy niezwilżającej oraz krzywych nasiąkania - dla wzrastających nasyceń fazą zwilżającą [1]. Znajomość wartości ciśnienia kapilarnego jest kluczowa przy charakterystyce złóż metanu pokładów węgla, ponieważ przepływ dwóch niemieszających się płynów poprzez system spękań w węglu zależy od ich rozmieszczenia, co z kolei jest funkcją ciśnienia kapilarnego systemu [10]. Krzywa ciśnień kapilarnych wyznaczona dla ośrodka porowatego pozwala również na wyznaczenie mikroparametrów przestrzeni porowej, takich jak rozkład promieni porów w badanej przestrzeni, wielkość powierzchni właściwej, wielkość efektu histerezy, czy wartość średnicy progowej dla danego ośrodka porowatego. Scharakteryzowanie i opisanie fizycznych właściwości przestrzeni porowej węgla kamiennego pozwala na możliwie poprawne określenie możliwości transportu i magazynowania płynów przez analizowany ośrodek. W oparciu o uzyskane doświadczalnie krzywe ciśnień kapilarnych można wyznaczyć wartość przepuszczalności względnej dla wody Krw i gazu Krg [11]. Wyznaczenie równania pozwalającego na obliczenie przepuszczalności z krzywych ciśnień kapilarnych pozwala na uzyskanie pełniejszej charakterystyki przestrzeni porowej węgli kamiennych, umożliwiającej określenie ich zdolności transportowych. Wśród najpowszechniej stosowanych metod wyznaczania przepuszczalności względnej na podstawie danych z pomiarów ciśnień kapilarnych wyróżniamy metodę Purcell a i metodę Burdine a. Purcell [4] opracował metodę pozwalająca na obliczenie przepuszczalności przy wykorzystaniu rozkładu wielkości porów z krzywych ciśnień kapilarnych. Metoda ta oparta jest na modelu przestrzeni porowej w postaci wiązki rurek kapilarnych. W 1950 roku Gates wraz z Lietz em rozwinęli rozwiązanie zaproponowane przez Purcell a i wykorzystali je do wyznaczania przepuszczalności względnych (metoda Purcell a). Burdine w 1953 roku zmodyfikował model Purcell a, wprowadzając współczynnik krętości szczelin jako funkcję nasycenia fazą zwilżającą. Według modelu Purcell a i Burdine a analityczne wyrażenie przepuszczalności względnych można uzyskać, jeżeli krzywe ciśnień kapilarnych są wyrażone przez prostą funkcję matematyczną [10]. Brooks i Corey wyprowadzili zależność opisującą krzywe ciśnień kapilarnych. Podstawiając wspomnianą relację do wzoru Burdine a otrzymali równania pozwalające na określenie przepuszczalności względnej. Chen wraz z zespołem (2012) zmodyfikował model przepuszczalności względnej przyjmując, że geometrię zeszczelinowanego węgla najlepiej przybliża tzw. matchstick model (model złożony z zapałek). 2. Charakterystyka przestrzeni porowej węgla kamiennego z wykorzystaniem krzywych ciśnień kapilarnych Charakterystyka przestrzeni porowej obejmuje pomiary porowatości oraz przepuszczalności danej skały, zawiera również informację odnośnie jej wykształcenia. W celu określenia parametrów wykształcenia przestrzeni porowej badanych skał wykonuje się badania krzywych ciśnień kapilarnych. W badaniach tych wykorzystuje się zależność wartości ciśnienia kapilarnego od wartości promienia, a także kształtu oraz wzajemnego połączenia między sobą porów o różnych promieniach [9]. Wśród metod wyznaczania krzywych ciśnień kapilarnych można wyróżnić: metodę stanów odtworzonych (metodę płytki porowatej), metodę porozymetrii rtęciowej oraz metodę wirówkową. Możliwe jest sporządzenie krzywej dla wzrastających ciśnień, jak i krzywych uzyskanych przy ciśnieniu malejącym [6]. Obecnie metodą najczęściej stosowaną w Polsce, w celu charakterystyki przestrzeni porowej skał jest porozymetria rtęciowa. Na podstawie krzywej ciśnień kapilarnych można sporządzić charakterystykę przestrzeni porowej skał. Wyznaczyć rozkład średnicy porów oraz określić wielkość powierzchni właściwej skały, średniej kapilary, średnicy progowej oraz współczynnika porowatości dynamicznej. Ponieważ rtęć nie zwilża większości ciał stałych, krzywa ciśnień kapilarnych otrzymana metodą porozymetrii rtęciowej jest szczególnie odpowiednia przy analizie struktury porowej ośrodka skalnego [9]. Już sam kształt krzywej ciśnień kapilarnych pozwala na wyciągnięcie wniosków odnośnie badanego ośrodka porowatego. Analizując krzywą uzyskaną podczas wtłaczania fazy niezwilżającej, można zauważyć, że stosunkowo płaski, początkowy przebieg krzywej, dla malejących nasyceń, oznacza, że znaczna część porów jest zajmowana przy takich samych ciśnieniach (są to pory o jednakowych rozmiarach). Z kolei mniejsza wartości nieredukowalnego nasycenia fazą zwilżającą oznacza, że badana próbka ma pory o większych rozmiarach. Natomiast krzywa ciśnień kapilarnych uzyskana w wyniku wtłaczania fazy niezwilżającej, o ostrym kształcie (wyższe wartości ciśnienia oraz większe wartości nasycenia fazą zwilżającą) odpowiada skale o gorszych parametrach zbiornikowych. Podczas pomiaru ciśnień kapilarnych obserwuje się zjawisko przesunięcia krzywej osuszania względem krzywej nasiąkania, które związane jest z tzw. efektem histerezy. Wielkość efektu histerezy wzbogaca charakterystykę przestrzeni porowej skały opisując pośrednio kształt porów i połączenia między nimi [6]. 3. Metody wyznaczania przepuszczalności względnej węgli kamiennych na podstawie znajomości ciśnień kapilarnych Opisanie przestrzeni porowej węgli kamiennych charakterystyką pomierzonych laboratoryjnie ciśnień kapilarnych umożliwia powiązanie jej z przepuszczalnościami względnymi. Zgodnie z definicją przepuszczalność względna jest to stosunek przepuszczalności fazowej charakteryzującej zdolność skały do przemieszczania danego płynu w obecności innych płynów do wartości przepuszczalności przy nasyceniu tylko jedną fazą [8]. Przepuszczalność względna jest szczególnie istotnym parametrem przy charakteryzowaniu zachowań przepływu dwufazowego w ośrodku porowatym. Ponieważ przepuszczalność względna jest silnie zależna od nasycenia, często wyrażona jest jako funkcja fazy zwilżającej.

78 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Przedstawiona w taki sposób zależność nazywana jest modelem przepuszczalności względnej. 3.1. Metoda Purcell a Purcell w 1949 roku wyprowadził równanie pozwalające na obliczenie przepuszczalności absolutnej z krzywej ciśnień kapilarnych, opierając się na równaniu natężenia przepływu zaproponowanym przez Poiseuille a oraz równaniu Darcy ego. W swoich rozważaniach Purcell przyjął model ośrodka porowatego w postaci wiązki równoległych, cylindrycznych kapilar o równej długości, lecz różnym promieniu. Model w postaci wiązki rurek kapilarnych nie obrazuje w sposób wystarczający przestrzeni porowej ośrodka skalnego. Droga przepływu płynu w porowatym ośrodku skalnym jest kręta, zaś pory wewnątrz matrycy skalnej są w mniejszym lub większym stopniu połączone. Dodatkowo przekrój poprzeczny nie jest ani jednakowy, ani kołowy. W celu uwzględnienia różnic między przyjętym modelem porowatego ośrodka a ośrodkiem rzeczywistym, Purcell, w swoim równaniu (1) wprowadził tzw. czynnik litologiczny F, charakterystyczny dla danej skały [4]. gdzie: k przepuszczalność absolutna, md 10.65666 stała wynikająca z konwersji jednostek, md- -(psia) 2 /(dyna/cm) 2 F wskaźnik litologiczny σ napięcie międzyfazowe, N/m θ kąt zwilżania, rad ф porowatość S w nasycenie faza zwilżająca P c ciśnienie kapilarne, psia W 1950 roku Gates wraz z Lietz em rozwinęli rozwiązanie zaproponowane przez Purcell a i wykorzystali je do wyznaczania przepuszczalności względnych. Wzór zaproponowany przez Purcella wiąże przepuszczalność z ciśnieniem kapilarnym w przypadku 100% nasycenia daną fazą. Formuła dla zredukowanego nasycenia jest scałkowana od zerowej wartości nasycenia do przyjętej wartości określającej aktualne nasycenie daną fazą [5]. W przypadku dwufazowego przepływu przepuszczalność względna fazy zwilżającej może być obliczona według wzoru gdzie: k rw przepuszczalność względna fazy zwilżającej, md Podobnie przepuszczalność względna fazy niezwilżającej może być obliczona na podstawie wzoru [6] (1) (2) (3) porowatych ośrodków. Może to wynikać z nieuwzględnienia współczynnika krętości ośrodka porowatego w omawianych równaniach. Ponadto kolejna wada przedstawionego modelu związana jest z nieuwzględnieniem w nim, resztkowego nasycenia fazą zwilżającą oraz resztkowego nasycenia fazą niezwilżającą [5]. Model zaproponowany przez Gates a oraz Lietz a nazywany jest modelem Purcell a, nawiązując do równania, na podstawie którego został wyprowadzony. 3.2. Model Burdine a Burdine w 1953 roku zmodyfikował równania Purcell a, uwzględniając fakt, że droga przepływu w modelu kapilarnym ośrodka porowatego powinna być dłuższa niż odległość między początkiem rurki kapilarnej a jej końcem. Dzięki tej modyfikacji model ten precyzyjniej obrazuje ośrodek rzeczywisty. Burdine wprowadził do równań przepuszczalności względnej współczynniki krętości ośrodka porowatego jako funkcję nasycenia fazą zwilżającą [6]. Do równań Purcell a wprowadzono znormalizowane nasycenie skał fazą zwilżającą S w* równe [11] gdzie: S wr jest rezydualnym nasyceniem fazą zwilżającą. Przepuszczalność względna fazy zwilżającej może być wyznaczona na podstawie równania [2] W podobny sposób może być obliczona przepuszczalność względna fazy niezwilżającej [2] Znormalizowana wartość przepuszczalności względnej dla fazy zwilżającej jest równa wartości rzeczywistej. Natomiast w celu otrzymania rzeczywistej wartości przepuszczalności względnej fazy niezwilżającej należy pomnożyć wartość uzyskaną z równania (6) przez wartość punktu końcowego krzywej przepuszczalności względnej fazy niezwilżającej. W omawianym równaniu przepuszczalność względna fazy niezwilżającej rozpoczyna się, gdy nasycenie fazą zwilżającą jest równe jedności Sw=1 (lub nasycenie fazą niezwilżającą jest równe zero, Snw=0). Jednak, aby faza niezwilżająca mogła się przemieszczać, wymagane jest osiągnięcie krytycznego nasycenia tą fazą. Zatem do równania (6) należy wprowadzić wartość punktu końcowego krzywej przepuszczalności względnej oraz krytycznego nasycenia fazą niezwilżającą, aby otrzymać rzeczywistą wartość przepuszczalności względnej [9]. W związku z powyższym równanie (6) można zapisać (4) (5) (6) gdzie: k rnw przepuszczalność względna fazy niezwilżającej, md Słabą stroną tego modelu jest założenie, że suma przepuszczalności dla poszczególnych faz jest równa jedności k rw + k rw = 1, zależność ta nie jest prawdziwa dla większości (7)

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 79 gdzie: k nwr jest przepuszczalnością względną fazy niezwilżającej w nieredukowalnym nasyceniu fazą zwilżającą, md S m oznacza nasycenie fazą zwilżająca odpowiadające krytycznemu nasyceniu fazą niezwilżającą. Metoda Purcell a oraz metoda Burdine a należą do najczęściej wykorzystywanych metod wyznaczania przepuszczalności względnej węgli kamiennych na podstawie krzywych ciśnień kapilarnych. 3.3. Model Brook a i Corey a Przepuszczalność względną dla fazy zwilżającej oraz fazy niezwilżającej można wyrazić analitycznie w przypadku, gdy krzywe ciśnień kapilarnych przedstawione są za pomocą prostej funkcji matematycznej. Na podstawie przeprowadzonych badań Brook i Corey (1966) stwierdzili, że krzywa uzyskana podczas wtłaczania fazy niezwilżającej może być reprezentowana przez funkcję liniową w postaci [1] gdzie: λ oznacza indeks dystrybucji wielkości porów, P e wejściowe ciśnienie kapilarne. Brook and Corey zauważyli, że wykres bilogarytmiczny uzyskanych wartości ciśnienia kapilarnego ln P c i nasycenia znormalizowanego ln S w*, jest liniowy (jeżeli wykres jest nieliniowy, S wr jest korygowane do uzyskania liniowego przebiegu wykresu), a jego nachylenie jest odwrotnością indeksu dystrybucji wielkości porów (1/λ). Wysoka wartość λ (niewielkie nachylenie), odpowiada krzywej ciśnienia kapilarnego z ograniczonym zakresem rozkładu (dystrybucji) wielkości porów, zaś niska wartość λ (duże nachylenie), odpowiada krzywej ciśnień kapilarnych charakteryzującej ośrodek z szerokim zakresem dystrybucji wielkości porów. Równanie (8) przedstawia model ciśnień kapilarnych uzyskanych przy rosnących ciśnieniach w postaci [1] Brook i Correy zaproponowali również model dla krzywej uzyskanej podczas wtłaczania fazy zwilżającej [5] (8) (9) (10) Przepływ płynów poprzez szczeliny w matrycy węglowej można precyzyjniej porównać do przepływu pomiędzy równoległymi płytami. Seidle et al. w celu wyznaczenia przepływu płynów w sieci szczelin węgla zaproponował tzw. matchstick model (model złożony z patyczków zapałek). Model ten został powszechnie uznany jako model koncepcyjny dla przestrzeni porowej węgla. Chen et al. stwierdził, że tradycyjne przedstawienie modeli przepuszczalności względnych oraz ciśnienia kapilarnego jako jednoskładnikowych funkcji fazy zwilżającej może w niewłaściwy sposób odwzorować wspomniane wartości w przypadku skał o znacznej zmienności porowatości. Węgiel kamienny stanowi ośrodek, w którym porowatość jest kontrolowana przede wszystkim przez wpływ naprężenia efektywnego oraz zmian związanych z pęcznieniem/ kurczeniem węgla. Zmiany porowatości węgla wpływają również na wartości przepuszczalności względnych oraz ciśnienia kapilarnego. Wpływ zmian porowatości na krzywą ciśnień kapilarnych zaznacza się w dwojaki sposób: zmieniając rezydualne nasycenie daną fazą oraz zmieniając zakrzywienie krzywej ciśnień kapilarnych [3]. W swojej pracy Chen z zespołem zaproponowali model uwzględniający model przestrzeni porowej zaproponowany przez Seidle a oraz zmiany porowatości węgla. W celu uwzględnienia zmian rezydualnego nasycenia daną fazą wyprowadzili zależności [3] (14) (15) gdzie: n wr oraz n gr to tzw. parametry dopasowania wprowadzone w celu określenia związku pomiędzy rezydualnym nasyceniem daną fazą, a stosunkiem przepuszczalności k/k 0 (indeks dolny 0 - oznacza wartość w stanie początkowym) ρ g gęstość gazu, g/cm 3 Wprowadzając zależności do formuły określającej nasycenie znormalizowane uzyskujemy równanie (16) Występujące w równaniu znormalizowane nasycenie fazą zwilżającą S w * można zdefiniować przez [5] (11) gdzie: S nwr jest rezydualnym nasyceniem faza niezwilżającą. Podstawiając wyprowadzoną przez Brook a i Corey a relację określającą ciśnienie kapilarne (9) do wzoru Burdine a otrzymuje się zależności [8] 3.3. Model Chen a (12) (13) Kształt krzywej ciśnień kapilarnych zmienia się wraz ze zmianą przepuszczalności (porowatości) według funkcji J-Leveretta. W modelu Brooks a i Corey a zakrzywienie krzywej ciśnień kapilarnych jest kontrolowane przez indeks dystrybucji wielkości porów λ, tak więc może ulec zmianie ze zmianą porowatości. Podobnie wpływ zmian porowatości na krzywą ciśnień kapilarnych dotyczy także krzywych przepuszczalności względnych. W celu uwzględnienia tego wpływu Chen et al. w swoim modelu wprowadzili parametr J korygujący indeks dystrybucji szczelin, który kontroluje kształt krzywej ciśnień kapilarnych. Model ciśnień kapilarnych zaproponowany przez Brooks a i Corey a przedstawili następującym wzorem (17) Należy zauważyć, że parametr J nie jest stałą, lecz funkcją zmienności porowatości/przepuszczalności [11].

80 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Chen et al. w swojej pracy zastosowali podejście podobne do zaproponowanego przez Purcella. Zauważyli, że ich model przepuszczalności względnej jest zbieżny z modelem Purcell a. Dowodzi to, iż model Purcell a może być zastosowany do złóż, których przestrzeń porową można przybliżyć za pomocą modelu zapałkowego. W węglu można wyróżnić spękania poziome oraz prostopadłe do nich spękania pionowe. Spękania poziome charakteryzuje większa rozciągłość, więc mogą być one dobrze reprezentowane przez model zapałkowy, spękania pionowe mają mniejszy zasięg i kończą się na spękaniach poziomych. W związku z tym model zapałkowy nie odwzorowuje poprawnie spękań pionowych. Dlatego do wzoru Purcella wprowadzono parametr krętości w celu uwzględnienia krętego charakteru szczelin węgla. Jeżeli pomiary zostały przeprowadzone w warunkach stałego naprężenia oraz sorpcji, w których porowatość nie ulega zmianie podczas przepływu dwufazowego, można przyjąć, że na przepuszczalność względną wpływa jedynie nasycenie daną fazą. W takim przypadku do wyznaczenia przepuszczalności względnej można wykorzystać następujące równania (18) (19) gdzie: η parametr krętości szczelin. Jeżeli η=2 (uważa się, że jest to wartość typowa dla izotropowych skał klastycznych) przedstawione równania redukują się do wzorów zaproponowanych przez Burdine a. Parametr krętości może nie być stałą w przypadku pokładów węgla, ponieważ jest on zależny zarówno od geometrii sieci spękań węgla, jak i od kierunków przepływu. Sposób wycięcia rdzenia węglowego wpływa na kierunek przepływu, a przez to może oddziaływać na parametr krętości. Jeżeli przepływ odbywa się w kierunku zgodnym z kierunkiem spękań poziomych, wpływ krętości nie jest ewidentny. Odwrotnie, jeżeli kierunek najwyższego przepływu jest w kierunku zgodnym z kierunkiem spękań pionowych, wpływ krętości będzie istotny [11]. Przyjmując model ciśnień kapilarnych w postaci zaproponowanej przez Brooks a i Corey a (9), Chen i innych otrzymali [3]: (20) (21) gdzie: k wr to wartość punktu końcowego krzywej przepuszczalności względnej fazy zwilżającej, md Jeżeli przepuszczalność względna mierzona jest przy różnych wartościach ciśnienia uszczelniającego - na jej wartość nie wpływa jedynie nasycenie daną fazą, ale zależy ona również od zmian porowatości związanych z ciśnieniem uszczelniającym (ciśnieniem nadkładu). W takich przypadkach zaproponowali wykorzystanie rozwiniętej postaci równań [3]: (22) 4. Wnioski (23) W celu uzyskania pełnej charakterystyki przestrzeni porowej należy określić zarówno jej mikro, jak i makroparametry. Pomiary ciśnień kapilarnych stanowią ważne źródło informacji na temat właściwości fizycznych skał, w tym węgli. Pozwalają na zrozumienie oraz poprawne określenie związku pomiędzy matrycą, przestrzenią porową i płynami ją nasycającymi, co ma bezpośredni wpływ na poprawną ocenę właściwości petrofizycznych węgli. Na podstawie krzywych ciśnień kapilarnych można wyznaczyć wartości przepuszczalności względnych, jednak aby otrzymane wartości były poprawne, należy wybrać odpowiednie dla danej skały modele przepuszczalności względnych. Pomiary ciśnień kapilarnych pozwalają również na określenie kształtu i charakteru porów oraz sposobu ich połączenia. Pełny obraz geometrii przestrzeni porowej węgli, ich właściwości petrofizycznych oraz czynników wpływających na ich zmienność pozwoli na lepsze zrozumienie mechanizmu procesu przepływu dwufazowego w obrębie wspomnianego ośrodka. W literaturze opisano wiele modeli analitycznych pozwalających na wyznaczenie przepuszczalności względnych na podstawie krzywych ciśnień kapilarnych. Jednakże przy ich doborze niezbędna jest weryfikacja modelu, pozwalającego na wyznaczenie wartości przepuszczalności względnych jak najbardziej zbliżonych do ich wartości rzeczywistych. Na podstawie przeprowadzonej analizy można stwierdzić, że model zaproponowany przez Chen a i współpracowników najlepiej opisuje przepuszczalność względną węgli kamiennych. Parametr ten we wspomnianym modelu przedstawiony jest nie tylko jako funkcja nasycenia, ale zależy również od zmian porowatości (przepuszczalności). Model Chen a zawiera elementy, które powinny być poddane weryfikacji. Równania przedstawione w tym modelu zawierają tzw. parametry dopasowania, ograniczające ich stosowalność. Nie przeprowadzono również wystarczającej liczby badań pozwalającej na sprawdzenie omawianego modelu. Chen wraz z zespołem dopasowali jedynie model do zaczerpniętych z literatury wartości przepuszczalności względnych uzyskanych dla różnych wielkości ciśnienia uszczelniającego. W związku z brakiem danych doświadczalnych nie odnieśli się natomiast do zmian przepuszczalności względnej związanych ze zmianą porowatości na skutek pęcznienia/kurczenia węgla. Koniecznym jest więc przeprowadzenie większej ilości prac w celu zbadania wpływu zmiany porowatości na wartość przepuszczalności względnych. Wybór odpowiedniego modelu charakteryzującego ośrodek skalny jest najważniejszym problemem przy wyznaczaniu właściwości petrofizycznych skał na podstawie badań laboratoryjnych. Niezbedny jest więc dobór modelu wykorzystywanego do wyznaczania przepuszczalności względnej z krzywych ciśnień kapilarnych, który wykaże najlepsze dopasowanie do danych eksperymentalnych przepuszczalności względnej. Ponieważ właściwości petrofizyczne węgli kamiennych są uwarunkowane składem petrograficznym węgla oraz stopniem jego uwęglenia, przy doborze właściwego modelu przepuszczalności względnej koniecznym jest uwzględnienie typu petrograficznego badanych węgli kamiennych. W celu prawidłowego opisu przepuszczalności względnych wymagana może być również modyfikacja wybranego modelu, pozwalająca na precyzyjne wyznaczenie wspomnianego parametru. Prawidłowo wyznaczone wartości ciśnienia kapilarnego oraz przepuszczalności względnych umożliwiają

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 81 zrozumienie mechanizmów rządzących przepływem w węglu, a tym samym pozwalają na poprawne określenie możliwości transportu i magazynowania metanu w złożach węgla. Literatura 1. Brooks, R.H., Corey, A.T.: Properties of porous media affecting fluid flow. Journal of Irrigation and Drainage Engineering 1966 vol. 92, nr 2, s. 61 90. 2. Burdine N. T.: Relative permeability calculations from pore-size distribution data. Journal of Petroleum Technology 1953 vol 5, nr 3, s.71 78. 3. Chen, D., Pan, Z., Liu, J., Connell, L.D.: An improved relative permeability model for coal reservoirs. International Journal of Coal Geology 2013 vol. 109-110, s. 45-57. 4. Gates, J.I., Leitz, W.J.: Relative permeabilities of California cores by the capillary pressure method. American Petroleum Institute (API) Meeting, Los Angeles, California, May 1950. 5. Li K., and Horne R. N.: Comparison of methods to calculate relative permeability from capillary pressure in consolidated water-wet porous media, Water Resour. Res. 2006 vol. 42. 6. Myśliwiec M.: Modelowanie i symulacja złóż ropy naftowej i gazu ziemnego. Przegląd Geologiczny 1997, vol. 45, no 4. 7. Ohen, H., Amaefule, J., Hyman, L., Daneshjou, D., Schraufnagel, R.: A Systems Response Model for Simultaneous Determination of Capillary Pressure and Relative Permeability Characteristics of Coalbed Methane. SPE Annual Technical Conference and Exhibition, Dallas, Texas, 6 9 October 1991. 8. Peters E. J.: Advanced Petrophysics: Dispersion, Interfacial Phenomena/ Wettability, Capillarity/Capillary Pressure, Relative Permeability. Wyd. 1. Austin TX. Live Oak Book Company 2012. 9. Purcell, W.R.: Capillary Pressures Their Measurement Using Mercury and the Calculation of Permeability Therefrom. Journal of Petroleum Technology 1949 vol. 1, nr 2, s. 39 4. 10. Such P.: Nowoczesne metody badania właściwości petrofizycznych skał oraz możliwości zastosowania otrzymanych wyników w badaniach diagenezy. Przegląd Geologiczny 1997, vol. 45, nr 8. 11. Seidle, J.P., Jeansonne, M.W., Erickson, D.J: Application of matchstick geometry to stress dependent permeability in coals. SPE Rocky Mountain Regional Meeting, Casper, Wyoming, May 1992. 12. Wang G. X., Massarotto P., Rudolph V.: An improved permeability model of coal for coalbed methane recovery and CO2 geosequestration. International Journal of Coal Geology 2009, nr 77, 127-136. 13. Zawisza L., Nowak J.: Metodyka określania parametrów filtracyjnych skał na podstawie kompleksowej analizy danych geofizyki otworowej. Wyd. 1. Wydawnictwa AGH, Kraków 2012. Zwiększajmy prenumeratę najstarszego czołowego miesięcznika Stowarzyszenia Inżynierów i Techników Górnictwa! Liczba zamawianych egzemplarzy określa zaangażowanie jednostki gospodarczej w procesie podnoszenia kwalifikacji swoich kadr!

82 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 UKD 622.81/.82:622.271:622.86/.88 Bezpieczeństwo pracy i system ratownictwa górniczego w kopalniach odkrywkowych w Polsce. Część 1 Safety at work and mine rescue system in surface mines in Poland. Part 1 Mgr inż. Adrian Borcz* ) Prof. dr hab. inż. Wiesław Kozioł** ) Mgr inż. Andrzej Ciepliński* ) Dr inż. Łukasz Machniak* ) Treść: W artykule zaprezentowano podział zagrożeń jakie mogą przyczynić się do zaistnienia sytuacji zagrażających zdrowiu, a nawet życiu, pracownikom polskich kopalń odkrywkowych. Następnie przedstawiono wypadkowość w górnictwie odkrywkowego na tle górnictwa w Polsce, z uwzględnieniem danych za okres lat 2008-2014. Zaprezentowano udział wypadków ciężkich i śmiertelnych na tle wszystkich wypadków.do wykonania analizy wykorzystano dane i raporty zgromadzone przez Wyższy Urząd Górniczy (WUG) w Katowicach. Abstract: This paper presents the distribution of threats that may lead to situations threatening the health and even the life of workers in Polish surface mines. This is followed by surface mining accident rate against mining in Poland, including data for the years 2008-2014. The share of severe and fatal accidents on the background of all accidents was presented. To perform the analysis, data and reports collected by the State Mining Authority (SMA) in Katowice were used. Słowa kluczowe: bezpieczeństwo pracy, górnictwo odkrywkowe, wypadkowość, zagrożenia Key words: safety at work, surface mining, accident rate, threats 1. Wprowadzenie Odkrywkowa eksploatacja złóż, w odróżnieniu od eksploatacji podziemnej, związana jest z pozyskiwaniem kopalin z mniejszych głębokości w skorupie ziemskiej. Prace * ) AGH w Krakowie ** ) IMBiGS w Warszawie, Oddział Katowice; AGH w Krakowie udostępniające, wymagane do prowadzenia eksploatacji metodą odkrywkową, oparte są na zdejmowaniu różnych objętości mas ziemnych i skalnych, w polskich kopalniach węgla brunatnego w setkach milionów metrów sześciennych rocznie, natomiast w złożach surowców skalnych w znacznie mniejszych ilościach, gdyż niektóre z tych złóż zalegają zaledwie pod bardzo cienkimi warstwami nadkładu (humusu, o grubościach do kilkudziesięciu centymetrów).

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 83 Postęp prac wydobywczych wiąże się z przestrzennym rozwojem wyrobiska górniczego w różnych kierunkach udostępniane są nowe poziomy robocze o wysokościach niekiedy nawet do kilkudziesięciu metrów. Samo powiększanie się wyrobiska nie wpływa silnie na pogorszenie bezpieczeństwa pracowników. Ich świadomość oraz prowadzenie odpowiednich zabezpieczeń i profilaktyki w zakresie BHP minimalizuje wypadki z tym związane. Jednak wraz z postępem prac wydobywczych zmienia się infrastruktura kopalni i znacznie bardziej zauważalne są wypadki związane z jej codziennym, aniżeli długofalowym funkcjonowaniem. Środowisko pracy człowieka już na etapie prowadzenia prac udostępniających związane jest z maszynami o różnym zastosowaniu. Zestaw urządzeń i maszyn, dobranych do prowadzenia prac wydobywczych, w dużej mierze uzależniony jest od sposobu prowadzenia eksploatacji, a na etapie początkowym życia kopalni zwiększa się ich liczba, która zapewni zakładane (planowane) zdolności wydobywcze. W efekcie liczba potencjalnych zagrożeń dla człowieka, jako użytkownika tychże maszyn i urządzeń, wzrasta. 2. Rodzaje zagrożeń w kopalniach odkrywkowych Zagrożenia dla człowieka, jakie niesie za sobą praca w kopalni odkrywkowej, wynikają przede wszystkim: z naturalnych warunków środowiska kopalni, ze strony wyposażenia technicznego, bezpośrednio z jego samych, niewłaściwych działań, w tym z nieodpowiedniej organizacji pracy. Z ustaleń Państwowej Inspekcji Pracy [1] wynika, iż w latach 2012-2014 przyczynami wypadków były zagrożenia w następujących proporcjach: organizacyjne 49%, ludzkie 46% oraz techniczne 5% [7]. Rozpatrywany w niniejszym artykule materiał obejmuje lata 2008-2014, stąd podział przyczyn wypadków ma nieco inne proporcje. Zgodnie z rozporządzeniem Ministra Środowiska 1 w górnictwie wyróżnia się zagrożenia naturalne: tąpania, metan, wyrzuty gazów i skał, wybuchy pyłu węglowego, klimatyczne, wodne, osuwiskowe, erupcyjne, siarkowodorowe, od substancji promieniotwórczych. W górnictwie odkrywkowym występują: 1 Rozporządzenie Ministra Środowiska z dnia 29 stycznia 2013 r. w sprawie zagrożeń naturalnych w zakładach górniczych (z późn. zm.) zagrożenia naturalne, w tym: zagrożenia osuwiskowe i związane z oberwaniem się skał, zagrożenie sejsmiczne, zagrożenie wodne, zagrożenie pożarami i gazowe, zagrożenie związane ze stosowaniem środków strzałowych, zagrożenia techniczne od maszyn i urządzeń oraz awarie, organizacyjno-ludzkie. W przypadku kopalń odkrywkowych, w odróżnieniu od eksploatacji prowadzonej metodą podziemną, występują bardzo rzadko zagrożenia pochodzące bezpośrednio od górotworu czy samego złoża. Z eksploatacją związana jest zmiana rzeźby terenu i powstawanie wyrobiska o określonych kształtach, którego wymiary, a w tym wysokości pięter, mogą stanowić podstawowy element zagrożenia dla pracowników, a w pewnych etapach funkcjonowania kopalni mają one charakter stały np. docelowy kontur wyrobiska. Profilaktyka, czyli np. świadomość możliwego upadku z wysokości szkolenia BHP (rys. 1) czy odpowiednie zabezpieczanie krawędzi poziomów eksploatacyjnych, dość skutecznie minimalizuje liczbę wypadków o tym charakterze. Zagrożeniem ze strony calizny skalnej może być niekontrolowana utrata stateczności skarp i zboczy ruchomych (eksploatacyjnych) czy stałych (ukształtowanych docelowo), wynikających np. z niedopilnowania właściwego ich nachylenia oraz z obrywów skał, które pochodzić mogą z niewłaściwie wykonanego mechanicznego usuwania nawisów skalnych bezpośrednio po robotach strzałowych. Przyczyn możemy również szukać w niedokładnym rozpoznaniu budowy górotworu np. w przypadku kopalń zwięzłych surowców skalnych, tj. dolomity, margle, piaskowce, wapienie itp.,występują zjawiska krasowienia, tzn. naturalne erozje fizyczne i/lub chemiczne tychże skał (rys. 2). Jeżeli w pobliżu kopalni nie znajduje się żaden ciek wodny lub akwen, którego wody mogą przesączać się przez masyw skalny do wyrobiska oraz gdy nie występują silne opady atmosferyczne, to w kopalni trudno jest mówić o zagrożeniu wodnym. Wiele kopalń jednak przez występujące lokalnie poziomy wodonośne (dotyczy to przede wszystkim kopalń wgłębnych i stokowo-wgłębnych) należy odwadniać, ponieważ bez tego może dojść do powstawania podmyć skarp i zboczy, a w następstwie do osuwisk. Eksploatacja odkrywkowa prowadzona jest z zastosowaniem różnych technologii, które wykorzystują maszyny Rys. 1. a) Spękania calizny skalnej powstałe w wyniku robót strzałowych w kopalni wapienia, b) tablica informująca o niebezpieczeństwie upadku z wysokości (za tabliczką skarpa o wysokości ok. 20 m) Fig. 1. a) Rock body cracking caused by blasting in a limestone mine; b) an information board about the danger of falling (after the sign slope with approx. 20 m of height)

84 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Rys. 2. Przykład osuwiska powstałego przez kras w kopalni wapienia Fig. 2. Example of the land slide formed by karst in limestone mine i różnego rodzaju środki, w tym materiały wybuchowe, do wydobywania kopaliny ze złoża. Zaliczyć można tutaj w szczególności [2]: niewłaściwy stan oraz wady konstrukcyjne maszyn i urządzeń stosowanych we wszystkich procesach produkcyjnych kopalni, niewłaściwy stan urządzeń alarmujących i zabezpieczających przed zagrożeniami, niewłaściwy stan i zabezpieczenie materiałów niebezpiecznych i pomocniczych, niewłaściwy stan instalacji energetycznych (energia elektryczna, sprężone gazy techniczne), niewłaściwy stan instalacji odwadniających i wentylacyjnych. Ponadto gabaryty maszyn, ich masa własna oraz wynikające z charakteru ich pracy wibracje mogą przyczynić się do utraty stateczności elementów wyrobiska. Zagrożenia te wynikają z niedostosowania zachowania osób pracujących w kopalni do potencjalnie niebezpiecznych obiektów i sytuacji oraz z samej organizacji ich środowiska pracy. Wśród zagrożeń tych wymienić można [2]: niewłaściwy stan zdrowia fizycznego i/lub psychicznego, niewłaściwe stosowanie środków ochrony osobistej lub jego brak, niewłaściwe obchodzenie się z maszynami i urządzeniami (elektrycznymi, mechanicznymi), niewłaściwe obchodzenie się ze środkami niebezpiecznymi (substancje chemiczne, gazy techniczne, materiały wybuchowe itp.), przebywanie w niedozwolonych miejscach stanowiących zagrożenie dla człowieka. Pomimo postępującej eksploatacji warunki pracy dla załogi zazwyczaj są niezmienne, bądź zróżnicowane w nieznacznym stopniu. Powtarzalność wykonywanych zadań pozwala na nabycie biegłości i zwiększania wydajności pracownika, jednak zmniejsza również jego czujność, a tym samym zwiększa prawdopodobieństwo wystąpienia sytuacji niebezpiecznych. 3. Wypadkowość Zgodnie z odpowiednim artykułem ustawy o ubezpieczeniu społecznym 2 przez wypadek przy pracy rozumie się zdarzenie, które powoduje uraz lub śmierć osoby poszkodowanej. Natomiast przez wypadkowość rozumiemy łączną liczbę wypadków w jednostce czasu, a w prowadzonym opisie dotyczy ona skali jednego roku. Opisywane w artykule wypadki mają różny charakter (kategorię). Szczególną uwagę poświęcono wypadkom ciężkim i śmiertelnym. Wypadki ciężkie to takie, w których nastąpiło uszkodzenie ciała w stopniu utrudniającym normalne funkcjonowanie organizmu, czyli m.in.: utrata wzroku, słuchu, czucia, a także choroba nieuleczalna, która zagraża życiu osoby poszkodowanej itp. Z kolei następstwem wypadku śmiertelnego jest śmierć osoby poszkodowanej w przeciągu 6 miesięcy od momentu wystąpienia wypadku. Wypadki lekkie (urazy) są wymienione fragmentarycznie jako elementy wypadków ciężkich, lecz nie są tutaj szczegółowo rozpatrywane. Krajowe górnictwo odkrywkowe charakteryzuje się stosunkowo małą liczbą wypadków na tle innych metod eksploatacji kopalin, na co wskazują statystyki prowadzone przez odpowiednie jednostki (WUG). Ich liczba w Polsce na przełomie kilku ostatnich lat nie przekracza 4%. Dla przykładu na rys. 3 zaprezentowano procentowy udział górnictwa odkrywkowego (3,3%) w wypadkowości za 2014 rok na tle górnictwa podziemnego węgla kamiennego i rud miedzi, o najwyższej wypadkowości (ponad 90%) w kraju. W zestawieniu wypadkowości brano pod uwagę dane z lat 2008-2014. W okresie tym, w górnictwie odkrywkowym, odnotowano łącznie 642 wypadki, w tym 19 ciężkich i 21 śmiertelnych. Zauważyć zatem można, iż najwięcej wypadków związanych jest z lekkimi urazami ciała. Najwięcej w ciągu badanego okresu, bo ok.17,6% wypadków, odnotowano w roku 2010 w tym 2 ciężkie i 2 śmiertelne. Natomiast 2 Ustawa z dnia 30 października 2002 r. o ubezpieczeniu społecznym z tytułu wypadków przy pracy i chorób zawodowych (Dz.U. Nr 199 poz.1673 z dnia 28 listopada 2002 r. z późniejszymi zmianami)

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 85 Rys. 3. Udział procentowy wypadkowości w górnictwie w Polsce w 2014roku [na podstawie danych WUG; 4,7] Fig. 3. Percentage share of accident rate in mining in Poland in 2014 [on the basis of the SMA; 4,7] Tablica 1. Zestawienie wypadków ciężkich i śmiertelnych w górnictwie odkrywkowym na tle górnictwa w Polsce w latach 2008-2014 [4] Table 1. Summary of serious and fatal accidents in surface mining against the background of mining in Poland in years 2008-2014 [4] Wypadki 2008 2009 2010 2011 Górnictwo Górnictwo Górnictwo Górnictwo odkrywkowe ogółem % odkrywkowe ogółem % odkrywkowe ogółem % odkrywkowe ogółem łącznie 103 3341 3,1 92 3549 2,6 113 3377 3,3 93 2975 3,1 śmiertelne 2 32 6,3 2 40 5,0 2 26 7,7 5 28 17,9 ciężkie 6 26 23,1 2 48 4,2 2 32 6,3 2 25 8,0 2012 2013 2014 Wypadki Górnictwo Górnictwo Górnictwo % % odkrywkowe ogółem odkrywkowe ogółem odkrywkowe ogółem % łącznie 88 2809 3,1 84 2551 3,3 69 2274 3,0 śmiertelne 2 28 7,1 4 21 19,0 4 30 13,3 ciężkie 2 18 11,1 2 16 12,5 3 29 10,3 % najmniej ok. 10% w roku 2014, gdzie łącznie odnotowano jednak aż 7 wypadków ciężkich i śmiertelnych (tab. 1, rys. 4). Zarejestrowane wypadki ciężkie i śmiertelne miały miejsce w wyrobiskach eksploatacyjnych, w zakładach przeróbczych oraz w pobliżu pracujących maszyn i bezpośrednio na nich. Statystyki wskazują, iż najczęstszymi przyczynami analizowanych wypadków są m.in.: obrywanie się skał i obsuwanie luźno usypanego materiału skalnego, nieprzestrzeganie zasad bezpieczeństwa, w tym poruszania się wśród pracujących maszyn, źle zabezpieczone i oznakowane miejsca pracy, nieprzestrzeganie technologii w rozpatrywanym procesie technologicznym, wykonywanie prac przy niezabezpieczonych przenośnikach taśmowych lub bez ich uprzedniego zatrzymania, przebywanie pracowników w pobliżu pracujących maszyn i urządzeń, uderzenia przemieszczającymi się elementami maszyn lub niezabezpieczonych narzędzi, upadki z wysokości na niezabezpieczonych elementach kopalni przed spadnięciem, utonięcia, porażenie prądem, poślizgnięcia, praca pod wpływem alkoholu, inne. Zestawienie wypadków ciężkich przedstawiono w tabeli 2. Analiza danych z tabeli 2 pozwala stwierdzić, iż na 19 wymienionych wypadków ciężkich 12 miało miejsce w kopalniach kruszyw zarówno naturalnych, jak i łamanych, 6 w kopalniach węgla brunatnego oraz 1 w kopalni surowców ilastych.wypadków śmiertelnych zarejestrowano nieznacznie więcej, a szczegółowa ich charakterystyka zawarta została w tabeli 3.

86 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Rys. 4. Struktura wypadków w górnictwie odkrywkowym w latach 2008-2014 Fig. 4. The structure of accidents in surface mining in the years 2008-2014 Tablica 2. Zestawienie wypadków ciężkich w odkrywkowych zakładach górniczych w latach 2008-2014 wg danych WUG [4,7] Table 2. Summary of serious accidents in surface mines for years 2008-2014, according to SMA data [4,7] Rok L.p. zdarzenia 1 Lokalizacja zdarzenia w kopalni Droga dojścia do miejsca pracy (drabina) Stacja napędowa 2 przenośnika taśmowego (zakład produkcji kruszyw) 3 2008 Miejsce składowania szyn Rodzaj zdarzenia Rodzaj poniesionych obrażeń upadek z wysokości 2 m wciągnięcie ręki osoby z obsługi pomiędzy wał napędowy a taśmę uderzenie w głowę od obracającego się elementu stalowego urazowa amputacja przedramienia utrata przytomności 4 Ładowarka upadek z wysokości 1,8 m złamanie panewki stawu biodrowego 5 Zakład przeróbczy uderzenie spadającym prętem stalowym o wadze ok. 30 kg ciężkie obrażenia twarzoczaszki w okolicy oka 6 7 2009 Przenośnik taśmowy (zakład przeróbczy) Koparka wielonaczyniowa wciągnięcie ręki osoby z obsługi pod osłonę bębna uderzenie w gałkę oczną odpryskiem metalowym podczas uderzenia młotkiem w sworzeń zestawu krążników 8 Zgarniarka linowa niekontrolowany obrót koparki 9 10 2010 Przodek eksploatacyjny Samochód ciężarowy (dźwig hydrauliczny) oberwanie odłamka skalnego z ociosu pogorszenie stanu zdrowia a w następstwie upadek z wysokości 1,9 m z kabiny od strony pasażera ściągnięcie skóry z prawej dłoni od nadgarstka, zmiażdżenie palców oraz zerwanie ścięgien i nerwów przebicie gałki ocznej prawego oka odpryskiem metalowym rana cięto-szarpana lewego uda na długości 5 cm oraz silne stłuczenie mięśnia uda silny uraz czaszkowo-mózgowy z wgłębieniem odłamków kostnych do jamy czaszki, niedowład kończyn dolnych wieloodłamowe złamanie kręgów od Th3 do Th6 i porażenie od tego poziomu w dół 11 Zakład przeróbczy wbicie się grota wkrętaka w górną część oka ciężkie obrażenia prawego oka nad łukiem brwiowym 2011 upadek w wyniku uderzenia liną w nogi, a w konsekwencji utrata kasku i uderzenie głową o zamarznięte 12 Koparka łańcuchowa niekontrolowane zwolnienie liny podłoże 13 14 15 16 17 18 19 2012 2013 2014 Przenośnik taśmowy na poziomie eksploatacyjnym Koparka wielonaczyniowa (centralna część wyrobiska) przerwanie linki łączącej ramiona zacisku nożycowego ciągnionej liną ciągarki zakończonej hakiem oberwanie bryły skalnej o masie ok. 300 kg i przygniecenie poszkodowanego złamania kości nosowej, szczęki oraz czołowej z wgłębieniem oraz rany tłuczone twarzy złamanie miednicy Stacja krusząca upadek ciężkie obrażenia ciała Przodek eksploatacyjny Przepust na drodze gruntowej Zwałowisko wewnętrzne Wyrobisko górnicze detonacja MW przygniecenie osoby dozoru łyżką koparki uraz wielonarządowy: amputacja nogi prawej i uszkodzenie lewej, uszkodzenie żuchwy, uszkodzenie żeber I, II i III, uszkodzenie lewej ręki złamanie żeber oraz uszkodzenie płuca pochwycenie ręki pracownika przez taśmę urazowa amputacja przedramienia przenośnika przewrócenie się samochodu transportowego na drugi urazy i pęknięcie kości miednicy oraz pęknięcie żeber samochód podczas wyładunku mas ziemnych, przy i uraz kręgosłupa niezachowaniu bezpiecznej odległości pomiędzy nimi

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 87 Tablica 3. Zestawienie wypadków śmiertelnych w odkrywkowych zakładach górniczych w latach 2008-2014 wg danych WUG [4,7] a) Table 3. Summary of fatal accidents in surface mines for years 2008-2014, according to SMA data [4,7] L.p. 1 Rok zdarzenia Lokalizacja zdarzenia w kopalni Droga technologiczna prowadząca do poziomu eksploatacyjnego 2008 2 Zakład przeróbczy-węzeł kruszenia 3 4 5 2009 2010 Skarpa z luźno usypanego urobku Taśmociąg w zakładzie przeróbczym Komora napędu pompy hydraulicznej koparki Rodzaj zdarzenia przygniecenie do podłoża przewracającą się ładowarką pochwycenie poszkodowanego przez bęben dociskowy przenośnika i najprawdopodobniej uszkodzenie tętnicy szyjnej oraz ubytek krwi z organizmu potrącenie pracownika przez cofającą się ładowarkę prawdopodobne nastąpienie operatora na nieosłoniętą część taśmy przenośnika w okolicach przesypu, w efekcie został wciągnięty i zakleszczony między bęben napędowo-zrzutowy i obudowę pochwycenie prawej ręki mechanika, przez napęd pasowy pompy hydraulicznej koparki, podczas wykonywania czynności związanych z naprawą koparki przy uruchomionym silniku 6 Przodek eksploatacyjny upadek z wysokości 30 m na spąg wyrobiska 7 8 Strop II piętra eksploatacyjnego Krawędź zbiornika wodnego przebieg odstawczego rurociągu tłocznego z koparki pływającej ssąco-refulującej 2011 9 Krawędź zbiornika wodnego 10 11 12 Koło czerpakowe koparki wielonaczyniowej Zakład przeróbczy-węzeł wstępnego kruszenia Ładowarka w rejonie załadunku kruszywa na transport odbiorców 2012 Koparka wielonaczyniowa 13 skrzynia pierścieniowa 6 kv usytuowana na konstrukcji koparki Tunel zasypowy przenośnika 14 taśmowego prowadzącego do zakładu przeróbczego 15 2013 Przedpole odkrywki 16 17 2014 Pobocze drogi technologicznej w wyrobisku górniczym Eksploatacja kruszywa naturalnego 18 Wyrobisko eksploatacyjne 19 Pochylnia transportowa pomiędzy dwoma poziomami eksploatacyjnymi osunięcie stropu na operatora urządzeń przeróbczych; prawdopodobna śmierć przez utonięcie potrącenie łyżką wchodzącego w zasięg wysięgnika i ramienia łyżki pracownika wjechanie operatora jednonaczyniową ładowarką łyżkową do zbiornika wodnego zgon przez utonięcie przemieszczenie się w niekontrolowany sposób powyżej poziomu roboczego kosza podnośnika hydraulicznego, co spowodowało dociśnięcie poszkodowanego, na wysokości klatki piersiowej, do wału przez górną krawędź kosza i pulpit sterowniczy pochwycenie i wciągnięcie lewej ręki poszkodowanego pomiędzy dolną taśmę przenośnika a rolkę ją podtrzymującą wjazd ładowarką do zbiornika, a w następstwie utonięcie porażenie prądem elektrycznym, spowodowane zwarciem w skrzyni pierścieniowej 6 kv zasypanie poszkodowanego 3 m warstwą kruszywa naturalnego obsuwającego się z pryzmy przygniecenie łyżką wiertniczą, które prawdopodobnie spowodowało poważne obrażenia wewnętrzne uraz - prawdopodobnie w wyniku potrącenia przez samochód, brak świadków uderzenie stojącego w pobliżu (niewidocznego dla operatora) kierowcy samochodu łyżką pracującej ładowarki podczas załadunku kierowca samochodu upadł głową, z wysokości ok. 1,2 m, na gąsienicę koparki Przy formowaniu końca pochylni z nieustalonych przyczyn koparka przewróciła się na bok, na stronę po której znajdowała się kabina operatora i drzwi kabiny przygniecenie operatora koparki do podłoża kabiną przewracającej się koparki Wyrobisko do eksploatacji 20 utonięcie w czasie wykonywania pomiarów batymetrycznych podwodnej a) 1 z 21 wypadków z braku danych nie został w uwzględniony tabeli Miejsce i czas nastąpienia zgonu śmierć po przewiezieniu do szpitala śmierć na miejscu w karetce w trakcie oczekiwania na śmigłowiec ratunkowy śmierć na miejscu w karetce podczas reanimacji, po ok. 40 min natychmiastowa śmierć na miejscu natychmiastowa śmierć na miejscu natychmiastowa śmierć na miejscu po wyciągnięciu ciała spod wody stwierdzono śmierć śmierć na miejscu stwierdzono śmierć następnego dnia po odnalezieniu ciała śmierć po przewiezieniu do szpitala śmierć na miejscu śmierć na miejscu poszkodowany zmarł niecałe 4 miesiące później po odkopaniu ciała stwierdzono śmierć śmierć po przewiezieniu do szpitala śmierć na miejscu przytomny po zdarzeniu w kopalni poszkodowany zmarł w szpitalu po 5 dniach hospitalizacji śmierć na miejscu śmierć na miejscu Na 20 wypadków śmiertelnych (tab. 3) 16 miało miejsce w kopalniach kruszyw naturalnych i łamanych, 3 w kopalniach węgla brunatnego i 1 w kopalni łupków. W kopalniach kruszyw naturalnych, prowadzących na ogół eksploatację podwodną, najczęstszą przyczyną zgonu było utonięcie w nie zawsze wyjaśnionych do końca (brak świadków) okolicznościach, a także potrącenie, przygniecenie lub uszkodzenie ciała przez pracującą maszynę technologiczną, a w jednym przypadku zasypanie urobkiem.

88 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 W kopalniach węgla brunatnego doszło do porażenia prądem elektrycznym i do wypadków z udziałem maszyny i narzędzi. W kopalniach zwięzłych surowców skalnych (bazaltu, gabra, granitu, wapienia) zaistniałe wypadki miały miejsce w zakładzie przeróbczym na technologicznych przenośnikach taśmowych, a także prawdopodobne potrącenie przez samochód na poboczu drogi technologicznej i upadek z dużej wysokości. Zagrożenia techniczne, w wyniku których dochodzi do wypadków, wynikają ze złego zabezpieczenia maszyn i urządzeń wchodzących w skład układów technologicznych, np. brak osłon na elementach ruchomych przenośników taśmowych, co wynika ze słabej organizacji miejsca pracy, a często z braku środków finansowych. 4. Podsumowanie Górnictwo odkrywkowe w Polsce eksploatuje dwa rodzaje kopalin surowce skalne oraz węgiel brunatny. Surowce skalne to przede wszystkim liczna grupa kopalin, które są zróżnicowane pod względem właściwości fizykomechanicznych od luźnych skał okruchowych (kruszywa naturalne żwiry, pospółki, piaski przemysłowe) i ilastych do skał bardzo zwięzłych (kamienie łamane ibloczne). Warunki geologiczno-górnicze, środowiskowe, finansowe i in. decydują jaki rodzaj technologii wykorzystywany jest do prowadzenia eksploatacji danego złoża. Ponadto usytuowane są one względem otaczającego terenu na różne sposoby, stąd możemy wyróżnić powstające podczas ich eksploatacji wyrobiska: stokowe, wgłębne oraz stokowo-wgłębne. Częste występowanie poziomów wód gruntowych powoduje, iż złoża te są w różnym stopniu zawodnione. Wiele kopalin eksploatowanych jest metodą lądową (suchą), dlatego w celu prowadzenia ich eksploatacji stosowane jest odwadnianie, natomiast dużą część kruszyw żwirowo-piaskowych eksploatuje się spod wody lub metodą mieszaną, z urabianiem z lądu i spod wody. Kopalnie odkrywkowe w Polsce wykorzystują różne technologie urabiania kopalin. Górnictwo skalne, w zależności od rodzajów kopalin, stosuje technologie z urabianiem mechanicznym (skały okruchowe i ilaste) lub z użyciem materiałów wybuchowych (skały zwięzłe), załadunkiem jednonaczyniowymi koparkami lub ładowarkami łyżkowymi w połączeniu głównie z transportem cyklicznym (samochody technologiczne). Eksploatacja spod wody oparta jest na urabianiu pogłębiarkami różnego typu oraz na zastosowaniu hydrotransportu, transportu taśmowego oraz samochodowego. Natomiast górnictwo węgla brunatnego to przede wszystkim technologie ciągłe, których wydajności sięgają setek milionów metrów sześciennych w ciągu roku, oparte na zastosowaniu urabiania wielonaczyniowymi koparkami, transportu taśmowego oraz na zwałowaniu zwałowarkami taśmowymi, tzw. systemy K-T-Z. Specyficznym typem górnictwa jest eksploatacja skał na bloki, które obecnie realizuje się głównie za pomocą urabiania mechanicznego oraz transportu linowego lub ładowarko-samochodowego. Do głównych zagrożeń w górnictwie odkrywkowym należą zagrożenia: naturalne, zagrożenia związane ze stosowaniem środków strzałowych, zagrożenia techniczne od maszyn i urządzeń oraz awarie, organizacyjno-ludzkie. Do zagrożeń naturalnych zalicza się zagrożenia przyrodnicze (atmosferyczne), geologiczno-górnicze (osuwiska, obrywanie się skał itp.), wodne (zalanie poziomów itp.). Zastosowanie techniki strzelniczej w odkrywkowych zakładach górniczych stwarza zagrożenia związane z rozrzutem odłamków skalnych, powstawaniem niewypałów, emisją toksycznych gazów itp. Zagrożenia techniczne związane są głównie z eksploatacją maszyn i urządzeń w kopalniach (nieodpowiedni stan: maszyn i urządzeń, instalacji energetycznych, wodnych, wentylacyjno- -klimatyzacyjnych itp.). Zagrożenia organizacyjno-ludzkie wynikają najczęściej z braku odpowiednich zabezpieczeń i przepisów prawnych (np. zakazów) oraz błędów ludzkich. Z danych publikowanych w raportach WUG [4, 7] wynika, że udział wypadków w kopalniach odkrywkowych w ogólnej liczbie wypadków w górnictwie krajowym sięga niewiele ponad 3,0%. Najwięcej wypadków wydarzyło się w 2010 roku (113, w tym 2 śmiertelne i 2 ciężkie), w następnych latach liczba wypadków malała i w 2014 roku odnotowano 62 wypadki, w tym niestety 4 śmiertelne i 3 ciężkie. Analiza raportów WUG za lata 2008 2014 pozwala na stwierdzenie, iż na 19 wymienionych wypadków ciężkich 12 miało miejsce w kopalniach kruszyw, zarówno naturalnych, jak i łamanych, 6 w kopalniach węgla brunatnego oraz 1 w kopalni surowców ilastych. Wypadki te miały miejsce w różnych miejscach w obrębie kopalni i w różnych okolicznościach, a ich skutkiem były różnorodne obrażenia jakich doznali poszkodowani. Doszło m.in. do upadku lub przewrócenia (3), oberwania się odłamków skalnych (2), wypadków przy niezabezpieczonych przenośnikach taśmowych (4), detonacji pozostawionego w otworze materiału wybuchowego (1 kopalnia granitu eksploatująca surowiec na bloki), a 2 wypadki nastąpiły w rezultacie uszkodzeń i pęknięć używanych w pracy narzędzi lub awarii maszyny. Zastosowanie techniki strzelniczej było przyczyną 1 wypadku ciężkiego, a zatem tego typu wypadki nie są liczne, co dobrze świadczy o obecnie stosowanych robotach strzelniczych. Z kolei na 21 zaistniałych w kopalniach odkrywkowych wypadków śmiertelnych 16 miało miejsce w kopalniach kruszyw naturalnych i łamanych, (3) w kopalniach węgla brunatnego i tylko 1 w kopalni łupków. W kopalniach kruszyw naturalnych prowadzących na ogół eksploatację podwodną najczęstszą przyczyną zgonu było utonięcie (3) w nie zawsze wyjaśnionych okolicznościach, a także potrącenie, przygniecenie lub uszkodzenie ciała przez pracującą maszynę technologiczną (5), a w (1) przypadku nawet zasypanie urobkiem. W kopalniach zwięzłych surowców skalnych wypadki miały miejsce w zakładzie przeróbczym na technologicznych przenośnikach taśmowych (3), prawdopodobne potrącenie przez samochód na poboczu drogi technologicznej (1), jak również upadek z dużej wysokości (1). W wypadkach śmiertelnych w kopalniach węgla brunatnego doszło do 1 porażenia prądem elektrycznym i do wypadków z udziałem maszyn (2). Liczba zarejestrowanych wypadków o różnej skali wskazuje na wiele nieprawidłowości i uchybień ściśle związanych z użytkowaniem maszyn i urządzeń, w tym m.in. brak odpowiednich zabezpieczeń ruchomych elementów układów technologicznych, niewłaściwe oznakowanie miejsc stanowiących potencjalne zagrożenie, ale także z ich stanem technicznym [1]. Istotnym jednak elementem stanowiącym pierwsze zabezpieczenie pracowników przed niebezpiecznymi zdarzeniami jest odpowiednie szkolenie w zakresie bezpieczeństwa pracy i tym samym uświadamianie ich na temat zagrożeń możliwych do zaistnienia w różnych sytuacjach. W związku z tym konieczne i uzasadnione jest prowadzenie regularnych kontroli w zakresie przestrzegania odpowiednich przepisów bezpieczeństwa i higieny pracy, podejmowanie decyzji o tymczasowym zamykaniu miejsc szczególnie nara-

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 89 żających pracowników na niebezpieczeństwo i obowiązkach szkolenia, gdyż stawka w tym zakresie jest najważniejsza, a jest nią zdrowie i życie osób pracujących w danym zakładzie górniczym. Poczucie bezpieczeństwa wpływa na jakość wykonywanej pracy, a tym samym na wydajność pracownika. Artykuł został opublikowany w ramach realizacji projektu rozwojowego nr PBS2/B2/10/2013, pt.: MODUŁOWA KAPSUŁA RATUNKOWA DO EWAKUACJI POSZKODOWANYCH W ŚRODOWISKU NIEBEZPIECZNYM Literatura 1. Bezpieczeństwo pracy w kopalniach odkrywkowych i otworowych, Państwowa Inspekcja Pracy. Główny inspektorat pracy. Warszawa, styczeń 2015. 2. Kozioł W., Hebda. A., Lewicki J., Kawalec P.: Ryzyko zawodowe w odkrywkowych zakładach górniczych. Biblioteka Szkoły Eksploatacji Podziemnej, Kraków 2004. 3. Rozporządzenie Ministra Środowiska z dnia 29 stycznia 2013 r. w sprawie zagrożeń naturalnych w zakładach górniczych (z późn. zm.). Warszawa, 19 lutego 2013. 4. Stan Bezpieczeństwa i Higieny Pracy w górnictwie. WUG (Wyższy Urząd Górniczy), lata 2008-2014, Katowice. 5. Ustawa z dnia 30 października 2002 r. o ubezpieczeniu społecznym z tytułu wypadków przy pracy i chorób zawodowych (Dz. U. nr 199 poz.1673 z dnia 28 listopada 2002 r. z późniejszymi zmianami). 6. Modułowa kapsuła ratunkowa do ewakuacji poszkodowanych w środowisku niebezpiecznym. Zad. 1 i 2. Projekt NCBR IMBiGS-AGH i in. 2014. 7. www.wug.gov.pl 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!!!

90 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 UKD 622.271: 622.86/.88:622.332 Bezpieczeństwo pracy i system ratownictwa górniczego w kopalniach odkrywkowych w Polsce. Część 2 Safety at work and mine rescue system in surface mines in Poland. Part 2 Prof. dr hab. inż. Wiesław Kozioł* ) Mgr inż. Adrian Borcz** ) Dr inż. Łukasz Machniak** ) Mgr inż. Andrzej Ciepliński**, * ) Treść: Artykuł stanowi kontynuację tematyki dotyczącej zagrożeń w górnictwie odkrywkowym i powstających zdarzeń wypadkowych. Zaprezentowano modele kopalń odkrywkowych oraz systemy ratownictwa w polskim górnictwie odkrywkowym z uwagi na rodzaje eksploatowanych kopalin, ukształtowanie (geometrię) wyrobisk górniczych oraz stosowane technologie eksploatacji złóż, odmienne dla wydobycia różnych kopalin. Podano ocenę wpływu ważnych czynników ograniczających prowadzenie w wyrobiskach górniczych akcji ratowniczych w przypadku zaistnienia zdarzeń wypadkowych. Abstract: This paper is the continuation of the topic concerning threats existing in surface mines and the accidents as their results. Models of surface mines and rescue systems were presented in Polish surface mining in terms of the types of the exploited minerals, shape (geometry) of mine pits and applied technologies of exploitation of deposits, different for the extraction of various minerals. Assessment of the impact of the important limiting factors of rescue operations management in open pits in case of an accidental event was given. Słowa kluczowe: bezpieczeństwo pracy, górnictwo odkrywkowe, modele kopalń odkrywkowych, akcje ratownicze Key words: safety at work, surface mining, models of surface mines, rescue operations 1. Wprowadzenie Górnictwo odkrywkowe zajmuje się eksploatacją różnych typów kopalin (sypkie, miękkie, kruche, zwięzłe w tym * ) IMBiGS w Warszawie, Oddział Katowice; AGH w Krakowie ** ) AGH w Krakowie bloczne, bardzo zwięzłe) zalegających w zróżnicowanych warunkach geologiczno-górniczych. Przykładem tego mogą być głębokości eksploatacji od kilku metrów (piaski, skały ilaste itd.) do 1000 m (najgłębsze kopalnie odkrywkowe rud metali w Kanadzie, Chile i in.). W Polsce obecnie najgłębsza jest kopalnia węgla brunatnego Bełchatów, mająca głębokość ok. 300 m.

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 91 Odkrywkowe wyrobiska górnicze z uwagi na różne ukształtowanie i wyposażenie techniczne stanowią odmienne środowiska pracy i zróżnicowane są pod kątem możliwości prowadzenia prac ratowniczych. W związku z tym zaistniałe wypadki wymagają podejmowania odpowiednio przygotowanych akcji ratunkowych, m.in. z uwzględnieniem odpowiedniej organizacji i dobieranego sprzętu. Także czynności podejmowane w akcjach ratunkowych mogą się od siebie różnić nieznacznie bądź mogą być całkowicie odmienne. Dlatego też w pracy przeprowadzono krótką charakterystykę uwarunkowań środowiskowych kopalń odkrywkowych i możliwości prowadzenia w nich prac ratowniczych. Do tego celu zaproponowano zestaw czynników i warunków, które determinują możliwość podjęcia działań ratowniczych w sytuacjach zaistnienia wypadków. Prowadzenie akcji ratunkowych związane jest z możliwością jak najszybszego dotarcia pomocy do poszkodowanego oraz z warunkami prowadzenia samej akcji. Zatem z punktu widzenia kopalń ważnyjest ich przestrzenny model i lokalizacja dróg transportowych, a także techniczne wyposażenie kopalń, szczególnie stosowane podstawowe układy technologiczne. 2. Modele funkcjonalne kopalń odkrywkowych ze szczególnym uwzględnieniem możliwości prowadzenia akcji ratunkowych Aby określić odpowiednie możliwości zastosowania systemów ratownictwa należy scharakteryzować modele kopalń w jakich możemy prowadzić akcje ratunkowe. W tym celu niezbędne jest zdefiniowanie uwarunkowań wpływających na zagrożenia i na sposób oraz szybkość prowadzenia akcji ratunkowych. Zaliczyć do nich należy: rodzaj eksploatowanych skał (zwięzłe, bloczne, okruchowe, miękkie), typ wyrobiska (wgłębne, stokowe, stokowo-wgłębne), sposób urabiania złoża i nadkładu (mechaniczny, materiałem wybuchowym), gabaryty wyrobiska eksploatacyjnego (np. głębokość eksploatacji), w tym wysokość pięter i kąt nachylenia skarp, rodzaj stosowanego transportu technologicznego, lokalizacja wypadku z uwagi na typ eksploatacji (ląd, basen eksploatacyjny), rodzaj i stan nawierzchni dróg dojazdowych, pochylni itp., odległość miejsca wypadku od miejsca przyjazdu karetki karetka nie zawsze ma możliwość dojechać do poszkodowanego, występowanie przeszkód terenowych (np. trasy przenośników taśmowych), jako ograniczeń bezpośredniego dojazdu karetką lub innym pojazdem do miejsca wypadku, czynniki atmosferyczne (opady, niskie temperatury itp.), inne. Eksploatacja odkrywkowa z racji prowadzenia prac wydobywczych na otwartej przestrzeni jest metodą bardziej bezpieczną od eksploatacji podziemnej (dużo mniej wypadków śmiertelnych i ciężkich), jest również znacznie korzystniejsza i prostsza do prowadzenia prac ratowniczych. Pomimo tego, że warunki jakie występują w kopalniach odkrywkowych niekiedy nieznacznie różnią się od siebie, to wyróżnić jednak można kilka modeli funkcjonalnych kopalń, wynikających m.in. z: rodzaju eksploatowanych skał, uwarunkowań eksploatacyjnych (eksploatacja lądowa, spod wody itd.), stosowanych technologii urabiania i sposobów transportu kopaliny i nadkładu (infrastruktura techniczna), struktur geometrycznych wyrobisk itp. Uwzględnienie powyższych czynników pozwala na przyjęcie kilku typowych modeli funkcjonalnych kopalń odkrywkowych w Polsce, jak i zagranicą, dla których rozważane będą uwarunkowania prowadzenia akcji ratunkowych.w pracy przyjęto 5 podstawowych typów kopalń odkrywkowych, których kolejność podano w zależności od wstępnej oceny trudności prowadzenia akcji ratunkowych (od najtrudniejszej do łatwiejszej): a) kopalnie wgłębne: eksploatacja surowców skalnych na bloki, eksploatacja węgla brunatnego, eksploatacja spod wody kruszyw żwirowo-piaskowych, eksploatacja lądowa kruszyw żwirowo-piaskowych i innych kopalin okruchowych i ilastych, b) kopalnie stokowo-wgłębne i stokowe: eksploatacja zwięzłych surowców skalnych na kruszywa łamane i inne produkty. Dla ww. pięciu modeli kopalń przyjęto 10 czynników (kryteriów) mających wpływ na prowadzenie akcji ratowniczej w kopalni. Czynnikami tymi są: miejsce wypadku (ląd, basen eksploatacyjny), głębokość wyrobiska eksploatacyjnego, odległość miejsca wypadku od pochylni zjazdowych do wyrobiska, możliwość bezpośredniego dojazdu karetką lub innym pojazdem ratunkowym, rodzaj transportu, rodzaj dróg, rodzaj i stan nawierzchni dróg, wysokość piętra i kąt nachylenia skarpy (dla urabiania podpoziomowego i braku zjazdu na spąg wyrobiska), przeszkody terenowe (np. trasy przenośników taśmowych), czynniki atmosferyczne (temperatura, opady itp.). Wpływ poszczególnych czynników oceniono w skali czterostopniowej jako wpływ: duży, umiarkowany, niski, nie dotyczy. Podane oceny mają charakter wstępny (subiektywny), tym niemniej oparte są m.in. na analizie wypadków ciężkich i śmiertelnych przeprowadzonej w pierwszej części artykułu [1]. W latach 2008-2014 w polskim górnictwie odkrywkowym odnotowano łącznie 643 wypadki, w tym 39 wypadków ciężkich i śmiertelnych, czyli ok. 6% łącznej liczby odnotowanych wypadków. Wypadki ciężkie i śmiertelne miały miejsce zarówno w wyrobiskach eksploatacyjnych, przy pracujących maszynach w obszarze górniczym kopalń, jak również w zakładach przeróbczych. W dalszej części zostanie podany ich podział na poszczególne typy eksploatacji. 2.1. Eksploatacja lądowa surowców skalnych na bloki Charakterystycznym elementem eksploatacji skał na bloki jest zazwyczaj brak systemu kołowych dróg technologicznych. Transport poziomy stosowany do przemieszczania bloków skalnych i materiałów kamiennych w wyrobiskach (stokowych, stokowo-wgłębnych, wgłębnych) odbywa się za pomocą oponowych ładowarek jednołyżkowych (często z wymiennym osprzętem np. widłowym) lub też nośników bloków, samochodów i dźwigów samojezdnych. Do transportu pionowego bloków skalnych, urządzeń urabiających i innego wyposażenia w wyrobiskach wgłębnych i stokowo- -wgłębnych stosowane są dźwignice linowo-torowe, dźwigi Derrick, suwnice itp. (rys. 1a i 1b). Załoga do wyrobiska dostaje się poprzez system drabin stałych i tymczasowych umieszczonych w wyrobisku pomiędzy kolejnymi półkami lub poziomami (rys. 1c).

92 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 a) b) c) Rys. 1. Eksploatacja złoża blocznego w wyrobisku wgłębnym a) widok ogólny wyrobiska, b) transport pionowy kopaliny, c) układ drabin pomiędzy półkami Fig. 1. Exploatation of dimension stones deposit in deep-seated pit: a) general view of the pit, b) vertical transport of minerals, c) system of ladders between shelves W związku z tym nie istnieje bezpośrednia droga dojazdu do wyrobiska karetki bądź pojazdu ratunkowego. Biorąc pod uwagę głębokość wyrobisk, jest to bardzo istotne ograniczenie prowadzenia akcji ratowniczych, znacznie wpływające na wydłużenie czasu dojścia do miejsca wypadku oraz uniemożliwiające w zasadzie przewóz rannych transportem samochodowym. W przypadku prowadzenia akcji ratunkowej w tego typu kopalni należy najpierw odpowiednio zabezpieczyć poszkodowanego, a następnie wyciągnąć go na powierzchnię, gdzie może się nim już zająć zespół ratownictwa medycznego. Szybki transport poszkodowanego możliwy jest jedynie poprzez wykorzystanie transportu pionowego na zasadach podobnych, jak w ratownictwie górskim z użyciem śmigłowca.wpływ wytypowanych czynników na możliwość prowadzenia akcji ratowniczej przedstawiono w tabeli 1. Do głównych zagrożeń wpływających na bezpieczeństwo pracy należy zaliczyć: obrywy nawisów skalnych, zagrożenie upadkiem z wysokości, zagrożenia związane z użytkowaniem maszyn i urządzeń technologicznych. W latach 2008-2014 w kopalniach skał na bloki doszło do 3 wypadków ciężkich i 1 śmiertelnego [1]. Wypadki ciężkie związane były m.in. z przewróceniem się poszkodowanego, z upadkiem z wysokości (2 m), z detonacją MW, oberwaniem się odłamka skalnego. Poszkodowani doznali różnych obrażeń, w tym urazy i rany tłuczone, złamania, urazy wielonarządowe, uszkodzenia wielu części ciała, a nawet amputacje kończyn. Wypadek śmiertelny związany był z upadkiem z wysokości 30 metrów na spąg wyrobiska. 2.2. Eksploatacja węgla brunatnego W eksploatacji węgla brunatnego duża koncentracja wydobycia związana z zastosowaniem układów wydobywczych o dużych wydajnościach i gabarytach wymaga prowadzenia eksploatacji w wyrobiskach o dużych wymiarach długość frontów wynosi na ogół kilometrów. Jako przykład posłużyć mogą głębokie polskie kopalnie węgla brunatnego, tj. KWB Bełchatów, KWB Turów, jednak spotkać można również mniejsze i płytsze kopalnie jak KWB Konin, KWB Adamów, KWB Sieniawa. Niezależnie od kształtu Tablica 1. Wpływ czynników na możliwość prowadzenia akcji ratowniczej we wgłębnych i stokowo-wgłębnych kopalniach przy eksploatacji skał na bloki Table 1. The impact of factors on the possibility of conducting a rescue operation in deep-seated and hill-side quarries in exploitation of dimension stones Wpływ Czynnik Nie Duży Umiarkowany Niski dotyczy 1. miejsce wypadku (ląd, basen eksploatacyjny) + 2. Głębokość wyrobiska eksploatacyjnego + 3. Odległość miejsca wypadku od pochylni zjazdowych do wyrobiska + 1) 4. Możliwość bezpośredniego dojazdu karetką lub innym pojazdem ratunkowym + 5. Rodzaj transportu pionowego + 2) 6. Rodzaj dróg technologicznych + 7. Rodzaj i stan nawierzchni dróg + 8. Wysokość pięter i kąt nachylenia skarpy (dla urabiania podpoziomowego i braku zjazdu na spąg wyrobiska) + 9. Przeszkody terenowe (np. trasy przenośników taśmowych) + 10. Czynniki atmosferyczne (temperatura, opady, itp.) + 1) eksploatacja lądowa 2) transport linowy

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 93 wyrobiska podstawowy model geometryczny jednak jest praktycznie podobny. W modelu tym we wkopie wyróżnia się 4 zbocza spełniające określone funkcje: eksploatacyjne (ruchome), transportowe, udostępniające, w celu zachowania stateczności. W Polsce technologia wydobycia węgla brunatnego jest oparta na układach KTZ (koparka wieloczerpakowa taśmociąg zwałowarka), tylko w małej kopalni Sieniawa stosuje się do wydobycia koparki jednonaczyniowe. Transport nadkładu i urobku odbywa się przenośnikami taśmowymi, natomiast ludzi transportem kołowym, stąd też w wyrobiskach utrzymywane są drogi transportowe. Z uwagi na istniejące warunki postępującej eksploatacji podzielić je można na stałe i tymczasowe, przy czym udział tych pierwszych jest mniejszy. Drogi stałe to jeden spójny układ pochylni zjazdowych budowanych na zboczu transportowym, o nawierzchniach asfaltowych, betonowych lub utwardzanych kruszywem, zatem poruszanie się po nich samochodami nie jest problemem. Stanowią dobrej jakości drogę również dla samochodów osobowych, w tym karetek. Natomiast drogi tymczasowe prowadzone są po poziomach i półkach w skałach luźnych lub spoistych (w skałach rodzimych) bez nawierzchni (2a). Poruszanie się po nich możliwe jest głównie z użyciem samochodów i ciężarówek na podwoziach terenowych. Drogi te stanowią utrudnienia prowadzenia akcji ratunkowych, zwłaszcza jeżeli na poziomach gromadzi się woda w rejonach tras przejazdowych. Istotne są również przeszkody terenowe w postaci rozbudowanego układu przenośników taśmowych, koniecznych do prowadzenia w ciągłej technologii wydobycia węgla brunatnego, transportujących nadkład oraz węgiel brunatny do elektrowni (2b). Częste krzyżowanie się dróg transportowych z przenośnikami taśmowymi stanowi źródło opóźniania dojazdu samochodów ratunkowych do miejsca zaistnienia wypadku. Kopalnie węgla brunatnego wyposażone są w odpowiednio przystosowane pojazdy do akcji ratunkowych, które mogą poruszać się na terenie obszaru górniczego, także w terenie trudno dostępnym. Natomiast przewóz poszkodowanych poza wyrobisko górnicze odbywa się sanitarnymi karetkami ratunkowymi. W zależności od głębokości wyrobiska oraz wielkości powierzchni mogą istnieć takie miejsca, gdzie istnieje krytycznie długi czas dotarcia służb ratunkowych. Dla określonych warunków brzegowych (wymaganego czasu udzielenia pomocy) można wykonać symulacje czasu dojazdu i wskazać takie miejsca. Zastosowane przy danej technologii eksploatacji koparki i zwałowarki (rys. 3) z uwagi na swoje gabaryty i budowę stanowią dodatkowy problem, gdyż w przypadku konieczności prowadzenia akcji ratunkowej na ich konstrukcji koniecznym może okazać się, podobnie jak w kopalniach surowców blocznych, użycie sprzętu wspinaczkowego. Kopalnie węgla brunatnego należy zaliczyć do grupy kopalń o trudnych warunkach terenowych w wyrobiskach eksploatacyjnych. Wpływ wytypowanych czynników na możliwość prowadzenia akcji ratowniczej przedstawiono w tabeli 2. a) b) Rys. 2. Infrastruktura w kopalniach węgla brunatnego: a) droga w trudnych warunkach terenowych, b) układ przenośników taśmowych Fig. 2. Infrastructure in brown coal mines: a) road in difficult field conditions, b) system of conveyor belts a) b) Rys. 3. Maszyny podstawowe w kopalniach węgla brunatnego: a) koparka wielonaczyniowa kołowa, b) zwałowarka Fig. 3. Basic equipment in brown coal mines: a) bucket-wheel excavator, b) spreader

94 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Tablica 2. Wpływ czynników na możliwość prowadzenia akcji ratowniczej w wyrobiskach wgłębnych przy eksploatacji węgla brunatnego Table 2. The impact of factors on the possibility of conducting a rescue operation in deep-seated pits in exploitation of brown coal Czynnik Wpływ Duży Umiarkowany Niski 1. Miejsce wypadku (ląd, basen eksploatacyjny) + 2. Głębokość wyrobiska eksploatacyjnego + 3. Odległość miejsca wypadku od pochylni zjazdowych do wyrobiska + 1) 4. Możliwość bezpośredniego dojazdu karetką lub innym pojazdem ratunkowym + 5. Rodzaj transportu pionowego + 6. Rodzaj dróg technologicznych + 7. Rodzaj i stan nawierzchni dróg + 8. Wysokość pięter i kąt nachylenia skarpy (dla urabiania podpoziomowego i braku zjazdu na spąg wyrobiska) + 9. Przeszkody terenowe (np. trasy przenośników taśmowych) + 10. Czynniki atmosferyczne (temperatura, opady, itp.) + 1) eksploatacja lądowa Nie dotyczy Głównymi zagrożeniami wpływającymi na bezpieczeństwo pracy są: osuwiska mas ziemnych, zagrożenia związane z użytkowaniem maszyn i urządzeń technologicznych, zagrożenie pożarowe (na maszynach), zagrożenia wodne. W przeciągu lat 2008-2014 w kopalniach węgla brunatnego zanotowano 6 wypadków ciężkich oraz 3 wypadki śmiertelne [1]. Wśród przyczyn, z których doszło do wypadków wymienić można: przerwanie naciągniętej linki ściągającej elementy przenośnika taśmowego, niekontrolowane zwolnienie liny na wieloczerpakowej koparce łańcuchowej, pogorszenie stanu pracownika i upadek z samochodu ciężarowego (dźwigu hydraulicznego) z wysokości 1,9 metra na podłoże gruntowe, odpryśnięcie metalowego elementu podczas uderzania młotkiem na koparce wieloczerpakowej kołowej czy niekontrolowane uderzenie poszkodowanego przez ruchomy element wyposażenia technicznego w miejscu składowania szyn. W następstwie wymienionych wypadków poszkodowani doznali m.in. przebicia gałki ocznej, wieloodłamowe złamanie kręgosłupa i sparaliżowanie dolnej części ciała, w wyniku uderzenia liną przewrócenie się, utrata kasku ochronnego i uderzenie głową o zamrożoną glebę, złamania kilku kości twarzy, w tym czołowej, nosowej, kości szczęki i ran tłuczonych, a także utrata przytomności. Odnotowane wypadki śmiertelne związane były z przygnieceniem łyżką wiertniczą, co w następstwie skutkowało poważnymi obrażeniami wewnętrznymi ciała, porażenie prądem na koparce wieloczerpakowej kołowej oraz niekontrolowane przemieszczenie się kosza podnośnika hydraulicznego koparki wieloczerpakowej kołowej i przyciśnięcie poszkodowanego do wału przez górną krawędź kosza i pulpit sterowniczy. 2.3. Eksploatacja spod wody kruszyw żwirowo-piaskowych Kruszywa żwirowo-piaskowe w Polsce w większości eksploatuje się obecnie spod lustra wody. Eksploatacja aktualnie prowadzona jest w ponad 3000 złóż. Wydobycie prowadzone jest z zastosowaniem maszyn i urządzeń pływających, ale także pracujących z powierzchni lądu (rys. 4). Dla pierwszej technologii zagrożenia, które można wymienić, są głównie związane z użytkowaniem maszyn i urządzeń wykorzystywanych do urabiania i transportu urobku. Istotnym zagrożeniem jest możliwość wpadnięcia człowieka do zbiornika wodnego, których głębokości wynoszą od kilku do ponad 10 metrów. a) b) Rys. 4. Przykłady technologii wydobycia kruszyw żwirowo-piaskowych spod wody: a) pływającą pogłębiarką chwytakową, b) koparką jednonaczyniową z lądu Fig. 4. Examples of extraction technology of sand and gravel aggregates from under the water: a) floating grab dredger, b) single-bucket excavator form the land

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 95 Największym zagrożeniem eksploatacji z lądu jest możliwość osunięcia się podmokłych mas skalnych, na których posadowiona jest maszyna urabiająca, wraz z maszyną i operatorem. Geometria wyrobisk do eksploatacji spod wody generalnie jest identyczna w całym kraju, z uwagi na geologię tego typu złóż, dlatego możliwe jest określenie typowej geometrii w płaszczyźnie pionowej wyrobisk eksploatacyjnych. Wysokość piętra nadkładowego wynosi ok. 5 metrów, natomiast głębokość piętra złożowego ok. 10-15 metrów. Wyróżniać się tutaj może zasięg powierzchniowy prowadzonych robót górniczych, który w zdecydowanej większości wyrobisk eksploatacyjnych nie przekracza 10 hektarów. Zatem najtrudniejsze pod kątem przeprowadzenia są akcje ratunkowe w przypadku zatonięcia maszyny z człowiekiem na pokładzie. Dodatkowy problem przy prowadzeniu akcji ratunkowej, w przypadku gdy dochodzi do osunięcia się maszyny podczas pracy do zbiornika eksploatacyjnego, stanowi konieczność zatrudnienia płetwonurków. Niestety akcje ratunkowe tego typu zazwyczaj związane są z wypadkami śmiertelnymi i oparte są na poszukiwaniu ciała zatopionego operatora. Wpływ typowych czynników na możliwość prowadzenia akcji ratunkowej przedstawia tabela 3. Do głównych zagrożeń wpływających na bezpieczeństwo pracy należy zaliczyć: osuwiska mas ziemnych (przy eksploatacji z lądu), zagrożenia związane z użytkowaniem maszyn i urządzeń technologicznych, wpadnięcie człowieka do basenu eksploatacyjnego. W latach 2008-2014 w eksploatacji kruszyw spod wody odnotowano 2 wypadki ciężkie oraz 4 śmiertelne [1]. Wypadek ciężki związany był z przewróceniem się rozładowywanej wywrotki na drugą stojącą (zbyt blisko) obok, w efekcie czego drugi kierowca doznał złamań kilku części ciała, w tym miednicy oraz urazu żeber i kręgosłupa. Wypadki śmiertelne spowodowane były m.in. przez zasypanie poszkodowanego 3-metrową warstwą kruszywa, utonięcie przez wjazd do zbiornika ładowarką (w niewyjaśnionych okolicznościach), osunięcie stropu z drugiego piętra eksploatacyjnego na operatora urządzeń przeróbczych, potrącenie pracownika łyżką jednonaczyniowej koparki podsiębiernej, który wszedł w zasięg jej ruchów roboczych podczas pracy. Następstwami zaistniałych wypadków były m.in. przygniecenie przez obsypujące się kruszywo z pryzmy, silne obrażenia zewnętrzne i wewnętrzne ciała czy utonięcie w zatopionej w basenie eksploatacyjnym maszynie czy nawet utonięcie w czasie wykonywania pomiarów batymetrycznych. 2.4. Eksploatacja lądowa kruszyw żwirowo-piaskowych i innych kopalin okruchowych oraz ilastych Kopalnie prowadzące eksploatację lądową kruszyw żwirowo-piaskowych (w większości piaskowych) lub innych kopalin okruchowych i ilastych geometrią zbliżone są do typowych kopalń prowadzących eksploatację lądową. Ze względu na wykorzystanie transportu kołowego konieczne jest utrzymanie dróg technologicznych, które podobnie jak w kopalniach węgla brunatnego dzieli się na stałe oraz tymczasowe (rys. 5). Rys. 5. Widok skarpy eksploatacyjnej w kopalni piasku Fig. 5. View of the operating slope in sand mine Z uwagi na znacznie mniejsze kształty wyrobiska w stosunku do kopalń węgla brunatnego, trudne warunki terenowe nie stanowią problemu, biorąc pod uwagę długość drogi dojazdowej do miejsc prowadzonych akcji ratunkowych.typowe czynniki mogące wpływać na możliwość prowadzenia akcji ratunkowej zaprezentowano w tabeli 4. Tablica 3. Wpływ czynników na możliwość prowadzenia akcji ratowniczej w wyrobiskach wgłębnych przy eksploatacji spod wody kruszyw żwirowo-piaskowych Table 3. The impact of factors on the possibility of conducting a rescue operation in deep-seated pits in exploitation of sand and gravel aggregates from under the water Czynnik Wpływ Duży Umiarkowany Niski Nie dotyczy 1. Miejsce wypadku (ląd, basen eksploatacyjny) + 2. Głębokość wyrobiska eksploatacyjnego + 3. Odległość miejsca wypadku od pochylni zjazdowych + 1) do wyrobiska 4. Możliwość bezpośredniego dojazdu karetką lub innym pojazdem + ratunkowym 5. Rodzaj transportu pionowego + 6. Rodzaj dróg technologicznych + 7. Rodzaj i stan nawierzchni dróg + 8. Wysokość pięter i kąt nachylenia skarpy (dla urabiania + podpoziomowego i braku zjazdu na spąg wyrobiska) 9. Przeszkody terenowe (np. trasy przenośników taśmowych) + 10. Czynniki atmosferyczne (temperatura, opady, itp.) + 1) eksploatacja spod wody

96 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Tablica 4. Wpływ czynników na możliwość prowadzenia akcji ratowniczej w wyrobiskach wgłębnych przy eksploatacji lądowej kruszyw żwirowo-piaskowych oraz piasków przemysłowych Table 4. The impact of factors on the possibility of conducting a rescue operation in deep-seated pits in exploitation of sand and gravel aggregates and industrial sands in land mine Czynnik Wpływ Duży Umiarkowany Niski Nie dotyczy 1. Miejsce wypadku (ląd, basen eksploatacyjny) + 2. Głębokość wyrobiska eksploatacyjnego + 3. Odległość miejsca wypadku od pochylni zjazdowych do wyrobiska + 1) 4. Możliwość bezpośredniego dojazdu karetką lub innym pojazdem + ratunkowym 5. Rodzaj transportu pionowego + 6. Rodzaj dróg technologicznych + 7. Rodzaj i stan nawierzchni dróg + 8. Wysokość pięter i kąt nachylenia skarpy (dla urabiania podpoziomowego + i braku zjazdu na spąg wyrobiska) 9. Przeszkody terenowe (np. trasy przenośników taśmowych) + 10. Czynniki atmosferyczne (temperatura, opady, itp.) + 1) eksploatacja lądowa Do głównych zagrożeń wpływających na bezpieczeństwo pracy należy zaliczyć: osuwiska mas ziemnych, zagrożenia związane z użytkowaniem maszyn i urządzeń technologicznych, zagrożenia wodne. W okresie lat 2008-2014 w zakładach tego typu odnotowano 6 wypadków ciężkich oraz 8 śmiertelnych. Przyczynami zaistniałych wypadków ciężkich były:oberwanie się ze skarpy bryły skalnej o wadze ok. 300 kg, niekontrolowany obrót koparki, upadek z ładowarki z wysokości 1,8 metra, uderzenie prętem stalowym o wadze 30 kg spadającym z wysokości, czy wciągnięcie ręki operatora pod osłonę bębna przenośnika taśmowego. Ich wynikiem były obrażenia typu złamanie miednicy, rana cięto-szarpana uda oraz stłuczenie mięśni uda, złamanie panewki stawu biodrowego, ciężkie obrażenia twarzoczaszki w okolicy oka, ściągnięcie skóry dłoni od nadgarstka oraz zmiażdżenie palców oraz zerwanie ścięgien i nerwów. Wypadki śmiertelne nastąpiły w wyniku pochwycenia, w komorze napędu pompy hydraulicznej koparki, ręki mechanika przez napęd pasowy pompy podczas pracy silnika, potrącenie pracownika przez cofającą się ładowarkę, przygniecenie pracownika przewracającą się ładowarką do podłoża czy upadek kierowcy transportu kołowego z wysokości 1,2 m i uderzenie głową o gąsienicę koparki jednonaczyniowej. 2.5. Eksploatacja stokowo-wgłębna i stokowa zwięzłych surowców skalnych Kopalnie zaliczające się do tej grupy stanowią środowiska pracy sprzyjające prowadzeniu akcji ratunkowych (rys. 6). Kopalnie tego typu zazwyczaj wyposażone są w utwardzone drogi tymczasowe i stałe, zbudowane na litych podłożach skalnych. Ich powierzchnia zazwyczaj odporna jest na działanie czynników atmosferycznych (przede wszystkim opadów) oraz intensywnego stosowania sprzętu ciężkiego (nie powstają koleiny). Umożliwia to poruszanie się po nich pojazdów każdego typu, w tym samochodów osobowych. Większość kopalń zwięzłych surowców skalnych posiada kołowy transport samochodowy, dla którego przez cały okres funkcjonowania utrzymuje się w kopalniach układ dróg technologicznych na wszystkich poziomach eksploatacyjnych. Dojazd do miejsc prowadzenia robót górniczych, z uwagi na niewielką powierzchnię wyrobisk zazwyczaj kształtują się na poziomie kilkudziesięciu hektarów. Zatem długość dróg transportowych nie stanowi większego problemu dla samochodów uczestniczących w akcji ratunkowej, w tym karetek pogotowia. Syntetyczną ocenę wpływu wytypowanych czynników na możliwość prowadzenia akcji ratowniczej przedstawiono w tabeli 5. a) b) Rys. 6. Wyrobisko kopalń kopalin zwięzłych: a) wgłębne, b) stokowe Fig. 6. Open pit of compact mineral mines: a) deep-seated, b) slope

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 97 Tablica 5. Wpływ czynników na możliwość prowadzenia akcji ratowniczej w wyrobiskach stokowo-wgłębnych przy eksploatacji zwięzłych surowców skalnych Table 5. The impact of factors on the possibility of conducting a rescue operation in hill-side pits in exploitation of compact rock resources Czynnik Wpływ Duży Umiarkowany Niski 1. Miejsce wypadku (ląd, basen eksploatacyjny) + 2. Głębokość wyrobiska eksploatacyjnego + 3. Odległość miejsca wypadku od pochylni zjazdowych do wyrobiska + 1) 4. Możliwość bezpośredniego dojazdu karetką lub innym pojazdem + ratunkowym 5. Rodzaj transportu pionowego + 6. Rodzaj dróg technologicznych + 7. Rodzaj i stan nawierzchni dróg + 8. Wysokość pięter i kąt nachylenia skarpy (dla urabiania + podpoziomowego i braku zjazdu na spąg wyrobiska) 9. Przeszkody terenowe (np. trasy przenośników taśmowych) + 10. Czynniki atmosferyczne (temperatura, opady, itp.) + 1) eksploatacja lądowa Nie dotyczy Do głównych zagrożeń wpływających na bezpieczeństwo pracy należy zaliczyć: obrywy nawisów skalnych, zagrożenie upadkiem z wysokości, zagrożenia związane z użytkowaniem maszyn i urządzeń technologicznych, zagrożenia związane z zastosowaniem do urabiania skał materiałów wybuchowych. W latach 2008-2014 odnotowano 2 wypadki ciężkie oraz 4 wypadki śmiertelne. Wypadki ciężkie spowodowane były głównie przewróceniem się, niewłaściwą organizacją pracy związaną ze zdejmowaniem pokrywy głowicy przyłączeniowej silnika kruszarki, pochwycenie i wciągniecie ręki operatora między taśmę a wał napędowy przenośnika taśmowego kruszarki. Wynikiem zaistniałych wypadków były ciężkie obrażenia ciała oraz wbicie się w oko mechanika odbitego grotu wkrętaka, a także urazowa amputacja przedramienia. Wypadki śmiertelne nastąpiły w wyniku potrącenia w wyrobisku górniczym przez samochód (prawdopodobnie brak świadków), pochwycenie i wciągnięcie lewej ręki poszkodowanego pomiędzy dolną taśmę przenośnika a rolkę ją podtrzymującą na węźle wstępnego kruszenia (zakład przeróbczy), wejście operatora na nieosłoniętą część taśmy przenośnika w miejscu odległym o 1,6 metra od przesypu, skąd został przemieszczony do dalszej części przesypu, a następnie zakleszczony pomiędzy bębnem napędowo-zwrotnym przenośnika a osłoną, a także pochwycenie poszkodowanego przez bęben dociskowy przenośnika i najprawdopodobniej uszkodzenie tętnicy szyjnej w zakładzie przeróbczym, gdzie śmierć nastąpiła z uwagi na znaczną utratę krwi. 3. Systemy ratownictwa w górnictwie odkrywkowym Po zaistnieniu wypadku koniecznym jest podjęcie natychmiastowych działań mających na celu przetransportowanie osoby poszkodowanej poza obszar zagrożenia oraz opatrzenie bądź reanimacja/resuscytacja do czasu przyjazdu wykwalifikowanego personelu medycznego. Akcje ratunkowe opisywanych w rozdziale 3. w 1 części artykułu [1] wypadków ciężkich i śmiertelnych we wszystkich przypadkach prowadzone były standardowo według przewidzianych procedur z wykorzystaniem własnych służb ratowniczych zakładu górniczego (kopalnie węgla brunatnego) i służb cywilnych (pogotowie ratunkowe, straż pożarna). W oparciu o wcześniejszą analizę wypadków do działań tych, a także innych pomocniczych, usprawniających pomoc medyczną, zaliczyć można [2,4]: wypadki ciężkie: wezwanie pogotowia i uwolnienie zaklinowanego poszkodowanego z miejsca wypadku, pierwsza pomoc przedlekarska w wyrobisku, w sterowni zakładu przeróbczego, transport do jadącej do zakładu karetki szpitalnej bądź zakładowej, transport żurawiem z wyrobiska na powierzchnię terenu, transport karetką do szpitala, transport z karetki do śmigłowca, wypadki śmiertelne: wezwanie pogotowia, próba uwolnienia przygniecionego poszkodowanego spod maszyn, reanimacja przez zespół ratownictwa medycznego, reanimacja przez współpracowników do przybycia karetki zakładowej i pogotowia ratunkowego, poszukiwanie zatopionego (wraz z ładowarką) operatora przez współpracowników poprzez penetrację dna zbiornika przy użyciu prostych w konstrukcji sond, poszukiwanie ciała operatora przez strażaków echosondami, a następnie przez nurków, transport poszkodowanego na drzwiach do miejsca przyjazdu koparki, a nawet samodzielne zgłoszenie się poszkodowanego do szpitala, czy odwiezienie przez współpracowników. Przedstawione w rozdziale 2 modele funkcjonalne kopalń prezentują różne możliwości podejmowania akcji ratunkowych. W warunkach kopalń odkrywkowych w przypadku zaistnienia wypadku na ogół nie ma problemu z dotarciem pomocy do osoby/osób poszkodowanych. W kopalniach węgla brunatnego samochody pogotowia ratunkowego, będące na stanie każdej kopalni, wyposażone są w podwozia samochodów terenowych i teoretycznie powinny dojechać do każdego miejsca zaistnienia wypadku. W mniejszych kopalniach surowców skalnych akcje ratunkowe prowadzone są z pomocą służb cywilnych (pogotowie ratunkowe, straż pożarna). Jedyną trudnością w dotarciu na miejsce mogą być trudne warunki terenowe, które występują w kopalniach kruszyw żwirowo-piaskowych lub kopalin ilastych.

98 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 W przyszłości w kopalniach odkrywkowych, w szczególności tych, których droga do poszkodowanego jest utrudniona, możliwe będzie zastosowanie opracowywanego w ramach prowadzonych ze środków NCBR badań modelu kapsuły sztywnej [3]. Jest to układ transportowo-ochronny, który izoluje poszkodowanego od otoczenia przed opadami atmosferycznymi, utrzymując ciepłotę ciała (szczególnie w okresie zimowym) oraz izolując od niebezpiecznego otoczenia. Jest to konstrukcja, której wielkość powinna umożliwić włożenie noszy, a składa się z hermetycznej osłony przegubowej umożliwiającej włożenie noszy w pozycji siedzącej i leżącej, rączek do niesienia, układu do podczepiania do liny, posiada zainstalowane płozy oraz wyposażona jest w aparaturę, tj. defibrylator oraz układ wytwarzający i podtrzymujący atmosferę. Kapsuła z uwagi na swoją modułowość wyposażana może być w różne elementy jak np. doczepiane kółka czy inne moduły konieczne do zastosowania w różnych sytuacjach, w zróżnicowanych warunkach. 4. Podsumowanie Istotą odkrywkowej metody eksploatacji złóż (kopalń odkrywkowych) jest, w pierwszej kolejności, konieczność zdjęcia warstw skalnych zalegających ponad złożem. Udostępnione w ten sposób złoże eksploatowane jest z otwartego wkopu lub akwenu wodnego (eksploatacja podwodna). Zatem warunki prowadzenia robót górniczych są uzależnione od czynników atmosferycznych, a więc warunki (środowisko) pracy, jak również akcji ratunkowych, są zmienne w różnych porach roku. W zależności od przyjętego kryterium funkcjonalności przedstawić można kilka modeli funkcjonalnych kopalń odkrywkowych. Biorąc pod uwagę potrzebę odzwierciedlenia funkcjonalności elementów kopalni odkrywkowej w odniesieniu do prowadzenia akcji ratowniczych, za ważny należy uznać model opisujący rolę poszczególnych składowych struktury geometrycznej kopalni w realizowanym procesie technologicznym. Sama struktura geometryczna jest ściśle powiązana z przyjętym rozwiązaniem technicznym w procesie urabiania oraz transportu, jak również parametrami fizyko- -mechanicznymi warstw skalnych, w których wyrobisko jest tworzone. Wśród dużej liczby kopalń odkrywkowych w Polsce (ok. 4500 eksploatowanych złóż) wyróżnić można 5 modeli opartych o różne typy eksploatacji, których geometryczny i technologiczny charakter jest odmienny. W latach 2008-2014 [2] w poszczególnych typach kopalń liczba wypadków śmiertelnych i ciężkich wyniosła (wg wypadków śmiertelnych): eksploatacja lądowa kruszyw żwirowo-piaskowych i innych kopalin okruchowych oraz ilastych 8 wypadków śmiertelnych oraz 6 ciężkich, eksploatacja spod wody kruszyw żwirowo-piaskowych oraz lądowa kruszyw łamanych osiągnęły identyczny poziom wypadków po 4 śmiertelne oraz po 2 ciężkie, kopalnie węgla brunatnego 3 wypadki śmiertelne oraz 6 ciężkich, kopalnie surowców blocznych 1 wypadek śmiertelny oraz 3 ciężkie. Liczba zarejestrowanych w badanym okresie wypadków pozwala zauważyć, iż z pozoru trudne do prowadzenia akcji ratowniczej kopalnie surowców blocznych czy w trochę mniejszym węgla brunatnego charakteryzują się najmniejszą liczbą wypadków śmiertelnych. W warunkach kopalń odkrywkowych za najistotniejsze, z punktu widzenia prowadzenia akcji ratunkowych, jest określenie czy elementy struktury geometrycznej wyrobiska odkrywkowego pełnią funkcje transportowe. Jeżeli tak, to przede wszystkim parametry geometryczne tych elementów będą warunkowały środowisko prowadzenia akcji ratunkowych. Do tych parametrów zaliczyć należy głównie: wysokość pięter eksploatacyjnych oraz ich liczbę (wysokość zbocza), kąt nachylenia skarp, szerokość poziomów oraz półek, długość, szerokość i kąt nachylenia dróg transportowych. W warunkach kopalń odkrywkowych w przypadku zaistnienia zdarzenia niebezpiecznego (wypadku) na ogół nie ma problemu z dotarciem pomocy do osoby lub osób poszkodowanych. W kopalniach węgla brunatnego samochody pogotowia ratunkowego, będące na stanie każdej kopalni, wyposażone są w podwozia samochodów terenowych i teoretycznie powinny dojechać do miejsca zaistnienia wypadku. W mniejszych kopalniach surowców skalnych akcje ratunkowe prowadzone są z pomocą służb cywilnych (pogotowie ratunkowe, straż pożarna). Przeszkodą w dotarciu na miejsce mogą być trudne warunki terenowe, które występują w niektórych kopalniach kruszyw żwirowo-piaskowych, są to jednak na ogół małe kopalnie w których drogi transportowe nie są długie. Z punktu widzenia możliwości bezpośredniego dotarcia do niebezpiecznego zdarzenia (wypadku) do szczególnie trudnych wyrobisk zaliczyć należy odkrywkowe kopalnie skał blocznych, w których stosuje się linowy transport pionowy. W większości tych kopalń nie ma klasycznych dróg transportowych, a załoga schodzi do przodków górniczych po drabinach. W tym przypadku transport poszkodowanego na powierzchnię kopalni odbywa się najczęściej za pomocą dźwigu linowego w kolebie lub na platformie. Artykuł został opublikowany w ramach realizacji projektu rozwojowego nr PBS2/B2/10/2013, pt.: MODUŁOWA KAPSUŁA RATUNKOWA DO EWAKUACJI POSZKODOWANYCH W ŚRODOWISKU NIEBEZPIECZNYM Literatura 1. Borcz A., Kozioł W., Ciepliński A., Machniak Ł.: Bezpieczeństwo pracy i system ratownictwa górniczego w kopalniach odkrywkowych w Polsce. Część 1. Przegląd Górniczy. 2. Stan Bezpieczeństwa i Higieny Pracy w Górnictwie. WUG (Wyższy Urząd Górniczy), lata 2008-2014, Katowice. 3. Modułowa kapsuła ratunkowa do ewakuacji poszkodowanych w środowisku niebezpiecznym. Zadanie 2. Opracowanie wstępnych założeń taktyczno-technicznych i koncepcji rozwiązania dla modułowego systemu kapsuły. Projekt rozwojowy finansowany w ramach środków NCBR, o numerze PBS2/B2/10/2013. 4. www.wug.gov.pl

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 99 UKD 330.322.5: 330.4: 001.891.3 Ocena wpływu poziomu działalności przedsiębiorstwa na osiągany próg rentowności na przykładzie kopalni odkrywkowej surowców skalnych Review of the impact of the company activities on break-even point with an example of the opencast mine of rock and raw materials Dr hab. inż. Beata Trzaskuś-Żak* ) Dr hab. inż. Dariusz Fuksa* ) Treść: W literaturze dotyczącej sposobów obliczania wielkości progu rentowności dominuje pogląd, że należy go określać na poziomie, w którym przychody operacyjne są równe kosztom operacyjnym. Jednakże większość przedsiębiorstw prowadzi swoją działalność również w obszarze finansowym, czerpiąc z niego nie tylko przychody, ale również ponosząc w związku z tym niejednokrotnie większe koszty niż przychody. W artykule przeprowadzono analizę progu rentowności, obliczając jego wartość na różnych poziomach działalności gospodarczej kopalni odkrywkowej surowców skalnych. Wykazano niedokładność proponowanych w literaturze przedmiotu sposobów obliczania progu rentowności na poziomie działalności operacyjnej. Ponadto, zwrócono uwagę na złożoność problemu przy określaniu granicznych wielkości ceny sprzedaży i kosztów wynikającego z przyjętej podstawy obliczania progu rentowności - wielkości produkcji lub wielkości sprzedaży. Obliczenia przeprowadzono na przykładzie danych finansowych funkcjonującej kopalni surowców skalnych, zaczerpniętych m.in. z rachunku zysków i strat w wersji porównawczej. Abstract: The literature of the subject concerning the ways of calculating the break-even point is dominated by the view that it should be carried out on the level at which operating income is equal to the operating costs. However, most of the companies are active also in the financial area, drawing from it not only income, but also incurring often higher level of costs than revenues. This paper presents an analysis of the break-even point, calculating its value at different levels of economic activity of the opencast mine of rock and raw materials. This paper demonstrates the inaccuracy of the proposal given by the literature for calculating the break-even point at the operating level. In addition, the complexity of the problem in determining the critical volume of sale prices and costs, according to the adopted base, as well as the calculation of the break-even point of production or sales volume was emphasized. The calculations were carried out on the basis of financial data of the opencast mine of rock and raw materials by the use, for instance, of the profit-and-loss account. Słowa kluczowe: próg rentowności, wielkości graniczne, koszty, poziomy rozliczania zysku przedsiębiorstw Key words: break even-point, critical volumes of economic factors, costs, levels of profit calculation 1. Wprowadzenie Analiza progu rentowności stanowi niezwykle pomocny instrument zarządzania przedsiębiorstwem w gospodarce rynkowej. Obejmuje ona badanie tzw. punktu wyrównania, w którym realizowane przychody ze sprzedaży pokrywają * ) AGH w Krakowie poniesione koszty. Przedsiębiorstwo (kopalnia) nie osiąga wówczas zysku, ale też nie ponosi straty [3, 4, 5, 9, 10, 12, 13]. Wyznaczając próg rentowności, kopalnia otrzymuje informacje o koniecznej wielkości produkcji (sprzedaży), która pokryje ponoszone koszty. Produkcja (sprzedaż) powyżej wartości progu rentowności generuje zysk dla kopalni. W rachunkowości zarządczej często używa się określenia próg rentowności (ang. BEP break- even point analysis) w stosunku do takiej wartości poziomu wolumenu sprzedaży,

100 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 przy której przychody operacyjne są równe kosztom operacyjnym (zysk brutto ze sprzedaży jest równy zero) lub przychody pokrywają wszystkie koszty (zysk netto jest równy zero). Przez analogię można jednak przenieść określenie progu rentowności na każdą zmienną i w stosunku do każdej miary [8]. Próg rentowności stanowi kluczowe narzędzie w Systemie Informacji Planistycznej (SIP) w koncepcji operacyjnej rachunkowości zarządczej nastawionej na planowanie, kontrolę i modelowanie wyników w krótkim okresie. Narzędzie to wykorzystywane jest najczęściej przy ocenie wpływu zmian poszczególnych wskaźników objętych analizą: koszty-rozmiary produkcji-zysk (ang. CVP cost-volume-profit analysis). Wskaźnikami tymi są: jednostkowa cena sprzedaży, rozmiary produkcji (sprzedaży), jednostkowe koszty zmienne oraz koszty stałe [7]. 2. Wyznaczanie progu rentowności na różnych poziomach działalności gospodarczej kopalni odkrywkowej surowców skalnych Rachunek zysków i strat (rachunek wyników) jest zestawieniem osiągniętych w danym roku obrotowym przychodów ustalonych zgodnie z zasadą memoriałową z kosztami poniesionymi w danym roku obrotowym, współmiernymi do ustalonych przychodów. Rachunek wyników może być sporządzany w wariancie porównawczym i wariancie kalkulacyjnym (tab. 1). Różnica pomiędzy tymi wariantami przejawia się w sposobie ujmowania kosztów wytworzenia wyrobów ponoszonych przez jednostkę, co jest wynikiem przyjętego sposobu ewidencji księgowej (tzw. wariantów). Oba warianty rachunku zysków i strat konstruowane są według tej samej zasady, zwanej drabinkową, która zestawia naprzemiennie osiągnięte przychody i poniesione koszty, w odniesieniu na poszczególne poziomy (segmenty) działalności gospodarczej przedsiębiorstwa. Segmenty ujęte w rachunku wyników odpowiadają typowemu schematowi działalności gospodarczej przedsiębiorstwa (kopalni). Działalność operacyjna przedsiębiorstwa jest podstawowym rodzajem działalności, której efektem może być osiągnięcie zysku lub poniesienie straty. Można ją podzielić na podstawową działalność operacyjną oraz pozostałą działalność operacyjną. Podstawowa działalność operacyjna obejmuje operacje, które stanowią zasadniczy przedmiot działalności przedsiębiorstwa (kopalni), np. sprzedaż wyrobów gotowych, towarów, usług, zakup materiałów itp. Pozostała działalność operacyjna obejmuje operacje, które nie stanowią zasadniczego przedmiotu działalności przedsiębiorstwa (kopalni), ale występują jako pośredni jej skutek np. zbycie zbędnych składników rzeczowych aktywów trwałych, skutki ogólnego ryzyka gospodarczego działalności skutkującego odpisaniem nieściągalnych należności, nałożone kary, odszkodowania itp. [2, 12]. Działalność finansowa przedsiębiorstwa obejmuje działania związane z pozyskaniem kapitału, jego obsługą oraz utrzymaniem i obrotem inwestycji. Do przychodów finansowych zalicza się m.in. zyski ze sprzedaży papierów wartościowych, dywidendy z tytułu udziałów w innych jednostkach, odsetki i prowizje od środków pieniężnych stanowiących lokaty. Do kosztów finansowych zalicza się m.in. straty na sprzedaży papierów wartościowych, ujemne różnice kursowe, utworzenie rezerw na pewne lub prawdopodobne straty z operacji finansowych, odsetki i prowizje od zaciągniętych kredytów i pożyczek [2, 12]. Wynik operacji nadzwyczajnych tworzą straty i zyski nadzwyczajne, przez które rozumie się skutki finansowe zdarzeń powstających poza zwykłą działalnością jednostki, spowodowane zdarzeniami losowymi jak pożary, kradzieże oraz zjawiskami pogodowymi, takimi jak powodzie, wichury itp. [2, 12]. Tablica 1. Rachunek wyników w wariancie porównawczym i wariancie kalkulacyjnym Table 1. An income statement in two different variants Wariant kalkulacyjny Wariant porównawczy (+) Przychody ze sprzedaży netto (+) Przychody ze sprzedaży netto i zrównane z nimi (-) Koszty sprzedanych produktów, (-) Koszty działalności operacyjnej wyrobów i materiałów zużycie materiałów i energii, usługi obce, podatki i opłaty, wynagrodzenia, świadczenia na rzecz pracowników, amortyzacja, Zysk/strata na sprzedaży (brutto) ubezpieczenia społeczne i inne świadczenia, (-) Koszty ogólne zarządu pozostałe koszty rodzajowe (-) Koszty sprzedaży Zysk/strata na sprzedaży (netto) (+) Pozostałe przychody operacyjne (-) Pozostałe koszty operacyjne Zysk/strata na działalności operacyjnej (+) Przychody finansowe (-) Koszty finansowe Zysk/strata na działalności gospodarczej (+) Zyski nadzwyczajne (-) Straty nadzwyczajne Zysk/strata brutto (-) Podatek dochodowy Zysk/strata netto

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 101 Zgodnie z definicją próg rentowności znajduje się w punkcie, w którym wartość sprzedaży (S) równa jest kosztom współmiernym przychodom (kosztom całkowitym - Kc), co można zapisać [3, 4, 5, 6, 9, 10, 12]: S = Kc (1) przy czym S = x c, (2) oraz Kc = Ks + x kjz, (3) gdzie: c jednostkowa cena sprzedaży, PLN/Mg, kjz jednostkowy koszt zmienny produkcji, PLN/Mg, Ks całkowity koszt stały produkcji, PLN, x wielkość produkcji (sprzedaży), Mg, Po podstawieniu równań (2) i (3) do równania (1) otrzymujemy zależność x c = Ks + x kjz (4) Ilościowy próg rentowności można wyznaczyć dla wszystkich poziomów działalności gospodarczej przedsiębiorstwa ujętych w rachunku zysków i strat (tab. 1) przyjmując za Kc wielkość kosztów przedstawioną w tabeli 2. Tablica 2. Sposób obliczania ilościowego progu rentowności na różnych poziomach działalności przedsiębiorstwa Table 2. The way of quantitative approach to the break even calculation of the company activity levels Poziom wyniku na sprzedaży z działalności operacyjnej z działalności gospodarczej finansowego brutto Próg ilościowy Przychody ze sprzedaży netto i zrównane z nimi = Koszty działalności operacyjnej Przychody ze sprzedaży netto i zrównane z nimi + Pozostałe przychody operacyjne = Koszty działalności operacyjnej + Pozostałe koszty operacyjne Przychody ze sprzedaży netto i zrównane z nimi + Pozostałe przychody operacyjne + Przychody finansowe = Koszty działalności operacyjnej + Pozostałe koszty operacyjne + Koszty finansowe Przychody ze sprzedaży netto i zrównane z nimi + Pozostałe przychody operacyjne + Przychody finansowe + Zyski nadzwyczajne = Koszty działalności operacyjnej + Pozostałe koszty operacyjne + Koszty finansowe + Straty nadzwyczajne Na podstawie wzoru (4) można obliczyć próg rentowności w ujęciu: ilościowym, Mg (5) wartościowym, PLN (6) W analizie progu rentowności ważne miejsce zajmuje również analiza wrażliwości obejmująca badanie: granicznego poziomu jednostkowej ceny sprzedaży, zł/mg (7) granicznego poziomu jednostkowych kosztów zmiennych, zł/mg (8) granicznego poziomu kosztów stałych, zł/mg (9) 3. Obliczenia i ocena uzyskanych wyników Analizę progu rentowności przeprowadzono na przykładzie rzeczywistej kopalni odkrywkowej surowców skalnych. W tabeli 3 zestawiono rachunek zysków i strat analizowanej kopalni za okres dwóch lat. Wyniki obliczeń, dotyczące ilościowego i wartościowego ujęcia progu rentowności, granicznego poziomu ceny, granicznej wielkości kosztów jednostkowych zmiennych oraz granicznej wielkości kosztów stałych dla różnych poziomów działalności wybranej kopalni, zestawiono w tabelach 4-6 oraz na rysunkach 1-4. Obliczenia dokonano w oparciu o wzory (5)-(9). Do wyznaczenia wielkości kosztów stałych i zmiennych, na poszczególnych poziomach określania zysku, zastosowano metodę księgową. Metoda księgowa wykorzystuje prowadzoną rachunkowość księgową i stosowany obieg dokumentów, na podstawie których pracownik księgowości o dużym doświadczeniu i profesjonalizmie kwalifikuje rozliczane koszty do wymienionych grup (kosztów stałych i zmiennych), z uwzględnieniem znajomości reagowania kosztów na zmiany skali produkcji [1]. Autorzy wyodrębnili koszty stałe i zmienne przyjmując uśrednioną wartość współczynników dla analizowanej branży (tab. 3) [14], wyniki obliczeń zaś, zamieszczone zostały w tabelach 4-7. Tablica 3. Przyjęte współczynniki w metodzie księgowej Table 3. The factors used in the accounting method Wyszczególnienie Koszty stałe Koszty zmienne Amortyzacja 100 - Zużycie materiałów i energii 0,75 0,25 Usługi obce 0,5 0,5 Podatki i opłaty 0,8 0,2 Wynagrodzenia 0,9 0,1 Ubezpieczenia społeczne i inne świadczenia 0,9 0,1 Pozostałe koszty rodzajowe 0,75 0,25 Wartość sprzedanych towarów i materiałów 0,5 0,5 Tablica 4. Rachunek zysków i strat analizowanej kopalni odkrywkowej surowców skalnych Table 4. Profit and loss account of the analysed opencast mine of rock and raw materials Wyszczególnienie Rok I Rok II Przychody ze sprzedaży i zrównane z nimi 68 050 481,93 75 231 965,06 Koszty działalności operacyjnej 59 209 796,82 62 698 897,94 Wynik ze sprzedaży 8 840 685,11 12 533 067,12 Pozostałe przychody operacyjne 382 754,26 364 346,67 Pozostałe koszty operacyjne 747 643,29 1 132 929,27 Wynik z działalności operacyjnej 8 475 796,08 11 764 484,52 Przychody finansowe 606 241,83 397 009,14 Koszty finansowe 4 684 912,48 1 014 838,37 Wynik z działalności gospodarczej 4 397 125,43 11 146 655,29 Zyski nadzwyczajne 0,00 0,00 Straty nadzwyczajne 0,00 0,00 Wynik finansowy brutto 4 397 125,43 11 146 655,29 Podatek dochodowy i pozostałe 943 651,05 2 213 238,24 obowiązkowe zmniejszenia zysku Wynik finansowy netto 3 453 474,38 8 933 417,05

102 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Tablica 5. Zestawienie wyników obliczeń dla poziomu wyniku ze sprzedaży Table 5. The calculation results of the profit (loss) on sales Wyszczególnienie Rok I Rok II Koszty stałe Ks, zł 45 381 124,57 49 221 882,37 Koszty zmienne Kz, zł 13 828 672,25 13 477 015,57 Produkcja xp, Mg 1 486 842,00 1 684 710,00 Sprzedaż xs, Mg 1 475 665,28 1 565 002,73 Przychody ze sprzedaży S, zł 68 050 481,93 75 231 965,06 Cena jednostkowa c, zł/mg 46,4 48,3 Koszty jednostkowe zmienne kjz, zł/mg 9,3 8 Marża jednostkowa m j, zł/mg 37,1 40,3 Próg rentowności ilościowy BEP, Mg 1 223 210,90 1 221 386,60 Próg rentowności wartościowy BEP, zł 56 756 985,76 58 992 972,80 Cena graniczna c min, zł/mg 39,82 37,22 Graniczne koszty jednostkowe zmienne kjz max, zł/mg 16,00 20,54 Graniczne koszty stałe, Ks max, zł 54 772 490,56 67 509 452,65 Tablica 6. Zestawienie wyników obliczeń dla poziomu wyniku z działalności operacyjnej Table 6. The calculation results of the operating activities of the analysed company Wyszczególnienie Rok I Rok II Koszty stałe Ks, zł 45 904 474,87 50 014 932,86 Koszty zmienne Kz, zł 14 052 965,24 13 816 894,35 Produkcja xp, Mg 1 486 842,00 1 684 710,00 Sprzedaż xs, Mg 1 475 665,28 1 565 002,73 Przychody ze sprzedaży S, zł 68 468 236,19 75 596 311,73 Cena jednostkowa c, zł/mg 46,4 48,3 Koszty jednostkowe zmienne kjz, zł/mg 9,45 8,2 Marża jednostkowa m j, zł/mg 36,95 40,1 Próg rentowności ilościowy BEP, Mg 1 242 340,32 1 247 255,18 Próg rentowności wartościowy BEP, zł 57 644 590,91 60 242 425,37 Cena graniczna c min, zł/mg 40,33 37,89 Graniczne koszty jednostkowe zmienne kjz max, zł/mg 15,64 20,04 Graniczne koszty stałe, Ks max, zł 54 525 832,10 62 756 609,50 Tablica 7. Zestawienie wyników obliczeń dla poziomu wyniku z działalności gospodarczej (wynik finansowy brutto) Table 7. The calculation results of the business activities level of the analysed company Wyszczególnienie Rok I Rok II Koszty stałe Ks, zł 50 120 896,10 50 928 287,39 Koszty zmienne Kz, zł 14 521 456,49 13 918 378,19 Produkcja xp, Mg 1 486 842,00 1 684 710,00 Sprzedaż xs, Mg 1 475 665,28 1 565 002,73 Przychody ze sprzedaży S, zł 68 468 236,19 75 596 311,73 Cena jednostkowa c, zł/mg 46,4 48,3 Koszty jednostkowe zmienne kjz, zł/mg 9,77 8,26 Marża jednostkowa m j, zł/mg 36,63 40,04 Próg rentowności ilościowy BEP, Mg 1 368 301,83 1 271 935,25 Próg rentowności wartościowy BEP, zł 63 489 205,00 61 434 472,55 Cena graniczna c min, zł/mg 43,48 38,49 Graniczne koszty jednostkowe zmienne kjz max, zł/mg 12,79 19,45 Graniczne koszty stałe, Ks max, zł 54 053 619,21 62 662 709,30

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 103 Rys. 1. Wartość osiąganego poziomu progu rentowności w ujęciu ilościowym na poszczególnych poziomach działalności kopalni odkrywkowej surowców skalnych w okresie dwóch lat Fig. 1. The quantitative approach to the break even point of the activity levels of the analysed opencast mine in two-years period Rys. 2. Wartość osiąganego poziomu progu rentowności w ujęciu wartościowym na poszczególnych poziomach działalności kopalni odkrywkowej w okresie dwóch lat Fig. 2. The valuable approach to the break even point of the activity levels of the analysed opencast mine in two-years period Rys. 3. Wartość granicznej ceny sprzedaży na poszczególnych poziomach działalności analizowanej kopalni odkrywkowej w okresie dwóch lat Fig. 3. The volume of the critical sale price on the levels of the analysed opencast mine activities in two-years period

104 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Rys. 4. Wartość granicznych kosztów jednostkowych zmiennych na poszczególnych poziomach działalności analizowanej kopalni odkrywkowej w okresie dwóch lat Fig. 4. The volume of the critical unit variable costs on the levels of the analysed opencast mine activities during two-years period Na podstawie otrzymanych wyników można zauważyć, że wzrasta wartość progów rentowności w miarę dochodzenia przy ich obliczaniu do poziomu wyniku finansowego brutto (tab. 4-6). Jest to oczywiste, ponieważ dolicza się dodatkowe przychody oraz dodatkowe koszty poszczególnych poziomów działalności analizowanej kopalni (pod warunkiem, że kopalnia prowadzi działalność w wyżej wymienionych obszarach). Obliczanie zatem progu rentowności biorąc pod uwagę jedynie działalność operacyjną przedsiębiorstwa, jak to jest proponowane w literaturze przez niektórych autorów, prowadzi do zbyt uproszczonych wyników. Analiza progu rentowności powinna opierać się na pokryciu przychodami kosztów całkowitych ponoszonych przez przedsiębiorstwo. Jeżeli przedsiębiorstwo wykazuje przychody, lub ponosi koszty w innych działalnościach poza operacyjną, wówczas powinny one zostać ujęte w wyznaczaniu progów rentowności. Co w praktyce nie w każdym przypadku jest stosowane. Należy zwrócić również uwagę na podstawę ustalania progu rentowności, a mianowicie wielkość produkcji lub wielkość sprzedaży. Otrzymane wyniki (tab. 7 i 8) wskazują jednoznacznie, że opieranie obliczeń na wielkości sprzedaży w każdym analizowanym poziomie działalności kopalni powoduje, że otrzymujemy większą wartość ceny minimalnej. Maleje zatem upust, jaki kopalnia może zaproponować odbiorcom swoich produktów. Sytuacja będzie tym bardziej niekorzystna dla kopalni, im różnica pomiędzy wielkością sprzedaży a wielkością produkcji będzie rosła. Wielkość tej sprzedaży określa próg rentowności ilościowy. Sprzedaż w ilości mniejszej od tej wielkości spowoduje straty dla kopalni. Analogicznie wygląda sytuacja z maksymalnym granicznym poziomem kosztów jednostkowych zmiennych. Analizowana kopalnia posiada jednak wysoki margines bezpieczeństwa, o który koszty zmienne mogą wzrosnąć - 127% (12,44/9,77) w roku I i 191% (15,76/8,26) w roku II - tabele 6 i 8. Tablica 7. Zestawienie wartości c min dla poszczególnych poziomów wyniku z działalności gospodarczej kopalni odkrywkowej surowców skalnych w okresie dwóch lat, [zł/ Mg] Table 7. Summary of cmin values for particular results from the business activity of the open-pit mine of rocks in the period of two years, [zł/mg] Rok I Rok II Poziom wyniku Wartość c min ze względu na wielkość produkcji sprzedaży produkcji sprzedaży ze sprzedaży 39,82 40,12 37,22 40,06 z działalności operacyjnej 40,33 40,63 37,89 40,79 z działalności gospodarczej 43,48 43,80 38,49 41,43 Tablica 8. Zestawienie wartości kj zmax dla poszczególnych poziomów wyniku z działalności gospodarczej kopalni odkrywkowej surowców skalnych w okresie dwóch lat, [zł/ Mg] Table 8. Summary of kjzmax values for particular results from the business activity of the open-pit mine of rocks in the period of two years, [zł/mg] Rok I Rok II Poziom wyniku Wartość kjz max ze względu na wielkość produkcji sprzedaży produkcji sprzedaży ze sprzedaży 16,00 15,65 20,54 16,85 z działalności operacyjnej 15,64 15,29 20,04 16,34 z działalności gospodarczej 12,79 12,44 19,45 15,76

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 105 4. Podsumowanie Przedstawione w artykule rozważania miały na celu zwrócenie uwagi kadry zarządzającej kopalń na zależność osiąganej wartości progu rentowności (break even point - BEP) od przyjętego do obliczeń poziomu działalności przedsiębiorstwa. Z przeprowadzonej w artykule analizy wynika, że poziom rozpatrywanych wielkości granicznych rośnie wraz ze wzrostem poziomu rozliczania wyniku finansowego. Konieczne jest więc uwzględnianie w obliczeniach progu rentowności, przede wszystkim kosztów finansowych oraz strat nadzwyczajnych, co z kolei powoduje wzrost wartości progu rentowności (mniejszy margines bezpieczeństwa). Stąd też wyznaczanie progu rentowności na proponowanym w literaturze poziomie operacyjnym, może prowadzić do podejmowania błędnych decyzji zarządczych, szczególnie w przypadku, kiedy wartość kosztów finansowych przekracza wartość odpowiadających im przychodów, czego efektem w najgorszym przypadku będzie poniesienie przez kopalnię (przedsiębiorstwo) strat finansowych. Publikację wykonano w 2015 roku w ramach badań statutowych zarejestrowanych w Akademii Górniczo-Hutniczej w Krakowie pod nr 11.11.100.693, zadanie 5 Literatura 1. Czopek K.: Koszty stałe i zmienne. Teoria-Praktyka. Kraków Art.-Tekst 2003. 2. Dreliszak E., Kania D.: Rachunek zysków i strat, Ośrodek Doradztwa i Doskonalenia Kadr, Gdańsk 2009. 3. Fuksa D.: Koncepcja wyznaczania wieloasortymentowego progu rentowności dla kopalń węgla kamiennego. Przegląd Górniczy 2011, Nr 9. 4. Fuksa D.: Metoda oceny wpływu zmiennego zapotrzebowania odbiorców węgla kamiennego na efektywność funkcjonowania wielozakładowego przedsiębiorstwa górniczego, Wydawnictwo AGH, Rozprawy Monografie, Kraków 2012. 5. Fuksa D.: Concept of determination and analysis of the break-even point for a mining enterprise. Archives of Mining Sciences, vol. 58 no. 2, s. 395 410, 2013. 6. Fuksa D., Trzaskuś-Żak B.: Wielkości graniczne parametrów ekonomicznych, marginesy bezpieczeństwa w działalności gospodarczej producentów skalnych surowców drogowych, Przegląd Górniczy 2008, Nr 3. 7. Karmańska A.: Rachunkowość zarządcza i rachunek kosztów w systemie informacyjnym przedsiębiorstwa. Difin, Warszawa 2009. 8. Machała R.: Praktyczne zarządzanie finansami firmy. Wydawnictwo Naukowe PWN, Warszawa 2004. 9. Nowak E.: Rachunkowość zarządcza. Wydawnictwo Profesjonalnej Szkoły Biznesu, Kraków 2001. 10. Nowak E.: Zaawansowana rachunkowość zarządcza. PWE, Warszawa 2003. 11. Nowak E., Piechota R., Wierzbińki M.: Rachunek kosztów w zarządzaniu przedsiębiorstwem. Polskie Wydawnictwo Ekonomiczne, Warszawa 2004. 12. Sierpińska M. Jachna T.: Ocena przedsiębiorstwa według standardów światowych. Wydawnictwo Naukowe PWN, Warszawa 2004. 13. Trzaskuś-Żak B.: Wyznaczanie progu rentowności dla produkcji wieloasortymentowej w zależności od podejścia do kosztów stałych na przykładzie kopalni odkrywkowej. Przegląd Górniczy 2010, Nr 9. 14. Trzaskuś-Żak B., Gałaś Z., Bogacz P., Dura A., Fuksa D., Mazur Z., Napieraj A., Obrzut M., Sierpień M., Sukiennik M.: Analiza możliwości poprawy efektywności ekonomiczno-finansowej kopalń odkrywkowych skalnych surowców drogowych, AGH Uczelniane Wydawnictwa Naukowo-Dydaktyczne, Kraków 2009.

106 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 UKD 001.891.3: 622.81/.82: 622.86/.88 Problemy bezpieczeństwa prac podczas rekonstrukcji odwiertów eksploatacyjnych Security problems during exploitation wells workover works Prof. dr hab. inż. Stanisław Dubiel* ) Dr hab. inż. Barbara Uliasz-Misiak* ) Dr hab. inż. Jan Ziaja* ) Mgr inż. Katarzyna Stachowicz* ) Treść: Podczas rekonstrukcji odwiertów eksploatacyjnych konieczne jest zapewnienie bezpieczeństwa prac, a zwłaszcza zapobieganie awariom wiertniczym. Dużą rolę odgrywa tutaj dobór odpowiedniej cieczy roboczej. Bardzo ważne są również prędkości operacji dźwigowych rurami w odwiercie oraz wymiary przestrzeni pierścieniowej. Zapobieganie awariom jest możliwe w wyniku prognozowania wartości zmian ciśnienia dennego dynamicznego podczas operacji dźwigowych rurami w odwiercie. Przedstawiony w artykule przykład analizy przyczyn urwania przewodu typu CT podczas prac rekonstrukcyjnych w odwiercie gazowym dowodzi istnienia dużych zagrożeń mogących wystąpić podczas operacji dźwigowych tym przewodem. Rekonstrukcja odwiertów gazowych związana jest z dużym ryzykiem wystąpienia erupcji gazu, która może być spowodowana zbyt szybkim wyciąganiem rur z odwiertu lub zmniejszeniem gęstości cieczy roboczej w wyniku jej nagazowania. Zaproponowano dobór metody usuwania poduszki gazu ziemnego z odwiertu, z uwzględnieniem warunków bezpieczeństwa rekonstrukcji odwiertów gazowych. Abstract: The purpose of workover of oil or gas production wells is to maintain or regain their full production efficiency, which allows for extension or increase in hydrocarbon production. Workover is carried out in the wells with leakages by use of production pipes or casings or through enhancement procedures in the production wells. It is necessary to ensure safety during the wells workover, especially against drilling operation failures. The selection of the suitable fluid plays a major role in the workover. Speed of the horizontal pipes handling in the well and the size of the tubing-casing annulus are very important as well. Prediction of value of the dynamic bottom hole pressure changes during the horizontal pipes handling, makes the prevention against the drilling operation failures possible. Analysis of the causes of the break-type coiled-tubing during workover works in the gas well, presented in the paper, proves the existence of serious threats that may occur during the operation of the cable handling. Gas wells workover is associated with a high risk of gas blowout which can be caused by too rapid stabbings or a decrease in the density of the working fluid, as a result of its gas saturation. The choice of methods for removing natural gas bubble from the well, including the workover safety conditions of gas wells was presented as well. Słowa kluczowe: rekonstrukcja, odwiert, ciśnienie denne, ciśnienie szczelinowania, erupcja wstępna Key words: well workover, bottom pressure, fracturing pressure, preliminary blowout * ) AGH w Krakowie

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 107 1. Wprowadzenie Rekonstrukcja odwiertów eksploatacyjnych w górnictwie naftowym i gazownictwie ma na celu przedłużenie lub nawet zwiększenie wydobycia ropy i gazu danym odwiertem. Cel ten można osiągnąć w wyniku zastosowania zabiegów stymulacyjnych, pogłębiania odwiertu, udostępnienia przez perforację rur okładzinowych i uzbrojenie nowego (wyżej lub niżej zalegającego) poziomu produktywnego do eksploatacji. Możliwe jest też podtrzymanie parametrów produkcyjnych odwiertu dzięki wymianie uszkodzonych rur okładzinowych oraz elementów wyposażenia wgłębnego, np. nieszczelnych rur wydobywczych, pakerów eksploatacyjnych, względnie wyposażenia pompowego. Przedłużenie zdolności wydobywczych odwiertów prowadzi ostatecznie do zwiększenia współczynnika sczerpania zasobów geologicznych. Dzięki rekonstrukcji odwiertów eksploatacyjnych możliwe jest utrzymanie lub odzyskanie przez nie pełnej sprawności wydobywczej. Prace rekonstrukcyjne przeprowadza się w odwiertach, w których powstały nieszczelności rur okładzinowych lub wydobywczych w wyniku oddziaływania na nie różnych szkodliwych czynników występujących w czasie eksploatacji złoża (korozja elementów stalowych w środowisku solnym lub siarkowodorowym, wytarcie mechaniczne, gwałtowne zmiany temperatury i ciśnienia). Prace te przeprowadza się również w przypadku konieczności bądź zastosowania zabiegów intensyfikacji wydobycia (np. kwasowanie, szczelinowanie hydrauliczne), bądź udostępnienia kolejnego poziomu produktywnego do eksploatacji (rys.1). Podczas rekonstrukcji odwiertów eksploatacyjnych konieczne jest zapewnienie bezpieczeństwa prac (zapobieganie awariom wiertniczym, ochrona osobista załogi), ochrony złoża (przepuszczalności skał zbiornikowych i zasobów) oraz ochrony środowiska przyrodniczego oraz efektywności prowadzonych prac (niezawodność stosowanej techniki, skuteczność stosowanej technologii, adekwatne koszty zabiegów). Dużą rolę odgrywa przy tym dobór odpowiedniej cieczy roboczej (rodzaj, receptura) oraz jej parametry reologiczne (gęstość i lepkość). Bardzo ważne są prędkości operacji dźwigowych rurami w odwiercie, zwłaszcza zapuszczanie i wyciąganie kolumn rur okładzinowych, względnie wydobywczych podczas ich wymiany. Istotne są przy tym prześwity technologiczne (wymiary międzyrurowej przestrzeni pierścieniowej). Problematyka w artykule dotyczy odwiertów eksploatacyjnych pionowych wydobywających gaz ziemny i ropę naftową oraz odwiertów iniekcyjnych służących do zatłaczania do złoża płynów zabiegowych lub wody złożowej. Rekonstrukcja odwiertów wydobywczych kierunkowych, z końcowym odcinkiem poziomym w strefie złożowej, względnie wielodennych, wymaga zastosowania specjalnych, często bardzo kosztownych rozwiązań. Ze względu na bezpieczeństwo prac unika się cieczy roboczych zawierających tlen, mogący tworzyć mieszankę wybuchową z metanem podczas rekonstrukcji odwiertów gazowych i ropnych. Obecnie coraz częściej odwierty ponaftowe poddaje się rekonstrukcji w celu ich wykorzystania w systemach geotermalnych (rys. 1). Rys. 1. Rekonstrukcja odwiertu eksploatacyjnego polegająca na udostępnieniu nowego horyzontu gazonośnego po wcześniejszym zamknięciu horyzontu niżej leżącego. a) stan techniczny odwiertu przed rekonstrukcją; b) stan techniczny odwiertu po rekonstrukcji (na podst. [1]) Fig. 1. Reconstruction of the producing well consisting in the opening of a new gas-bearing horizon after the closing of the lower horizon. a) technical condition of the well before reconstruction; b) technical condition of the well after reconstruction (on the basis of [1])

108 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 2. Warunki bezpieczeństwa podczas rekonstrukcji gazowych odwiertów eksploatacyjnych Bezpieczne prowadzenie prac rekonstrukcyjnych, zwłaszcza w odwiertach gazowych, wymaga sterowania ciśnieniem dennym. Jest to szczególnie ważne podczas operacji wyciągania i zapuszczania rur okładzinowych, przewodu wiertniczego, albo wydobywczego, jak też podczas likwidacji erupcji wstępnej. Operacje zapuszczania rur, często powodują niezamierzone szczelinowanie hydrauliczne skał zbiornikowych i zanik cieczy roboczej, a następnie wystąpienie erupcji wstępnej w postaci przypływu gazu ziemnego do odwiertu, lub też szczelinowanie skał pod butem eksploatacyjnej kolumny rur okładzinowych i wystąpienie erupcji pozarurowej. Zjawiska te w wielu przypadkach powstają wskutek nadmiernych przyrostów (dodatnich) ciśnienia dennego, wywołanych ruchem w dół kolumny rur w odwiercie wypełnionym cieczą roboczą o znacznej gęstości i lepkości. Operacje wyciągania rur z odwiertu (ujemne wartości przyrostu ciśnienia) mogą powodować znaczne zmniejszenie wartości ciśnienia dennego wywieranego przez słup cieczy roboczej i wywołać niekontrolowany przypływ gazu ziemnego do odwiertu. W celu utrzymywania bezpiecznej wartości ciśnienia dennego dynamicznego podczas operacji dźwigowych rurami konieczne jest regulowanie ciśnienie hydrostatycznego cieczy roboczej w odwiercie poprzez zmianę jej gęstości oraz lepkości, a także przestrzeganie dopuszczalnej prędkości ruchu rur (rys. 2). Kolumna rur w czasie ruchu w odwiercie przemieszcza się ze zmienną prędkością. Na wartość przyrostów zmian ciśnienia ma wpływ również to, czy rury mają otwarty, czy też zamknięty dolny koniec oraz charakter przepływu cieczy roboczej (laminarny lub turbulentny) w przestrzeni pierścieniowej odwiertu. 2.1. Ciśnieniowe warunki bezpieczeństwa Wartość ciśnienia dennego dynamicznego (p dd ) cieczy roboczej w odwiercie wiertniczym podczas zapuszczania, względnie wyciągania rur określa się wzorem p dd = p h ± Δp h = H ρ p g ± Δp h (1) gdzie: p dd ciśnienie denne dynamiczne słupa cieczy roboczej w odwiercie, Pa; p h ciśnienie hydrostatyczne słupa cieczy roboczej w odwiercie, Pa; p h przyrost ciśnienia hydrostatycznego słupa cieczy roboczej w odwiercie spowodowany ruchem rur (zapuszczanie rur znak +, wyciąganie rur znak - ), Pa; H głębokość zalegania spągu warstwy perspektywicznej, m, (przy czym w obliczeniach przyjmujemy, że długość kolumny rur L jest równa głębokości odwiertu H); ρ p gęstość cieczy roboczej, kg/m 3 ; g przyspieszenie ziemskie, m/s 2. Ciśnieniowy warunek bezpieczeństwa wyrażony jest nierównością: p z < p dd < p sz (2) gdzie p z wartość ciśnienia złożowego po danym okresie eksploatacji złoża, Pa; p sz ciśnienie hydraulicznego szczelinowania skał zbiornikowych, Pa. Podczas zapuszczania rur do odwiertu, aby uniknąć hydraulicznego szczelinowania skał i ucieczki cieczy roboczej w wytworzone szczeliny, powinna być spełniona nierówność p dz < p sz (3) natomiast podczas wyciągania rur z odwiertu, aby uniknąć erupcji płynu złożowego, powinna być spełniona nierówność p dw < p z (4) gdzie p dz ciśnienie denne w przypadku zapuszczania rur, Pa; p dw ciśnienie denne w przypadku wyciągania rur, Pa. Rys. 2. Zmiany ciśnienia słupa cieczy roboczej (lub płuczki) w odwiercie podczas jego pogłębiania [3] Fig. 2. Changes in pressure of column of liquid (or washer) in the well during its deepening [3]

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 109 2.2. Prognozowanie przyrostu ciśnienia dennego i hydraulicznego szczelinowania w odwiercie gdzie: H s głębokość zalegania stropu skał zbiornikowych, m 2.2.1. Przyrost ciśnienia dennego podczas manewrowania rurami W przypadku zapuszczania (lub wyciągania) kolumny rur wydobywczych z zamkniętym dolnym końcem (np. z pakerem wydobywczym lub eksploatacyjnym) i przepływu turbulentnego cieczy roboczej w przestrzeni pierścieniowej odwiertu występują największe zmiany ciśnienia dennego. W takim przypadku szacunkową wartość Δp h można prognozować z zastosowaniem specjalnych wzorów empirycznych i nomogramów [2]: Δp h = 2,71 B L η 0.21 ρ p 0,806 υ 1,8 rmax [N/m2 ] (5) gdzie: B współczynnik uwzględniający wymiary przekroju przestrzeni pierścieniowej (średnicy wewnętrznej ostatniej kolumny rur okładzinowych D, m oraz zewnętrznej średnicy kolumny rur wydobywczych lub płuczkowych d z m), dobierany w oparciu o nomogram przedstawiony na rys. 3); L długość odcinka odwiertu o niezmiennym przekroju η poprzecznym przestrzeni pierścieniowej, m; współczynnik lepkości dynamicznej cieczy roboczej, N s/m 2 ; v rmax maksymalna prędkość ruchu rur, m/s; pozostałe oznaczenia jak poprzednio. 2.2.2. Ciśnienie hydraulicznego szczelinowania skał Znając dla danego złoża wartości gradientów ciśnienia geostatycznego G g oraz ciśnienia złożowego G z, a także wartość współczynnika Poissona n dla skał zbiornikowych (piaskowcowych lub węglanowych), można określić gradient hydraulicznego szczelinowania skał G sz, stosując wzór Eatona [5] Wartość ciśnienia hydraulicznego skał wynosi (6) p sz = G sz *H s (7) 2.2.3. Analiza wyników symulacji warunków bezpieczeństwa prac rekonstrukcyjnych Symulację wielkości przyrostu ciśnienia dennego oraz ciśnienia hydraulicznego szczelinowania wykonano dla przypadku zapuszczania lub wyciągania rur wydobywczych o średnicy zewnętrznej d z = 0,089 m w odwiercie orurowanym rurami okładzinowymi o średnicy wewnętrznej D = 0,16744 m. Podstawiając do wzoru (5) przyjęte wartości liczbowe odpowiednich wielkości zmiennych szacunkowe wartości przyrostu ciśnienia dennego p h (tab. 1). Oszacowania wykonano dla kolumn rur długości 1000, 2000 i 3000 m. Założono, że w pracach będzie wykorzystywana ciecz robocza o gęstościach: 1300, 1500 i 1800 kg/m 3. Przyjęto, że prędkości z jakimi wykonywane są prace dźwigowe rurami wynoszą: 0,25, 05, 1,0; 1,5 i 2,0 m/s. Wartości ciśnienia hydraulicznego szczelinowania skał oszacowano w oparciu o wzór (7) (tab. 2). Wykorzystując dane z tab. 1, oszacowania te wykonano dla gradientów ciśnienia złożowego wynoszących: 0,013; 0,015 i 0,018 MPa/m oraz gradientu ciśnienia litostatycznego 0,0235 MPa/m. Uwzględniono przy tym, że dla skał osadowych współczynnik Poissona wynosi: 0,18, 0,22 i 0,28. Wykorzystując dane z tabeli 1 i tabeli 2, przeanalizowano spełnianie warunków bezpieczeństwa podczas operacji dźwigowych, dla prędkości ruchu rur równej 1,5 m/s i 0,25 m/s, w trakcie rekonstrukcji (tab. 3) oraz gradiencie ciśnienia geostatycznego równym 0,0235 MPa/m. Analizując otrzymane wyniki symulacji zestawione w tabeli 3, można zauważyć, że: prędkość ruchu rur 1,5 m/s jest niedopuszczalna, zwłaszcza w przypadku ich wyciągania, gdyż dla wszystkich analizowanych przypadków istnieje niebezpieczeństwo wystąpienia erupcji gazu ziemnego; natomiast niebezpieczeństwo hydraulicznego szczelinowania skał występuje tylko w przypadku wysokich wartości gradientu ciśnienia złożowego (G z 0,018 MPa/m) i małych wartości współczynnika Poisson a (n 0,18); Rys. 3. Nomogram służący do określania współczynnika B dla przepływu turbulentnego:1, 2, 3 - średnice zewnętrzne rur płuczkowych lub wydobywczych odpowiednio 0,088 m, 0,114 m i 0,127 m [3] Fig. 3. Nomogram for determining B coefficient for the turbulent flow: 1, 2, 3 external diameters of the drill pipes or lifting casings 0,088 m, 0,114 m and 0,127 m [3] respectively

110 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Tablica 1. Zestawienie danych oraz wyników symulacji zmian ciśnienia dennego podczas operacji dźwigowych rurami w trakcie rekonstrukcji Table 1. Summary of data and results of the simulation of bottom-hole pressure changes during crane operation with pipes in the course of the reconstruction Długość rur, L=H, m Gęstość cieczy roboczej ρ c, kg/m 3 Współ. lepkości dynamicznej, η, Pa s Prędkość ruchu rur, v m/s Zmiany ciśnienia cieczy roboczej, Δp h, MPa Ciśnienie denne podczas zapuszczania rur, p dz, MPa Ciśnienie denne podczas wyciągania rur p dw, MPa 1,0 0,321 7,68 7,04 1100 0,01 1,5 0,666 8,02 6,69 2,0 1,117 8,47 6,24 1,0 0,441 10,25 9,37 1000 2000 3000 1300 0,015 1500 0,031 1700 0,024 1900 0,05 1100 0,01 1300 0,015 1500 0,031 1700 0,024 1900 0,05 1100 0,01 1300 0,015 1500 0,031 1700 0,024 1900 0,05 1,5 0,914 10,72 8,90 2,0 1,534 11,34 8,28 1,0 0,634 13,39 12,12 1,5 1,315 14,07 11,44 2,0 2,208 14,96 10,55 1,0 0,674 15,39 14,04 1,5 1,399 16,11 13,32 2,0 2,348 17,06 12,37 1,0 0,911 18,57 16,75 1,5 1,890 19,55 15,77 2,0 3,173 20,83 14,49 1,0 0,642 15,36 14,07 1,5 1,332 16,05 13,38 2,0 2,235 16,95 12,48 1,0 0,881 20,50 18,74 1,5 1,828 21,45 17,79 2,0 3,068 22,69 16,55 1,0 1,268 26,77 24,24 1,5 2,631 28,14 22,88 2,0 4,415 29,92 21,09 1,0 1,349 30,78 28,08 1,5 2,798 32,23 26,63 2,0 4,696 34,23 24,73 1,0 1,822 37,14 33,49 1,5 3,781 39,10 31,54 2,0 6,346 41,66 28,97 1,0 0,963 23,04 21,11 1,5 1,997 24,07 20,08 2,0 3,352 25,42 18,72 1,0 1,322 30,75 28,11 1,5 2,742 32,17 26,69 2,0 4,603 34,03 24,83 1,0 1,902 40,16 36,36 1,5 3,946 42,2 34,31 2,0 6,623 44,88 31,64 1,0 2,023 46,17 42,12 1,5 4,197 48,34 39,95 2,0 7,044 51,19 37,10 1,0 2,733 55,71 50,24 1,5 5,671 58,65 47,30 2,0 9,519 62,49 43,46

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 111 Tablica 2. Zestawienie danych oraz wyników symulacji ciśnienia hydraulicznego skał Table 2. Summary of data and results of the simulation of hydraulic pressure of the rocks Długość rur, m Ciśnienie złożowe, G z MPa Współczynnik Poissona [-] Ciśnienie szczelinowania, p sz MPa 0,18 11,01 7,5 0,22 12,01 0,28 13,72 0,18 12,96 10,0 0,22 13,81 1000 2000 3000 13,0 15,0 18,0 15,0 20,0 26,0 30,0 36,0 22,5 30,0 39,0 45,0 54,0 0,28 15,25 0,18 15,30 0,22 15,96 0,28 17,08 0,18 16,87 0,22 17,40 0,28 18,31 0,18 19,21 0,22 19,55 0,28 20,14 0,18 22,02 0,22 24,03 0,28 27,44 0,18 25,93 0,22 27,62 0,28 30,50 0,18 30,61 0,22 31,92 0,28 34,17 0,18 33,73 0,22 34,79 0,28 36,61 0,18 38,41 0,22 39,10 0,28 40,28 0,18 33,04 0,22 36,04 0,28 41,17 0,18 38,89 0,22 41,42 0,28 45,75 0,18 45,91 0,22 47,88 0,28 51,25 0,18 50,60 0,22 52,19 0,28 54,92 0,18 57,62 0,22 58,65 0,28 60,42

112 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Tablica 3. Ocena bezpieczeństwa prac rekonstrukcyjnych dla odwiertów gazowych Table 3. Evaluation of safety of the reconstruction works for gas wells Długość, m 1000 2000 3000 Współ. Poissona [-] Gradient ciśn. złożowego, G z, MPa/m Gradient szczelinowania ciśn., G sz MPa/m Gradient ciśn. dennego podczas zapuszczania rur, G dz, MPa/m Gradient ciśn. dennego podczas wyciągania rur, G dw, MPa/m Warunki bezpieczeństwa dla prędkości ruchu rur, v=1,5 m/s Warunki bezpieczeństwa dla prędkości ruchu rur, v=0,25 m/s G dz <G sz G dz <G sz G z <G dw G z <G dw 0,18 0,01101 0,00802 0,00669 - + + + 0,22 0,0075 0,01201 0,00802 0,00669 + + + + 0,28 0,01372 0,00802 0,00669 + + + + 0,18 0,01296 0,01072 0,00890 - + + + 0,22 0,01 0,01381 0,01072 0,00890 - + + + 0,28 0,01525 0,01072 0,00890 + + + + 0,18 0,01530 0,01407 0,01144 - + + + 0,22 0,013 0,01596 0,01407 0,01144 - + + + 0,28 0,01708 0,01407 0,01144 + + + + 0,18 0,01687 0,01611 0,01332 - + + + 0,22 0,015 0,01740 0,01611 0,01332 - + + + 0,28 0,01831 0,01611 0,01332 + + + + 0,18 0,01921 0,01955 0,01577 - - + + 0,22 0,018 0,01955 0,01955 0,01577 - - + + 0,28 0,02014 0,01955 0,01577 - - + + 0,18 0,01101 0,00802 0,00669 - + + + 0,22 0,0075 0,01201 0,00802 0,00669 + + + + 0,28 0,01372 0,00802 0,00669 + + + + 0,18 0,01296 0,01072 0,00890 - + + + 0,22 0,01 0,01381 0,01072 0,00890 - + + + 0,28 0,01525 0,01072 0,00890 + + + + 0,18 0,01530 0,01407 0,01144 - + + + 0,22 0,013 0,01596 0,01407 0,01144 - + + + 0,28 0,01708 0,01407 0,01144 + + + + 0,18 0,01687 0,01611 0,01332 - + + + 0,22 0,015 0,01740 0,01611 0,01332 - + + + 0,28 0,01831 0,01611 0,01332 + + + + 0,18 0,01921 0,01955 0,01577 - - + + 0,22 0,018 0,01955 0,01955 0,01577 - - + + 0,28 0,02014 0,01955 0,01577 - - + + 0,18 0,01101 0,00802 0,00669 - + + + 0,22 0,0075 0,01201 0,00802 0,00669 + + + + 0,28 0,01372 0,00802 0,00669 + + + + 0,18 0,01296 0,01072 0,00890 - + + + 0,22 0,01 0,01381 0,01072 0,00890 - + + + 0,28 0,01525 0,01072 0,00890 + + + + 0,18 0,01530 0,01407 0,01144 - + + + 0,22 0,013 0,01596 0,01407 0,01144 - + + + 0,28 0,01708 0,01407 0,01144 + + + + 0,18 0,01687 0,01611 0,01332 - + + + 0,22 0,015 0,01740 0,01611 0,01332 - + + + 0,28 0,01831 0,01611 0,01332 + + + + 0,18 0,01921 0,01955 0,01577 - - + + 0,22 0,018 0,01955 0,01955 0,01577 - - + + 0,28 0,02014 0,01955 0,01577 - - + + największe niebezpieczeństwo wystąpienia hydraulicznego szczelinowania skał i ucieczki cieczy roboczej w powstałe szczeliny lub erupcji pozaotworowej, występuje przy prędkości zapuszczania rur większej lub równej 1m/s oraz anomalnie wysokim gradiencie ciśnienia złożowego 0,18 MPa/m. Równocześnie w tych samych warunkach występuje zagrożenie erupcyjne podczas wyciągania rur; dla wszystkich zestawów danych bezpieczna wartość prędkości zapuszczania rur wynosi około 1 m/s, poza przypadkami występowania anomalnie wysokiego ciśnienia złożowego (G z równe lub większe od 0,018 MPa/m), w których to przypadkach występuje niebezpieczeństwo niezamierzonego, hydraulicznego szczelinowania skał zbiornikowych ze wszystkimi awaryjnymi konsekwencjami.

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 113 2.3. Niebezpieczeństwo urwania przewodu Coiled Tubing na przykładzie prac rekonstrukcyjnych w odwiercie G Podczas zapuszczania przewodu Coiled Tubing (CT) w celu wypłukania strefy złożowej przy użyciu dyszy obrotowej, w głębokości 3200 m przewód CT zaczął w niekontrolowany sposób opadać w dół. Szybkie opadanie przewodu doprowadziło do złamania się prowadnika głowicowego, a w konsekwencji do gwałtownego (udarowego) zatrzymania się i urwania przewodu. Do odwiertu spadło ok. 3650 m przewodu CT 2 ⅜ z zestawem narzędzi do płukania odwiertu w trakcie jego rekonstrukcji. Parametry wytrzymałościowe elastycznego przewodu przedstawione są w tabeli 4. Parametry technologiczne zarejestrowane tuż przed awarią: prędkość zapuszczania przewodu 0,25 m/s, ciśnienie na głowicy przeciwerupcyjnej (Wellhead Pressure) - 0,02 MPa, ciśnienie na głowicy do wciskania przewodu (Pressure Injection CT) 0,52 MPa. Na głębokości ok. 3200 m doszło do niekontrolowanego rozwijania się przewodu z bębna i swobodne opadanie do odwiertu ze wzrastającą prędkością. Chwilę później nastąpiło uszkodzenie prowadnika głowicy. Nagłe zatrzymanie przewodu CT spowodowało jego urwanie. W odwiercie pozostało 3650 m elastycznego przewodu z bębna. Analizując wykresy z aparatury kontrolno-pomiarowej, (rys. 4) można dojść do końcowego wniosku, iż bezpośrednią przyczyną zerwania przewodu CT było przekroczenie wytrzymałości na rozrywanie stali w przekroju krytycznym (u wylotu odwiertu). Mianowicie, analiza przebiegu wykresu ciężaru przewodu wiertniczego wskazuje na jego spadek (punkt 0), świadczący o występowaniu dodatkowego ciśnienia hydraulicznego pod zapuszczanym narzędziem, przeciwstawiającego się zapuszczaniu CT. Wzrost oporów hydraulicznych wypierania cieczy roboczej przez CT, ponad narzędzie prowadzi w konsekwencji do szczelinowania hydraulicznego skał pod zapuszczanym narzędziem i ucieczkę cieczy roboczej. Spowodowało to (pkt.1) niekontrolowane (coraz szybsze) rozwijanie przewodu. W pkt. 2 przewód CT opadał z prędkością 14,1 m/s na drodze 450 m. Następnie nastąpiło wahanie prędkości spowodowane prawdopodobnie zniszczeniem prowadnika głowicy do wciskania przewodu. Ostatecznie przewód gwałtownie wyhamował z prędkości 11,4 m/s (pkt. 4) w ciągu 1 s do prędkość 0 m/s). Spowodowało to zmianę zwrotu wektora siły bezwładności na przeciwny, powodując wzrost siły rozciągającej. Z wykresu wynika, iż wartość siły rozciągającej (wskazanie ciężarowskazu) przekroczyło zakres tj. 311 381 N (pkt. 3) i była większa od wartości dopuszczalnej tj. 321 600 N (tab. 4). Tablica 4. Parametry techniczne przewodu Coiled Tubing 2 ⅜ Table 4. Technical parameters of the conduit Coiled Tubing 2 ⅜ Średnica zew. 0,0603 (2 ⅜ ) Wymiary, m Nominalna grubość ścianki Średnica wew. Ciężar N/m Obciążenie dopuszczalne, kn Minimalna granica plastyczności Minimalna wytrzymałość na rozrywanie Dopuszczalne ciśnienie wewnętrzne, MPa 0,0032 0,0540 43,9 260,7 297,6 47,6 0,0034 0,0535 46,9 281,6 321,6 51,7 0,0040 0,0524 54,1 322,5 368,3 59,3 0,0044 0,0514 60,6 360,7 412,3 66,9 0,0048 0,0507 64,9 386,5 441,7 72,4 Rys. 4. Wykres parametrów pracy jednostki Coiled Tubing podczas awarii [8] Fig. 4. Graph of parameters of the operation of the unit Coiled Tubing during a break-down [8]

114 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Podsumowując powyższą analizę, można stwierdzić, że w wyniku wnikania cieczy roboczej w powstałe szczeliny, praktycznie zanikły opory hydrauliczne związane z wypieraniem cieczy roboczej przez przewód CT z odwiertu (opadanie przewodu w pustce po wtłoczonej w skałę cieczy roboczej, a nie w cieczy) oraz siły wyporności. Nagłe (awaryjne) wyhamowanie opadającego przewodu spowodowało powstanie nadmiernych sił bezwładności, które w sumie z jego ciężarem spowodowały jego urwanie w górnej części pod głowicą, czyli w przekroju krytycznym. 3. Dobór metody likwidacji erupcji gazu ziemnego podczas rekonstrukcji odwiertów gazowych Podczas wykonywania odwiertu gazowego (w procesie dowiercania złoża) zawsze występuje znaczny stopień zagrożenia erupcyjnego. Ryzyko wystąpienia trudnej do likwidacji otwartej erupcji gazu ziemnego rośnie w przypadku, gdy do przestrzeni pierścieniowej odwiertu dopłynie gaz ziemny o objętości większej niż 5 m 3. Ryzyko to jest duże nawet wówczas, gdy przewód wiertniczy zapuszczony jest do spodu odwiertu. Bowiem w takim przypadku trudno jest usunąć tak dużą objętość gazu z odwiertu, przy równoczesnym utrzymywaniu równowagi ciśnień na dnie odwiertu (dennego i złożowego). Jeżeli w odpowiednio krótkim czasie nie usuniemy tej poduszki z odwiertu, to bez względu na gęstość stosowanej płuczki, pęcherzyki gazu będą migrować przez słup płuczki ku górze, rozprężając się przy tym i wypierając płuczkę z odwiertu. W przypadku, gdy odwiert jest uszczelniony głowicą przeciwerupcyjną, poduszka gazu będzie przemieszać się, zachowując swoją objętość i ciśnienie, takie jak w warunkach początkowych na dnie odwiertu (tzn. zaraz po ustabilizowaniu się ciśnienia głowicowego). Migracja poduszki gazu w odwiercie zamkniętym jest niedopuszczalna, gdyż prowadzi do nadmiernego wzrostu ciśnienia dennego przekraczającego ciśnienie hydraulicznego szczelinowania skał i do powstania niekontrolowanej erupcji pozarurowej [3, 4, 7]. Rys. 5. Dobór metody usuwania poduszki gazu ziemnego z odwiertu, z uwzględnieniem warunków bezpieczeństwa rekonstrukcji odwiertów gazowych (na podst. [4] ze zmianami) Fig. 5. Selection of the method of removing natural gas cushion from the well taking into account safety conditions for the reconstruction of the gas wells (on the basis of [4] with further changes)

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 115 W procesie rekonstrukcji odwiertów eksploatacyjnych na konwencjonalnych złożach gazu ziemnego zagrożenie erupcyjne może być znacznie większe niż w procesie dowiercania złoża, zwłaszcza w przypadkach, gdy przewód wydobywczy (lub wiertniczy) jest wyciągnięty z odwiertu. Stosuje się wówczas specjalne metody likwidacji zagrożenia erupcyjnego, takie jak między innymi (Grace, 1994) [6]: stripping (sterowanie ciśnieniem dennym polega na utrzymywaniu stałego ciśnienia dławienia wypływu płynu wypieranego z odwiertu podczas zapuszczania rur); bullheading (zatłaczanie płynu złożowego najczęściej wraz z siarkowodorem, który przypłynął do odwiertu, z powrotem do złoża); snubbing (zapuszczenie rur pod ciśnieniem, z równoczesnym ich uszczelnianiem na głowicy odwiertu). W procesie pogłębiania odwiertu gazowego, gdy przewód wiertniczy jest zapuszczony do dna odwiertu, stosuje się konwencjonalne metody likwidacji erupcji [4, 7]. Stosowanie tych metod podczas rekonstrukcji odwiertów wymaga jednak użycia nowoczesnego wyposażenia przeciwerupcyjnego. Czynności związane z likwidacją erupcji wstępnej często komplikują się przez zbyt późne zauważenie objawów dopływu gazu ziemnego do odwiertu. W konsekwencji opóźnia to decyzję o zamknięciu wylotu odwiertu głowicą przeciwerupcyjną i powoduje duży dopływ gazu ziemnego do przestrzeni pierścieniowej. Gaz ten powoduje obniżenie ciśnienia dennego wywieranego przez ciecz roboczą w przestrzeni pierścieniowej i następuje rozprężanie się gazu oraz coraz to większy jego dopływ do odwiertu. Grozi to wystąpieniem erupcji otwartej trudnej do likwidacji. Ciśnienie w przestrzeni pierścieniowej ma największą wartość w przypadku gdy poduszka gazu znajdzie się pod głowicą w trakcie jej wytłaczania z odwiertu, z równoczesnym, kontrolowanym dławieniem wypływu gazu. Biorąc powyższe spostrzeżenia pod uwagę, opracowano schemat blokowy umożliwiający dobór metody usuwania gazu z odwiertu, w różnych sytuacjach technologicznych (rys. 5). 5. Podsumowanie Rekonstrukcje odwiertów eksploatacyjnych w górnictwie naftowym i gazownictwie mogą przynieść znaczne zyski pod warunkiem skutecznego zapobiegania awariom, takim jak erupcja wstępna gazu ziemnego, erupcja pozarurowa, ucieczka cieczy roboczej lub płuczki wiertniczej w skały zbiornikowe. Zapobieganie tym awariom jest możliwe w wyniku prognozowania wartości zmian ciśnienia dennego dynamicznego podczas operacji dźwigowych rurami w odwiercie, według przedstawionej metodyki. Przedstawiony przykład analizy przyczyn urwania przewodu typu CT dowodzi istnienia dużych zagrożeń mogących wystąpić podczas operacji dźwigowych tym przewodem. Rekonstrukcja odwiertów gazowych zawsze związana jest z dużym ryzykiem wystąpienia erupcji gazu, spowodowanej zbyt szybkim wyciąganiem rur z odwiertu lub zmniejszeniem gęstości cieczy roboczej w wyniku jej nagazowania. Szybkie rozpoznanie przez załogę dopływu gazu do odwiertu i zamknięcie głowicy przeciwerupcyjnej jest podstawą późniejszego skutecznego przywracania równowagi ciśnień na spodzie odwiertu (dennego i złożowego), z zastosowaniem konwencjonalnych metod likwidacji erupcji wstępnej (metoda jednego obiegu, metoda wiertacza, metoda wielocyklowa, metoda niskiego ciśnienia przed zwężką dławiącą). Stosowanie specjalnego uzbrojenia wylotu odwiertu eksploatacyjnego oraz nowoczesnych urządzeń do rekonstrukcji umożliwiających prace typu: stripping, snubbing, bullheading w znaczy sposób zwiększa warunki bezpieczeństwa tych prac. Pracę wykonano w ramach badań statutowych AGH nr 11.11.190.555. Literatura 1. Allen T.O., Roberts A.P.: Production operations: Well completions, workover, and stimulation. Tulsa: Oil & Gas Consultants International, 1982. 2. Burkhardt J.A.: Wellbore pressure surges produced by pipe movement. J. Petrol. Technol. 1961, VI, N6, vol.13. 3. Dubiel S., Chrząszcz W., Rzyczniak M.: Problemy dowiercania warstw perspektywicznych w otworach naftowych (monografia). Uczelniane Wydawnictwa Naukowo-Dydaktyczne AGH, Kraków 2001. 4. Dubiel S., Ziaja J.: Schematy blokowe analizy warunków otworowych podczas dowiercania złóż węglowodorów oraz wyboru metody likwidacji erupcji wstępnej. Wiertnictwo, Nafta, Gaz 2006, Nr 23/1. 5. Eaton B.A.: Fracture gradient prediction and its application in oil fields operations. J. Petrol. Technol. 1969, 21, s. 135-136. 6. Grace R. D., Cudd B., Carden R. S., Shursen J. L.: Advanced blowout & Well Control. Gulf Publishing Company, Houston 1994. 7. Uliasz J., Dudek L., Herman Z.: Poradnik zapobiegania i likwidacji erupcji. Wydawnictwo Geologiczne, Warszawa 1984. 8. Ziaja J., Wiśniowski R.: Analiza przyczyn występowania awarii przy pracach rekonstrukcyjnych z użyciem coiled tubingu. Wiertnictwo, Nafta, Gaz 2008, t. 25, z. 2.

116 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 UKD 001.891.5: 005.585:622.1:550.8 Wpływ temperatury na porowatość i przepuszczalność skał osadowych The effect of temperature on porosity and permeability of sedimentary rocks Dr inż. Anna Sygała* ) Dr hab. Mirosława Bukowska** ) Treść: W artykule przedstawiono wyniki badań zmian porowatości otwartej i przepuszczalności karbońskich skał osadowych, poddanych działaniu temperatury 600 i 1000 C, w aspekcie prowadzenia procesu podziemnego zgazowania węgla. Badania laboratoryjne przeprowadzono dla iłowców, które budują stropy bezpośrednie pokładów węgla w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym i dla piaskowców, które również mogą lokalnie występować w stropach bezpośrednich karbonu produktywnego. Iłowce i piaskowce o różnym uziarnieniu, pobrano z obecnie eksploatowanych grup stratygraficznych karbonu produktywnego. Przed przystąpieniem do badań z każdej serii skał wydzielono próbki, na których eksperymenty przeprowadzono w stanie powietrzno-suchym, bez wcześniejszego ogrzewania. W celu dokonania analizy zmian porowatości i przepuszczalności skał, zdecydowano się na zastosowanie wartości znormalizowanej. Na podstawie wyników badań, stwierdzono wzrost omawianych parametrów. Działanie wybranych temperatur na badane próbki skalne spowodowało, generalnie, wzrost ich porowatości otwartej w porównaniu z jej wartością oznaczoną w stanie powietrzno-suchym. Największe wzrosty porowatości zaobserwowano dla skał o stosunkowo małej porowatości otwartej stwierdzonej w stanie powietrzno-suchym. Wzrost wartości współczynnika filtracji po działaniu temperatury 1000 C w przypadku iłowców nie spowodował zmian w charakterze ich przepuszczalności (próbki pozostały nieprzepuszczalne). Wśród piaskowców o różnym uziarnieniu obserwowano wzrost współczynnika filtracji do wartości przyporządkowującej im półprzepuszczalny charakter, bez względu na ich przepuszczalność określoną w warunkach temperatury pokojowej. Abstract: This paper presents the results of research into changes in open porosity and permeability of sedimentary Carboniferous rocks subjected to the temperature of 600 and 1000 C, with respect to the process of underground coal gasification. Laboratory tests were conducted for claystones which form the immediate strata overlying coal seams in the Upper Silesian Coal Basin, and sandstones which may also occur locally in the immediate roof strata of productive Carboniferous. Claystones and sandstones of different grain size, were collected from the currently mined stratigraphic groups of productive Carboniferous. Before commencing the tests, samples from each of the rock series were selected to be tested in air-dry state without prior heating. To analyse changes in porosity and permeability of the rocks, it was decided to apply a normalized value. Basing on the test results, an increase in the discussed parameters was observed. Generally, influence of the selected temperature on the tested rock samples resulted in an increase in their open porosity, in comparison with its value measured in the air-dry state. The biggest increase in porosity was observed in rocks of relatively low open porosity in the air-dry state. In claystones an increase in the value of hydraulic conductivity, after heating to 1000 C, did not affect their permeability (the samples remained impermeable). In sandstones of different grain size, hydraulic conductivity rose to the value characteristic for semipermeable materials, independently on their original permeability determined at room temperature. Słowa kluczowe: wysoka temperatura, porowatość otwarta, przepuszczalność, podziemne zgazowanie węgla Key words: high temperature, open porosity, permeability, underground coal gasification * ) Główny Instytut Górnictwa, Interdyscyplinarne Studia Doktoranckie Centrum Czystych Technologii Węglowych ** ) Główny Instytut Górnictwa, Zakład Tąpań i Mechaniki Górotworu

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 117 1. Wprowadzenie Podziemne zgazowanie węgla kamiennego (PZW) jest jedną z perspektywicznych metod jego wykorzystania, dającą możliwość zastosowania tego surowca do celów energetycznych, jak również do syntez chemicznych. Z uwagi jednak na skomplikowany charakter procesu PZW i trudność w jego realizacji wciąż trwają badania mające na celu umożliwienie tego przedsięwzięcia na skalę komercyjną. Jednym z istotnych problemów, wiążącym się z technologią podziemnego zgazowania węgla jest wpływ temperatury, rzędu kilkuset, a nawet przekraczających 1000 C, na otaczający górotwór. Na skutek działania wysokiej temperatury, skały otaczające zgazowywany pokład zmieniają swoją strukturę, a co za tym idzie, swoje właściwości fizyczne [2,10,12]. Istotny problem stanowi zmiana porowatości i przepuszczalności skał płonnych. Ze zmianą tych parametrów wiąże się migracja szkodliwych substancji w głąb górotworu, mogąca stanowić poważne zagrożenie dla bezpieczeństwa ekologicznego procesu [1,4,5,11,13]. Ogólne trendy zmian porowatości i przepuszczalności skał poddanych działaniu podwyższonej temperatury wskazują na wzrost tych parametrów wraz ze wzrostem temperatury [3, 10,12]. Tian i inni [10] wiążą ten fakt z rozszerzalnością cieplną minerałów i zmianami w sieci mikrospękań lub rozprzestrzenianiem się uszkodzeń strukturalnych skał. Podobne spostrzeżenia odnotował Chaki i inni [3], badając zmiany porowatości otwartej i przepuszczalności próbek granitu w zakresie temperatury od 105 do 600 C. W przedziale od 105 do 500 C, badacze stwierdzili niewielki wzrost porowatości otwartej, co uzasadnili nieznacznymi zmianami strukturalnymi w tym zakresie temperatury, spowodowanymi otwarciem pierwotnych mikrospękań i/lub propagacją nowych pęknięć i szczelin i ich rozprzestrzenianiem się ze wzrostem temperatury. Większy wzrost porowatości został odnotowany po oddziaływaniu temperatury z zakresu od 500 do 600 C. Zjawisko to jest tłumaczone połączeniem sieci spękań powstałych we wcześniejszym etapie nagrzewania oraz wzrostem liczby szczelin. Badania przepuszczalności wykazały gwałtowny jej wzrost powyżej temperatury 500 C, spowodowany wyraźnym wzrostem porowatości. Ponadto Tian i inni [10] zauważyli różne trendy zachowań przepuszczalności w przypadku piaskowców poddanych temperaturom poniżej 200 C. Badania zespołu Małkowskiego [6], na skałach karbońskich, wykazały, że warstwę nieprzepuszczalną dla migracji gazów mogą stanowić łupki ilasto-piaszczyste, pod warunkiem, że nie ulegną one znacznej destrukcji na skutek działania temperatury. Jak wynika z dotychczasowego stanu wiedzy, badania właściwości fizycznych w zakresie porowatości i przepuszczalności skał sąsiadujących z potencjalnym georektorem, są niezbędne przy planowaniu przedsięwzięcia podziemnego zgazowania węgla. W artykule przedstawiono wyniki badań zmian porowatości otwartej i przepuszczalności skał płonnych górotworu karbońskiego iłowców i piaskowców o różnym uziarnieniu, ogrzewanych w temperaturze 600 i 1000 C. Na podstawie wyników przeprowadzonych badań, wykazano, że działanie zadanej temperatury powoduje przyrost badanych parametrów w sposób znacznie zróżnicowany w zależności od typu skały i pochodzenia materiału skalnego. 2. Metodyka badań Badania porowatości i przepuszczalności skał sąsiadujących z potencjalnym georektorem zostały przeprowadzone na próbkach iłowców i piaskowców o różnym uziarnieniu. Skały pobrano z wszystkich obecnie eksploatowanych grup stratygraficznych karbonu produktywnego, w obszarach górniczych czynnych kopalń, zlokalizowanych w różnych rejonach Górnośląskiego Zagłębia Węglowego. Przed przeprowadzeniem badań z każdego rodzaju skał przygotowano serię próbek w kształcie walca o średnicy 30 mm i 60 mm. Przebadano 29 serii skał płonnych: 7 serii iłowców, 4 serie piaskowców gruboziarnistych, 9 serii piaskowców średnioziarnistych i 9 serii piaskowców drobnoziarnistych. Przygotowane serie skał poddano obróbce termicznej w piecu oporowym, w temperaturze 600 i 1000 C, przez czas 8 godzin. Z każdej serii skał wydzielono próbki, na których badania przeprowadzono w stanie powietrzno-suchym bez wcześniejszego ogrzewania. Badania porowatości otwartej oraz przepuszczalności przeprowadzono, wykorzystując nowoczesną aparaturę, będącą na wyposażeniu Pracowni Hydrogeologii Górniczej i Środowiskowej Zakładu Geologii i Geofizyki GIG. Do oznaczenia porowatości otwartej zastosowano metodę próżniową, która polega na odpompowaniu powietrza z naczynia, w którym umieszczone są próbki badanych skał, a następnie powolnym zatopieniu ich w cieczy, przy stale utrzymywanej próżni. Wielkość porowatości otwartej wyrażonej wartością współczynnika n o w przybliżeniu odpowiada największej wartości, dostępnych dla gazu i cieczy, pojemności wolnych przestrzeni w skale. Wartość tego parametru podaje się bezwymiarowo lub procentowo. Badania przepuszczalności próbek skalnych w postaci rdzeni przeprowadzono na przepuszczalnościomierzu PDPK 400. Pomiary przepuszczalności wyrażone współczynnikiem przepuszczalności K p zostały wykonane metodą gazoprzepuszczalności. Przepuszczalnościomierz PDPK 400 mierzy przepuszczalność gazu (azotu) wnikającego i przechodzącego przez próbkę w punkcie pomiarowym. Pomiary wykonano na rdzeniach prostopadle do uławicenia. Ze względu na zbyt małe średnice rdzeni (30 mm) wykonanie badań równolegle do uławicenia było niemożliwe. Uzyskane współczynniki przepuszczalności, wyrażone w milidarcy, przeliczono na współczynniki filtracji dla wody i wyrażono w metrach na sekundę. 3. Wyniki badań porowatości skał płonnych poddanych działaniu różnych temperatur i ich analiza W celu przeanalizowania zmian porowatości otwartej skał poddanych działaniu temperatury 600 i 1000 C, posłużono się wartością znormalizowaną, będącą stosunkiem wartości porowatości uzyskanej po działaniu wybranych temperatur do wartości uzyskanej dla próbki w stanie powietrzno-suchym. Porowatość otwarta przebadana na próbkach z wytypowanych serii skał ilastych, w stanie powietrzno-suchym wahała się w zakresie od 1,8 (iłowiec warstwy porębskie) do około 9,5% (iłowiec warstwy łaziskie). Zmianę znormalizowanej wartości porowatości otwartej skał ilastych po działaniu temperatury 600 i 1000 C przedstawiono na rysunku 1. Na podstawie zmian można zauważyć, że po działaniu temperatury 600 C i 1000 C wartość porowatości stopniowo wzrosła dla wszystkich badanych próbek. Przedział wartości zmian po działaniu temperatury 600 C wyniósł od około 40% (iłowiec warstwy łaziskie) do ponad 360% (iłowiec zapiaszczony warstwy porębskie). Po działaniu temperatury 1000 C wartość porowatości zmieniała się w granicach 20%

118 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Rys. 1. Zmiana znormalizowanej wartości porowatości otwartej iłowców po działaniu temperatury 600 C i 1000 C Fig. 1. Changing the normalized value of the open porosity claystones after the temperature of 600 C and 1000 C (iłowiec warstwy łaziskie) do ponad 600% (iłowiec zapiaszczony warstwy porębskie). Na przykładzie badań iłowca z warstw łaziskich oraz iłowca zapiaszczonego z warstw porębskich można także stwierdzić, że wzrost porowatości był tym większy, im mniejsza była jej wartość w stanie powietrzno-suchym. Próbki iłowców o stosunkowo dużej porowatości, odnotowanej w stanie powietrzno-suchym (9,5% warstwy łaziskie i 5,3% warstwy orzeskie) po działaniu temperatury 1000 C nie wykazały już większych zmian w stosunku do wartości uzyskanych po działaniu temperatury 600 C, a nawet zauważalny był ich nieznaczny spadek. Znormalizowaną wartość porowatości otwartej piaskowców gruboziarnistych po działaniu temperatury 600 i 1000 C przedstawiono na rysunku 2. Porowatość piaskowców gruboziarnistych w stanie powietrzno-suchym zmieniała się w zakresie od 3,18% do około 19%. Granice przedziału tych wartości stanowiły porowatość otwartą piaskowców z warstw libiąskich. Maksymalny wzrost porowatości po działaniu temperatury 600 C wynoszący około 109%, odnotowano dla jednego z piaskowców warstw libiąskich, natomiast najmniejszy, wynoszący 12% dla piaskowca warstw łaziskich. Wartości te wskazują na niewielkie zmiany porowatości w tym zakresie temperatury. Ogrzewanie jednego z piaskowców warstw łaziskich w temperaturze 1000 C spowodowało ponad 6,5-krotny wzrost jego porowatości, podczas gdy porowatość pozostałych piaskowców nie uległa większym zmianom, w porównaniu do wartości odnotowanej po działaniu temperatury 600 C. Warto podkreślić, że podobnie jak w przypadku skał ilastych, największy wzrost porowatości wystąpił dla próbki piaskowca o najmniejszej wartości w stanie powietrzno-suchym, z kolei najmniejsze zmiany wystąpiły w próbce o największej porowatości wyjściowej. Zmianę znormalizowanej porowatości otwartej dla piaskowców średnioziarnistych po działaniu temperatury 600 i 1000 C przedstawiono na rysunku 3. Wartość porowatości otwartej piaskowców średnioziarnistych w stanie powietrzno-suchym zmieniała się dla warstw: łaziskich od 4,8% do 15,7%; siodłowych od 5,3% do 8,5%; porębskich od 3,1% do 4,4%. Na podstawie pomiarów wykonanych na próbkach w stanie powietrzno-suchym można stwierdzić, że największą porowatością otwartą, jak również największą jej zmiennością, charakteryzują się piaskowce młodszych ogniw litostratygraficznych. Po działaniu temperatury 600 C, porowatość wszystkich badanych próbek piaskowców średnioziarnistych wzrosła, a przedział wartości tych zmian wahał się od 20% do 164%, w stosunku do wartości uzyskanej w stanie powietrzno- -suchym. Skrajne wartości z przedziału zmian należały do piaskowców średnioziarnistych pochodzących z warstw Rys. 2. Zmiana znormalizowanej wartości porowatości otwartej piaskowców gruboziarnistych po działaniu temperatury 600 C i 1000 C Fig. 2. Changing the normalized value of the open porosity coarse-grained sandstones after the temperature of 600 C and 1000 C

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 119 Rys. 3. Zmiana znormalizowanej wartości porowatości otwartej piaskowców średnioziarnistych po działaniu temperatury 600 C i 1000 C Fig. 3. Changing the normalized value of the open porosity medium-grained sandstones after the temperature of 600 C and 1000 C łaziskich. Oddziaływanie temperatury 1000 C, generalnie, spowodowało wzrost porowatości próbek. Największą zmianę wykazały piaskowce o najmniejszej porowatości w stanie powietrzno-suchym z warstw łaziskich i porębskich. Piaskowce średnioziarniste, odznaczające się dużą porowatością w stanie powietrzno-suchym (warstwy łaziskie), po działaniu temperatury 1000 C, podobnie jak w przypadku iłowców i piaskowców gruboziarnistych, nie wykazały większych zmian. Porowatość otwarta piaskowców drobnoziarnistych w stanie powietrzno-suchym wyniosła od około 5,1% (warstwy porębskie) do blisko 9% (warstwy łaziskie). Obserwując zmianę wartości porowatości otwartej, badanej na próbkach skał w stanie powietrzno-suchym, podobnie jak w przypadku piaskowców gruboziarnistych i średnioziarnistych, można stwierdzić, że jej wartość jest tym większa, im młodsze są skały. Porowatość piaskowców drobnoziarnistych po oddziaływaniu temperatury 600 C wzrosła w zakresie od 17% do 96%, w porównaniu z jej wartością uzyskaną na próbkach nieogrzewanych (rys. 4). Najmniejszy wzrost porowatości po działaniu tej temperatury odnotowano dla piaskowca z warstw orzeskich, którego wartość porowatości w stanie powietrzno-suchym wynosiła około 8% i była jedną z wyższych odnotowywanych wśród grupy nieogrzewanych piaskowców drobnoziarnistych. Większość piaskowców drobnoziarnistych po oddziaływaniu temperatury 1000 C wykazała wzrost porowatości oscylujący na poziomie 2 2,5-krotności jej wartości w stanie powietrzno-suchym. Największy wzrost porowatości otwartej w tej temperaturze (blisko 4-krotny) wykazał jeden z piaskowców drobnoziarnistych warstw rudzkich, odznaczający się jedną z najmniejszych porowatości, wyznaczonych dla piaskowców drobnoziarnistych w stanie powietrzno-suchym (5,1%). Najmniejszy wzrost odnotowano dla piaskowca z warstw orzeskich, podobnie jak miało to miejsce po działaniu temperatury 600 C. 4. Wyniki badań współczynnika filtracji skał płonnych poddanych działaniu różnych temperatur i ich analiza Analizę zmian przepuszczalności skał, spowodowanych wpływem temperatury, przeprowadzono na podstawie znormalizowanej wartości współczynnika filtracji, będącej ilorazem jego wartości zmierzonej po działaniu wybranej temperatury (600 C i 1000 C) i wartości zmierzonej na próbkach w stanie powietrzno-suchym. Rys. 4. Zmiana znormalizowanej wartości porowatości otwartej piaskowców drobnoziarnistych po działaniu temperatury 600 C i 1000 C Fig. 4. Changing the normalized value of the open porosity fine-grained sandstones after the temperature of 600 C and 1000 C

120 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Brak płaskiej powierzchni w przypadku niektórych próbek po obróbce termicznej, uniemożliwił przeprowadzenie dla nich badania przepuszczalności. W szczególności pomiar był utrudniony dla próbek iłowców, gdzie spora ich część uległa dezintegracji po działaniu temperatury. Z tego względu dane przedstawione na wykresach dotyczą tylko tych próbek, dla których badanie było możliwe do przeprowadzenia. Uzyskane wartości współczynnika filtracji zostały odniesione do podziału skał według ich właściwości filtracyjnych, na podstawie opracowania Pazdro i Kozerskiego [8], który przedstawiono w tabeli 1. Tablica 1. Podział skał według właściwości filtracyjnych według Pazdro i Kozerskiego [8] Table 1. Distribution of rocks by filtration properties by Pazdro and Kozerski [8] Charakter przepuszczalności Współczynnik filtracji k, m/s Bardzo dobra >10-3 Dobra 10-3 10-4 Średnia 10-4 10-5 Słaba 10-5 10-6 Skały półprzepuszczalne 10-6 10-8 Skały nieprzepuszczalne >10-8 Na rysunku 5 przedstawiono zmianę znormalizowanej wartości współczynnika filtracji badanych próbek iłowców po działaniu temperatury 600 C i 1000 C. Wartość współczynnika filtracji w stanie powietrzno-suchym dla wszystkich badanych próbek iłowców wskazała na ich nieprzepuszczalny charakter. Po działaniu temperatury 600 C, w przypadku wszystkich iłowców zaobserwowano wzrost wartości współczynnika filtracji w zakresie od 82% (warstwy orzeskie) do blisko 600% (warstwy łaziskie) (rys. 5). Wartość współczynnika filtracji po działaniu temperatury 1000 C można było określić tylko dla trzech próbek iłowców. Niemniej jednak po działaniu tej temperatury obserwowano również wzrost przepuszczalności tych skał w stosunku do przepuszczalności oznaczonej na próbkach w stanie powietrzno-suchym. Na podstawie iłowca z warstw rudzkich i jaklowieckich można stwierdzić, że przepuszczalność wzrosła, w porównaniu z wynikiem otrzymanym po działaniu temperatury 600 C. Pomimo obserwowanego wzrostu przepuszczalności próbek, wartości współczynnika filtracji wskazują, że próbki zachowały swój nieprzepuszczalny charakter. Piaskowce gruboziarniste, po określeniu ich współczynnika filtracji w stanie powietrzno-suchym, według charakteru przepuszczalności sklasyfikowanego przez Pazdro i Kozerskiego (1990), wykazywały bardzo zróżnicowaną jej jakość od średnio przepuszczalnej (warstwy libiąskie), przez słabo przepuszczalną (warstwy łaziskie), półprzepuszczalną (warstwy siodłowe), po nieprzepuszczalną (warstwy libiąskie), co prawdopodobnie jest związane z głębokością ich zalegania [7,9]. Na rysunku 6 przedstawiono zmianę znormalizowanej wartości współczynnika filtracji piaskowców gruboziarnistych po działaniu temperatury 600 C i 1000 C. Piaskowiec gruboziarnisty o wartości współczynnika filtracji wskazującej średnią przepuszczalność (warstwy libiąskie), po działaniu temperatury 600 C i 1000 C jako jedyny zmniejszył swoją wartość w stosunku do wartości uzyskanej w temperaturze pokojowej, wykazując w tych temperaturach półprzepuszczalny charakter. Przepuszczalność jednego z piaskowców gruboziarnistych z warstw łaziskich, po działaniu wybranych temperatur praktycznie nie uległa zmianie. Piaskowce z warstw siodłowych i drugi piaskowiec z warstw łaziskich, które wykazywały na podstawie wartości współczynnika filtracji, charakter półprzepuszczalny i nieprzepuszczalny, po działaniu temperatury 600 C i 1000 C wykazały wzrost jego wartości. W przypadku piaskowca z warstw siodłowych wzrost ten był blisko 3,5-krotny po działaniu temperatury 600 C i 10-krotny po działaniu temperatury 1000 C. Dla piaskowca z warstw libiąskich wzrost był 160-krotny (600 C) i ponad 180-krotny (1000 C). W przypadku piaskowca z warstw siodłowych wzrost współczynnika filtracji nie spowodował zmian w charakterze jego przepuszczalności, natomiast w przypadku piaskowca z warstw libiąskich sprawił, że próbka o charakterze nieprzepuszczalnym stała się półprzepuszczalna. Znaczny wzrost przepuszczalności w przypadku próbki tego piaskowca może być spowodowany dużym wzrostem jej porowatości (7-krotny po działaniu temperatury 1000 C). Obserwując znormalizowane wartości współczynnika filtracji po działaniu temperatury 600 C i 1000 C, można stwierdzić, że jej wpływ na piaskowce gruboziarniste spowodował zmniejszenie się wartości współczynnika filtracji (warstwy libiąskie), brak większych zmian (warstwy łaziskie) lub zwiększenie jego wartości (warstwy siodłowe i łaziskie), w zależności od jego wartości w stanie powietrzno-suchym. Wszystkie piaskowce gruboziarniste, bez względu na rodzaj zachodzących zmian, po działaniu temperatury 1000 C wykazały wartość współczynnika filtracji wskazującą na półprzepuszczalny charakter przepuszczalności. Rys. 5. Zmiana znormalizowanej wartości współczynnika filtracji iłowców po działaniu temperatury 600 C i 1000 C Fig. 5. Changing the normalized value of filtration coefficient of claystones after the temperature of 600 C and 1000 C

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 121 Rys. 6. Zmiana znormalizowanej wartości współczynnika filtracji piaskowców gruboziarnistych po działaniu temperatury 600 C i 1000 C Fig. 6. Changing the normalized value of filtration coefficient of coarse-grained sandstones after the temperature of 600 C and 1000 C Zmianę znormalizowanej wartości współczynnika filtracji piaskowców średnioziarnistych po działaniu temperatury 600 C i 1000 C przedstawia rysunek 7. Wartości współczynników filtracji, określone na próbkach piaskowców średnioziarnistych w stanie powietrzno- -suchym, wskazywały na ich nieprzepuszczalny charakter. Tylko jeden z piaskowców średnioziarnistych wykazał wartość wyższą, wskazującą na jego średnią przepuszczalność. Obserwując zmiany znormalizowanej wartości współczynnika filtracji, zachodzące pod wpływem działania temperatury 600 C, można stwierdzić, że przepuszczalność piaskowców średnioziarnistych nieznacznie wzrasta lub nie ulega większym zmianom. Największe zmiany po działaniu tej temperatury obserwuje się dla piaskowca średnioziarnistego z warstw siodłowych, dla którego wzrost był ponad 36-krotny. Oddziaływanie temperatury 600 C na przepuszczalność piaskowców średnioziarnistych z warstw łaziskich nie spowodowało jej większych zmian. Po działaniu temperatury 1000 C, generalnie, obserwuje się wzrost przepuszczalności wśród wszystkich piaskowców średnioziarnistych. Tylko w przypadku jednego z piaskowców pochodzących z warstw łaziskich nie zaobserwowano większych zmian. Piaskowiec ten, przy wcześniejszych badaniach właściwości fizycznych i porowatości także odznaczał się dużą odpornością na działanie temperatury. Największy wzrost współczynnika filtracji (blisko 450-krotny) wystąpił dla próbki jednego z piaskowców średnioziarnistych warstw siodłowych, podobnie jak miało to miejsce po działaniu temperatury 600 C. Wartość współczynnika filtracji dla wszystkich próbek piaskowców średnioziarnistych po działaniu temperatury 1000 C wskazała na ich półprzepuszczalny charakter. Rys. 7. Zmiana znormalizowanej wartości współczynnika filtracji piaskowców średnioziarnistych po działaniu temperatury 600 C i 1000 C Fig. 7. Changing the normalized value of filtration coefficient of medium-grained sandstones after the temperature of 600 C and 1000 C

122 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Na rysunku 8 przedstawiono zmianę znormalizowanej wartości współczynnika filtracji dla piaskowców drobnoziarnistych poddanych oddziaływaniu temperatury 600 C i 1000 C. Wartość współczynnika filtracji w stanie powietrzno-suchym wszystkich piaskowców drobnoziarnistych wskazała, że są one nieprzepuszczalne. Oddziaływanie temperatury 600 C nie spowodowało większych zmian w charakterze ich przepuszczalności, a wzrost współczynnika filtracji był bardzo nieznaczny (średnio 7-krotny), w porównaniu z tym zaobserwowanym w temperaturze 1000 C. Najniższy wzrost współczynnika filtracji odnotowany w tej temperaturze był ponad 23-krotny dla piaskowca drobnoziarnistego z warstw rudzkich i aż 1900-krotny dla piaskowca z warstw jaklowieckich. Wszystkie piaskowce drobnoziarniste po działaniu temperatury 1000 C zmieniły swój charakter z nieprzepuszczalnego na półprzepuszczalny. 5. Wnioski Badania porowatości i przepuszczalności skał w aspekcie ich zmian pod wpływem temperatury w tak szerokim zakresie mają znaczenie poznawcze i praktyczne. Aspekt ten jest ważny w przypadku planowania przedsięwzięcia podziemnego zgazowania węgla. Pomimo iż wiadomo, że parametry te wzrastają wraz z temperaturą jaka panuje w górotworze, zakresy tych zmian będą decydować o właściwościach filtracyjnych otoczenia zgazowanego pokładu i pomyślności procesu. W przypadku prowadzenia procesu podziemnego zgazowania węgla i niekorzystnego rozkładu naprężeń, w którym znaczący udział mogą mieć naprężenia termiczne, zmiana właściwości skał otaczających georeaktor, w tym porowatości i przepuszczalności, może wpłynąć na stateczność komory powstałej po zgazowaniu węgla oraz na wielkość odkształceń górotworu. Z przeprowadzonych badań laboratoryjnych porowatości i współczynnika filtracji iłowców i piaskowców karbońskich, które były wygrzewane w temperaturze 600 C i 1000 C wynika, że: Porowatość badanych skał osadowych pod wpływem temperatury 600 i 1000 C zwiększała się. Największy wzrost porowatości był charakterystyczny dla iłowców i piaskowców, dla których stwierdzono małe wartości porowatości otwartej w stanie powietrzno-suchym w porównaniu z całą populacją próbek o danym uziarnieniu. W przypadku, gdy próbki w stanie powietrzno-suchym wykazywały dużą porowatość, jej zmiana pod wpływem działania temperatury 600 C była nieznaczna. Po ogrzewaniu ich w temperaturze 1000 C porowatość nie ulegała większym zmianom. Największą zmienność porowatości wśród piaskowców gruboziarnistych i średnioziarnistych zarówno w stanie powietrzno-suchym, jak i po ich wygrzaniu wykazywały piaskowce z najmłodszych warstw litostratygraficznych z warstw libiąskich i łaziskich. Oddziaływanie temperatury 600 C i 1000 C, powodowało wzrost współczynnika filtracji wszystkich rodzajów badanych skał. Warto podkreślić, że w temperaturze 600 C następował jego nieznaczny wzrost, który nie wpływał na zmianę charakteru przepuszczalności badanych próbek. Wzrost współczynnika filtracji po działaniu temperatury 1000 C na badane iłowce, nie spowodował zmian w charakterze ich przepuszczalności, w przeciwieństwie do badanych piaskowców. Literatura 1. Bednarczyk J.: Rozwój technologii podziemnego zgazowania węgla i perspektywy jej przemysłowego wdrożenia. Górnictwo i Geoinżynieria 2007, R. 31, z. 3, 87 104. 2. Brotóns V., Tomás R., Ivorra S., Alarcón J.C.: Temperature influence on the physical and mechanical properties of a porous rock: San Julian s calcarenite. Engineering Geology 2013, Vol. 167, 117 127. Rys. 8. Zmiana znormalizowanej wartości współczynnika filtracji piaskowców drobnoziarnistych po działaniu temperatury 600 C i 1000 C Fig. 8. Changing the normalized value of filtration coefficient of fine-grained sandstones after the temperature of 600 C and 1000 C

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 123 3. Chaki S., Takarli M., Agbodjan W.P.: Influence of thermal damage on physical properties on a granite rock: Porosity, permeability and ultrasonic wave evolutions. Construction and Building Materials 2008, Vol. 22, Issue 7, 1456 1461. 4. Kapusta K., Stańczyk K., Korczak K., Pankiewicz M., Wiatowski M.: Wybrane aspekty oddziaływania procesu podziemnego zgazowania węgla na środowisko wodne. Prace Naukowe GIG: Górnictwo i Środowisko 2010, Nr 4, 17 27. 5. Ludwik-Pardała M.: Przegląd przyczyn i mechanizmów migracji gazów powstałych w procesie podziemnego zgazowania węgla. Przegląd Górniczy 2013, Nr 3, 77 84. 6. Małkowski P., Skrzypkowski K., Bożęcki P.: Zmiany zachowania się skał pod wpływem wysokich temperatur w rejonie georeaktora. Prace Naukowe GIG: Górnictwo i Środowisko 2011, Nr 4/2, 259 272. 7. Paczyński B., Sadurski A. (red.): Hydrogeologia regionalna Polski. Tom II Wody mineralne, lecznicze i termalne oraz kopalniane. Państwowy Instytut Geologiczny. Warszawa 2007. 8. Pazdro Z., Kozerski B.: Hydrogeologia ogólna. Wyd. III, Wydawnictwo Geologiczne, Warszawa 1990. 9. Różkowski A.: Środowisko hydrogeologiczne wód geotermalnych w utworach karbonu produktywnego Górnośląskiego Zagłębia Węglowego. Technika Poszukiwań Geologicznych, Geosynoptyka i Geotermia 2001, Nr 5, 51 62. 10. Tian H., Kempka T., Xu N.-X., Ziegler M.: Physical Properties of Sandstone After High Temperature Treatment. Rock Mechanics and Rock Engineering 2012, Vol. 45, 1113 1117. 11. Walter K.: Fire in the Hole. Lawrence Livermore National Laboratory. ST&R April 2007. 12. Yavuz H., Demirdag S., Caran S.: Thermal effect on the physical properties of carbonate rocks. International Journal of Rock Mechanics and Mining Sciences 2010, Vol. 47, 94 103. 13. Younger P.L.: Hydrogeological and geomechanical aspects of underground coal gasification and its direct coupling to carbon capture and storage. Mine Water and the Enviroment 2011, Vol 30, Issue 2, 127-140.

124 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 UKD 001.891.5: 005.585: 005.591 Infiltracja efektywna w zlewniach podziemnych potoku Pagor oraz zbiorników wodnych Kuźnica Warężyńska, Pogoria I, Pogoria II i Pogoria III zlokalizowanych w obszarze Kotliny Dąbrowskiej (województwo śląskie) Recharging infiltration in groundwater basin of Pagor stream and Kuźnica Warężyńska, Pogoria I, Pogoria II and Pogoria III reservoirs located in the Dąbrowska valley (Silesian Voivodeship) Dr Janusz Kropka* ) Mgr Łukasz Jagliński* ) Treść: Zlewnia hydrogeologiczna potoku Pagor położona jest w zachodniej części Kotliny Dąbrowskiej. Zbiorniki wodne Kuźnica Warężyńska, Pogoria I, Pogoria II i Pogoria III, zlokalizowane we wschodniej części Kotliny, powstały w wyniku rekultywacji wodnej czterech, odkrywkowych wyrobisk kopalń piasku w latach 1943-2006. Infiltrację efektywną opadów I E określono dla dziesięciu cząstkowych zlewni podziemnych w zasięgu drenującego wpływu potoku Pagor, wspomnianych zbiorników oraz dodatkowo zlewni, tzw. Rowu opaskowego, zlokalizowanej wzdłuż północno-zachodniego brzegu zbiornika Pogoria III. Powierzchnie zlewni podziemnych wahały się od 0,25 do 9,6 km 2. Infiltrację obliczono metodą hydrologiczną oraz bilansu wodnego. Infiltracja efektywna w zlewniach wahała się w przedziale od 3,2 do 104,8%, tj. od q g =0,62 do q g =20,7 dm 3 /s km 2. Wskaźnik infiltracji opadów H g wahał się od 0,020 do 0,652 m. Abstract: Hydrogeological basin of Pagor stream is situated in the western part of the Dąbrowska valley. Kuźnica Warężyńska, Pogoria I, Pogoria II and Pogoria III reservoirs which are located in the eastern part of the valley, emerged in the course of water reclamation of four open sand pits in the years 1943-2006. Recharging infiltration I E was defined for ten partial groundwater basins within the draining influence of Pagor stream, mentioned reservoirs and, additionally, the basin of the so called surrounding collector trench, located along the north-west bank of Pogoria III reservoir. The areas of groundwater basins ranged from 0,25 to 9,6 km2. The infiltration was calculated by means of hydrological and water balance methods. Recharging infiltration of precipitation IE in the basins ranged from 3,2 to 104,8%, i.e. from q g = 0,62 to q g = 20,7 dm3/s km2. Infiltration coefficient of precipitation H g ranged from 0,020 to 0,652 m. Słowa kluczowe: infiltracja efektywna, plejstoceński poziom wodonośny, zlewnie potoku Pagor i zbiorników wodnych, Kotlina Dąbrowska Key words: recharging infiltration, Pleistocene aquifer, basins of Pagor stream and reservoirs, the Dąbrowska valley 1. Wprowadzenie Zlewnia potoku Pagor, prawobrzeżnego dopływu Przemszy, położona jest w zachodniej części Kotliny Dąbrowskiej (KD). Cztery zbiorniki wodne: Kuźnica Warężyńska (KW), Pogoria * ) Uniwersytet Śląski, Wydział Nauk o Ziemi, Katedra Hydrogeologii i Geologii Inżynierskiej, Sosnowiec I (PI), Pogoria II (PII) oraz Pogoria III (PIII), położone są we wschodniej części Kotliny. Zbiorniki KW i PIII zlokalizowane są w osi doliny kopalnej Przemszy (rys. 1). Obszar badań jest położony w północno-wschodnim obrzeżeniu Górnośląskiego Zagłębia Węglowego, w środkowej części województwa śląskiego. W przeszłości, głównie w XX w., na obszarze tym prowadzono odkrywkową eksploatację piasków podsadzkowych. W kolejnych latach po zakończeniu eksplo-

300 Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 125 atacji górniczej, odkrywkowe wyrobiska były rekultywowane w kierunku wodnym. Dla trzech zbiorników: PI, PII i PIII, nie zachowały się dokumentacje techniczne opisujące te prace. Zbiornik KW powstał w latach 2003-2006 [7, 8]. Opracowana według stanu na wrzesień 2012 r. mapa hydroizohips plejstoceńskiego poziomu wodonośnego KD [4], umożliwiła zdefiniowanie granic i powierzchni zlewni (sektorów), a dokonana identyfikacja przepływających cieków powierzchniowych przez obszar Kotliny, pomogła w wyborze lokalizacji przekrojów hydrometrycznych na potoku Pagor oraz rzekach Trzebyczce i Pogorii. W publikacji przedstawiono wyniki obliczeń infiltracji efektywnej I E w zlewniach podziemnych dla roku hydrologicznego 2013, tj. okresu od 01.11.2012 r. do 31.10.2013 r. Rozpoznanie warunków hydrogeologicznych w granicach zlewni podziemnej plejstoceńskiego poziomu wodonośnego o całkowitej powierzchni 44,7 km 2, umożliwiło wydzielenie łącznie jedenastu cząstkowych zlewni (sektorów) podziemnych: trzech w granicach zlewni podziemnej potoku Pagor, czterech w zlewni zbiornika KW, po jednej w zlewniach zbiorników PI, PII i PIII, oraz dodatkowo w niewielkiej zlewni Rowu opaskowego (Ro), położonej wzdłuż północno-zachodniego brzegu zbiornika PIII (rys. 1). Obliczenia bilansowe wykonano w oparciu o jedną serię pomiarów natężenia przepływu wody w wyznaczonych przekrojach hydrometrycznych. Pomiary zostały wykonane w sierpniu i wrześniu 2013 r., pod koniec trwających kilkanaście dni okresów bezdeszczowych, w miesiącach charakteryzujących się suszą hydrologiczną: opad w lipcu wyniósł 31,8 mm, w sierpniu 32,3 mm, we wrześniu 2013 r. 31,8 mm. 2. Metodyka badań i obliczeń 2.1. Zlewnia podziemna potoku Pagor Infiltrację efektywną I E w granicach zlewni podziemnej potoku Pagor, o powierzchni 11,4 km 2, obliczono metodą PG 4,2 3,2 0,62 PŚR 3,4 7,7 1,53 PD 3,8 - - Przemsza Q dkp Pz-1 Q antr. 275 280 285 NPP 280 Pz-16 A C D B 295 290 Oś doliny kopalnej Przemszy Użytkowe piętra wodonośne: czwartorzęd trias karbon Zasięg piętra wodonośnego Granice cząstkowych zlewni podziemnych (sektorów) Normalny poziom piętrzenia wody w zbiorniku Hydroizohipsy plejstoceńskiego poziomu wodonośnego [m n.p.m.] Kierunki przepływu wody podziemnej w plejstoceńskim poziomie wodonośnym: główne, w dolinie kopalnej Przemszy lokalne przepływy filtracyjne wody Źródła Piezometry monitoringu lokalnego plejstoceńskiego poziomu wodonośnego wokół zbiornika wodnego Kuźnica Warężyńska Ujęcia wody podziemnej z plejstoceńskiego poziomu wodonośnego Symbol zlewni cząstkowej Powierzchnia zlewni cząstkowej [km 2 ] Infiltracja efektywna [%] Moduł odpływu podziemnego [l/s*km 2 ] Teren przemysłowy zakładu ArcelorMittal (nieuwzględniony w zlewni podziemnej) 285 280 Pagor P KW,P PI, P,P PII PIII Q P, QT Q dkp, P dt Q ipiii, Q ipii, Q iro Q itsk 275 KWS 3,1 15,0 2,95 PIII 7,35 42,1 8,3 KWW 0,6 20,0 4,0 Przemsza Zb. Kuźnica Warężyńska NPP=264,0 PKW E KW Pz-15 Pz-7 Q Pz-14 ipiii D Pz-18 Pz-13 zckw DjzKW Pz-9 Pz-19 Pz-20 Pz-12 Pz-11 Pz-10 Zb. Pogoria III NPP=261,0 PPIII Q iro EPIII D Ro 0,25 42,1 8,4 Q antr. Pogoria 270 Q P 265 PIII 262,5 265 270 Zb. Pogoria II NPP=263,0 PPII EPII D 267,5 Trzebyczka 275 280 285 D s Zb. Pogoria I NPP=274,0 PPI EPI D 272,5 PI 290 Pogoria Elementy bilansu wodnego plejstoceńskiego poziomu wodonośnego Kotliny Dąbrowskiej: Zasilanie wodami opadowymi na powierzchnię zbiornika odpowiednio: Kuźnica Warężyńska, Pogoria I, Pogoria II i Pogoria III Zasilanie zbiornika Kuźnica Warężyńska wodami powierzchniowymi z rzeki Przemszy i Trzebyczki (tzw. węzły rozdziału wody) Q T Q ipii Dopływ wody ze strumienia wody podziemnej płynącej doliną kopalną Przemszy i doliną Trzebyczki Przepływ filtracyjny wody ze zbiornika Kuźnica Warężyńska do zlewni podziemnej zbiornika Pogoria III, ze zbiornika Pogoria I do zlewni podziemnej zbiornika Pogoria II oraz ze zbiornika Pogoria III do rowu opaskowego Infiltracja wody ze starego koryta rzeki Trzebyczka Q antr. Pz-2 Q antr. E KW, E PI, E, E Rys. 1. Mapa hydrogeologiczna plejstoceńskiego poziomu wodonośnego Kotliny Dąbrowskiej Fig. 1. Hydrogeological map of Pleistocene aquifer of Dąbrowska Valley Pz-16 Pz-17 Pz-8 PII Pz-5 Pz-6 Pz-3 Pz-4 PII PIII D jzkw D zckw D s D PI,D PII, D KWN 9,6 35,0 6,89 Q itsk PIII KWSE 2,65 30,0 5,89 PII 1,45 103,5 20,7 295 Trzebyczka PI 8,3 37,8 7,47 Q dt Zasilanie tzw. wodami pochodzenia antropogenicznego Parowanie rzeczywiste z powierzchni wody zbiornika odpowiednio: Kuźnica Warężyńska, Pogoria I, Pogoria II i Pogoria III Odpływ powierzchniowy wody jazem zrzutowym ze zbiornika Kuźnica Warężńska do Przemszy Przepływ filtracyjny wody przez zaporę czołową zbiornika Pobór wody z plejstoceńskiego poziomu wodonośnego ujęciami studziennymi Dopływ wody podziemnej (z drenażu plejstoceńskiego poziomu wodonośnego) do zbiorników wodnych

126 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 hydrologiczną. Mapa hydroizohips plejstoceńskiego poziomu wodonośnego (rys. 1) oraz lokalizacja przekrojów hydrometrycznych Pa1, Pa2 i Pa3, dzielą omawiany obszar na trzy sektory: górny (PG) o powierzchni 4,2 km 2, środkowy (PŚR) o powierzchni 3,4 km 2 oraz dolny (PD) o powierzchni 3,8 km 2. Wyniki pomiarów hydrometrycznych pozwoliły określić charakter kontaktów hydraulicznych wód powierzchniowych potoku Pagor z wodami plejstoceńskiego poziomu wodonośnego, oraz pozwoliły oszacować infiltrację efektywną we wspomnianych sektorach. Brak kanalizacji sanitarnej w sołectwach położonych w granicach omawianych sektorów powoduje, że w zasilaniu plejstoceńskiego poziomu wodonośnego, obok wód związanych z awariami sieci wodociągowych, biorą udział ścieki komunalne z gospodarstw wiejskich. Równania określające infiltrację efektywną w wydzielonych sektorach w zlewni podziemnej potoku Pagor przyjmują postać: I EPG = Q gpg = Q Pa1 Q antr. I EPŚR = Q gpśr = (Q Pa2 Q Pa1 ) Q antr. I EPD = Q gpd = Q Pa3 Q Pa2 gdzie: I EP = Q gpg, Q gpśr, Q gpd infiltracja efektywna równoważna odpływowi podziemnemu z badanych sektorów, m 3 /s; Q Pa1, Q Pa2, Q Pa3 natężenie przepływu wody (m 3 /s) pomierzone w przekrojach hydrometrycznych Pa1, Pa2 i Pa3, zamykających sektory odpowiednio: PG, PŚR, PD; Q antr. udział wód pochodzenia antropogenicznego (m 3 /s) w odpływie podziemnym został oszacowany na 0,001 m 3 /s, na podstawie pracy Kropki i Wróbla [5]; z uwagi na pojedynczą i rozproszoną zabudowę, zasilania tymi wodami nie uwzględniono w sektorze PD. 2.2. Zlewnia podziemna zbiornika wodnego Kuźnica Warężyńska Infiltrację efektywną I E w granicach zlewni podziemnej zbiornika obliczono metodą bilansu wodnego. Do obliczenia wielkości zasilania opadami obszaru wykorzystano wyniki uzyskane z wcześniejszych badań Kropki i Wróbla [5] oraz obliczeń bilansu wodnego zlewni zbiornika [4]. Podstawę obliczeń stanowiły wyniki pomiarów natężenia przepływu wody wykonanych w latach 1996-2004 w rowach północnym N, południowo-wschodnim SE i południowym S, odwadniających odkrywkowe wyrobisko kopalni piasku podsadzkowego KW. Wyznaczenie w obrębie badanej zlewni czterech sektorów różniących się powierzchnią i wielkością infiltracji efektywnej, miało swoje uzasadnienie w różnicach wykształcenia geologicznego powierzchniowych utworów czwartorzędu oraz wynikach badań środowiskowych obszaru. 2.3. Zlewnie podziemne zbiorników wodnych Pogoria I, Pogoria II i Pogoria III Infiltrację efektywną I E w granicach zlewni podziemnych zbiorników wodnych PI, PII i PIII obliczono metodą hydrologiczną oraz bilansu wodnego. Przekroje hydrometryczne na rzece Pogoria (Po1, Po2, Po3 i Po4) dzielą omawiany obszar, o całkowitej powierzchni 20,10 km 2, na trzy zlewnie cząstkowe o całkowitej powierzchni (łącznie z powierzchnią zbiornika): zbiornika PI 9,03 km 2, zbiornika PII 1,63 km 2 oraz zbiornika PIII 9,44 km 2. Po odjęciu powierzchni zbiorników, powierzchnia zlewni cząstkowych wyniosła odpowiednio 8,3; 1,45 i 7,35 km 2 (tabl. 1 i 2; rys. 1). Infiltrację efektywną dla wspomnianych cząstkowych zlewni podziemnych oszacowano według następujących równań bilansowych: Tablica 1. Infiltracja efektywna w wydzielonych zlewniach podziemnych (sektorach) w granicach plejstoceńskiego poziomu wodonośnego Kotliny Dąbrowskiej w roku hydrologicznym 2013 Table 1. Recharging infiltration in separated groundwater basins (sections) within the Pleistocene aquifer of the Dąbrowska valley in hydrological year 2013 Zlewnia A Równanie bilansowe służące obliczeniom 3 3 3 3 P Q g q g I E H g 2 podziemna, P infiltracji efektywnej rz dm 3 /s sektor km 2 mm m 3 /s km 2 % m górny; PG 4 Q Pa1 Q antr 4,2 0,0026 0,62 3,2 0,020 środkowy; PŚR (Q Pa2 Q Pa1 ) Q antr 3,4 0,0052 1,53 7,7 0,048 dolny; PD Q Pa3 Q Pa2 3,8-0,0012 KWN [Q gkwn =Q N -Q dkp -Q antr ] 5 9,6 0,066 6,89 35,0 0,217 KWSE [Q gkwse =Q SE -Q izb -Q antr ] 5 2,65 0,016 5,89 30,0 0,190 550 KWS [Q gkws =Q S2 -Q S1 ] 5 3,1 0,009 2,95 15,0 0,092 622 KWW - 0,6 0,002 4,00 20,0 0,105 PI I EPI +P PI +Q dt +Q antr. =D PI +E PI + D ipii +D S 8,3 0,062 7,47 37,8 0,236 PII I EPII +P PII +Q ipii +Q itsk =D PII +E PII 1,45 0,030 20,7 104,8 0,652 PIII I EPIII +P PIII +Q ipiii +Q antr. =D PIII + E PIII +D Ro 7,35 0,061 8,30 42,1 0,262 Ro Q Ro 0,25 0,002 8,32 42,1 6 0,262 1 powierzchnia zlewni, sektorów; 2 odpowiednio: opad atmosferyczny oraz rzeczywisty opad atmosferyczny; opad pomierzony na posterunku opadowym WNoZ w Sosnowcu, powiększony o stałą poprawkę zgodnie z Kowalczyk, Ujdą [3]; 3 odpowiednio: dopływ podziemny, moduł odpływu podziemnego, infiltracja efektywna oraz wskaźnik infiltracji opadów (odpływu podziemnego); 4 oznaczenia sektorów, zlewni; 5 równania bilansowe dla warunków odkrywkowej eksploatacji górniczej kopalni KW [5], następnie kontrolowane metodą kolejnych przybliżeń z relacji: I EKW = Rozchody wody w zlewni podziemnej zbiornika Przychody wody w zlewni podziemnej zbiornika; 6 wielkość infiltracji efektywnej w zlewni Ro, tożsama z wielkością infiltracji w zlewni PIIII. Źródło: opracowanie własne 1 area of basin, sections; 2 accordingly: precipitation and actual precipitation; precipitation measured at precipitation stand of Faculty of Earth Sciences in Sosnowiec, increased by a fixed correction according to Kowalczyk, Ujdą [3]; 3 accordingly: groundwater inflow, specific groundwater runoff, recharging infiltration and coefficient of precipitation infiltration (underground runoff); 4 marking of sections, basin; 5 hydrological water balance equation for the conditions of open excavation in KW sand mine [5], then controlled by means of further approximations from the relation: I EKW = Water runoff in groundwater basin Water inflow in groundwater basin; 6 - the value of recharging infiltration in Ro basin identical to the value of infiltration in PIIII basin. Source: the author s study

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 127 Tablica 2. Bilans wodny plejstoceńskiego poziomu wodonośnego w granicach zlewni podziemnych zbiorników wodnych Pogoria I (PI), Pogoria II (PII) i Pogoria III (PIII) Table 2. Water balance of Pleistocene aquifer within the borders of groundwater basins of Pogoria I (PI), Pogoria II (PII) and Pogoria III (PIII) reservoirs Zlewnia cząstkowa Zbiornika Pogoria I 9,03 km 2 (w tym powierzchnia zbiornika 0,73 km 2 ) Zbiornika Pogoria II 1,63 km 2 (w tym powierzchnia zbiornika 0,18 km 2 ) Zbiornika Pogoria III 9,44 km 2 (w tym powierzchnia zbiornika 2,09 km 2 ) Elementy bilansu [m 3 /s] Przychody (dopływy) Rozchody (odpływy) Infiltracja efektywna - I EPI 0,062 Opad atmosferyczny na powierzchnię zbiornika - P PI 0,014 Dopływ wody podziemnej z doliny Trzebyczki - Q dt 0,015 Wody pochodzenia antropogenicznego - Q antr. 0,002 Parowanie z powierzchni wody zbiornika - E PI 0,011 Dopływ wody podziemnej (z drenażu plejstoceńskiego poziomu wodonośnego) do zbiornika - D PI 0,070 Przepływ filtracyjny wody (odpływ) ze zbiornika Pogoria I do zlewni cząstkowej zbiornika Pogoria II - D ipii 0,010 Pobór wody z plejstoceńskiego poziomu wodonośnego ujęciami studziennymi ośrodków wypoczynkowych Ds 0,002 Przychody i rozchody razem 0,093 0,093 Infiltracja efektywna - I EPII 0,030 Opad atmosferyczny na powierzchnię zbiornika - P PII 0,004 Przepływ filtracyjny wody (dopływ) do zlewni zbiornika Pogoria II ze zbiornika Pogoria I Q ipii 0,010 Infiltracja wody ze starego koryta Trzebyczki - Q itsk 0,001 Parowanie z powierzchni wody zbiornika - E PII 0,003 Dopływ wody podziemnej (z drenażu plejstoceńskiego poziomu wodonośnego) do zbiornika - D PII 0,042 Przychody i rozchody razem 0,045 0,045 Infiltracja efektywna - I EPIII 0,061 Opad atmosferyczny na powierzchnię zbiornika - P PIII 0,041 Przepływ filtracyjny wody (dopływ) do zlewni zbiornika Pogoria III ze zbiornika Kuźnica Warężyńska Q ipiii 0,055 Wody pochodzenia antropogenicznego - Q antr. 0,001 Parowanie z powierzchni wody zbiornika - E PIII 0,030 Dopływ wody podziemnej (z drenażu plejstoceńskiego poziomu wodonośnego) do zbiornika - D PIII 0,119 Przepływ filtracyjny wody (odpływ) ze zbiornika do rowu opaskowego D Ro 0,009 Przychody i rozchody razem 0,158 0,158 dla zbiornika PI I EPI + P PI + Q dt + Q antr. = D PI + E PI + D ipii + D S dla zbiornika PII I EPII + P PII + Q ipii + Q itsk = D PII + E PII dla zbiornika PIII I EPIII + P PIII + Q ipiii + Q antr. = D PIII + E PIII + D Ro gdzie: I EPI, I EPII, I EPIII infiltracja efektywna równoważna odpływowi podziemnemu z badanych zlewni cząstkowych, m 3 /s; P PI, P PII, P PIII zasilanie bezpośrednie opadami atmosferycznymi (m 3 /s) zbiornika wodnego PI, PII i PIII; Q dt dopływ wody podziemnej (m 3 /s) z doliny Trzebyczki; obliczenia oparto na równaniu Darcy ego [6]; Q antr. udział wód pochodzenia antropogenicznego w zasilaniu plejstoceńskiego poziomu wodonośnego (m 3 /s); D PI, D PII, D PIII dopływ wody podziemnej (z drenażu plejstoceńskiego poziomu wodonośnego) do zbiornika wodnego PI, PII i PIII (m 3 /s), obliczono według następujących równań: D PI = Q Po2 Q Po1 D PII = Q Po3 Q Po2 D PIII = Q Po4 Q Po3 gdzie: Q Po1, Q Po2, Q Po3, Q Po4 natężenie przepływu wody, m 3 /s pomierzone w przekrojach hydrometrycznych Po1, Po2, Po3 i Po4; E PI, E PII, E PIII parowanie z powierzchni wody zbiornika PI, PII i PIII, m 3 /s, określone wg formuły Iwanowa [1; patrz także 4]; D ipii, Q ipii przepływ filtracyjny wody ze zbiornika PI, m 3 /s na zachód, do położonej w bezpośrednim sąsiedztwie zlewni podziemnej zbiornika PII; przepływ ten wynika z wyższej średniej rzędnej zwierciadła wody w zbiorniku PI (+274,0 m) w stosunku do zwierciadła wody w zbiorniku PII (+263,0 m); dla oszacowania przepływu filtracyjnego pomiędzy wspomnianymi zbiornikami wykorzystano schemat Dupuita [9]; D S pobór wody, m 3 /s z plejstoceńskiego poziomu wodonośnego ujęciami studziennymi ośrodków wypoczynkowych zlokalizowanych w rejonie zbiornika PI; Q itsk infiltracja wody ze starego koryta rzeki Trzebyczka, zasilająca plejstoceński poziom wodonośny (m 3 /s); Q ipiii przepływ filtracyjny wody ze zbiornika KW (m 3 /s) do położonej w bezpośrednim sąsiedztwie zlewni podziemnej zbiornika PIII; dla oszacowania przepływu filtracyjnego wykorzystano schemat Dupuita [9]; D Ro przepływ filtracyjny wody, m 3 /s ze zbiornika PIII do rowu opaskowego zlokalizowanego wzdłuż północno-zachodniego brzegu zbiornika.

128 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 3. Dyskusja uzyskanych wyników 3.1. Zlewnia podziemna potoku Pagor Badania wykazały, że w dwóch sektorach PG i PŚR uzyskano bardzo niską infiltrację efektywną, odpowiednio I E =3,2% i I E =7,7%, tj. q g =0,62 dm 3 /s km 2 oraz q g =1,53 dm 3 / s km 2. Wskaźnik infiltracji opadów wynosił H g =0,020 m i H g =0,048 m (tabl. 1). Wartości infiltracji efektywnej są niższe od wielkości I E =9,4% i I E =11,7%, uzyskanych przez Kropkę i Wróbla [5]. Potwierdzają one niekorzystne własności zbiornikowe i filtracyjne utworów plejstocenu w wydzielonych dwóch sektorach zlewni potoku Pagor. Pomiary natężenia przepływu wody w przekroju hydrometrycznym Q Pa3 zamykającym sektor PD (tabl. 1; rys. 1), dały wartość niższą od uzyskanej w przekroju hydrometrycznym Q Pa2 zamykającym sektor PŚR. Zaistniała sytuacja świadczy przypuszczalnie o infiltracji wody z potoku do plejstoceńskiego poziomu wodonośnego sektora PD. 3.2. Zlewnia podziemna zbiornika wodnego Kuźnica Warężyńska W pracy wykorzystano wyniki badań nad infiltracją efektywną prowadzonych w zlewni podziemnej odkrywkowej kopalni piasku KW [5] oraz zbiornika wodnego KW [4]. Wielkości infiltracji efektywnej w trzech sektorach KWN, KWSE i KWS, w których podstawę drenażu wody plejstoceńskiego poziomu wodonośnego stanowiły rowy odwadniające i rząpie pompowni PK-4, oszacowano w pracy [5] na 50,5%, 45,7% i 23,3%. W sektorze KWW, tj. zlewni bezpośredniej rowu zbiorczego, rząpia i pompowni PK-3 o powierzchni 0,82 km 2 ówczesnej kopalni piasku KW, nie wykonywano pomiarów hydrometrycznych umożliwiających dokonanie następnie obliczeń infiltracji efektywnej. Zestawiając bilans wodny zbiornika wodnego KW w części dotyczącej zasilania plejstoceńskiego poziomu wodonośnego [4], autorzy zastosowali metodę kolejnych przybliżeń. Pamiętając o przyczynach zróżnicowania wielkości infiltracji efektywnej w zlewni podziemnej zbiornika, do pierwszych obliczeń bilansowych przyjęto nieco niższe wielkości infiltracji efektywnej w stosunku do wielkości z pracy [5] : 45% dla sektora KWN, 40% dla KWSE i 20% dla KWS, a także dodatkowo przyjęto średnią wielkość 30% dla sektora KWW. W ich wyniku, zasilanie opadami plejstoceńskiego poziomu wodonośnego w zlewni podziemnej zbiornika w roku hydrologicznym 2013 wyniosło 3,816 mln m 3 /r. i spowodowało wyraźną nadwyżkę po stronie przychodów wody (dopływu; 16,809 mln m 3 /r.) nad rozchodami (15,737 mln m 3 /r.), przekraczającą 1,0 mln m 3 /r. W drugim podejściu do obliczeń bilansowych przyjęto zmniejszone wielkości infiltracji efektywnej w zlewniach cząstkowych odpowiednio: 40%, 35%, 15% oraz 25%. Zasilanie opadami wód plejstoceńskiego poziomu wodonośnego wyniosło 3,348 mln m 3 /r., co w dalszym ciągu powodowało wyraźną nadwyżkę po stronie przychodów wody (16,341 mln m 3 /r.) nad rozchodami (15,737 mln m 3 /r.), przekraczającą 0,6 mln m 3 /r. W trzeciej (ostatniej) wersji obliczeń bilansowych, autorzy przyjęli wielkości infiltracji efektywnej w zlewniach cząstkowych: 35% w KWN, 30% w KWSE, 15% w KWS i 20% w KWW. Zasilanie opadami badanego poziomu wodonośnego w roku hydrologicznym 2013 wyniosło 2,933 mln m 3 /r., co stanowiło 18,4% sumarycznego zasilania w bilansie wodnym zlewni. Zdaniem autorów, uzyskano zadowalającą nierówność pomiędzy przychodami a rozchodami wody w badanej zlewni, wynoszącą poniżej 0,2 mln m 3 /r. Moduł odpływu podziemnego oraz wskaźnik infiltracji opadów wahały się w przedziale od q g =2,95 dm 3 / s km 2 i H g =0,092 m w sektorze KWS do q g =6,89 dm 3 /s km 2 i H g =0,217 m w sektorze KWN (tabl. 1). 3.3. Zlewnie podziemne zbiorników wodnych Pogoria I, Pogoria II oraz Pogoria III Głównymi elementami bilansu wodnego, będącymi podstawą do obliczenia infiltracji efektywnej w obszarach omawianych zlewni były (tabl. 2): rzeczywisty opad atmosferyczny na powierzchnię zbiorników (P PI, P PII, P PIII ); dopływ wody podziemnej z doliny Trzebyczki (Q dt ); dopływ wody podziemnej z drenażu plejstoceńskiego poziomu wodonośnego w granicach zlewni zbiorników (D PI, D PII, D PIII ); przepływy filtracyjne wody między zbiornikami (Q ipii, Q ipiii ); parowanie z powierzchni wody zbiorników (E PI, E PII, E PIII ). Bilans wodny plejstoceńskiego poziomu wodonośnego badanych trzech zlewni zbiorników wodnych dla roku hydrologicznego 2013 został zestawiony w tablicy 2. Zdając sobie sprawę z możliwych przybliżeń oraz niezamierzonych błędów, możemy traktować zestawione bilanse wodne jako charakteryzujące się zadowalającą zgodnością wyników. Zlewnie podziemne omawianych zbiorników charakteryzuje różna liczba elementów bilansu wodnego: od ośmiu w zlewni zbiornika PI, poprzez siedem w zlewni zbiornika PIII do sześciu w zlewni zbiornika PII. Poszukiwanym w pracy elementem bilansu wodnego plejstoceńskiego poziomu wodonośnego w granicach badanych trzech zlewni była infiltracja efektywna. Infiltracja efektywna została wyznaczona w równaniach bilansowych, z różnicy pomiędzy sumą rozchodów wody (odpływów) i sumą przychodów wody (dopływów) w zlewniach podziemnych analizowanych zbiorników (tabl. 2). Wysokość deficytu wody uzyskiwana w równaniach bilansowych, równoważna infiltracji efektywnej, wskazuje, że ta ostatnia jest głównym elementem równań po stronie przychodów (dopływów) wody w granicach omawianych zlewni. Wielkość alimentacji zbiorników wodnych PI, PII i PIII przez wody pochodzące z opadów atmosferycznych w roku hydrologicznym 2013 wyniosła odpowiednio P PI =0,014 m 3 /s; P PII =0,004 m 3 /s i P PIII =0,041 m 3 /s (tabl. 2). Przepływ strumienia wody podziemnej w przekroju poprzecznym doliny Trzebyczki, wytyczonym w Dąbrowie Górniczej Ząbkowice, oszacowano przy użyciu schematu Darcy ego na 0,015 m 3 /s (tabl. 2). Wody podziemne w tej ilości zasilają zlewnię zbiornika PI (rys. 1). Udział wód antropogenicznych w zasilaniu plejstoceńskiego poziomu wodonośnego w zlewni cząstkowej PI i PIII oszacowano odpowiednio na 0,002 m 3 /s i 0,001 m 3 /s (tabl. 2). Zasilania wspomnianymi wodami nie uwzględniono w zlewni cząstkowej PII, której większość powierzchni stanowi użytek ekologiczny Pogoria II oraz tereny leśne. Przepływ filtracyjny wody ze zbiornika PI do zlewni zbiornika PII oraz ze zbiornika KW do zlewni zbiornika PIII (rys. 1), obliczono przy użyciu schematu Dupuita na 0,010 m 3 /s i 0,055 m 3 /s (tabl. 2). Pomiary hydrometryczne wykonane we wrześniu 2013 r. w starym korycie Trzebyczki, w pobliżu przepustu pod drogą ekspresową S1, dokumentowały natężenie przepływu wody wynoszące 0,0012 m 3 /s. Kilkaset metrów dalej, na terenie dzielnicy Dąbrowa Górnicza Piła Ujejska, przepływ wody w korycie potoku zupełnie zanika. Woda infiltrująca z potoku Trzebyczka zasila plejstoceński poziom wodonośny w granicach zlewni zbiornika PII. Dopływ wody podziemnej z plejstoceńskiego poziomu wodonośnego do omawianych zbiorników wodnych, obliczono na podstawie wyników pomiarów hydrometrycznych wykonanych w przekrojach pomiarowych Po1, Po2, Po3 i Po4 (rys. 1). Wspomniany

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 129 dopływ wody w ilości 0,070 m 3 /s do zbiornika PI wynikał z różnicy Po2 Po1, w ilości 0,042 m 3 /s do zbiornika PII z różnicy Po3 Po2, natomiast w ilości 0,119 m 3 /s do zbiornika PIII z różnicy Po4 Po3 (tabl. 2). Straty wody następujące w konsekwencji parowania z powierzchni zbiorników wodnych obliczono na 0,011 m 3 /s dla zbiornika PI, 0,003 m 3 /s dla zbiornika PII oraz 0,030 m 3 /s dla zbiornika PIII (tabl. 2). Pobór wód podziemnych ujęciami studziennymi w zlewni zbiornika PI oszacowano na 0,002 m 3 /s (tabl. 2). Wielkości infiltracji efektywnej w cząstkowych zlewniach podziemnych oszacowano na I E =37,8%, tj. q g =7,47 dm 3 /s km 2 dla zlewni zbiornika PI, I E =104,8%, tj. q g =20,7 dm 3 /s km 2 dla zlewni zbiornika PII oraz I E =42,1%, tj. q g =8,30 dm 3 /s km 2 dla zlewni zbiornika PIII. Wysoka wartość infiltracji uzyskana w zlewni zbiornika PII może świadczyć o dopływie wody podziemnej głębszego krążenia, alimentujących misę zbiornika w formie dennych wypływów [2]. Wskaźniki infiltracji opadów kształtowały się w przedziale od H g =0,236 m w PI do H g =0,652 m w zlewni PII. 3.4. Zlewnia podziemna Rowu opaskowego (Ro) Rów opaskowy Ro znajduje się w obniżeniu morfologicznym wzdłuż północno-zachodniego brzegu zbiornika PIII. W przeszłości w obniżeniu tym przechodziły tory piaskowej linii kolejowej, którymi był wywożony piasek podsadzkowy z wyrobiska, a biegnący w kierunku północnym rów Ro stanowił początkowy odcinek rowu południowego (S) kopalni piasku KW. Głównym zadaniem rowu jest przechwycenie wód infiltrujących ze zbiornika PIII (0,009 m 3 /s; tabl. 2), a także stanowi on podstawę drenażu wód podziemnych (0,002 m 3 /s) w niewielkiej zlewni podziemnej o powierzchni ok. 0,25 km 2, zlokalizowanej między zbiornikiem PIII, a drogą łączącą dzielnice Dąbrowa Górnicza Marianki i Dąbrowa Górnicza Zielona. Obecnie wody rowu płyną w kierunku północnym tworząc rozlewisko, dopływają w rejon zbiornika wyrównawczego, w którym łączą się z wodami filtrującymi przez zaporę czołową zbiornika KW, i z którego są następnie odpompowywane do rzeki Przemszy. Infiltracja efektywna w zlewni podziemnej rowu opaskowego Ro wyniosła I E =42,1%, tj. q g =8,32 dm 3 /s km 2, natomiast wskaźnik infiltracji opadów wyniósł H g =0,262 m. 4. Podsumowanie Plejstoceński poziom wodonośny KD występujący na powierzchni ok. 44,70 km 2, jest drenowany przez potok Pagor oraz cztery zbiorniki wodne: KW, PI, PII i PIII. Rzeki Przemsza, Trzebyczka oraz Pogoria na obszarze Kotliny płyną w uregulowanych i uszczelnionych korytach. Jedynie wody płynące starym korytem Trzebyczki infiltrują w górotwór, zasilając plejstoceński poziom wodonośny zlewni podziemnej zbiornika PII. Badania nad infiltracją efektywną w zlewniach podziemnych dla roku hydrologicznego 2013 prowadzono metodą hydrologiczną oraz bilansu wodnego. W obliczeniach wykorzystano łącznie wyniki 11 pomiarów hydrometrycznych wykonanych na potokach i rzekach Pagor, Trzebyczka i Pogoria. Obliczenia bilansowe wykonane w zlewniach potoku Pagor i zbiornika KW, umożliwiły porównanie otrzymanych wielkości infiltracji efektywnej z wcześniejszymi wynikami uzyskanymi dla wielolecia 1996-2004. Należy jednak pamiętać, że wielkości infiltracji uzyskane w wieloleciu 1996-2004 dotyczyły zlewni podziemnej odkrywkowego wyrobiska górniczego kopalni piasku KW, natomiast w roku hydrologicznym 2013 zlewni zbiornika wodnego KW. Obliczenia bilansowe w zlewniach podziemnych zbiorników wodnych PI, PII i PIII dostarczyły nowych wielkości infiltracji efektywnej. Niskie wielkości infiltracji efektywnej w zlewni potoku Pagor w roku hydrologicznym 2013 (3,2-7,7%; tabl. 1), podobnie jak w wieloleciu 1996-2004, dokumentują niekorzystne własności zbiornikowe i filtracyjne utworów plejstocenu w zlewniach cząstkowych wspomnianego potoku. Wielkości infiltracji efektywnej w czterech sektorach: N, SE, S i W zlewni zbiornika KW w roku hydrologicznym 2013 (35,0%; 30,0%; 15,0% i 20,0%) są niższe od wartości z wielolecia 1996-2004 (50,5%; 45,7% i 23,3%) dla trzech sektorów: N, SE i S zlewni ówczesnego wyrobiska górniczego KW. Niższe wielkości infiltracji świadczą o zmianach dokonanych w reżimie wód plejstoceńskiego poziomu wodonośnego we wschodniej części KD w ostatnich 10-12 latach. W wieloleciu 1996-2002 lokalną bazę drenażu wodonośnego plejstocenu w zasięgu piaskowni stanowiła sieć rowów przyskarpowych oraz system rowów i kanałów głównych odwadniających w kierunku rząpia pompowni PK-3 i PK4, a w latach 2003-2004 także tzw. mały zbiornik wodny. Odwadnianie piaskowni spowodowało obniżenie zwierciadła wód podziemnych w przedziale 1,0-30,5 m oraz wytworzył się lej depresji w granicach od 50 do 950 m od krawędzi wyrobiska. W latach 2003-2004, po zakończeniu I etapu zatapiania wyrobiska odkrywkowego, depresja zwierciadła wody plejstoceńskiego poziomu wodonośnego uległa zmniejszeniu do ok. 20,0 m. Wokół kopalni KW nie wytworzył się rozległy lej depresji, lecz jej odwadnianie i obniżenie zwierciadła wody ułatwiło zwiększoną infiltrację opadów atmosferycznych. Głębokie położenie rowów odwadniających w stosunku do powierzchni wyrobiska, niskie kapilarne podsiąkanie wody, a także wysoki i równomierny współczynnik infiltracji bardzo dobrze przepuszczalnych warstw powierzchniowych budujących dno oraz skarpy odkrywki, sprzyjały wysokiej infiltracji opadów. Sektor KWN miał powierzchnię 10,7 km 2, z czego 3,6 km 2, tj. 33,5% przypadało na dno i skarpy wyrobiska górniczego. Sektor KWSE charakteryzował się większym udziałem powierzchni wyrobiska (55%) w całkowitej jego powierzchni. Przyczynami zdecydowanie niższej infiltracji efektywnej w sektorze KWS, były przypuszczalnie: najmniejszy udział wyrobiska górniczego (28,8%) w całkowitej jego powierzchni, większy udział słabo przepuszczalnych utworów w budowie sektora, a także spontaniczne zalesienie dna wyrobiska z chwilą zaprzestania około 30 lat temu eksploatacji górniczej piasków. Dzisiejsze sektory położone wokół zbiornika wodnego KW, o całkowitej powierzchni 15,95 km 2, to tereny zagospodarowane rolniczo, z zabudową wiejską kilku sołectw. W latach 2006-2013 r. zbiornik wodny KW stanowił nadal podstawę drenażu plejstoceńskiego poziomu wodonośnego wschodniej części KD. Średni, normalny poziom piętrzenia wody w zbiorniku (NPP) wynoszący +264,0 m, jest niższy od ok. 10,50-11,00 m w północnej części zbiornika do ok. 1,00 m w części południowej, w stosunku do rzędnych naturalnego zwierciadła wody poziomu sprzed rozpoczęcia odkrywkowej eksploatacji górniczej w 1967 r. Głównymi przyczynami niższych wielkości infiltracji efektywnej w omawianym obszarze w roku hydrologicznym 2013 były przypuszczalnie: zmniejszenie depresji zwierciadła wody podziemnej w zlewni zbiornika KW od ok. 30,5 m w okresie sprzed powstaniem zbiornika do ok. 11,0-1,0 m w latach 2006-2013; zmniejszenie powierzchni zlewni podziemnej zbiornika wodnego (15,95 km 2 ) w stosunku do zlewni podziemnej odkrywkowego wyrobiska górniczego kopalni piasku KW (21,92 km 2 ); po 2006 r. dno i skarpy odkrywki o powierzchni ok. 4,6 km 2, charakteryzujące się bardzo dobrą przepuszczalnością i wysoką infiltracją opadów, znalazły się pod lustrem wody omawianego zbiornika.

130 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Wysokie wielkości infiltracji efektywnej (I E =37,8-42,1%), modułów zasilania podziemnego (q g =7,47-8,32 dm 3 /s km 2 ) oraz wskaźników infiltracji opadu (H g =0,236-0,262 m) w dwóch zlewniach zbiorników wodnych PI, PIII oraz zlewni Rowu opaskowego, potwierdzają korzystne parametry filtracyjne plejstoceńskiego poziomów wodonośnych w zasięgu historycznych rejonów odkrywkowej eksploatacji piasków podsadzkowych w obszarze KD. Literatura 1. Choiński A.: Zarys limnologii fizycznej Polski. Wyd. Nauk. UAM, Poznań 1995. 2 Jaguś A., Rzętała M.: Znaczenie zbiorników wodnych w kształtowaniu krajobrazu. (Na przykładzie kaskady jezior Pogorii). Akad. Techn.-Hum. w Bielsku-Białej, Wydz. Nauk o Ziemi Uniw. Śląskiego, Bielsko Biała- Sosnowiec, 2008, s. 1-152. 3. Kowalczyk S., Ujda K.: Pomiary porównawcze opadów atmosferycznych. Materiały badawcze. Seria: Meteorologia, 14. IMGW, Warszawa 1987, s. 1-49. 4. Kropka J., Jagliński Ł.: Bilans wodny zlewni podziemnej zbiornika wodnego Kuźnica Warężyńska (Kotlina Dąbrowska). Przegląd Górniczy, w przygotowaniu. 5. Kropka J., Wróbel J.: Infiltracja efektywna w obszarze Kotliny Dąbrowskiej (północna część GZW), w: Współczesne problemy hydrogeologii, Tom XII, Wyd. Uniw. Mikołaja Kopernika, Toruń 2005, s. 411-416. 6. Pazdro Z., Kozerski B.: Hydrogeologia ogólna. Wyd. Geol., Warszawa 1990, s. 1-624. 7. Piwoński R., Zając A., Dudek D.: Zbiornik Kuźnica Warężyńska. Okresowa ocena stanu technicznego. Inst. Meteor. i Gosp. Wodn., Warszawa 2012, s. 1-44. 8. Radaszkiewicz H., Kuna R., Matuszewski J.: Zbiornik wodny Kuźnica Warężyńska. Gospodarka Wodna 2005, Nr 8. 9. Turek S. red.: Poradnik hydrogeologa. Wyd. Geol., Warszawa, 1971.

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 131 UKD 001.891.5: 005.585:005.591 Bilans wodny zlewni podziemnej zbiornika wodnego Kuźnica Warężyńska (Kotlina Dąbrowska) Water balance of groundwater basin in Kuźnica Warężyńska reservoir (the Dąbrowska valley) Dr Janusz Kropka* ) Mgr Łukasz Jagliński* ) Treść: Zbiornik wodny Kuźnica Warężyńska powstał w wyniku rekultywacji wodnej odkrywkowego wyrobiska kopalni piasku o tej samej nazwie. Obliczenia bilansowe zostały wykonane w przyjętych 36. okresach bilansowych roku hydrologicznego 2013. Równanie bilansowe, uwzględniające występowanie plejstoceńskiego poziomu wodonośnego w granicach zlewni podziemnej zbiornika, obejmuje sześć elementów bilansu wodnego opisujących przychody oraz cztery opisujące rozchody wody. Zasilanie wodami powierzchniowymi zbiornika (8,767 mln m 3 /r., tj. 55,1% sumy przychodów), infiltracja efektywna plejstoceńskiego poziomu wodonośnego (2,933 mln m 3 /r., tj. 18,4%) oraz opad na powierzchnię zbiornika (2,870 mln m 3 /r., tj. 18,0%), stanowiły najważniejsze elementy przychodów wody. Odpływ powierzchniowy wody ze zbiornika do Przemszy (11,637 m 3 /r., tj. 73,9% sumy rozchodów) oraz parowanie rzeczywiste z powierzchni lustra wody zbiornika (2,334 m 3 /r., tj. 14,8%), stanowiły dwa najważniejsze elementy rozchodów wody. Sumaryczne przychody wody w zlewni wyniosły 15,926 mln m 3 /r. i były wyższe o 0,189 mln m 3 /r. od rozchodów wody. Przychody wody w zlewni zbiornika w roku hydrologicznym 2013 stanowiły 40,7% całkowitej objętości wody w zbiorniku (39,17 mln m 3 ), przy średniej rzędnej piętrzenia NPP +264,00 m. Abstract: Kuźnica Warężyńska reservoir has been formed as a result of water reclamation in the open excavation pit of sand mine with the same name. Balance calculations were made for the approved 36 balance periods of hydrological year 2013. Water balance equation, taking into account the occurrence of Pleistocene aquifer within the boundaries of groundwater basin of the reservoir, comprises 6 elements of water balance which describe inflows and 4 describing runoffs. The most significant elements of water inflows were: recharge of surface waters into the reservoir (8,767 mln m3/year, which is 55,1% of the total sum of inflows), recharging infiltration of aquifer (2,933 mln m3/year, which is 18,4%), and precipitation over the reservoir surface (2,870 mln m3/year, which is 18,0%). Surface runoff from the reservoir to the Przemsza river (11,637 mln m3/year, which is 73,9% of the sum of runoffs), as well as actual evaporation from the surface of the reservoir water table (2,334 m3/ year, which is 14,8%), were the two most important elements of water runoffs. Total water inflows to the basin were 15,926 mln m3/year and were by 0,189 mln m3/year higher that water runoffs. Water inflows into reservoir basin in hydrological year 2013 amounted to 40,7% of the total water volume in the reservoir (39,17 mln m3), with the average head of water +264,00 m. Słowa kluczowe: bilans wodny, plejstoceński poziom wodonośny, zlewnia zbiornika wodnego Kuźnica Warężyńska Key words: water balance, Pleistocene aquifer, basin of Kuźnica Warężyńska water reservoir 1. Wprowadzenie Obszar badań obejmuje północny odcinek doliny kopalnej Przemszy (rys. 1), a zarazem położony jest we wschodniej części Kotliny Dąbrowskiej (KD) oraz środkowej części województwa śląskiego. * ) Uniwersytet Śląski, Wydział Nauk o Ziemi, Katedra Hydrogeologii i Geologii Inżynierskiej, Sosnowiec Bilans wodny w granicach wspomnianej zlewni podziemnej, obejmującej plejstoceński poziom wodonośny, został obliczony za pomocą równania bilansu wodnego [1, 5]. Mapa hydrogeologiczna plejstoceńskiego poziomu wodonośnego wschodniej części KD została opracowana według stanu na wrzesień 2012 r., w oparciu o dane archiwalne zaczerpnięte z Mapy hydrogeologicznej Polski arkusz Wojkowice (nr 911) w skali 1:50 000 [13], zreinterpretowane fragmenty arkusza Wojkowice w 2010 r. [2], oraz własne pomiary hydrogeolo-

132 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 giczne wykonane w 31 studniach gospodarskich i 19 piezometrach. Plejstoceński poziom wodonośny we wschodniej części KD znajduje się w kontakcie hydraulicznym z wodami zbiornika wodnego Kuźnica Warężynska (KW). Zlewnia podziemna zbiornika charakteryzuje się powierzchnią 20,547 km 2, w tym zbiornik wodny zajmuje powierzchnię 4,597 km 2. Obliczenia bilansowe zostały wykonane w przyjętych 36. okresach bilansowych roku hydrologicznego 2013. Wspomniany rok charakteryzował się niskimi opadami atmosferycznymi, których suma wyniosła 550 mm. Były one zdecydowanie niższe od średnich opadów z wielolecia 1996 2004, wynoszących 774 mm [9]. Za podstawowe okresy bilansowe przyjęto czasowe przedziały dziesięciodniowe (01-10 i 11-20) we wszystkich miesiącach roku hydrologicz- Rys. 1. Mapa hydrogeologiczna zlewni podziemnej zbiornika wodnego Kuźnica Warężyńska Fig. 1. Hydrogeological map of groundwater basin in Kuźnica Warężyńska reservoir

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 133 Tablica 1. Bilans wodny zlewni podziemnej zbiornika wodnego Kuźnica Warężyńska dla roku hydrologicznego 2013 (listopad 2012 październik 2013) Table 1. Water balance of groundwater basin in Kuźnica Warężyńska reservoir for hydrological year 2013 (November 2012 October 2013) Okres bilansowy miesiąc/ dni Sumaryczny opad atmosferyczny mm Śr. temp. pow. o C A 1 B 2 KW Średnia rzędna piętrzenia wody w zbiorniku m PIII 3 Q dkp 4 Zasilanie plejstoceńskiego poziomu wodonośnego m 3 /s Infiltracja efektywna opadu na obszarze zlewni cząstkowych KWN 5 [35%] KWS [30%] KWS [15%] KWW [20%] Q antr 6 Zasilanie (dopływ do) zbiornika KW m 3 /s Wodami z rzek Q P 7 Q T 8 Drenaż (odpływ ze) zlewni podziemnej zbiornika KW m 3 /s P KW 9 D jzkw 10 D ipiii 11 D zckw 12 10/21-31 263,99 11/1-10 28,2 31,9 5,9 264,02 261,03 0,04 0,124 0,029 0,017 0,004 0,003 0 0,01 0,170 0,106 0,055 0,001 0,046 11/11-20 1 1,1 3,3 264,01 261,08 0,04 0,004 0,001 0,001 0,0002 0,003 0 0 0,006 0,112 0,054 0,001 0,038 11/21-30 5,2 5,9 3,9 264,00 261,09 0,04 0,023 0,005 0,003 0,001 0,003 0 0 0,031 0,044 0,054 0,001 0,040 11/1-30 34,4 38,9 4,4 264,01 261,07 0,12 0,151 0,035 0,021 0,0052 0,009 0 0,01 0,207 0,262 0,163 0,003 0,124 13 E KW m 3 /s 12/1-10 9,9 11,2-4,7 264,00 261,07 0,04 0,044 0,010 0,006 0,002 0,003 0 0 0,060 0,03 0,054 0,001 0,018 12/11-20 9,7 11,0-2 264,00 261,04 0,04 0,043 0,010 0,006 0,002 0,003 0 0 0,058 0,036 0,054 0,001 0,023 12/21-31 12,2 13,8-1,8 264,01 261,01 0,04 0,049 0,012 0,007 0,002 0,003 0 0 0,067 0,039 0,055 0,001 0,023 12/1-31 31,8 35,9-2,8 264,00 261,04 0,12 0,136 0,032 0,019 0,006 0,009 0 0 0,185 0,105 0,163 0,003 0,064 01/1-10 17,9 20,2-0,4 264,01 261,00 0,04 0,079 0,019 0,011 0,003 0,003 0 0 0,108 0,074 0,055 0,001 0,030 01/11-20 3,8 4,3-4,4 263,99 261,00 0,04 0,017 0,004 0,002 0,001 0,003 0 0 0,023 0,06 0,055 0,001 0,021 01/21-31 35 39,6-4,6 263,98 260,99 0,04 0,140 0,033 0,019 0,005 0,003 0,007 0 0,191 0,056 0,055 0,001 0,021 01/1-31 56,7 64,1-3,2 263,99 260,99 0,12 0,236 0,056 0,032 0,009 0,009 0,007 0 0,322 0,19 0,165 0,003 0,072 02/1-10 5,7 6,4-0,7 264,04 260,99 0,04 0,025 0,006 0,003 0,001 0,003 0,811 0 0,034 0,9 0,056 0,001 0,036 02/11-20 6,1 6,9-1,6 264,00 260,98 0,04 0,027 0,006 0,004 0,001 0,003 0,02 0 0,037 0,56 0,056 0,001 0,034 02/21-28 4,7 5,3-1 263,96 260,98 0,04 0,026 0,006 0,004 0,001 0,003 0,057 0 0,035 0,15 0,055 0,001 0,035 02/1-28 16,5 18,6-1,1 264,00 260,99 0,12 0,078 0,018 0,011 0,003 0,009 0,888 0 0,106 1,61 0,167 0,003 0,105 03/1-10 4,6 5,2-0,9 263,98 260,98 0,04 0,020 0,005 0,003 0,001 0,003 0,155 0 0,028 0,122 0,055 0,001 0,041 03/11-20 17,6 19,9-3,7 264,00 260,97 0,04 0,077 0,018 0,011 0,003 0,003 0,094 0 0,106 0,138 0,056 0,001 0,032 03/21-31 6,7 7,6-4,5 263,98 260,97 0,04 0,027 0,006 0,004 0,001 0,003 0,007 0 0,037 0,055 0,055 0,001 0,030 03/1-31 28,9 32,7-3,1 263,99 260,97 0,12 0,124 0,029 0,018 0,005 0,009 0,256 0 0,171 0,315 0,166 0,003 0,103 04/1-10 36,3 41,0-1,4 263,99 261,01 0,04 0,159 0,038 0,022 0,006 0,003 0,123 0 0,218 0,149 0,055 0,001 0,048 04/11-20 3,3 3,7 5,7 264,02 261,02 0,04 0,014 0,003 0,002 0,001 0,003 0,485 0 0,020 0,91 0,055 0,001 0,081 04/21-30 5,3 6,0 9,3 264,01 261,00 0,04 0,023 0,006 0,003 0,001 0,003 0,437 0 0,032 0,26 0,055 0,001 0,101 04/1-30 44,9 50,7 4,5 264,01 261,01 0,12 0,196 0,047 0,027 0,008 0,009 1,045 0 0,27 1,319 0,165 0,003 0,23 05/1-10 58,2 65,8 12,9 264,30 261,05 0,04 0,256 0,061 0,035 0,009 0,003 1,734 0,06 0,354 0,71 0,060 0,001 0,121 05/11-20 12 13,6 12,7 264,52 261,10 0,04 0,053 0,013 0,007 0,002 0,003 0,838 0,02 0,074 0,94 0,064 0,001 0,121

134 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Tablica 1. cd. 05/21-31 52,6 59,4 10,1 264,37 261,08 0,04 0,210 0,050 0,029 0,008 0,003 0 0,036 0,292 0,982 0,061 0,001 0,104 05/1-31 122,8 138,8 11,8 264,39 261,08 0,12 0,519 0,124 0,071 0,019 0,009 2,572 0,116 0,72 2,632 0,185 0,003 0,346 06/1-10 58,1 65,7 14,7 264,24 261,14 0,04 0,256 0,060 0,035 0,009 0,003 1,487 0,03 0,353 1,18 0,057 0,001 0,132 06/11-20 26,1 29,5 18,5 264,40 261,26 0,04 0,115 0,027 0,016 0,004 0,003 2,431 0,18 0,160 2,78 0,058 0,001 0,160 06/21-30 26,6 30,1 16,1 264,14 261,29 0,04 0,117 0,028 0,016 0,004 0,003 0,486 0 0,161 2,06 0,053 0,001 0,141 06/1-30 110,8 125,2 16,4 264,26 261,23 0,12 0,488 0,115 0,067 0,017 0,009 4,404 0,21 0,674 6,02 0,168 0,003 0,433 07/1-10 1,8 2,0 18,8 263,94 261,29 0,04 0,008 0,002 0,001 0,0003 0,003 0,158 0 0,011 0,26 0,049 0,001 0,148 07/11-20 29,8 33,7 16,7 264,00 261,29 0,04 0,131 0,031 0,018 0,005 0,003 0,254 0 0,179 0,29 0,050 0,001 0,134 07/21-31 0,2 0,2 18,9 263,97 261,27 0,04 0,001 0,0002 0,0001 0,00003 0,003 0,029 0 0,001 0,085 0,050 0,001 0,149 07/1-31 31,8 35,9 18,2 263,97 261,28 0,12 0,140 0,0332 0,0191 0,00533 0,009 0,441 0 0,191 0,635 0,149 0,003 0,431 08/1-10 26,1 29,5 20,6 263,97 261,19 0,04 0,115 0,027 0,016 0,004 0,003 0 0 0,157 0,016 0,051 0,001 0,148 08/11-20 4,4 5,0 13,7 263,96 261,14 0,04 0,019 0,005 0,003 0,001 0,003 0 0 0,026 0,01 0,052 0,001 0,106 08/21-31 1,8 2,0 13,4 263,95 261,01 0,04 0,007 0,002 0,001 0,0003 0,003 0 0 0,010 0,01 0,054 0,001 0,105 08/1-31 32,3 36,5 15,8 263,96 261,14 0,12 0,141 0,034 0,020 0,0053 0,009 0 0 0,193 0,036 0,157 0,003 0,359 09/1-10 1,9 2,1 10,3 263,93 261,03 0,04 0,008 0,002 0,001 0,0003 0,003 0 0 0,011 0,012 0,053 0,001 0,079 09/11-20 24,6 27,8 10,9 263,96 261,03 0,04 0,108 0,026 0,015 0,004 0,003 0,02 0,02 0,148 0,056 0,054 0,001 0,082 09/21-30 5,1 5,8 7,8 263,97 261,04 0,04 0,023 0,005 0,003 0,001 0,003 0 0 0,031 0,044 0,054 0,001 0,069 09/1-30 31,6 35,7 9,7 263,96 261,03 0,12 0,139 0,033 0,019 0,0053 0,009 0,02 0,02 0,19 0,112 0,161 0,003 0,23 10/1-10 5,7 6,4 3 263,95 261,02 0,04 0,025 0,006 0,003 0,001 0,003 0 0 0,034 0,012 0,054 0,001 0,043 10/11-20 1,7 1,9 8,4 263,96 261,01 0,04 0,007 0,002 0,001 0,0003 0,003 0 0 0,010 0,018 0,054 0,001 0,062 10/21-31 0,4 0,5 8,9 263,96 261,00 0,04 0,002 0,0004 0,0002 0,0001 0,003 0 0 0,002 0,02 0,054 0,001 0,064 10/1-31 7,8 8,8 6,8 263,96 261,01 0,12 0,034 0,0084 0,0042 0,0014 0,009 0 0 0,046 0,05 0,162 0,003 0,169 11/1-10/31 550,3 621,8 6,5 264,04 261,07 0,04 0,066 0,016 0,009 0,002 0,003 0,268 0,01 0,091 0,369 0,055 0,001 0,074 1 opad atmosferyczny pomierzony na posterunku opadowym Wydziału Nauk o Ziemi w Sosnowcu; 2 rzeczywisty opad atmosferyczny; opad pomierzony na posterunku opadowym Wydziału Nauk o Ziemi w Sosnowcu powiększony o stałą poprawkę, zgodnie z Kowalczyk, Ujdą [6]; 3 zbiornik wodny Pogoria III; 4 dopływ wody ze strumienia wody podziemnej płynącej doliną kopalną Przemszy; 5 oznaczenie sektora (rys. 1); wielkość infiltracji efektywnej przyjęta na podstawie Kropka, Jagliński [7]; 6 zasilanie tzw. wodami antropogenicznymi; 7 zasilanie wodami powierzchniowymi z rzeki Przemszy; 8 zasilanie wodami powierzchniowymi z rzeki Trzebyczki; 9 rzeczywisty opad atmosferyczny na powierzchnię zbiornika Kuźnica Warężyńska; 10 odpływ powierzchniowy wody jazem zrzutowym do rzeki Przemszy; 11 przepływ filtracyjny wody do zlewni podziemnej zbiornika wodnego Pogoria III; 12 przepływ filtracyjny wody przez zaporę czołową zbiornika; 1 parowanie rzeczywiste z powierzchni wody zbiornika Kuźnica Warężyńska; Źródło: opracowanie własne 1 precipitation measured at the precipitation stand of Faculty of Earth Sciences in Sosnowiec; 2 actual precipitation; precipitation measured at the precipitation stand of Faculty of Earth Sciences in Sosnowiec increased by a fixed correction according to Kowalczyk, Ujda [6]; 3 Pogoria III reservoir; 4 water inflow from groundwater stream flowing through the buried valley of the Przemsza river; 5 sector marking (fig. 1); volume of recharging infiltration accepted on the base of Kropka, Jagliński [7]; 6 recharge with the so called anthropogenic waters; 7 recharge with surface waters from the Przemsza river; 8 recharge with surface waters from the Trzebyczka river; 9 actual precipitation over the surface of Kuźnica Warężyńska reservoir; 10 surface runoff through discharge spillway to the Przemsza river; 11 filtration discharge to groundwater basin of Pogoria III reservoir; 12 filtration discharge through the front dam of the reservoir; 13 actual evaporation from the water surface of Kuźnica Warężyńska reservoir; Source: the author s study

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 135 nego, oraz zamiennie dziesięciodniowe (21-30) w miesiącach listopad, kwiecień, czerwiec i wrzesień, jedenastodniowe (21-31) w miesiącach grudzień, styczeń, marzec, maj, lipiec, sierpień i październik, oraz ośmiodniowy (21-28) w miesiącu luty (tabl. 1). Autorzy uznali, że przyjęte czasowe przedziały będą dobrze charakteryzowały zmiany wielkości między innymi rzędnej wody w zbiorniku w wyniku opadu, dopływu wody z rzeki Przemszy i Trzebyczki lub odpływu wody do Przemszy, będących konsekwencją bezwładności pracy zbiornika retencyjnego. Dla wspomnianego roku hydrologicznego zestawiono średnie dobowe dane, decydujące o obiegu wody w zlewni zbiornika KW: dopływy wody z rzeki Przemszy i Trzebyczki do zbiornika; odpływy wody ze zbiornika jazem zrzutowym do rzeki Przemszy; rzędne piętrzenia wody w zbiornikach KW i Pogoria III (PIII); temperatury powietrza oraz wilgotności względnej powietrza atmosferycznego; opady atmosferyczne. Dane archiwalne uzyskano z dzienników codziennych obserwacji obiegu wody w dwóch wymienionych zbiornikach wodnych, prowadzonych przez RZGW Gliwice. Opady atmosferyczne uzyskano z posterunku opadowego Wydziału Nauk o Ziemi Uniwersytetu Śląskiego w Sosnowcu. Wartości, wykorzystywane w obliczeniach poszczególnych elementów bilansu, zostały następnie uśrednione dla przyjętych dziesięcio-, jedenasto- lub ośmiodniowych okresów bilansowych. Otrzymane wyniki obliczeń elementów bilansu wodnego, odnoszono do aktualnej w danym okresie bilansowym powierzchni zbiornika wodnego KW, ostatecznie wyrażając je w m 3 /s. Ważne przy obliczeniu elementów bilansu były, podlegające wahaniom, rzędne piętrzenia wody w zbiorniku KW, oraz w zlokalizowanym w sąsiedniej od południa zlewni podziemnej, zbiorniku wodnym PIII (rys. 1). Zmiany rzędnej lustra wody w zbiorniku KW w stosunku do rzędnej w PIII, wpływały na wielkości przepływu filtracyjnego wody ze zbiornika KW do PIII. Jednocześnie wahaniom rzędnej lustra wody (tabl. 1) towarzyszą zmiany powierzchni zbiornika KW, wpływając na wielkości opadu atmosferycznego na powierzchnię lustra wody oraz parowania ze wspomnianego lustra wody (patrz rozdz. 2). 2. Elementy bilansu wodnego dla zlewni hydrogeologicznej zbiornika Ważnym elementem bilansu wodnego zbiornika KW po stronie przychodów było zasilanie jego zlewni podziemnej opadami atmosferycznymi (infiltracja efektywna). Wielkość infiltracji efektywnej I E, dla obliczenia której nie można wykorzystać empirycznych formuł, była jedynym, niewiadomym elementem, z sześciu opisujących przychody wody (tabl. 1). Do obliczenia wielkości zasilania opadami obszaru, wykorzystano wyniki uzyskane z wcześniejszych badań Kropki i Wróbla [9]. Wieloletnie (1996-2004) wyniki pomiarów natężenia przepływu wody w rowach odwadniających odkrywkowe wyrobisko, istniejącej wówczas kopalni piasku podsadzkowego KW, badania, a następnie interpretacja różnic w wykształceniu geologicznym powierzchniowych utworów czwartorzędu oraz wyniki badań środowiskowych obszaru, pozwoliły na wyznaczenie w obrębie badanej zlewni podziemnej czterech sektorów, różniących się powierzchnią i wielkością infiltracji efektywnej (tabl. 1). Powierzchnie poszczególnych sektorów zmodyfikowano w stosunku do pracy z 2005 r., uwzględniając aktualny, tj. z września 2012 r., układ pola hydrodynamicznego plejstoceńskiego poziomu wodonośnego oraz granice powstałego w 2006 r. zbiornika KW: sektor północny (KWN) o powierzchni 9,6 km 2, południowo-wschodni (KWSE) o powierzchni 2,65 km 2, południowy (KWS) o powierzchni 3,1 km 2 oraz zachodni (KWW) o powierzchni 0,6 km 2. Obliczanie wielkości infiltracji efektywnej kontrolowano następnie metodą kolejnych przybliżeń z relacji I EKW = Rozchody wody w zlewni Przychody wody do zlewni Pamiętając o przyczynach zróżnicowania wielkości infiltracji efektywnej w poszczególnych sektorach, w równaniach bilansowych dla roku hydrologicznego 2013 przyjęto następujące wielkości infiltracji efektywnej, odpowiednio 35%, 30%, 15% i 20% [7]. Zasilanie w wyniku infiltracji efektywnej w wydzielonych czterech sektorach zlewni podziemnej zbiornika obliczono równaniami (tabl. 1): I EKWN = 0,35 P A KWN I EKWSE = 0,30 P A KWSE I EKWS = 0,15 P A KWS I EKWW = 0,20 P A KWW gdzie: I EKWN, I EKWSE, I EKWS, I EKWW zasilanie poprzez infiltrację efektywną w wydzielonych sektorach zlewni zbiornika KW (m 3 /s; rys. 1); P rzeczywisty opad atmosferyczny (m); opad pomierzony na posterunku opadowym Wydziału Nauk o Ziemi w Sosnowcu, powiększony o stałą poprawkę, zgodnie z Kowalczyk, Ujdą [6]; A KWN, A KWSE, A KWS, A KWW powierzchnia wydzielonych sektorów (m 2 ). Zasilanie zbiornika KW opadami atmosferycznymi P KW ; m 3 /s, obliczono uwzględniając rzeczywisty opad P charakteryzujący dany okres bilansowy oraz przypadającą na ten okres powierzchnię zbiornika wodnego, A KW P KW = P A KW W całkowitym dopływie wody do zlewni podziemnej zbiornika wodnego, swój udział ma strumień wody podziemnej płynący doliną kopalną Przemszy Q dkp, z obszaru leżącego na północny zachód od badanego obszaru (rys. 1). Obliczenia natężenia dopływającej wody podziemnej uzyskano ze schematu Darcy ego [10] Q dkp = k I H śr B gdzie: k współczynnik filtracji przepuszczalnych utworów plejstocenu w rejonie kontaktu doliny kopalnej Przemszy z KD, m/s; I spadek hydrauliczny; H śr średnia miąższość plejstoceńskiego poziomu wodonośnego, m; B szerokość strumienia filtracyjnego, m. Przy określaniu wielkości zasilania wodami powierzchniowymi zbiornika KW, wykorzystano średnie dobowe wielkości dopływu do zbiornika wody rzeki Przemszy Q P oraz Trzebyczki Q T. Wody wezbraniowe płynące Przemszą i Trzebyczką mają możliwość dopłynięcia do zbiornika poprzez tzw. węzły rozdziału wody tych rzek. Odbywa się to samoczynnie w momencie, gdy natężenie przepływu wody w Przemszy przekroczy 1,65 m 3 /s, natomiast w Trzebyczce 0,24 m 3 /s (rys. 1). W zasilaniu plejstoceńskiego poziomu wodonośnego swój udział mają tzw. wody antropogeniczne Q antr.. Wody te pochodzą z awarii sieci wodociągowych oraz infiltracji ścieków komunalnych w następstwie braku sieci kanalizacyjnej. Zasilanie wodami antropogenicznymi w granicach omawianej zlewni zostało oszacowane na 0,003 m 3 /s, na podstawie pracy [9].

136 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Straty wody następujące w konsekwencji parowania z powierzchni wody zbiornika KW, zostały oszacowane z formuły Iwanowa [3]. Wielkości parowania były uzależnione od średniej miesięcznej temperatury i wilgotności względnej powietrza atmosferycznego. Wielkości parowania rzeczywistego z powierzchni wody zbiornika obliczono ze wzoru: E KW = E I A KW gdzie: E I miesięczna suma wyparowanej wody (mm) wg formuły Iwanowa: E I = 0,0018 (25 + t) 2 (100 f) gdzie: t średnia miesięczna temperatura powietrza atmosferycznego, o C; f średnia miesięczna wilgotność względna powietrza atmosferycznego, %; A KW powierzchnia zbiornika wodnego KW, m 2. Miesięczne wartości parowania przeliczano następnie na przyjęte dziesięcio-, jedenasto- lub ośmiodniowe okresy bilansowe. Przy określeniu wielkości odpływu wody ze zbiornika KW, wykorzystano średnie dobowe wielkości odprowadzanej wody jazem zrzutowym ze zbiornika (D jzkw ) do rzeki Przemszy (rys. 1). W odpływie wody ze zbiornika KW swój udział ma także przepływ filtracyjny wody przez zaporę czołową zbiornika (D zckw ). Omawiane wody zasilają rowy opaskowe zlokalizowane wzdłuż skarpy odpowietrznej, a następnie są odpompowywane do rzeki Przemszy (rys. 1). Wielkość ta została oszacowana na podstawie wydajności przepływów wody we wspomnianych rowach na 0,001 m 3 /s [8, 11]. Utrata wody w badanej zlewni polega także na przepływie filtracyjnym wody ze zbiornika KW w kierunku południowym, do położonej w bezpośrednim sąsiedztwie zlewni podziemnej zbiornika PIII. Przepływ ten wynika z wyższej, średniej rzędnej zwierciadła wody w zbiorniku KW (+264,00 m), w stosunku do PIII (+261,00 m). Dla oszacowania przepływu filtracyjnego pomiędzy zbiornikami wykorzystano schemat Dupuit a [12]: D ipiii = q B 2 q = k (H 1 H 22 ) / 2L gdzie: q przepływ jednostkowy wody, m 3 /s/m; B szerokość strumienia filtracyjnego, m; 2 H 12, H 2 wysokości naporów hydraulicznych wzdłuż linii brzegowych zbiorników, m; L droga przepływu strumienia filtracyjnego, m. W powyższych obliczeniach każdorazowo uwzględniano uśrednione, aktualne dla badanego okresu bilansowego, rzędne zwierciadła wody w obu zbiornikach. Ostatecznie równanie bilansowe uwzględniające występowanie plejstoceńskiego poziomu wodonośnego w granicach zlewni podziemnej zbiornika wodnego KW, przyjmuje postać: I E + Q dkp + Q antr. + Q P + Q T + P KW = D jzkw + D ipiii + D zckw + E KW gdzie: - I E + Q dkp + Q antr. + Q P + Q T + P KW elementy bilansu opisujące przychody wody w zlewni; - D jzkw + D ipiii + D zckw + E KW elementy bilansu opisujące rozchody wody w zlewni. 3. Bilans wodny zlewni podziemnej zbiornika KW Zlewnia podziemna zbiornika KW zasilana jest wodami podziemnymi plejstoceńskiego poziomu wodonośnego oraz wodami powierzchniowymi. Wody podziemne są reprezentowane przez I EKW, Q dkp i Q antr., natomiast wody powierzchniowe przez Q P, Q T oraz P KW (tabl. 1). Zasilanie zlewni wyraźnie różni się w poszczególnych miesiącach roku hydrologicznego 2013. Punktem wyjścia do szczegółowej analizy wielkości zasilania zlewni były przede wszystkim wysokości opadów atmosferycznych. Dla przykładowych trzech miesięcy charakteryzujących się niskimi opadami atmosferycznymi oraz brakiem dopływu wody powierzchniowej z Przemszy i Trzebyczki, zasilanie zlewni w przyjętych okresach bilansowych, kształtowało się według umownego schematu A, tj. stanowiło sumę I EKW + Q dkp + Q antr. + P KW (tabl. 2). Dla przykładowych dwóch miesięcy charakteryzujących się wysokimi opadami atmosferycznymi oraz równoczesnym dopływem wody powierzchniowej ze wspomnianych rzek, zasilanie zlewni w przyjętych okresach bilansowych kształtowało się według umownego schematu B, tj. stanowiło sumę Q dkp + I EKW + Q antr. + Q P + Q T + P KW (tabl. 2). Dla przykładowych trzech miesięcy charakteryzujących się niskimi opadami atmosferycznymi oraz dopływem wody powierzchniowej tylko z Przemszy, zasilanie zlewni w przyjętych okresach bilansowych kształtowało się według umownego schematu C, tj. stanowiło sumę Q dkp + I EKW + Q antr. + Q P + P KW (tabl. 2). Zasilanie opadami plejstoceńskiego poziomu wodonośnego na obszarze zlewni podziemnej zbiornika KW (infiltracja efektywna) w roku hydrologicznym 2013, wyniosło 2,933 mln m 3 /r., co stanowiło 18,4% sumarycznego zasilania zlewni (tabl. 3). Procentowy udział zasilania wodami plejstoceńskiego poziomu wodonośnego (Q dkp + I EKW + Q antr. ) w sumarycznym zasilaniu wodami zlewni wynosił: w schemacie A od 56,6% (01 10 sierpnia 2013 r.) do 95,8% (21 31 października 2013 r.), w schemacie B od 6,9% (11 20 czerwca 2013 r.) do 50,9% (21 31 maja 2013 r.), oraz w schemacie C od 8,5% (01 10 lutego 2013 r.) do 59,5% (21 31 lipca 2013 r.). Udokumentowano decydującą rolę zasilania wodami podziemnymi zlewni w dziewięciu okresach bilansowych, charakteryzujących się niskimi opadami (schemat A). W piętnastu okresach bilansowych (w schemacie B i C), udział zasilania wodami podziemnymi jest wyraźnie niższy i bardzo zróżnicowany, od kilku do ok. 60%. Zasilanie wodami powierzchniowymi zbiornika KW w roku hydrologicznym 2013 wynosiło: Q P = 8,452 mln m 3 /r., Q T = 0,315 mln m 3 /r. i P KW = 2,870 mln m 3 /r., łącznie 11,637 mln m 3 /r., co stanowiło 53,1% (z Przemszy), 2,0% (z Trzebyczki) oraz 18,0% (opad na powierzchnię zbiornika), czyli łącznie 73,1% w całkowitych przychodach zlewni (tabl. 3). Odpływ wody ze zlewni podziemnej zbiornika następował wg umownego schematu D, tj. stanowił sumę D jzkw + D ipiii + D zckw + E KW (tabl. 1 i 3). Odpływ powierzchniowy D jzkw wahał się od 0,01 m 3 /s (11 20 i 21 31 sierpnia 2013 r.) do 2,78 m 3 /s (11 20 czerwca 2013 r.). Średni odpływ powierzchniowy w roku hydrologicznym wynosił 11,637 mln m 3 /r., co stanowiło 73,9% sumarycznych rozchodów wody w zlewni (tabl. 3). Przepływ filtracyjny wody ze zbiornika KW do zlewni podziemnej zbiornika PIII (D ipiii ) wyniósł średnio 0,055 m 3 /s, tj. 1,734 mln m 3 /r. (tabl. 3). Wcześniejsze, przybliżone obliczenia wskazywały [4], że przepływ filtracyjny wyniesie ok. 0,100 m 3 /s na całej długości bezpośredniego sąsiedztwa zbiorników KW i PIII. Średni przepływ filtracyjny wody przez zaporę czołową zbiornika wyniósł D zckw = 0,001 m 3 /s, tj. 0,032 m 3 /r. Parowanie rzeczywiste z powierzchni lustra wody zbiornika KW wahało się od E KW = 0,018 m 3 /s (01 10 grudnia 2012 r.), w okresie bilansowym charakteryzującym się niskimi temperaturami powietrza, do 0,160 m 3 /s (11 20 czerwca 2013 r.), w okresie wysokich temperatur i wilgotności względnej powietrza atmosferycznego (tabl. 1). Parowanie z powierzchni zbiornika stanowiło drugi (14,8%) pod wzglę-

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 137 Tablica 2. Zasilanie zlewni podziemnej zbiornika KW w roku hydrologicznym 2013 wg przyjętych w pracy schematów A, B i C Table 2. Recharge of groundwater basin in Kuźnica Warężyńska reservoir in hydrological year 2013, according to the schemes A, B and C, approved for this study Miesiąc Opad mm Przyjęte w pracy okresy bilansowe 01-10 11-20 21-30; 21-31 lub 21-28 zasilanie zlewni wg schematu A, m 3 /s październik 2013 8,8 0,112 0,063 0,048 grudzień 2012 35,9 0,165 0,162 0,180 sierpień 2013 36,5 0,362 0,097 0,063 zasilanie zlewni wg schematu B, m 3 /s czerwiec 2013 125,2 2,273 2,976 0,855 maj 2013 138,8 2,552 1,050 0,668 zasilanie zlewni wg schematu C, m 3 /s luty 2013 18,6 0,923 0,138 0,172 lipiec 2013 35,9 0,223 0,661 0,074 kwiecień 2013 50,7 0,609 0,568 0,545 Tablica 3. Średni roczny bilans wodny zlewni podziemnej zbiornika wodnego KW w roku hydrologicznym 2013 Table 3. Average yearly water balance of groundwater basin in Kuźnica Warężyńska reservoir in the hydrological year 2013 Elementy bilansu 1 Przychody lub dopływy Rozchody lub odpływy Elementy bilansu mln m 3 /r. % 2 mln m 3 /r. % 2 Q dkp 1,261 7,9 D jzkw 11,637 73,9 I EKW 2,933 18,4 D ipiii 1,734 11,0 Q antr. 0,095 0,6 D zckw 0,032 0,2 Q P 8,452 53,1 Q T 0,315 2,0 E KW 2,334 14,8 P KW 2,870 18,0 Przychody razem 15,926 100,0 Rozchody razem 15,737 99,9 1 objaśnienia oznaczeń elementów bilansu (patrz rozdz. 2 i tabl. 1); 2 procent ogólnej sumy przychodów i rozchodów wody Źródło: opracowanie własne dem wielkości element rozchodów wody w omawianym roku hydrologicznym (tabl. 3). Sumaryczny odpływ wody, wraz z parowaniem z powierzchni zbiornika KW, wahał się od 0,103 m 3 /s w okresie bilansowym charakteryzującym się niskimi opadami (01-10 grudnia 2012 r.), do ponad 2,00 m 3 /s w okresach z wysokim opadem (przekraczającym 50 mm), oraz równoczesnym dopływem wody powierzchniowej z Przemszy i Trzebyczki. W tych pierwszych okresach bilansowych przepływ filtracyjny wody ze zbiornika KW do zlewni podziemnej zbiornika PIII stanowił ok. 30 50%, w tych drugich okresach przepływ filtracyjny wody stanowił poniżej 10% sumarycznego odpływu wody ze zlewni. Największy udział w odpływie wody ze zlewni stanowił D jzkw, zawsze powyżej 15% (tabl. 1). 4. Średnie przyrosty lub ubytki wody w zbiorniku na tle zmian rzędnych piętrzenia wody w przyjętych okresach bilansowych Tablica 4 dokumentuje relacje pomiędzy różnicami w przychodach (zasilanie) i rozchodach wody (drenaż i parowanie; tabl. 1), zmianami rzędnych piętrzenia wody oraz wynikającymi stąd średnimi przyrostami lub ubytkami wody w zbiorniku KW, w przyjętych okresach bilansowych roku hydrologicznego 2013. Z relacji powierzchni lustra wody w zbiorniku (dla NPP +264,00 m powierzchnia lustra wody wynosi 4597 000 m 2 ) do zmiany rzędnej piętrzenia wody wynika, że każdy wznios o +0,01 m lub obniżenie o -0,01 m rzędnej zwierciadła wody, jest spowodowany wielkością ok. 0,053 m 3 /s nadwyżki przychodów nad rozchodami (+) lub 1 explanations to marking balance elements (see chapter 2 and table 1); 2 percentage of the total sum of water inflows and runoffs Source: the author s study odpowiednio rozchodów nad przychodami (-). W jedenastu okresach bilansowych nadwyżki przychodów nad rozchodami wody w zlewni spowodowały wzrost rzędnej piętrzenia wody w zbiorniku oraz równoczesny średni przyrost wody w zbiorniku w trzynastu okresach bilansowych w granicach od +0,031 m 3 /s (11 20 lipca 2013 r.) do +0,089 m 3 /s (01 10 i 11-20 kwietnia 2013 r.). W siedemnastu okresach bilansowych nadwyżki rozchodów nad przychodami wody w zlewni powodowały obniżenie rzędnej piętrzenia, przy równoczesnym średnim ubytku wody w zbiorniku w szesnastu okresach bilansowych w granicach od -0,008 m 3 /s (21 31 marca 2013 r.) do -0,092 m 3 /s (11 20 i 21 30 listopada 2012 r.). W omówionych powyżej łącznie dwudziestu dziewięciu okresach bilansowych, średni przyrost lub spadek rzędnej piętrzenia wody o 0,01 m w zbiorniku KW był spowodowany nadwyżkami rozchodów nad przychodami wody, lub odwrotnie, oscylującymi wokół wspomnianej wartości 0,053 m 3 /s. Średnie wartości trzynastu przyrostów oraz szesnastu ubytków wynosiły odpowiednio +0,053 m 3 /s oraz -0,048 m 3 /s (tabl. 4). Daje to 81-procentową zgodność między różnicami bilansowymi wody a powstającymi dzięki nim wzniosom lub spadkom rzędnych lustra wody w zbiorniku w badanym roku hydrologicznym. Potwierdza także prawidłowy wybór przez autorów podziału roku hydrologicznego na 36 okresów bilansowych. W pozostałych siedmiu okresach bilansowych wznios, spadek lub brak zmiany rzędnej piętrzenia wody w zbiorniku KW, nie korelowały się z nadwyżkami rozchodów nad przychodami wody lub odwrotnie. W sześciu przypadkach, czterem nadwyżkom przychodów nad rozchodami (od +0,048 do +0,146 m 3 /s) oraz dwóm rozchodów nad przychodami (od -0,071 do -0,091 m 3 /s), nie towarzyszyły zmiany rzędnych pię-

138 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Tablica 4. Średnie przyrosty (lub ubytki) wody w zbiorniku KW wynikające z nadwyżki przychodów (zasilania) lub rozchodów wody (drenaż, parowanie; tabl. 1) oraz zmian rzędnej lustra o 0,01 m w przyjętych okresach bilansowych w roku hydrologicznym 2013 Table 4. Average water increases or decreases in Kuźnica Warężyńska reservoir resulting from the surplus in inflows (recharge) or runoffs (discharge, evaporation; table 1) and changes in the height of water table by 0,01 m in the approved balance periods in hydrological year 2013 Okres bilansowy miesiąc/ dni Rzędna piętrzenia wody w zbiorniku, m Przychody (przypływy) m 3 /s Rozchody (odpływy) m 3 /s Różnica m 3 /s Zmiana rzędnej piętrzenia wody w zbiorniku m Średni przyrost (+) lub ubytek (-) wody w zbiorniku (m 3 /s) spowodowany zmianą (wzniosem lub spadkiem) rzędnej lustra o 0,01 m 10/21-31 263,99 11/1-10 264,02 0,397 0,208 +0,189 +0,03 +0,063 11/11-20 264,01 0,055 0,205-0,150-0,01-0,092 1 11/21-30 264,00 0,106 0,139-0,033-0,01-0,092 1 11/1-30 264,01 0,558 0,552 +0,006 ----- ----- 12/1-10 264,00 0,165 0,103 +0,062 0,00 b.k. 2 12/11-20 264,00 0,162 0,114 +0,048 0,00 b.k. 2 12/21-31 264,01 0,180 0,118 +0,062 +0,01 +0,062 12/1-31 264,00 0,507 0,335 +0,172-0,01 ----- 01/1-10 264,01 0,263 0,160 +0,103 0,00 b.k. 2 01/11-20 263,99 0,090 0,137-0,047 3-0,02-0,016 3 01/21-31 263,98 0,438 0,133 +0,305 4-0,01-0,016 3 01/1-31 263,99 0,791 0,430 +0,361-0,01 --- 02/1-10 264,04 0,923 0,993-0,070 4 +0,06 +0,051 (z opóźnieniem) 4 02/11-20 264,00 0,138 0,651-0,513-0,04-0,082 1 02/21-28 263,96 0,172 0,241-0,069-0,04-0,082 1 02/1-28 264,00 1,233 1,885-0,652 +0,01 ----- 03/1-10 263,98 0,255 0,219 +0,036 +0,02 +0,040 1 03/11-20 264,00 0,352 0,227 +0,125 +0,02 +0,040 1 03/21-31 263,98 0,125 0,141-0,016-0,02-0,008 03/1-31 263,99 0,732 0,587 +0,145-0,01 ----- 04/1-10 263,99 0,609 0,253 +0,356 3 +0,01 +0,089 3 04/11-20 264,02 0,568 1,047-0,479 4? +0,03 +0,089 3 04/21-30 264,01 0,545 0,417 +0,128 4-0,01-0,479? (z opóźnieniem); b.k. 04/1-30 264,01 1,722 1,717 +0,005 +0,02 ----- 05/1-10 264,30 2,552 0,892 +1,660 3,4 +0,29 +0,035 z opóźnieniem 05/11-20 264,52 1,050 1,126-0,076 4 +0,22 +0,035 z opóźnieniem 05/21-31 264,37 0,668 1,148-0,480 4-0,15-0,020 z opóźnieniem 4 05/1-31 264,39 4,270 3,166 +1,104 +0,38 ----- 06/1-10 264,24 2,273 1,370 +0,903 4-0,13-0,020 z opóźnieniem 4 06/11-20 264,40 2,976 2,999-0,023 4 +0,16 +0,056 z opóźnieniem 4 06/21-30 264,14 0,855 2,255-1,400-0,26-0,036 1 06/1-30 264,26 6,104 6,624-0,520-0,13 ----- 07/1-10 263,94 0,223 0,458-0,235-0,20-0,036 1 07/11-20 264,00 0,661 0,475 +0,186 +0,06 +0,031 07/21-31 263,97 0,074 0,285-0,211-0,03-0,070 07/1-31 263,97 0,958 1,218-0,260-0,29 ----- 08/1-10 263,97 0,362 0,216 +0,146 0,00 b.k. 2 08/11-20 263,96 0,097 0,169-0,072-0,01-0,056 5 08/21-31 263,95 0,063 0,170-0,107-0,01-0,056 5 08/1-31 263,96 0,522 0,555-0,033-0,01 ----- 09/1-10 263,93 0,065 0,145-0,080-0,02-0,056 5 09/11-20 263,96 0,384 0,193 +0,191 3 +0,03 +0,048 3 09/21-30 263,97 0,106 0,168-0,062 4 +0,01 +0,048 3 09/1-30 263,96 0,555 0,506 +0,049 0,00 ----- 10/1-10 263,95 0,112 0,110 +0,002 4? -0,02-0,031 z opóżnieniem 4 10/11-20 263,96 0,063 0,135-0,072 +0,01 +0,002 z opóźnieniem 4? 10/21-31 263,96 0,048 0,139-0,091 0,00 b.k. 2 10/1-31 263,96 0,223 0,384-0,161 0,00 ----- 11/1-10/31 264,04 0,505 0,499 +0,006 ----- -----

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 139 1 średni ubytek (lub przyrost) wody w zbiorniku przypadający w dwóch kolejnych okresach bilansowych; 2 brak korelacji pomiędzy różnicą na plus (lub minus) w bilansie wody w zbiorniku a oczekiwanym wzniosem (lub spadkiem) rzędnej piętrzenia wody; 3 nadwyżka rozchodu (lub przychodu) wody w zbiorniku powodująca spadek (lub wznios) rzędnej piętrzenia wody w dwóch kolejnych okresach bilansowych; 4 przychody (lub rozchody) wody w zbiorniku powodujące średni wznios (lub spadek) rzędnej zwierciadła wody z opóźnieniem w kolejnym okresie bilansowym; 5 średni ubytek wody w zbiorniku przypadający w trzech kolejnych okresach bilansowych. Źródło: opracowanie własne trzenia lustra wody w zbiorniku. Uwagę zwraca brak reakcji zwierciadła wody w zbiorniku na nadwyżkę rozchodów nad przychodami -0,479 m 3 /s w okresie bilansowym 11-20 kwietnia 2013 r., oraz minimalna nadwyżka przychodów wody nad rozchodami +0,002 m 3 /s w okresie bilansowym 01 października 2013 r., która spowodowała jednak zmianę rzędnej piętrzenia wody w kolejnym okresie 11-20 października 2013 r. W ośmiu przypadkach obserwuje się opóźnienie reakcji zmiany rzędnej lustra wody w zbiorniku: cztery razy dla wzniosu oraz cztery dla spadku zwierciadła wody, w stosunku do średniej różnicy nadwyżki przychodów nad rozchodami lub odwrotnie. 1 average water loss (or rise) in the reservoir occurring in two subsequent balance periods; 2 lack of correlation between the difference in water balance in the reservoir (in either excess or shortage) and expected increase (or decrease) in the head of water; 3 surplus in water runoff (or inflow) in the reservoir causing average increase (or decrease) of the head of water in two subsequent balance periods; 4 water recharge (or runoff) in the reservoir causing average increase (or decrease) of the height of water table with a delay in the next balance period; 5 average water loss in the reservoir occurring in three subsequent balance periods. Source: the author s study uzyskano zgodność między różnicami bilansowymi, a wznios lub spadek rzędnej piętrzenia wody o 0,01 m w zbiorniku KW był spowodowany nadwyżkami przychodów nad rozchodami, lub odwrotnie. Średnie wielkości trzynastu przyrostów oraz szesnastu ubytków wynosiły odpowiednio +0,053 m 3 /s oraz -0,048 m 3 /s. W sześciu okresach bilansowych nadwyżki przychodów nad rozchodami lub odwrotnie, nie korelowały się ze wzniosem lub spadkiem rzędnej piętrzenia wody w zbiorniku. Przychody wody w zlewni zbiornika KW w roku hydrologicznym 2013 wynosiły 15,926 mln m 3 /r. Wielkość ta stanowiła 40,7% całkowitej objętości wody w zbiorniku, tj. 39,17 mln m 3 przy NPP +264,00 m. 5. Podsumowanie Zbiornik wodny KW powstał w latach 2003-2006 w wyniku rekultywacji wodnej odkrywkowego wyrobiska kopalni piasku. Szczegółowe obliczenia bilansowe w roku hydrologicznym 2013 w zlewni podziemnej zbiornika objęły 36 okresów obliczeniowych. Równania bilansowe dla zlewni podziemnej zbiornika umożliwiły oszacowanie (obliczenie): dopływu wody ze strumienia wody podziemnej płynącej doliną kopalną Przemszy, Q dkp ; zasilanie opadami plejstoceńskiego poziomu wodonośnego (infiltracja efektywna; I EKW ); zasilanie tzw. wodami pochodzenia antropogenicznego Q antr. ; zasilanie wodami powierzchniowymi z rzeki Przemszy, Q P i Trzebyczki Q T ; zasilanie wodami opadowymi na powierzchnię zbiornika wodnego, P KW ; odpływ powierzchniowy wody jazem zrzutowym ze zbiornika do Przemszy, D jzkw ; przepływ filtracyjny wody ze zbiornika KW do zlewni podziemnej zbiornika PIII, D ipiii ; przepływ filtracyjny wody przez zaporę czołową zbiornika KW, D zckw ; parowanie rzeczywiste z powierzchni wody zbiornika E KW. Wielkość zasilania zlewni w poszczególnych okresach bilansowych była różna w zależności od wysokości opadów. Wahała się od 0,048 m 3 /s (21-31 października 2013 r.) do 2,976 m 3 /s (11-20 czerwca 2013 r.). Po stronie przychodów, zasilanie zlewni zbiornika wodami plejstoceńskiego poziomu wodonośnego wyniosło 4,289 mln m 3 /r., co stanowiło 26,9% w całkowitych przychodach zlewni. Zdecydowanie większy udział w zasilaniu tej zlewni, 11,637 mln m 3 /r., miały wody powierzchniowe (Q P +Q T +P KW ). Po stronie rozchodów zdecydowanie dominował odpływ powierzchniowy wody ze zbiornika do Przemszy wynoszący 11,637 mln m 3 /r., co stanowiło 73,9% w całkowitych rozchodach zlewni. Drugim pod względem wielkości elementem rozchodów było parowanie z powierzchni zbiornika wodnego, które wyniosło 2,334 mln m 3 /r. W dwudziestu dziewięciu okresach bilansowych Literatura 1. Castany G.: Poszukiwanie i eksploatacja wód podziemnych. Wyd. Geol., Warszawa 1972. 2. Chmura A.: Aktualizacja Mapy hydrogeologicznej Polski w skali 1:50 000, arkusz Wojkowice (911); rejon kopalni piasku Kuźnica Warężyńska. Państw. Inst. Geol., Warszawa 2010. 3. Choiński A.: Zarys limnologii fizycznej Polski. Wyd. Nauk. UAM, Poznań 1995. 4. Dobrowolski L.: Raport oddziaływania na środowisko dla etapu uzyskania decyzji pozwolenia wodnoprawnego. Adaptacja wyrobiska popiaskowego Kuźnica Warężyńska dla funkcji zbiornika przeciwpowodziowego. Hydroprojekt Warszawa Sp. z o.o., Oddz. Sosnowiec, 2002. 5. Knyszyński F.: Bilanse wodne, w: Podstawy hydrogeologii stosowanej [red. A. Macioszczyk]. Wyd. Nauk. PWN, Warszawa 2006, s. 232-245. 6. Kowalczyk S., Ujda K.: Pomiary porównawcze opadów atmosferycznych. Materiały badawcze. Seria: Meteorologia, 14, IMGW, Warszawa 1987, s. 1-49. 7. Kropka J., Jagliński Ł.: Infiltracja efektywna w zlewniach podziemnych potoku Pagor oraz zbiorników wodnych zlokalizowanych w obszarze Kotliny Dąbrowskiej (województwo śląskie). Przegląd Górniczy, w przygotowaniu. 8. Kropka J., Jońska N.: Monitoring stanu ilościowego wody wokół zbiornika wodnego Kuźnica Warężynska. Część 2. Monitoring w piezometrach zlokalizowanych w obrębie zapory czołowej zbiornika. Gospodarka wodna 2012, Nr 6, s. 237-242. 9. Kropka J., Wróbel J.: Infiltracja efektywna w obszarze Kotliny Dąbrowskiej (północna część GZW), w: Współczesne problemy hydrogeologii, t. 12, Wyd. Uniw. Mikołaja Kopernika, Toruń 2005, s. 411-416. 10. Pazdro Z., Kozerski B.: Hydrogeologia ogólna. Wyd. Geol., Warszawa 1990, s. 1-624. 11. Piwoński R., Zając A., Dudek D.: Zbiornik Kuźnica Warężyńska. Okresowa ocena stanu technicznego. Inst. Meteor. i Gosp. Wodn., Warszawa 2012, s. 1-44. 12. Szczepański A.: Dynamika wód podziemnych. Wyd. Geol., Warszawa 1977, s. 1-151. 13. Wagner J., Chmura A., Siemiński A.: Mapa hydrogeologiczna Polski w skali 1:50 000 wraz z objaśnieniami, arkusz Wojkowice (911). Państw. Inst. Geol., Warszawa 1997.

140 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 UKD 005.585: 622.1:550.8:622.363.1 Współczesne techniki eksploatacji soli kamiennej w kopalniach podziemnych Current techniques of rock salt mining in the underground mines Dr inż. Katarzyna Poborska-Młynarska* ) Treść: Wydobycie soli kamiennej w kopalniach podziemnych stanowi około 1/6 całkowitej produkcji soli na świecie. Największymi producentami są: USA, Kanada i Niemcy. Znaczące wydobycie mają m.in.: Wielka Brytania, Włochy i Rosja. W artykule przedstawiono współczesne techniki wydobycia soli kamiennej na przykładzie wybranych kopalń podziemnych tych krajów, koncentrując się na charakterystyce warunków geologiczno-górniczych, systemach eksploatacji i stosowanych rozwiązaniach technologicznych. W zakończeniu zostały sformułowane wnioski na temat tendencji w technologiach wydobycia soli, które mogą być przydatne przy rozwiązywaniu problemów górnictwa solnego w naszym kraju. Abstract: Total output of rock salt from the underground mines is about 1/6 of the total world salt production. The countries with the largest rock salt production are: the United States, Canada and Germany. A significant output come also i. e. from: Great Britain, Italy and Russia (Tabl.1, 2.). In this paper, the current techniques of salt mining in selected mines in these countries have been presented. The analysis focuses on geology and mining conditions, techniques of exploitation and applied technologies (Tabl. 3). At the end, the conclusions on trends in salt mining technologies are drawn. They can be useful for salt mining industry in our country. Słowa kluczowe: górnictwo solne, kopalnie soli kamiennej, technika eksploatacji soli Key words: salt mining, rock salt mines, salt exploitation techniques 1. Wprowadzenie Produkcja soli na świecie przekracza 260 mln ton rocznie. Sól otrzymywana jest z wody morskiej, z jezior słonych i ich osadów, z solanki, którą produkuje się na złożach solnych głównie metodą wiertniczą oraz w kopalniach podziemnych. Kraje o największej produkcji soli to: Chiny, USA, Niemcy, Indie, Kanada i Meksyk (Tab.1). Największa ilość soli produkowana jest z wody morskiej przez ewaporację. Z kopalń podziemnych otrzymuje się około 1/6 światowej produkcji, a największe wydobycie tą metodą ma miejsce w USA, Kanadzie, Niemczech, a ponadto w Pakistanie, Białorusi, Włoszech, Rosji, Wlk. Brytanii i w wielu innych krajach (tab. 2). Podziemne górnictwo solne charakteryzuje się swoistą specyfiką, wynikającą przede wszystkim z wielkości i rozmaitości form złożowych, z faktu rozpuszczalności kopaliny w wodzie oraz ze szczególnych właściwości mechanicznych soli kamiennej. Charakterystyczne dla kopań soli są przede wszystkim: zazwyczaj duże wyrobiska eksploatacyjne oraz ich długotrwała stateczność, dzięki czemu nie stosuje się podsadzania ani innej, postępującej za eksploatacją formy likwidacji wyrobisk, wyjątkowo duże wymiary filarów bezpieczeństwa i filarów ochronnych, * ) AGH w Krakowie Tablica 1. Kraje o największej produkcji soli w 2014 r. [15] Table 1. Countries with the largest salt production in 2014 [15] Nr Kraj Wielkość produkcji, mln t rok 2013 rok 2014 (dane szacunkowe) 1 Chiny 70,00 71,00 2 USA 40,30 44,10 3 Niemcy 11,90 12,00 4 Indie 16,00 17,00 5 Kanada 12,20 13,30 6 Australia 11,00 11,00 7 Meksyk 10,80 9,50 8 Chile 6,58 8,00 9 Wlk.Brytania 6,70 6,80 10 Ukraina 6,20 5,40 11 Brazylia 7,50 7,50 12 Francja 6,10 6,00 13 Turcja 5,30 5,40 14 Hiszpania 4,44 4,50 15 Polska 4,43 4,40 16 pozostałe kraje 42,20 43,40 17 Razem 262,00 269,00 długowieczność kopalń, których wiek często przekracza 100 lat, wieloletni przyrost wyrobisk, co powoduje powstawanie pustek poeksploatacyjnych o potężnej objętości.

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 141 Tablica 2. Kraje o największej produkcji soli kamiennej (wydobywanej w kopalniach podziemnych) [14] Table 2. Countries with the largest production of rock salt (exploited in the underground mines) Nr Kraj Szacowana wielkość produkcji soli kamiennej, mln t, rok 2012 1 USA 13,300 2 Kanada 10,845 produkcja całkowita soli 3 Niemcy 6,130 4 Ukraina 5,900 produkcja całkowita soli 5 Hiszpania 3,100* 6 Włochy 2,200 produkcja całkowita soli 7 Wlk.Brytania 6,700 produkcja całkowita soli 8 Pakistan 1,900* 9 Rosja 1,800 produkcja całkowita soli 10 Białoruś 1,700* produkcja całkowita soli 11 Brazylia 1,650* 12 Polska 0,782* * Dane szacunkowe na rok 2012 [14] Głównym systemem eksploatacji stosowanym w kopalniach soli był od wieków system komorowy przede wszystkim system komór właściwych, w licznych odmianach, pozwalających dostosować technikę eksploatacji do formy złoża i lokalnego poziomu mechanizacji robót górniczych. Potem zaczęto stosować w górnictwie solnym również system komorowo-filarowy. Długi czas funkcjonowania kopalń soli powoduje wiele problemów, np. zwiększenie wydobycia i modernizacja technik eksploatacji bywa utrudniona z powodu dawnej infrastruktury, pojawia się też problem bezpiecznego utrzymania lub likwidacji starych wyrobisk, których łączna objętość często osiąga kilkanaście kilkadziesiąt milionów metrów sześciennych i in. Ze względu na swoistą specyfikę, problemy górnictwa solnego są po części wspólne w różnych zagłębiach solnych. Przegląd obecnie stosowanych technik eksploatacji i doświadczeń w kopalniach u ważniejszych producentów soli kamiennej na świecie może wskazać kierunki rozwoju i być inspiracją dla rozwiązywania problemów górnictwa solnego w kraju. 2. Przegląd sposobów eksploatacji w wybranych kopalniach soli kamiennej na świecie Kopalnie założone są na złożach różniących się budową geologiczną - przede wszystkim: formą złoża, głębokością zalegania, zasobami i warunkami geologiczno-górniczymi. Złoża są w różny sposób udostępnione, rozcięte i wybierane z zastosowaniem różnych systemów eksploatacji i technicznych rozwiązań. Wielkość wydobycia kształtowana jest zapotrzebowaniem na surowiec i warunkami ekonomicznymi, jak i wspomnianymi warunkami geologicznymi i technicznymi. Dla scharakteryzowania współczesnych technik eksploatacji, spośród wielu podziemnych kopalń soli kamiennej na świecie, wybrano i przedstawiono w artykule kilka kopalń. Kluczem ich wyboru były następujące kryteria: wielkość produkcji, zróżnicowane położenie geograficzne, zróżnicowana budowa geologiczna złóż, technika eksploatacji, rozwiązania technologiczne, a także dostępność informacji. 2.1. Stany Zjednoczone Największa ilość soli kamiennej na świecie wydobywana jest w kopalniach podziemnych Stanów Zjednoczonych. Wydobycie pochodzi z kilkunastu kopalń eksploatujących sól w kilku stanach: New York, Michigan, Ohio, Kansas, Luizjana. Do kopalń o największym wydobyciu należy m. in. Cote Blanche Salt Mine w Luizjanie. 2.1.1. Kopalnia Cote Blanche Kopalnia Cote Blanche należy do kompanii Compass Minerals America Inc. Znajduje się w południowej Luizjanie i jest założona w jednym z kilku sąsiadujących ze sobą wysadów solnych na obszarze Five Islands na wybrzeżu Zatoki Meksykańskiej. Wysad solny tworzą sole środkowej jury należące do ewaporatowej formacji Louann Salt. Strop wysadu zalega średnio na głębokości 90 m. Wysad na planie ma kształt eliptyczny: na głębokości przekraczającej 300 m długość osi o kierunku N-S sięga 2,1 km, a o kierunku W-E 1,7 km [11,3]. Wysad znacznie poszerza się ze wzrostem głębokości. Ściany boczne zapadają pionowo. Budowa wewnętrzna złoża jest złożona, z charakterystycznym dla wysadów pionowym lub bardzo stromym zapadaniem warstw. Sól kamienna zawiera ok. 95 % NaCl. Głównym zanieczyszczeniem soli są piaski i piaskowce. Kopalnię założono w 1961 roku. Obecnie posiada trzy poziomy na głębokościach: 335 m, 396 i 457 m. Sól kamienna eksploatowana jest w systemie komorowo-filarowym z kwadratowymi filarami: komory mają zwykle szerokość ok. 15 m, wysokość ok. 24 m i rozdzielone są filarami o szerokości ok. 30 m x 30 m [3]. Komory wybierane są dwuetapowo. W pierwszej kolejności wybierana jest warstwa górna na grubość około 7,5 m: w przodku stosuje się wrąb przy spągu i urabia sól techniką strzelniczą. W drugiej warstwie długie otwory strzałowe wiercone są ku dołowi. Urobek dostarczany jest do podziemnego zakładu przeróbczego, a stamtąd skipem na powierzchnię do magazynów Kopalnia jest metanowa, znana z licznych wyrzutów metanu i skał. Kopalnia produkuje głównie sól drogową. Wydobycie roczne sięga 3,5 mln ton soli, przy zatrudnieniu ponad 150 osób [13]. 2.2. Kanada Kanada jest jednym z największych producentów soli na świecie: zajmuje 5 miejsce w wielkości całkowitej produkcji soli, a drugie miejsce po USA w wydobyciu soli kamiennej w kopalniach podziemnych. Sól kamienna wydobywana jest w kilku kopalniach położonych w prowincjach: Nova Scotia, Quebec, Ontario, Saskatchewan. Jest także wydobywana jako produkt uboczny w kopalniach soli potasowych. Największą kopalnią soli kamiennej w Kanadzie i na świecie jest kopalnia Goderich w prowincji Ontario, na brzegu jeziora Huron, należąca do kompanii Sifto Canada Incorporation [15]. 2.2.1. Kopalnia Goderich Złoże Goderich należy do górnosylurskiej grupy Salina (Salina Group) w basenie Michigan, występującej w Ameryce Północnej na terytorium USA w kilku stanach oraz Kanady (Ontario). W kopalni Goderich eksploatowany jest pokład soli o miąższości sięgającej 24-33 m zalegający niemal poziomo na głębokości około 550 m [5]. Budowę kopalni podziemnej rozpoczęto w 1957 roku [15]. Obecnie kopalnia ma trzy szyby: dwa wydobywcze, trzeci materiałowy. Oryginalnym systemem eksploatacji był system komorowo-filarowy z trzema przodkami [7]. Komory miały szerokość ok. 18 m i wysokość ok. 13 m. Pozostawiano kwadratowe filary powierzchni 64 m 2 (8x8 m). Na roboty eksploatacyjne składał się cykl: wrębienie przy spągu, obwiert przodku komorowego krótkimi otworami strzałowymi na całą wysokość,

142 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 ładowanie, odpalanie, przewietrzanie, obrywka stropu i ociosów, kotwienie stropu, ładowanie i odstawa urobku do stanowiska kruszenia przy użyciu ładowarek i wozów odstawczych. Kotwienie stropu okazało się konieczne z powodu odspajania się soli, obrywów i znacznego tempa zaciskania wyrobisk. W latach 90. ubiegłego wieku wprowadzono nowy system wybierania złoża, tzw. bench mining wybieranie warstwami [7]. W tym systemie komory mają szerokość ok. 18 m i wysokość ok. 18 m. Wybieranie złoża odbywa się w dwóch etapach: najpierw, jako roboty przygotowawcze wybierana jest górna warstwa na grubość ok. 3,6 m, potem jako roboty eksploatacyjne warstwa dolna na grubość 14,6 m. W pierwszym etapie drąży się cztery równoległe komory techniką strzałową z wrębieniem przy stropie i spągu. Do obwiertu przodku stosuje się wiertnicę. Załadunek urobku i odstawa do punktów zasypowych odbywa się przy użyciu ładowarek. Po każdych dwóch zabiorach następuje kotwienie stropu w siatce 1,5 m na długości do 5,5, m. Wybieranie komór w etapie pierwszym znacznie wyprzedza etap drugi. W drugim etapie następuje wybieranie warstwy dolnej długimi otworami strzałowymi wierconymi skośnie w dół na długość 16,5 m. Do ładowania i odstawy urobku na odległość 1 km używa się ładowarek i wozów odstawczych. Zakład przeróbczy: kruszenia, mielenia i przesiewania znajduje się pod ziemią. Szybami wydobywany jest gotowy produkt. W 80% jest to sól drogowa. Około 20% odbiera przemysł chemiczny, a niewielka część służy do produkcji środków zmiękczania wody. Wydobycie kopalni sięga 7 mln ton/rok. Kopalnia zatrudnia ponad 300 osób [7]. 2.3. Niemcy Niemcy są trzecim w kolejności krajem na świecie o największym wydobyciu soli kamiennej. Sól wydobywana jest w kilku kopalniach, z których największą jest kopalnia Heilbronn należąca do firmy Südsalz GmbH (Südwestedeutsche Salzwerke AG). 2.3.1. Kopalnia Heilbronn Złoże solne Heilbronn należy do triasowej formacji środkowego wapienia muszlowego. Stanowi niemal poziomy pokład soli kamiennej o grubości około 40 m zalegający na głębokości 170 230 m. Sól o wymaganej czystości (ok. 95 % NaCl) znajduje się w dolnej części złoża i ma grubość 10 12 m [1]. Kopalnia Heilbronn została założona w 1885 r. Miała dwa szyby, a po połączeniu podziemnych wyrobisk z kopalnią Kochendorf w 1984 roku uzyskała szyb trzeci. W zachodniej części złoża, w związku z rozwojem kopalni został zgłębiony w 2004 roku nowy kolejny szyb [16]. Sól wybierana jest w systemie komorowo-filarowym. Komory mają szerokość 15 m, wysokość 10 20 m i długość do 200 m. Rozdzielone są prostokątnymi filarami o szerokości 15 m [1, 16]. Sól urabiana jest techniką strzelniczą lub z zastosowaniem ciągłego urabiania kombajnem. W pierwszym przypadku przodek obwiercany jest otworami strzałowymi z zastosowaniem wiertnicy. Materiał wybuchowy ładowany jest pneumatycznie. Po odstrzeleniu następuje maszynowa obrywka stropu i ociosów. Zasadniczo nie wykonuje się obudowy wyrobisk. Urobek jest ładowany i odstawiany przy użyciu ładowarek i wozów odstawczych do miejsc wstępnego kruszenia, a następnie przenośnikami taśmowymi do podziemnego zakładu przeróbczego. Gotowy produkt wydobywany jest dwoma szybami na powierzchnię. Od 2006 r. urabianie odbywa się także z zastosowaniem kombajnu [16]. Kopalnia może produkować rocznie 4 mln ton soli; głównie jest to sól przemysłowa i drogowa. Pustki poeksploatacyjne połączonych kopalń Heilbronn i Kochendorf mają ponad 60 mln m 3 objętości [16]. Aby wykorzystać podziemne pustki obu kopalń w 1992 r. zostało założone przedsiębiorstwo UEV - Umwelt, Entsorgung und Verwertung GmbH należące do kompanii Südwestedeutsche Salzwerke AG. Przedsiębiorstwo zajmuje się przeróbką i pakowaniem różnych grup odpadów w zakładach przeróbczych, podziemną reutylizacją odpadów w kopalni Kochendorf i prowadzi składowisko odpadów niebezpiecznych w kopalni Heilbronn. 2.4. Wielka Brytania Produkcja soli kamiennej w Wlk Brytanii odbywa się w dwóch kopalniach podziemnych w Winsford (Cheshire) i Kilroot (płn. Irlandia). Największą obecnie podziemną kopalnią soli kamiennej w Wlk. Brytanii jest Winsford Rock Salt Mine w hrabstwie Cheshire, należąca do spółki Compass Minerals UK Ltd. 2.4.1. Kopalnia Winsford Eksploatowane w kopalni Winsford jest tu złoże wieku triasowego należące do formacji solonośnej Northwich Halite Formation (dolny kajper). Eksploatuje się tu złoże pokładowe, którego części o wartości przemysłowej zalegają na głębokości pomiędzy 130 i 220 m, a średnia miąższość jest równa około 25 m. Złoże jest nieco sfałdowane i ograniczone płaszczyznami uskoków [17,20]. Początki kopalni sięgają połowy XIX wieku [20]. Obecnie, złoże udostępnione jest trzema szybami: zjazdowym, zjazdowo-materiałowym i skipowym, z których najstarszy zbudowano w 1941 roku. Eksploatację prowadzi się systemem komorowo-filarowym. Wymiary komór i filarów zmieniały się w poszczególnych polach eksploatacyjnych. Typowe są teraz komory o wysokości 8 m i szerokości 20 m oraz rozdzielające je kwadratowe filary o boku 20 m (24 m). W kopalni nie stosuje się kotwienia oraz innych rodzajów obudowy. Podstawową i jedyną przez kilkadziesiąt lat techniką urabiania była technika strzelnicza wspomagana maszynami i urządzeniami. Cykl robót w przodku składał się z następujących czynności: wrębienia przy spągu, wiercenia otworów strzałowych, strzelania, przewietrzania, ładowania i odstawy oraz obrywki. Stosowano wrębiarki, wiertnice do obwiertu przodku, pomosty do ładowania otworów strzałowych i maszyny do obrywki skał. Odstawa i transport do końca lat siedemdziesiątych ubiegłego wieku odbywała się przy zastosowaniu samojezdnych ładowarek i wozów odstawczych. Potem wprowadzono system wstępnego kruszenia i ładowania urobku wprost na przenośniki taśmowe [20]. Dwanaście lat temu wprowadzono nową technikę urabiania urabianie ciągłe z zastosowaniem kombajnu. Rozcięcie pola eksploatacyjnego zostało dostosowane do pracy kombajnu. Wycina on komory, wybierając dwie warstwy: górną i dolną na wysokość do 4,6 m każda, na długości 1 km. Filary powstają po wykonaniu w komorze przecinek prostopadłych do jej osi podłużnej. Urobek jest ładowany wprost na przenośnik. Zakład przeróbczy kruszenia i mielenia znajduje się pod ziemią. Gotowy produkt wydobywany jest skipem na powierzchnię [20]. Kopalnia Winsford produkuje sól kamienną drogową w różnych gatunkach. Wydobycie w 2011 r. wynosiło 800 tys. ton [18]. W wyniku wieloletniej eksploatacji powstały pod ziemią pustki o objętości 23 mln m 3. W części wyrobisk kopalni Winsford został zbudowany podziemny magazyn do przecho-

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 143 wywania zbiorów i archiwów. Duża część wyrobisk kopalni o objętości 2 mln m 3 jest zagospodarowana przez podziemne składowisko odpadów niebezpiecznych Minosus należące do kompanii Veolia Environmental Services UK. 2.5. Włochy Trzy podziemne kopalnie soli kamiennej we Włoszech znajdują się na Sycylii i należą do kompanii Societ a Italiana Sali Alkalini. Są to kopalnie: Realmonte, Racalmuto i Petralia. Wydobycie łącznie wynosi 2 mln ton rocznie. 2.5.1. Kopalnia Realmonte Złoże soli Realmonte znajduje się na południowym wybrzeżu Sycylii. Leży ono w basenie Caltanisetty, który wypełniają osady późnego neogenu z solnymi utworami formacji messyńskiej [4]. Złoże stanowi nachylony, gruby (miąższości 400 600 m) kompleks soli kamiennej i potasowej (kainitu) z towarzyszącymi gipsami. Złoże udostępnione jest upadową i szybem wydechowym w centrum obszaru górniczego [8]. Eksploatacja prowadzona jest na kilku poziomach udostępnionych upadowymi. Sól wydobywana jest w systemie komorowo-filarowym o wymiarach komór: wysokość 7,5 m i szerokość 23 m, przy szerokości filarów międzykomorowych 23 m. Urabianie odbywa się techniką strzelniczą, z wrębieniem przy stropie i spągu oraz z wierceniem otworów strzałowych wiertnicą. Stosowane jest też drążenie kombajnem. Ładowanie i odstawa urobku do podziemnego zakładu przeróbczego odbywa się przy użyciu ładowarek. Stamtąd gotowy produkt transportowany jest przenośnikami taśmowymi na powierzchnię. Zdolność produkcyjna kopalni w roku 2007 wynosiła 0,5 mln t/rok przy zatrudnieniu 60 osób (sezonowo). Obecnie wydobycie sięga 1 mln ton. Głównym produktem jest sól kamienna przemysłowa i drogowa [8]. 2.6. Rosja Na terenach Rosji sól kamienna wydobywana jest podziemnie przez trzy przedsiębiorstwa: OAO Iletsksol, OAO Sil vinit i FGUP Tyretskii Solerudnik [10]. 2.6.1. Kopalnia w Ilecku Złoże solne Ileck leży w południowo-zachodniej części w obwodzie orenburskim. Jest to wysad solny utworzony z permskich soli kamiennych. W planie ma zarys eliptyczny o długości osi 1 i 2 km. Strop złoża znajduje się na głębokości od kilku do kilkudziesięciu metrów. Zbadana miąższość struktury w części środkowej sięga 2600 m [14]. Złoże eksploatowane jest przez kompanię Russol, która powstała w 2008 r., zajmującą się wydobyciem, przeróbką i dystrybucją soli. Kopalnia ma dwa szyby. Sól wydobywa się z głębokości ok. 300 m systemem komorowym. Dawniej (połowa XX w.) sól wybierano systemem komorowym z przodkiem stropowo-schodowym. Komory miały szerokość 30 m, wysokość 20 28 m, długość kilkadziesiąt do 100 m, a filary międzykomorowe - szerokość 16 m. Stosowano wówczas wyłącznie urabianie techniką strzelniczą. Obecnie wybiera się komory o wysokości ok. 30 m i długości - 500 m. Urabianie odbywa się maszynowo z zastosowaniem kombajnu typu Ural z wybieraniem na kilka warstw. Urobek transportowany jest przenośnikami do szybu, a stamtąd do zakładu przeróbczego na powierzchni. Kopalnia produkuje sól jadalną, sól przemysłową głównie dla przemysłu chemicznego, sole kosmetyczne i balneologiczne. Wydobycie kopalni sięga 1,25 mln ton rocznie, przy zatrudnieniu 900 osób [14]. Zbiorczą charakterystykę omawianych w tym rozdziale kopalń przedstawiono w tabeli 3. 3. Wnioski: charakterystyka aktualnych trendów w górnictwie solnym Na podstawie dokonanego przeglądu sposobów eksploatacji soli kamiennej można sformułować ogólne spostrzeżenia charakteryzujące współczesne górnictwo solne. 3.1. Położenie geograficzne Głównymi odbiorcami soli kamiennej jest przemysł chemiczny, drogownictwo i przemysł spożywczy. Tak więc, zbyt soli jest zapewniony w regionach o rozwiniętym przemyśle chemicznym, w klimacie, w którym w zimie zwalcza się gołoledź na drogach, w miejscach z tanim i wygodnym transportem. Największe kopalnie soli znajdują się na północnej półkuli. 3.2. Budowa geologiczna i warunki górniczo-geologiczne Złoża soli kamiennej są bardzo zróżnicowane pod względem budowy geologicznej: od poziomych regularnie zalegających pokładów do najbardziej zaburzonych form jakimi np. są wysady solne. Obecnie prowadzi się eksploatację w złożach o różnych formach, na głębokości od kilkudziesięciu do kilkuset metrów (600 m). Są to grube pokłady i soczewki, pokłady średniej miąższości, ale zalegające na dużym obszarze, a także wysady lub inne tektoniczne struktury solne. Zagospodarowane złoża mają lub miały duże zasoby wystarczające na długie lata eksploatacji. Są to więc zwykle złoża bogate zarówno pod względem ilości, jak i jakości kopaliny, z dużymi kompleksami czystych soli, pozwalającymi na zastosowanie regularnego rozcięcia i wybierania. Największe kopalnie eksploatują złoża pokładowe niezaburzone lub słabo zaburzone znajdujące się w korzystnych warunkach hydrogeologicznych. 3.3. Zagrożenia naturalne Współczesne górnictwo solne stale spotyka się z zagrożeniami naturalnymi związanymi ze złożami solnymi. Powszechne jest zagrożenie wodne. Dopływ wód podziemnych do kopalni szczególnie zagraża przy zbyt szybkim tempie zaciskania wyrobisk, przy ich destabilizacji i obwałach skał stropowych, które powodują nadmierne deformacje nadległego górotworu i rozwój deformacji nieciągłych. Może to prowadzić do zatopienia kopalni i rozwoju zapadlisk na powierzchni. Przykłady tego rodzaju zdarzeń można wskazać w ciągu ostatnich kilkunastu lat m.in. w Kanadzie, Rosji, Ukrainie. Zagrożenie wodne ma też inne źródła: może być związane z naruszeniem robotami górniczymi granic złoża, z zaszłościami eksploatacyjnymi w starych kopalniach, może pochodzić od nieszczelnej obudowy szybów, źle zlikwidowanych wierceń itp. Zagrożenie związane z występowaniem metanu i innych gazów w złożach solnych pojawia się tylko w niektórych złożach. Nie uniemożliwia prowadzenia eksploatacji, jedynie wymaga zastosowania odpowiedniej techniki wykonywania robót górniczych.

144 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Tablica 3. Charakterystyka podziemnych kopalń soli kamiennej Table 3. Characteristics of rock salt underground mines GEOLOGIA WIEK I STRUKTURA KOPALNI COTE BLANCHE, USA GODERICH, Kanada KOPALNIE HEILBRONN, Niemcy WINSFORD, Wlk. Brytania ILECK, Rosja REALMONTE, Włochy 1 2 3 4 5 6 wysad solny, sole jurajskie formacji Luann, strop: 90 m gł., czystość soli: 95 % NaCl rok założenia: 1961 r. poziomy kopalni na głębokości: 335, 396 i 457 m złoże pokładowe, sole górnosylurskie Salina Group, głębokość zalegania: 275 825 m, eksploatowany jest poziomo zalegający pokład soli o grubości 24-33 m rok założenia: 1957-59 r., 3 szyby, eksploatacja na jednym poziomie - ok. 550 m głębokości złoże pokładowe, sole triasowe formacji środkowego wapienia muszlowego, głębokość zalegania: 170 230 m, pokład niemal poziomy o grubości około 40 m, eksploatowana jest dolna część pokładu o grubości 10-12 m, czystość soli: 95 % NaCl) rok założenia: 1885 r. - kopalnia Heilbronn; w 1984 r. połączona z sąsiednią kopalnią Kochendorf, 3 szyby (1885, 1972, 2004), złoże pokładowe, nieco sfałdowane, sole triasowe (dolny kajper), głębokość zalegania części złoża o wartości przemysłowej 130 220 m, grubość złoża do 30 m, czystość soli: 95 % NaCl połowa XIX w., obecnie trzy szyby (najstarszy z 1941 r.). wysad solny, sole permskie, strop złoża na głębokości od kilku do kilkudziesięciu metrów, kopalnia założona w połowie XX w., 2 szyby, obecnie czynny jest szyb nr 2, eksploatacja z głębokości ok. 300 m złoże pokładowe, sole formacji messyńskiej górnego neogenu, gruby nachylony pokład soli kamiennej i potasowej, grubość 400-600 m udostępnienie upadową i szybem (otworem wielkośrednicowym) wentylacyjnym, złoże rozcięte na kilku poziomach udostępnianych upadowymi SYSTEM EKS- PLOATACJI system komorowofilarowy, wymiary komór: sz. 15 m, w. 24 m, filary kwadratowe: 30 x 30 m system komorowofilarowy, wymiary komór: sz. 18 m, w. 18 m, z dwuetapowym wybieraniem, tzw. bench mining system komorowofilarowy, wymiary komór: sz. 15 m, w. 10 20 m, dł. do 200 m; filary prostokątne o sz. 15 m system komorowofilarowy, typowe obecnie wymiary komór: w. 8 m, sz. 20 m, filary kwadratowe: 20 x 20 m (24 m) system komorowy właściwy, dawniej z przodkiem stropowoschodowym, obecnie wybiera się komory o wysokości ok. 30 m i długości 500 m, na kilka warstw dawniej urabianie techniką strzelniczą, obecnie urabianie maszynowe ciągłe kombajn typu Ural z wybieraniem na kilka warstw, transport urobku przenośnikami taśmowymi do szybu system komorowofilarowy, wymiary komór: w. 7,5 m, sz. 23 m, sz. filarów międzykomorowych 23 m TECHNO- LOGIA urabianie techniką strzelniczą, wybieranie komór dwuetapowe: warstwa stropowa 7,5 m z wrębieniem przy spągu, warstwa dolna długie otwory strzałowe I etap: wybieranie warstwy górnej techniką strzelniczą z wrębieniem; po załadunku i odstawie urobku następuje kotwienie stropu; II etap: wybieranie warstwy dolnej długimi otworami strzałowymi; do ładowania i odstawy urobku ładowarek i wozów odstawczych urabianie techniką strzelniczą oraz od 2006 r. maszynowo z zastosowaniem kombajnu ciągłego urabiania, odstawa i transport przy użyciu ładowarek i wozów odstawczych do stanowiska wstępnego kruszenia, a następnie przenośnikami taśmowymi podstawową techniką urabiania była technika strzelnicza, od 12 lat - urabianie ciągłe z zastosowaniem kombajnu; komory są wybierane na dwie warstwy, na długości 1 km, filary powstają po wykonaniu w komorze przecinek; urobek jest ładowany wprost na przenośnik urabianie techniką strzelniczą z wrębieniem przy stropie i spągu, stosowane jest też drążenie kombajnem, ładowanie, odstawa i transport urobku przy użyciu ładowarek do podziemnego zakładu przeróbczego, potem przenośnikami taśmowymi na powierzchnię PRZERÓBKA podziemny zakład przeróbczy podziemny zakład przeróbczy podziemny zakład przeróbczy brak danych podziemny zakład przeróbczy brak zagrożenia metanowego zakład przeróbczy na powierzchni brak danych podziemny zakład przeróbczy brak danych ZAGROŻENIA NATURALNE zagrożenie metanowe o dużym nasileniu konieczna jest ochrona wyrobisk przed obwałami poprzez kotwienie, zagrożenie metanowe WYDOBYCIE, PRODUKTY ZATRUDNIE- NIE 3,5 mln t/rok, sól drogowa, ponad 150 pracowników osiąga 7 mln t (9 mln t)/rok, 80 % - sól drogowa, 20 % - sól dla przemysłu chemicznego i in., ok. 300 pracowników do 4 mln t/rok, głównie sól przemysłowa i drogowa 0,8 mln (1,5 mln t) t/2011 r., sól drogowa do 1,25 mln t/rok, sól jadalna, przemysłowa głównie dla przemysłu chemicznego i in., 900 pracowników 0,5 mln t/rok 2007 przy obecnie 1 mln ton/rok, głównie sól przemysłowa i drogowa, kilkadziesiąt (60) pracowników INNE pozaeksploatacyjne wykorzystanie wyrobisk pozaeksploatacyjne wykorzystanie wyrobisk

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 145 3.4. System eksploatacji Złoża soli kamiennej od wieków wybierano systemem komorowym właściwym. W XIX i XX wieku rozwinęły się dziesiątki odmian tego systemu: komór wysokich i niskich, dostosowujących się kształtem i wielkością do często bardzo skomplikowanej budowy geologicznej złóż, zwłaszcza w wysadach solnych w Niemczech. Później pojawiły się systemy komorowo-filarowe, najpierw w kopalniach soli potasowych. W II połowie XX w. w kopalniach soli kamiennych i potasowych ZSRR wypróbowywano dziesiątki odmian systemów komorowych, ubierkowych, zabierkowych i systemów mieszanych. Obecnie, złoża soli kamiennej są wybierane głównie systemami komorowymi właściwymi lub systemami komorowo-filarowymi wzbogaconymi o wypróbowane i ulepszone techniki urabiania, ładowania, odstawy i transportu. Pierwsze z nich stosowane są głównie do złóż grubych: w złożach pokładowych, soczewkowych i w wysadach solnych, w eksploatacji wielopoziomowej. Systemy komorowo-filarowe stosuje się w złożach różnego typu, ale raczej w złożach pokładowych, częściej przy eksploatacji jednopoziomowej. 3.5. Technologia eksploatacji W wielu kopalniach wykształcił się ciągły łańcuch procesów technologicznych: urabianie ładowanie odstawa transport do podziemnego zakładu przeróbczego transport do szybu transport do magazynów na powierzchni i do zakładów konfekcjonowania soli, lub nieco inny dostosowany do przeróbki na powierzchni. Zaletą obecnie często stosowanej przeróbki pod ziemią (wstępnej lub całkowitej) jest uniknięcie problemów środowiskowych i kosztów związanych z transportem i zagospodarowaniem odpadów w postaci pyłu solnego. Poszczególne procesy są obsługiwane przez maszyny i urządzenia. Podstawowy proces urabiania soli odbywa się dwiema metodami: techniką strzelniczą, uważaną do niedawna za podstawowy sposób urabiania soli kamiennej, ze względu na jej właściwości mechaniczne oraz coraz powszechniej maszynowo kombajnami do ciągłego urabiania. Urabianie techniką strzelniczą składa się z reguły z następujących zasadniczych czynności: wrębienie, wiercenie otworów strzałowych w przodku, ładowanie otworów strzałowych, odpalanie materiału wybuchowego, obrywka. Odstrzelony urobek dostarczany jest do stanowiska wstępnego kruszenia. Każda czynność wykonywana jest przez odpowiednie maszyny i urządzenia. Zastosowanie w to miejsce kombajnu upraszcza eksploatację. Do obydwu metod urabiania dostosowane są sposoby ładowania na środki odstawy. Transport urobku do szybu odbywa się przenośnikami taśmowymi. 3.6. Stateczność wyrobisk i ich długotrwałe utrzymywanie W kopalniach soli utrzymanie wyrobisk i zachowanie ich stateczności ma szczególne znaczenie: jak w każdej kopalni podziemnej pozwala utrzymać ich funkcjonalność, a w większej skali - zachować strukturę kopalni, ale przede wszystkim należy do podstawowej profilaktyki przed zagrożeniem wodnym do zachowania szczelności górotworu. Górotwór solny ma specyficzne właściwości mechaniczne wyrażające się m.in. tym, że odpowiednio zwymiarowane wyrobiska górnicze, także komory o dużych rozmiarach, mogą zachowywać stateczność mechaniczną przez wiele lat. Stąd też, w górnictwie soli kamiennej z reguły nie ma potrzeby likwidowania wyrobisk przed zakończeniem eksploatacji w kopalni. W ten sposób wraz z upływem czasu narasta liczba pustek poeksploatacyjnych o dużych objętościach. Ponieważ tempo wydobycia soli przy przeważnie bardzo dużych zasobach jest niewielkie w porównaniu np. z wydobyciem węgla kamiennego, puste wyrobiska muszą zachowywać długotrwałą stateczność. Jednakże, w niektórych kopalniach górotwór solny nie wykazuje takich korzystnych właściwości i konieczne jest stosowanie obudowy wyrobisk, specjalnych sposobów rozcięcia złoża i zabiegów technicznych. Konieczne jest wówczas: utrzymanie stropu i ociosów wyrobisk, ochrona przed lokalnymi obwałami, ochrona przed łuszczeniem, długoterminowa ochrona wyrobisk i pól eksploatacyjnych przed nadmierną konwergencją i subsydencją, które mogą prowadzić do naruszenia ciągłości skał stropowych. Obecnie, w tych kopalniach soli, w których jest to konieczne, dla ochrony i utrzymania wyrobisk stosuje się głównie obudowę kotwiową, przeprowadza specjalne zabiegi techniczne (np. odpowiedni sposób wrębienia, nacięcia w filarach lub stropie) oraz poprzez odpowiednie rozmieszczenie i kolejność wybierania wyrobisk doprowadza do utworzenia strefy odprężonej nad chronionym wyrobiskiem. Długoterminową ochronę pól eksploatacyjnych zapewnia właściwy dobór systemu eksploatacji z odpowiednio zwymiarowanymi wyrobiskami i filarami. 3.7. Zagospodarowanie wyrobisk Sposób prowadzenia eksploatacji w kopalniach soli prowadzi, jak wspomniano, do powstawania zespołów wyeksploatowanych wyrobisk osiągających w starszych kopalniach kilkanaście lub więcej milionów m 3 objętości. Są to zwykle komory, których liczba w jednej kopalni może sięgać kilku tysięcy. Środowisko kopalń soli z przestronnymi statecznymi wyrobiskami charakteryzuje się stałą wilgotnością, stałą temperaturą, izolacją, brakiem wstrząsów, hałasu, promieniowania elektromagnetycznego. Od dawna zaczęto dostrzegać te zalety i kilkadziesiąt lat temu (lata 60. i 70. XX w.) zaczęły powstawać inicjatywy pozaeksploatacyjnego wykorzystania podziemnych wyrobisk na skalę komercyjną i przemysłową. 3.8. Problemy starych kopalń W kopalniach soli kamiennej funkcjonujących często kilkadziesiąt, a nawet sto kilkadziesiąt lat, poza zachowaniem długotrwałej stateczności wyrobisk i pól eksploatacyjnych pojawia się z upływem czasu problem starzenia się struktury przestrzennej kopalni i jej infrastruktury. Pojawia się najczęściej w kontekście planów modernizacji kopalni, zmian w technologii eksploatacji, mechanizacji, zwiększenia produkcji, obniżenia kosztów czy projektów pozaeksploatacyjnego wykorzystania wyrobisk. Pojawiają się problemy związane np.: ze wzrostem odległości pól eksploatacyjnych od szybów, z koniecznością schodzenia z eksploatacją na większe głębokości, z zaszłościami dotyczącymi rozcięcia złoża i sposobu jego eksploatacji, niewydolności sieci wentylacyjnej w miarę rozrastania się w kopalni (szczególnie w systemach komorowo-filarowych), z przepustowością szybów, z ograniczonymi wymiarami wyrobisk transportowych, z koniecznością unowocześniania technologii przeróbki i in.

146 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 Te problemy są wspólne dla wielu starszych kopalń soli na świecie. 3.9. W Polsce są dwie podziemne kopalnie soli: kopalnia w Kłodawie (Kopalnia Soli Kłodawa ) prowadząca eksploatację już blisko 60 lat w złożu wysadowym oraz nowa kopalnia soli kamiennej zakładana w złożu pokładowym Bądzów (KGHM Polska Miedź S.A. O/ZG Polkowice- Sieroszowice ). Krajowe górnictwo solne mierzy się tu z szeregiem problemów zasadniczo różniących się dla obu kopalń i złóż, wynikających z budowy geologicznej, właściwości soli kamiennej, wieku kopalń, sposobu urabiania kopaliny i in. Dokonany przegląd działalności kopalń soli na świecie, stosowanych na świecie technik i próba charakterystyki współczesnego górnictwa soli kamiennej powinny posłużyć do znalezienia najlepszych rozwiązań w kraju. Praca została wykonana w ramach badań statutowych AGH nr 11.11.100.775. Literatura 1. Bohnenberger G.P.: The Heilbronn Rock Salt Mine Salt Production for New Century. 8 th World Salt Symposium. Ed.: Geertman R.M. Elsevier Science, 2000. 2. Bolen W.P.: Salt. Mineral Commodity Summaries 2014. U.S. Geological Survey, 2014. 3. Connolly A.et al., 2009 - Measurements of radio propagation in rock salt for the detection of high-energy neutrinos. Nuclear Instruments and Methods in Physics Research Section A: Accelerators, Spectrometers, Detectors and Associated Equipment 599.2 : 184-191, 2009. 4. Czapowski G., Bukowski K., Tomasii-Morawiec H., Poborska-Młynarska K.: Kopalne i współczesne ewaporaty Sycylii: II wyprawa naukowa Polskiego Stowarzyszenia Górnictwa Solnego Sycylia 2007. Gospodarka Surowcami Mineralnymi 2008, t. 24, z. 3/2. 5. Dickie D.E., Bull G.S., Serata S.: Rock mechanics and Mining: Their Interrelationship at Sifto Canada Inc. s Goderich Mine. Seventh Symposium on Salt, Vol.I. Ed.: Kakihana H., Hardy H.R. Jr, Hoshi T., Toyokura K. Elsevier. Amsterdam, 1993. 6. Dumont M.: Salt. Canadian Minerals Yearbook 2008. 7. Innovative salt mining method pays big dividends Engineering and Mining Journal, September 1997, Vol. 198, Issue 9. 8. Italkali - Società Italiana Sali Alcalini S.p.A. Production sites. Realmonte. www.italkali.com 9. Jeremic M.L.: Rock Mechanics in Salt Mining. Balkema. Rotterdam, 1994. 10. Kondrat eva I.F.: Russia s Salt Industry: Problems of Development. Studies on Russian Economic Development, 2009, Vol. 20, No. 3, pp. 254 258, 2009. 11. Molinda G.M.: Investigation of Methane Occurence and Outbursts in the Cote Blanche Domal Salt Mine, Luisiana. Bureau of Mines report of investigation 9186, 1988. 12. Permakov R.S. (red.): Spravocnik po razrabotke sol anych mestorozdenii. Moskwa. Nedra, 1986. 13. Report of investigation. United States Department of Labor. Falling Material Accident April 16, 2013. North American Salt Company Cote Blanche Mine, Franklin, St. Mary Parish, Louisiana. www.msha.gov/ FATALS/2013/FTL13m05.asp 14. Russol. Katalog. Iletskoje mestororozdenie kamennoj soli. www.russalt- -sz.ru/ 15. Salt in Canada. Sifto s Goderich mine. www.siftocanada.com 16. Sudwestdeutsche Salzwerke AG. Salzgewinnung und Aufbereitung. http://www.salzwerke.de/ 17. Swift G.M., Reddish D.J.: Underground excavation in rock salt. Geotechnical and Geological Engineering 23. Springer, 2005. 18. USGS 2012 Minerals Yearbook. Salt (advance release). USGS Minerals Information. www.minerals.usgs.gov. 19. USGS Minerals Commodity Summary 2015. Minerals Information. www.minerals.usgs.gov. 20. Winsford rock salt mine. Its history, workings and production. www. winsfordrocksaltmine.co.uk 21. www.compassmineralsuk.com

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 147 UKD 622.333:622:332: 622.1:550.8 Węgiel kamienny w Ziemiorodztwie Karpatow i innych gor i rownin Polski (1815) Stanisława Staszica Hard coal in Ziemiorództwo Karpatów i innych gór i równin Polski ("The history of the Carpathian Mountains and other mountains and plains of Poland") (1815) by Stanisław Staszic Prof. dr hab. Janusz Skoczylas* ) Treść: Problematyka poszukiwań, określenia zasobów, eksploatacji i wykorzystywania węgla kamiennego dla potrzeb przemysłu i opalania gospodarstw domowych nabrała znaczenia dopiero na przełomie XVIII i XIX wieku. Na terenie ziem polskich, będących pod zaborem rosyjskim, najwięcej dla poznania budowy geologicznej i górnictwa węgla kamiennego zrobił Stanisław Staszic. Artykuł przedstawia i interpretuje poglądy S. Staszica na powstanie i geologiczne występowanie węgla kamiennego. Ponadto podkreśla zasługi S. Staszica dla rozwoju górnictwa tak w sferze teoretycznej, jak i administracyjnej, organizacyjnej, prawnej, a przede wszystkim ekonomicznej. Z okazji 200 lecia wydania drukiem monografii S. Staszica O Ziemiorodztwie Karpatow i innych gor i rownin Polski, a także 260. rocznicy jego urodzin przypomnienie niektórych jego osiągnięć dla górnictwa węgla kamiennego wydaje się być celowe i konieczne. Abstract: The problem of searching, identifying, exploitation and utilization of the coal resouces for the needs of industry and households, became important at the turn of the 18th and 19th centuries. In the part of Poland, which was at that time under the rule of the Russian Empire, most of scientific work in this filed had been done by Stanislaw Staszic. This paper presents and Interpress the views of S. Staszic on the origin and geological occurrence of coal. In addition, it stresses the theoretical, administrative, organizational, legal and, above all, economic contribution of S. Staszic to the development of the mining industry. It seems important and purposeful to recall S. Staszic s accomplishments on the occasion of the 260th anniversary of his birth an the 200th anniversary of the publication of his treatise "The history of the Carpathian Mountains and other mountains and plains of Poland". Słowa kluczowe: węgiel ziemny, węgiel kamienny, węgiel brunatny, kopalnie, górnictwo, hutnictwo, przemysł Key words: coal, black coal, brown coal, mines, mining, metallurgy, industry 1. Wprowadzenie W 2015 roku mija 200 lat od wydania drukiem epokowego wówczas dzieła Stanisława Staszica (1755 1826) pt. O Ziemiorodztwie Karpatow i innych gor i rownin Polski (1815). Także w tym roku mija 260 rocznica urodzin tego wybitnego geologa, górnika i męża stanu. Jak dotychczas rocznice te mijają bez echa. Nie zauważyli ich geolodzy ani historycy nauki. O ważnej dla poznania budowy geologicznej ziem polskich monografii S. Staszica napisano już wiele, najczęściej chwaląc i doceniając jej wagę i rangę. Nie szczędzono jednak również uwag krytycznych. Pierwsze rozdziały tego dzieła publicznie prezentował S. Staszic na posiedzeniu Towarzystwa Przyjaciół Nauk w Warszawie w dniu 13 grudnia 1805 r. Drugą rozprawę przedstawił na posiedzeniu TPN w dniu 17 maja 1806 r. [22]. Natomiast druk niektórych rozdziałów rozpoczął * ) Instytut Geologii, Wydział Nauk Geograficznych i Geologicznych, Uniwersytet im. Adama Mickiewicza, Poznań w rocznikach Towarzystwa Przyjaciół Nauk w 1810 r. rozprawą O ziemiorodztwie gór dawnej Sarmacji, a także publikacjami : Rozprawa o górach Beskidach i o Krywanie w Tatrach (T.6: 1810), Rozprawa o Wołoszyni, o pięciu stawach i morskim Oku (T.7: 1811), Rozprawa o Kołowym, o Czarnym i o Kolbachu Wielkim (T.7: 1811), Rozprawa o Krapaku Wielkim (T.8: 1812). Gotowy egzemplarz dzieła O Ziemiorodztwie Karpatow i innych gor i rownin Polski wręczył S. Staszic uroczyście 24 listopada 1815 r. w Warszawie carowi Aleksandrowi I. [20] Reperkusje dzieła S. Staszica w literaturze polskiej i światowej były przedmiotem wielu rozważań, głównie Z. Wójcika [24], S. Czarnieckiego [2], J. Olejniczaka [13] i A.J. Wójcika [19]. Po 140 latach w dwusetną rocznicę urodzin Stanisława Staszica Wydawnictwa Geologiczne wydały reprint, wierną reedycję dzieła S. Staszica odpowiadającą oryginałowi z początków XIX wieku [5]. Jednak później zauważono pewne zniekształcenia o raczej technicznym charakterze. [17; 23] (rys. 1, 2) W 2012 r. trochę nieoczekiwanie i bez rozgłosu Akademia Górnicza im. Stanisława Staszica w Krakowie ponownie wydrukowała serię limitowaną w liczbie 300 egzemplarzy,

148 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 dzieło Stanisława Staszica O Ziemiorodztwie Karpatow i innych gor i rownin Polski. Publikacja ta w postaci tomu z tekstem i odrębnego tomu zawierającego mapy i załączniki graficzne w eleganckiej oprawie i w dodatkowym futerale nie zawiera dodatkowych wyjaśnień, objaśnień ani komentarza. Poinformowano jedynie, że książkę reprodukowano według egzemplarza oryginału wydanego w Warszawie w 1815 roku, drukowanego w Drukarni Rządowej. Reprint wykonano z zachowaniem wszelkich cech oryginału. 2. Zagadnienia górnictwa S. Staszic, w opisywanym dziele oraz w wielu innych publikacjach i opracowaniach, a także głównie w działalności na różnych szczeblach administracji wiele miejsca i czasu poświęcił rozwojowi przemysłu, w tym także górnictwa. Temat ogromu zasług i skutecznej działalności na tym polu został już wielokrotnie rozważany i w różny sposób dokumentowany, m.in. przez T. Pochwalskiego [14], S. Majewskiego [12], N. Gąsiorowską [4], W. Grocholskiego [7], A.S. Kleczkowskiego [8; 9; 10], Z. Wójcika [24] i A.J. Wójcika [19]. W artykule więcej miejsca warto poświęcić samemu węglowi, głównie kamiennemu. S. Czarniecki podkreślał, że S. Staszic używał terminu węgiel ziemny na oznaczenie obydwu rodzajów węgli, brunatnego i kamiennego [1]. Stosował niekiedy także termin wągł na oznaczenie węgla kamiennego lub wprost pierwiastka C [1; 21]. Problemy poszukiwań, eksploatacji i wykorzystywania węgli kamiennych przed i w początkach działalności publicznej S. Staszica przedstawiali m. in. H. Łabęcki [11], M. Gotkiewicz [6], J.A. Rzymełka [15], A.J. Wójcik [19]. Zasadniczy pogląd na obraz budowy geologicznej serii skalnej, w której występuje węgiel kamienny na Górnym Śląsku przedstawił S. Staszic, głównie, w rozprawie I (fig. 3 a,b,c). Jak zauważył już W. Goetel [5] S. Staszic scharakteryzował kopalnie węgla kamiennego w Dąbrowie i Jaworznie. Wprowadził on także terminy, aktualne do dzisiaj: spąg i strop warstwy. Zwrócił także uwagę na strefy uskokowe w formacji węglonośnej. Występowanie węgli ziemnych zaznaczył także na swojej mapie, dołączonej do dzieła O Ziemiorodztwie Karpatow i innych gor i rownin Polski pod tytułem Carta Geologia Poloniae totus Poloniae, Moldaviae, Transilvaniae partis Hungariae et Valachiae w skali 1: 182 000. Wśród ponad 2000 sygnatur geologicznych i ponad 1900 sygnatur hipsometrycznych S. Staszic zaznaczył w postaci sygnatury 96 występowanie węgli ziemnych [16]. Sygnaturę tę postawił S. Staszic w 45 miejscowościach. Natomiast na terenie od okolic Krzeszowic, Jaworzna, Tarnowskich Gór i Dąbrowy Górniczej zaznaczył tylko 10 miejsc występowania węgla [15]. S. Staszic opisywał z autopsji miejsca występowania węgli ziemnych z różnych terenów ziem polskich. Niestety nie rozróżniał, jak np. L.v. Buch, młodszych węgli brunatnych od starszych węgli kamiennych. Wszystkie były najczęściej węglami ziemnymi. Najbardziej były mu znane tereny okolic Jaworzna (Jaworzyny) i Dąbrowy Górniczej (Dąbrowy), które zwiedzał w latach 1798 1805. Z tych obszarów opisał i scharakteryzował, stosując specyficzną terminologię, wspominając o takich nazwach jak: Jacher, Bezimienna, Franciszka, Kortuna, Ludwika [15]. W badaniach pokładów węgla kamiennego, a także ich stropowych i spągowych warstw ilastych, głównie w kopalniach w Dąbrowie, Jaworznie i Strzyżowicach, S. Staszic poszukiwał odcisków flory i fauny. Szczególnie jednak interesowały go odciski flory. Dokonane znaleziska nie do końca go satysfakcjonowały. Część Jego kolekcji znalazła się około 1862 roku w Gabinecie Mineralogicznym Katedry Mineralogii i Geognozji Instytutu Politechnicznego i Rolniczo-Leśnego w Puławach. Zbiory te zawierały nie tylko eksponaty z Zagłębia Dąbrowskiego, ale i również Zagłębia Karwińskiego [18]. Jedną ze skamieniałości z łupków węglowych zamieścił S. Staszic w tablicy II, będącej załącznikiem do dzieła O Ziemiorodztwie Karpatow i innych gor i rownin Polski (rys. 4). Później, bo w 1898 r. odcisk ten został zidentyfikowany przez Franciszka Tonderę jako Pectoperis arborenscens [15]. 3. Uwagi końcowe Znaczenie zainteresowań i poszukiwań węgla przez S. Staszica ma o tyle dużą wagę, co należy podkreślić, gdyż dopiero w drugiej połowie XVIII wieku złoża węgla stały się przedmiotem szerszego zainteresowania, poszukiwań i eksploatacji. Mamy niepotwierdzone informacje o wykorzystaniu już w 1542 r. okruchów węgli kamiennych na Górnym Śląsku, a konkretnie w rejonie Rudy Śląskiej i Biskupic w dzisiejszej dzielnicy Zabrza, na włościach Jana Gierałtowskiego [15]. Znane są również dokumenty potwierdzające fakt, że w 1657r. Adam Leopold Promnitz, właściciel ziemi pszczyńskiej, eksploatował metodą odkrywkową węgiel kamienny, wykorzystywany w miejscowej kuźnicy. Z kolei H. Łabęcki pisze, że najdawniejsze ślady występowania węgla kamiennego opisano w 1659 r. w okolicach Tenczyna [11]. Posiadamy także dostęp do materiałów archiwalnych wskazujących, że już w latach 1740-1741 w miejscowości Kotlisko koło Kostuchny, a w 1751 r. w Rudzie Śląskiej, kopano węgiel kamienny. Natomiast o eksploatacji węgla w Szczakowej zachowały się wzmianki z 1767 r. [ 6 ]. Dodać wypada, że w 1782 r. król Stanisław August założył Komisję Górniczą. W 1792 r. hr Moszyński zaczął wydobywać węgiel kamienny w Jaworznie w swoich dobrach. Jeszcze bardziej zaczęto się interesować węglem wówczas, kiedy po procesie koksowania można było go wykorzystać w hutnictwie żelaza, cynku, ołowiu, miedzi i srebra. Pierwsze próby koksowania węgla podjęto dopiero w 1774 r. Dodać jednak należy, że do 1776 r. nie potrafiono odróżnić węgli koksujących od niekoksujących [15]. Podsumowania ponadośmioletniej działalności przemysłowej i górniczej S. Staszica możemy dokonać na podstawie Jego sprawozdań O stanie górnictwa rządowego w roku 1816 i O stanie górnictwa z roku 1823/24. W 1824 r. zatrudnionych było 1567 górników i 1636 hutników. wartość obiektów przemysłowych oszacowano na 5 200 770 zł, a nakłady państwa w latach 1816 1824 na 2 509 543 zł. Liczba kopalń w tym czasie wzrosła z 9 do 27, a więc trzykrotnie, podobnie jak kopalń miedzi z 2 do 6, a kopalń węgla dwukrotnie z 2 do 4, przy 26-krotnym wzroście wydobycia. Uruchomiono również eksploatacje innych kopalń, m.in. 6 kopalń ołowiu, 7 cynku, 1 węgla brunatnego i 1 glinek ogniotrwałych dla potrzeb hutnictwa. Ponadto uruchomiono i rozbudowano kamieniołomy wapienia w kadzielni, piaskowców w Tumlinie, Szydłowcu i Kunowie, a także liczne cegielnie i wapienniki [7]. Jeżeli chodzi o kopalnie węgla kamiennego to w 1816 r. działały dwie w Dąbrowie i Strzyżewicach, a w 1824 r. cztery w Dąbrowie, Strzyżewicach, Niemcach i węgli brunatnych w Dobrzyniu [9]. Niezależnie od geologicznych osiągnięć S. Staszica w zakresie poznania budowy geologicznej formacji węglonośnych, warto zwrócić uwagę na aspekt gospodarczy Jego poczynań. Jak podkreśla W. Goetel, po raz pierwszy w historii

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 149 Rys. 1. Strona tytułowa reprintu dzieła S. Staszica z 1955 r. Fig. 1. Title page of the reprint of the work by S. Staszic from 1955 Rys. 2. Okładka reprintu dzieła S. Staszica z 1955 r. Fig. 2. Cover of the reprint of the work by S. Staszic from 2012 Rys. 4. Reprodukcja rysunku paproci z dzieła S. Staszica Fig. 4. Reproduction of the fern from the work by S. Staszic Table 1 fig. II. Rys. 3. Przykładowa strona o węglu z dzieła S. Staszica Fig. 3. Pages 50-52 on coal from the work by S. Staszic

150 PRZEGLĄD GÓRNICZY 2015 naszej nauki, na tak znaczną skalę, połączony został wspólny interes geologii, górnictwa, hutnictwa lub szerzej technologii przeróbki surowców mineralnych dla dobra kraju, dla dobra całej społeczności ziem polskich [5]. S. Staszic także po raz pierwszy zwrócił uwagę na niezmiernie ważną rolę węgla kamiennego dla gospodarki. Znaczenie tego zagadnienia aktualne jest do dzisiaj. Literatura 1. Czarniecki S.: Słownik, w: S. Staszic. O Ziemiorodztwie Karpatom i innych gor i rownin Polski.1815. (reprint) Wydawnictwa Geologiczne. Warszawa 1955. 2. Czarniecki S.: Pokłosie staszicowskie. Muzeum Stanisława Staszica. Piła 2009. 3. Frużyński A.: Górnictwo węgla kamiennego na Górnym Śląsku, w: A. Grodzicki, M.W. Lorenc (red.): Uczniowie Agricoli. Muzeum Karkonoskie w Jeleniej Górze. Jelenia Góra 2002. 4. Gąsiorowska N.: Z dziejów przemysłu w Królestwie Polskim 1815 1918. Warszawa 1965. 5. Goetel W.: Znaczenie Ziemiorodztwa Karpatow i innych gor i rownin Polski Stanisława Staszica w historii geologii polskiej, w: S. Staszic O Ziemiorodztwie Karpatow i innych gor i rownin Polski. 1815 (reprint) Wydawnictwa Geologiczne. Warszawa 1955. 6. Gotkiewicz M.: Początki dobywania węgla w Polsce za Stanisława Augusta Poniatowskiego. Wiadomości Muzeum Ziemi 1952, t. 6, Nr 1, s. 103 111. 7. Grocholski W.: Zasługi Stanisława Staszica dla górnictwa, w: J. Topolski (red.): Stanisław Staszic i jego dzieło. Wydawnictwo Poznańskie. Poznań 1978, s. 18 24. 8. Kleczkowski A.S.:Staszica zarząd górnictwem (1815-1824) zaranie i kres w świetle archiwów A.J. Czartoryskiego i K. Lubeckiego, w: J. Topolski (red.): Stanisław Staszic i jego dzieło. Wydawnictwo Poznańskie. Poznań 1978, s. 117 143. 9. Kleczkowski A.S.: Czterdzieści lat związków Staszica z górnictwem polskim 1784 1824 próba podziału czasowego, w: A.S. Kleczkowski (red.): Stanisław Staszic. Geologia Górnictwo Hutnictwo. Wydawnictwa Geologiczne. Warszawa 1979, s. 69 105. 10. Kleczkowski A.S : Staszica tworzenie i poznanie górnictwa rządowego Zagłębia Staropolskiego oraz zarządzanie nim. Zeszyty Staszicowskie. t. 2, 2000, s. 199 213. 11. Łabęcki H.: Górnictwo w Polsce. Opis kopalnictwa i hutnictwa polskiego pod względem technicznym, historyczno-statystycznym i prawnym. Warszawa 1841. 12. Majewski S.: Stanisław Staszic jako górnik i hutnik. Przegląd Geologiczny. 1955, Nr 11. 13. Olejniczak J. : Wokół Staszicowskiej tradycji. Rocznik Nadnotecki, t. 27, 1966, s. 15 32. 14. Pochwalski T. : Zasługi Stanislawa Staszica na polu geologii i górnictwa w Polsce. Odbitka z Przeglądu Technicznego. Warszawa 1906, s. 29. 15. Rzymełka J. A.: Dzieje poznawania geologicznego Górnośląskiego Zagłębia Węglowego do 1870 roku. Prace naukowe Uniwersytetu Śląskiego w Katowicach, 1988, Nr 898. 16. Skoczylas J.: Interpretacja mapy geologicznej Stanisława Staszica, w: J. Topolski (red.): Stanisław Staszic i jego dzieło. Wydawnictwo Poznańskie. Poznań 1978, s. 108 116. 17. Staszic S.: O Ziemiorodztwie Karpatom i innych gor i rownin Polski. 1815. Wydawnictwa Geologiczne. Warszawa 1955 (reprint). 18. Strzemski M.: Puławskie zbiory geologiczne, mineralogiczne i paleontologiczne w latach 1862 1945. Prace Muzeum Ziemi, t. 18, cz.ii. 19. Wójcik A. J.: Zachodni Okręg Górniczy. Studia z dziejów geologii i górnictwa w Królestwie Polskim. Instytut Historii PAN. Warszawa 2008. 20. Wójcik Z.: Geologia w Polsce w latach działalności Stanisława Staszica, w: J. Topolski (red.) Stanisław Staszic i jego dzieło. Wydawnictwo Poznańskie. Poznań 1978, s. 31 50. 21. Wójcik Z.: Elementy stratygrafii i geologii złóż na mapie Stanisława Staszica z 1815 roku, w: A.S. Kleczkowski (red.): Stanisław Staszic. Geologia Górnictwo Hutnictwo. Wydawnictwa Geologiczne. Warszawa 1979. 22. Wójcik Z.: Stanisław Staszic organizator nauki i gospodarki. Stowarzyszenie Wychowanków Akademii Górniczo-Hutniczej im. Stanisława Staszica w Krakowie. Kraków 1999. 23. Wójcik Z.: Uwagi o publikacjach poświęconych Stanisławowi Staszicowi z lat 1927 1999. Zeszyty Staszicowskie, 2000, t. 2. 24. Wójcik Z. : Stanisław Staszic. Wydawnictwo Instytutu Technologii Eksploatacji PIB. Radom 2008.

Nr 12 PRZEGLĄD GÓRNICZY 151 UKD 330.4: 005.591:622.1:550.8 Historia poszukiwań i wydobycia ropy naftowej na ziemiach polskich do 1939 roku History of exploration and extraction of crude oil in Poland until 1939 Prof. dr hab. Marek Graniczny* ) dr hab. Stanisław Wołkowicz* ) mgr inż. Halina Urban* ) mgr Krystyna Wołkowicz* ) dr inż. Albin Zdanowski* ) Treść: W artykule przedstawiono historię poszukiwań i wydobycia ropy naftowej na ziemiach Polskich. Pierwsze wzmianki na ten temat pochodzą z XVII i XVIII i dotyczą Galicji. Na temat występowania ropy naftowej w Karpatach pisali pionierzy polskiej geologii, tacy jak Stanisław Staszic i Ludwik Zejszner. W 1896 roku, w Borysławiu zostaje odwiercony pod nadzorem Władysława Długosza szyb na Potoku. Data ta wyznacza ważny etap rozwoju przemysłu naftowego w Karpatach i na Podkarpaciu. Wymieniając autorów zajmujących się badaniami fliszu w Karpatach i poszukiwaniem węglowodorów, nie sposób pominąć profesora Rudolfa Zubera. Był on w swoim czasie najbardziej uznanym badaczem fliszu Karpat, a także autorem syntetycznego dzieła Flisz i nafta, będącego jednym z klasycznych prac geologicznych epoki. Innym ważnym badaczem był Józef Grzybowski, pionier badań mikropaleontologicznych w Polsce, które okazały się niezwykle pomocne dla określania stratygrafii warstw roponośnych. W związku z nasileniem się prac wydobywczych w rejonie Borysławsko Drohobyckim w czerwcu 1912 r. podjęto decyzję o powołaniu Stacji Geologicznej w Borysławiu. Problematyka związana z poszukiwaniami ropy naftowej i gazu ziemnego na Podkarpaciu ponownie stała się aktualna w odrodzonej Rzeczypospolitej, dlatego też geolodzy Państwowego Instytutu Geologicznego dr Jan Nowak i dr Konstanty Tołwiński już w 1919 r. brali udział w pracach organizacyjnych przemysłu górnictwa naftowego. Stacja w Borysławiu była w znacznej mierze finansowana przez przemysł naftowy i dlatego też została przejęta formalnie przez Karpacki Instytut Geologiczno-Naftowy (KIGN). Należy przyznać, że dorobek dwudziestoletniej działalności KIGN był imponujący i miał wyraz w licznych publikacjach, mapach, monografiach czy opracowaniach statystycznych. Ponadto w zbiorach KIGN znajdowało się około sto tysięcy próbek geologicznych i rdzeni wiertniczych, stanowiących niezmiernie cenny materiał do dalszych badań. Trzeba również podkreślić wzorową współpracę geologów KIGN oraz PIG, bez której trudno sobie wyobrazić osiągnięcie postępu wiedzy na temat budowy geologicznej Karpat. * ) Państwowy Instytut Geologiczny Państwowy Instytut Badawczy, Warszawa