Koncepcja technologii eksploatacji cienkiego złoża rud miedzi

___________________________________________________________________________

Koncepcja technologii eksploatacji cienkiego zło

ż

a

rud miedzi

Władysław Konopko

, Adam Piernikarczyk

Główny Instytut Górnictwa, Plac Gwarków 1, 40-166 Katowice, e-mail: apiernikarczyk@gig.eu Streszczenie:

Grube i średniej grubości złoże rudy miedzi w KGHM zostało wyeksploatowane w większości obszarów górniczych. Wraz z głębokością udostępniane złoże ma mniejszą miąższość, rów-nocześnie zwiększa się stan zagrożenia tąpaniami i zagrożenia klimatycznego. Wystąpiło też zagrożenie wyrzutami gazów i skał. W tych warunkach mało efektywne stają się dotychczas stosowane komorowo-filarowe systemy eksploatacji, zarówno ze względu na zagrożenia naturalne, jak i zubożanie urobku. W artykule przedłożono koncepcję eksploatacji cienkiego złoża systemem ubierkowym (ścianowym) z zawałem stropu lub jego ugięciem, z zapewnie-niem optymalnej wysokości wyrobisk eksploatacyjnych zabezpieczanych obudową zmechani-zowaną w ubierkach i na ich skrzyżowaniach z chodnikami eksploatacyjnymi. Urabianie cali-zny przewiduje się techniką strzelniczą, odstawę urobku z ubierki – zgarniakami, destrukcję stropu dla powodowania zawału i równocześnie ograniczenia zagrożenia tąpaniami – techni-ką ukierunkowanego szczelinowania lub torpedowania. Przewietrzanie przodków skanalizo-wanym obiegowym prądem powietrza pozwoli na poprawę warunków klimatycznych. Słowa kluczowe: technologie eksploatacji, charakterystyka złoża, bezpieczeństwo pracy

Concept of technology for mining thin copper deposit

Thick and medium copper deposit in KGHM was mined out in most of the mining areas. Down with the depth the deposit being opened has smaller thickness, at the same time rock burst hazard as well as climate hazard levels become bigger. Moreover the gas and rock outburst hazard occurs. Under such conditions, the previously used room-and-pillar mining methods are low effective, both due to the natural hazards and the dilution of mined ore. The paper presents the concept of mining the thin deposit using stopping (longwall) system with roof caving or its deflection, with ensuring the optimal height of mining workings protected by powered support at open ends and their crossings with mining galleries. It is envisaged to extract the solid using blasting, the haulage of ore from open end using scrapers, roof de-struction to induce the roof fall and simultaneously to limit the burst hazard – technology of oriented fracturing or torpedoing. Ventilating the faces with sewered circulating air current will allow to improve the climate conditions.

Key words:mining technologies, deposit characteristics, work safety

Złoże rudy miedzi występuje w warstwach stropowych czerwonego spągowca i w części spągowej serii cechsztyńskich utworów węglanowych. W skład tej serii wchodzą między innymi: łupki miedzionośne, seria utworów węglanowych z wkład-kami dolomitów oraz iłołupki z wkładwkład-kami gipsów i anhydrytów. Nad utworami cechsztyńskimiwystępująutworymezozoiczne triasuwpostacipstregopiaskowca,

a powyżej kolejno warstwy retu (iłołupki, wapienie, dolomity, anhydryty, margle itp.) oraz trzeciorzęd. Warstwy cechsztynu mają miąższość od 200-250 m, pstrego pia-skowca do 500 m.

Dolomity oraz wapienie o miąższości 5-40 m zalegają bezpośrednio w stropie złoża. Ich wzajemne udziały w budowie stropu oraz ich odmiany litologiczno- -strukturalne są zróżnicowane. Najbardziej jednorodna jest spągowa część tej serii. Tworzącą ją głównie dolomity ilaste, dolomity smugowane i dolomity wapniste.

Złoże rud miedzi LGOM typu pokładowego generalnie zalega z upadem 3-6o w kierunku NE. Lokalnie w pobliżu uskoków warstwy mogą osiągać upady 30-50o. W spągu cechsztynu czasem spotyka się płaskie fałdy warstw o amplitudzie kilku metrów; ich obecność stwierdza się również w pstrym piaskowcu. Zjawiskiem czę -stym są natomiast deformacje nieciągłe – uskoki. Nachylenia powierzchni uskoko-wych zasadniczo mieszczą się w granicach 30-900 z przewagą uskoków stromych. Szczeliny uskokowe niekiedy wypełniają brekcje, żyły gipsu, kalcytu lub barytu. Zrzuty uskoków sięgają kilkudziesięciu metrów, w skrajnych przypadkach 70-100 m [KGHM, 2013].

Okruszcowanie złoża („pokładu”) jest zróżnicowane zarówno w części spą go-wej, jak i stropowej (rys. 1) [11]. Pozostaje więc pewna dowolność w doborze wyso-kości furty eksploatacyjnej. Wybierając mniejszą wysokość furty, uzyskuje się uro-bek o wyższej zawartości metalu, ale przy zwiększonych jego stratach, przy wię k-szej wysokości furty, urobek jest odpowiednio zubożony, ale straty metalu mniejsze.

Rys. 1. Model rozkładu koncentracji Cu w profilu eksploatowanego złoża [11] gz – miąższość złoża, g – wysokość furty eksploatacyjnej,

λ(x) – wartość graniczna koncentracji metalu

Według aktualnych kryteriów ustalania – wysokości furty eksploatacyjnej w po-szczególnych rejonach LGOM podano w tabeli 1.

Tabela 1. Struktura litologiczna zasobów przemysłowych złoża rud miedzi w rejonach LGOM [11]

Skała

Rejon LGOM Lubin

Małomice Polkowice Sieroszowice Rudna

Głogów Głęboki Radwanice Wschodnie g, m % g, m % g, m % g, m % g, m % g, m % Piaskowce 1,6 7 60,29 0,20 9,17 0,65 34,21 4,03 80,92 1,32 61,69 0,56 26,67 Łupki 0,4 7 16,97 0,32 14,68 0,29 15,26 0,24 4,82 0,28 13,08 0,00 0,00 Węglany 0,6 3 22,74 1,66 76,15 0,96 50,53 0,71 14,26 0,54 25,23 1,54 73,33 ∑ 2,7 7 100,00 2,18 100,00 1,90 100,00 4,98 100,00 2,14 100,00 2,10 100,00

g – grubość warstwy w furcie

Wynika z niej, że złoże grube występuje wyłączne w rejonie Rudnej, złoże ś red-niej grubości – w rejonie Lubina Małomic, w pozostałych rejonach wysokość furty eksploatacyjnej mieści się w granicach 2 m. Okruszcowane są piaskowce, łupki i węglany.

Wytrzymałość skał otaczających złoże i wytrzymałość skał furty eksploatacyjnej jest bardzo zróżnicowana (tabela 2). O największej wytrzymałości są skały stropo-we, o mniejszej – skały tworzące furtę eksploatacyjną, najniższą wytrzymałością charakteryzują się białe piaskowce czerwonego spągowca, zalegające w spodku wyrobisk eksploatacyjnych. Piaskowce, w zależności od lepiszcza – wykazują też silną zmienność wytrzymałości.

Tabela 2. Zwięzłość skał w kopalniach Kopalnie Zmienność

wytrzymałości

Strop Furta Spąg

Rc, MPa Rc, MPa Rc, MPa Lubin H= 500-880 m (15 pól) Przedział zmienności • • • Średnia przedziałów 101,2-143,2 40,0-110,9 25,0-69,0 Polkowice-Sieroszowice H = 500-1100m (15 pól) Przedział zmienności 36,6-253,0 31,0-203,8 7,4-129,0 Średnia przedziałów 97,4-162,2 86,3-144,8 28,2-59,1 Rudna H = 910-1210 m (40 pól) Przedział zmienności 113,2-153,0 42,8-150,3 20,0-57,5 Średnia przedziałów 132,0-136,3 64,0-109,5 30,0-32,4 Źródło: opracowano w oparciu o dane w: Kompleksowe projekty eksploatacji złoża w

warun-kach zagrożenia tąpaniami na lata 2014-2019 w KGHM Polska Miedź S.A. O/ZG Lubin, O/ZG Polkowice – Sieroszowice i O/ZG Rudna

Te same rodzaje skał wykazują też wysoką zmienność wytrzymałości w zależ no-ści od głębokości ich występowania (rys. 2, 3 i 4). Ze względu na duży rozrzut po-szczególnych wartości – uznać należy za zasadne określanie tej zależności mianem trendu.

Rys. 2. Trend zależność doraźnej wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie dolomitów od głębokości zalegania (O/ZG Rudna)

Opracowano w oparciu o dane zawarte w Kompleksowym projekcie eksploatacji złoża w warunkach zagrożenia tąpaniami na lata 2014-2019 w KGHM Polska Miedź S.A.

O/ZG Rudna

Rys. 3. Trend zależność doraźnej wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie białych piaskow-ców czerwonego spągowca od głębokości zalegania (O/ZG Rudna).

Opracowano w oparciu o dane zawarte w Kompleksowym projekcie eksploatacji złoża w warunkach zagrożenia tąpaniami na lata 2014-2019 w KGHM Polska Miedź S.A.

Rys. 4. Trend zależność na jednoosiowe ściskanie skał furty eksploatacyjnej od głębokości zalegania złoża (O/ZG Rudna)

Opracowano w oparciu o dane zawarte w Kompleksowym projekcie eksploatacji złoża w warunkach zagrożenia tąpaniami na lata 2014-2019 w KGHM Polska Miedź S.A.

O/ZG Rudna

Zgodnie z „Kompleksowymi projektami” [4] złoże rud miedzi w LGOM w aktualnie czynnych polach eksploatacyjnych zalega na głębokości H = 500-1210 m (O/ZG Lubin – H = 500-780 m, O/ZG Polkowice-Sieroszowice – H = 500-1100 m, O/ZG Rudna – H = 910-1210 m). W polach niezagospodarowanych złoże rud miedzi roze-znane jest do głębokości 1500 m. Wraz z głębokością stwierdza się wyraźne zmniejszenie miąższości złoża.

Pierwotna temperatura skał – w zależności od głębokości w aktualnie czynnych polach eksploatacyjnych zmienia się w przedziale T = 30-40 oC. Zgodnie z prognozą [10], w złożu Głogów Głęboki Przemysłowy może osiągnąć nawet 50 oC.

Zagrożenia naturalne. Roboty górnicze w szeregu pól eksploatacyjnych

zagro-żone są tąpaniami, zwłaszcza na większych głębokościach [1, 5, 7]. Powszechne niebezpieczeństwo powodowane jest opadem skał. W ostatnich latach wystąpiło też zagrożenie gazowe [9, 3, 13]. Zagrożenie gazowe łącznie z zagrożeniem tąpaniami stwarza to nową jakość zagrożeń (tzw. zagrożeń skojarzonych) [2].

Stosowany system eksploatacji. W kopalniach rud miedzi LGOM wyłącznym system eksploatacji jest system komorowo-filarowy, stale rozwijany, doskonalony. W rezultacie opracowano 45 jego odmian [1], różniących się szeregiem indywidual-nych rozwiązań ze względu na sposób wybierania złoża (jedno- i dwufazowe), sposób kierowania stropem (zawał, ugięcie stropu, podsadzka hydrauliczna lub podsadzka częściowa sucha – tzw. lokowanie kamienia w zrobach), wymiary i usytuowanie fila-rów resztkowych, dostosowane do lokalnych warunków pola eksploatacyjnego i inne.

System komorowo-filarowy zadowalająco spełniał wymagania bhp i zapewniał zadowalającą efektywność produkcji przy wybieraniu złoża średniej grubości i gru-bego, zalegającegonamniejszychgłębokościach. Wrazzezwiększeniem głębokości

wybierania zwiększały się problemy opanowania górotworu i klimatycznych warun-ków pracy. Próby izolowania technicznie zbędnych a wentylacyjnie czynnych wyro-bisk, tylko częściowo poprawiły klimatyczne warunki pracy [14]. Ze względów tech-nicznych tamowanie nie znalazło szerszego zastosowania. Bardzo duża liczba czynnych wentylacyjnie wyrobisk w polach eksploatacyjnych powoduje niekontrolo-wany przepływ powietrza przez te wyrobiska, a nie tylko przez pasy i komory na froncie eksploatacyjnym. W rezultacie przepływ powietrza jest „laminarny”. Powie-trze jest ogrzewane w zbędnych a wentylacyjnie czynnych wyrobiskach, na skutek czego stosowana klimatyzacja nie zapewnia oczekiwanych warunków klimatycz-nych. Zasadność klimatyzacji indywidualnej (kabin maszyn, hełmów, kombinezo-nów) nie zawsze daje oczekiwane rezultaty, budzi szereg kontrowersji.

Mała miąższość złoża i wysoka pierwotna temperatura skał na większych głę bo-kościach wymuszają poszukiwanie nowych rozwiązań sposobów wybierania złoża rud miedzi. Próba zmechanizowanego systemu ubierkowego (ścianowego) – z obu-dową zmechanizowaną, kombajnem do urabiania furty i płytowym przenośnikiem do odstawy urobku z ubierki (ściany), jest jednym z kierunków prac w tym zakresie. Badania są kontynuowane, dotychczasowe efekty prób są mierne. Przy aktualnym ich zaawansowaniu nie można sprecyzować jednoznacznych, dalej idących wnio-sków.

Zało

ż

enia do opracowania progresywnego systemu eksploatacji

cienkiego zło

ż

a rudy miedzi (system P)

System P eksploatacji powinien zapewnić:

− bezpieczeństwo pracy nie mniejsze od osiąganego w systemie komorowo- -filarowym,

− stosowanie obudowy zmechanizowanej do zabezpieczenia stropu w ubierce (ścianie) i na jej skrzyżowaniach z chodnikami eksploatacyjnymi,

− możliwość poprawy warunków klimatycznych w odniesieniu do systemu ko-morowo-filarowego,

− wykorzystanie nowoczesnych maszyn i urządzeń, w tym przynajmniej części aktualnego parku maszynowego KGHM,

− warunki optymalnego doboru wysokości furty eksploatacyjnej, wykluczając nadmierne zubożanie urobku nawet przy wybieraniu złoża bardzo cienkiego (g ≥ 0,7 m),

− uwzględnienie zmiennej wytrzymałości skał wraz z głębokością zalegania złoża,

− ekonomiczną efektywność wybieraniu złoża grubości g = 0,7 - 2,5 m, nie mniejszą niż złoża średniej grubości w systemie komorowo-filarowym. Złoże bardzo cienkie (g ≤ 0,7 m) może być eksploatowane podobną lub inną tech-nologią od prezentowanej w tym opracowaniu.

Charakterystyka systemu P

System wybierania cienkiego złoża rudy miedzi jest systemem ubierkowym typu ścianowego, najkorzystniej o kierunku biegu przodku „od pola” (rys. 5).

Rys. 5. Schemat prowadzenia ubierki (ściany): a) z ochroną chodnika eksploatacyjnego, b) z likwidacją chodników eksploatacyjnych w linii zrobów ubierki (ściany)

Zakłada się, że długość przodku eksploatacyjnego w okresie doświadczalnym wyniesie L = ~50 m, w okresie standardowej eksploatacji – L = ~ 50-100 m, chyba że lokalne warunki geologiczno-górnicze lub doświadczenia ruchowe wskażą na zasadność innej długości ubierek (ścian). Przy większym nachyleniu złoża prefero-wane jest podłużne usytuowanie przodków eksploatacyjnych. Przy prawie pozio-mym zaleganiu złoża zalecenie to należy traktować jako nieistotne. Wybiegu przod-ku (długości pola wybierkowego) nie ustala się a priori, uzależnia się od wymiarów parceli (pola eksploatacyjnego)

Chodniki eksploatacyjne o szerokości S i wysokości h, to jest obramowujące z obu stron ubierkę (ścianę), drążone są z przybierką spągu złoża, a w uzasadnio-nych przypadkach również z przybierką stropu, w obudowie kotwowej o schemacie dostosowanym do lokalnych właściwości górotworu. Wymiary tych wyrobisk z zało-żenia przyjmuje się jako typowe dla kopalń LGOM – S = ~5-6 m i h = ~3,0-4,0 m (rys. 6). Wielkość przybierki spągu uzależnia się od środków odstawy – urobek z ubierki – niezależnie od sposobu wyprowadzania go z przodku – powinien być poprzez zsuwnię podawany na urządzenia odstawy. Zakłada się, że jeden z chodni-ków eksploatacyjnych będzie chroniony kasztami i wykorzystywany jako chodnik eksploatacyjny dla następnej ubierki (rys. 5a). Drugi chodnik eksploatacyjny będzie likwidowany sukcesywnie wraz z postępem przodku ubierki. W mniej korzystnych warunkach górotworu oba chodniki eksploatacyjne będą likwidowane w linii zrobów (rys.5 b). Wówczas dla następnej ubierki będą drążone dwa chodniki eksploatacyj-ne, z których jeden wzdłuż zrobów poprzedniej ubierki, będzie oddzielony od nich calizną („płotem”) szerokości 4-6 m, pracującą w stanie podkrytycznym.

Rys. 6. Lokalizacja chodnika eksploatacyjnego względem furty eksploacyjnej: a) z przybierką spągu, b) z przybierką stropu i spągu

Eksploatacja będzie prowadzona z ugięciem stropu lub zawałem stropu. W przy-padku eksploatacji z zawałem – w pierwszej ubierce w parceli – ze względnie małą szerokość zrobów – zajdzie potrzeba systematycznego wymuszania zawału poprzez ukierunkowane szczelinowanie skał techniką hydrauliczną (UHS) lub strzelniczą (USS) [6, 8] (rys 7a), względnie tradycyjną techniką strzelniczą [12] (torpedowania stropu, rys. 7b), prawdopodobnie na całym wybiegu ubierki. Otwory dla szczelino-wania lub otwory dla torpedoszczelino-wania będą wiercone z chodników eksploatacyjnych (rys. 7). Szczególnie starannie powinien być prowokowany zawał stropu w okresie rozruchu ubierki, co w warunkach właściwości stropu kopalń LGOM szacować nale-ży na 40-5 0m początkowego wybiegu frontu ubierki.

Rys. 7. Schemat destrukcji skał stropowych: a) metodą UHS lub USS, b) metodą torpedowania

Urabianie. Dotychczasowe doświadczenia mechanicznego urabiania w systemie ubierkowym nie rokują uzyskania pozytywnych efektów w dającym się przewidzieć czasie. Przyjmuje się, że w ubierce według niniejszej koncepcji urabianie będzie realizowane techniką strzelniczą. Preferowane jest urabianie długimi otworami wier-conymi z chodników eksploatacyjnych (rys. 8a). Nie wyklucza się przy tym moż liwo-ści urabiania krótkimi otworami wierconymi z przodku ubierki (rys. 8b). W tym przy-padku obudowa powinna być wyposażona w stropnice wysuwne (rys. 12), co po-zwoli na zabezpieczenie stropu przy wykonywaniu robót wiertniczych i strzelniczych w wyrobisku ubierki (ściany). Urabianie krótkimi otworami będzie stosowane w przy-padkach zafałdowań złoża.

Rys. 8. Schemat urabiania złoża w ubierce (ścianie) techniką strzelniczą: a) długimi otworami wierconymi z chodników eksploatacyjnych,

b) krótkimi otworami wierconymi z czoła ubierki (ściany)

Zakłada się głębokość zabioru 1,5-2,0 m. Doświadczalnie należy dopracować metryki strzelnicze dla uzyskiwania urobku o odpowiedniej granulacji przy jednocze-snym nieosłabianiu stropu i nieniszczenia obudowy w ubierce (ścianie). Spełnienie tych wymogów może również decydować o wyborze techniki urabiania w ubierce (ścianie).

Odstawa urobku z ubierki. Biorąc pod uwagę wytrzymałość skał furty eksploat-acyjnej i ściernych właściwości piaskowca występującego w spodku furty eksploata-cyjnej – nie należy oczekiwać efektywnej pracy przenośników zgrzebłowych. Aktual-ne doświadczenia z przenośnikiem płytowym – prowadzą do analogicznego wnio-sku. Dlatego odstawa z ubierki (ściany) realizowana będzie zgarniakiem, prowadzo-nym liną (linami), mocowaną w urządzeniach przesuwnych, umieszczonych w chodnikach eksploatacyjnych, w których będzie odpowiednio zabudowany – w jednym napęd, w drugim – rola zwrotna (rys. 9).

Rys. 9. Odstawa zgarniakiem urobku z ubierki

Wada odstawy urobku zgarniakiem może ewentualnie wynikać z relatywnie małej wytrzymałości skał spągowych, które mogą być „urabiane” zgarniakiem, prowadząc do zubożania urobku. Niedostatek ten może być opanowany w oparciu o doś wiad-czenia ruchowe.

Obudowa ubierki. Niezależnie od sposobu zagospodarowania zrobów – z za-wałem czy z ugięciem stropu – w ubierce (ścianie) będzie stosowana typowa obu-dowa zmechanizowana, lub odpowiednio adoptowana, lub niezależnie skonstruo-wana (fot. 1, 2).

Fot. 2. Sekcja osłonowej obudowy KHW z wysuwną stropnicą i osłoną czoła ściany

W odniesieniu do seryjnie produkowanych obudów zmiany będą dotyczyły spo-sobu ochrony stojaków i elementów hydrauliki przed uszkodzeniami odstrzeliwanym urobkiem oraz sposobu przemieszczania (przesuwania) sekcji obudowy ze względu na dużą głębokość zabioru.

Ochronę obudowy przed uszkodzeniami odstrzeliwanym urobkiem można uzy-skać w rezultacie odpowiednio dopracowanej technologii urabiania i uchylnych osłon czoła ściany lub zastosowania „kurtyny” (siatki) zawieszonej na łańcuchach zamo-cowanych na końcach spągnic i końcach stropnic, z regulacją uwzględniającą zmienną wysokości wyrobiska ubierki, ze względu na zmianę wysokości furty czy też opady stropu. Niezależnie od tych zabezpieczeń – zawory, przewody hydrauliki dodatkowo powinny być zabezpieczone przed uszkodzeniami drobnymi odłamkami skał przedostających się poza osłonę lub „kurtynę”. Przewiduje się też stosowanie specjalnych sekcji obudowy zmechanizowanej na skrzyżowaniach ubierki (ściany) z chodnikami eksploatacyjnymi, które to sekcje (fot. 3) będą spełniały dodatkowo funkcję technologiczną, związaną z zabezpieczeniem fragmentów ociosów przy spągu chodników (rys. 13).

Fot. 3. Sekcja obudowy TAGOR skrzyżowania ubierki (ściany) z chodnikiem eksploatacyjnym

Przemieszczanie (przesuwanie) sekcji obudowy może być realizowane w syste-mie „trójka”, w którym trzy sekcje stanowią jednostkę technologiczną, gdzie do prze-suwania jednej sekcji wykorzystywane są dwie pozostałe rozparte sekcje obudowy. Może też być wykorzystany odpowiednio skonstruowana „belka przesuwna”. Belka przesuwna, składająca się z przegubowo połączonych elementów o długości dosto-sowanej do szerokości sekcji obudowy, może być zaopatrzona w lemiesze do zgar-niania urobku zalegającego na spodku ubierki (ściany). Nie wyklucza się przy tym wykorzystania belki przesuwnej jako prowadnika zgarniaka. W obu przypadkach belka przesuwna technologicznie odgrywa rolę przenośnika ścianowego dla prze-mieszczania sekcji obudowy.

Przy zabiorach rządu 2 m i kurtyny niezbędne będzie dwukrotne powtarzanie operacji przesuwania sekcji po wykonaniu każdego zabioru – „kurtyna” uniemożliwi bowiem zapewnienie kroku przesuwu obudowy, odpowiadającego proponowanej głębokości zabioru.

Eksploatacja systemem ubierkowym. Cienkie złoże rud miedzi może być udo-stępniane w sposób tradycyjny systemem dwu- lub trójnitkowych chodników. Na-zwijmy je chodnikami piętrowymi. Wzajemnej odległości chodników piętrowych, równoznacznej z wielkością wybiegu ubierek, nie ustala się a priori, a uzależnia się od wymiarów parceli złoża. Z chodników piętrowych wykonywane są chodniki eks-ploatacyjne we wzajemnej odległości równoznacznej z długością ubierek, to jest w odległości około 50 m dla okresu prowadzenia eksperymentów i w odległości oko-ło 100 m lub innej, wynikającej z doświadczeń ruchowych lub właściwości pola eks-ploatacyjnego, w okresie eksploatacji przemysłowej (rys. 10).

Rys. 10. Schemat eksploatacji złoża pojedynczymi ubierkami: a) z ochroną jednego chodnika eksploatacyjnego, b) z likwidacją obu chodników eksploatacyjnych w linii zrobów ubierki

(ściany)

Eksploatacja złoża może być prowadzona pojedynczymi ubierkami (ścianami) z wykonywaniem tylko jednego chodnika i wykorzystaniem drugiego, chronionego chodnika z poprzedniej ubierki (rys. 10a) lub przygotowanymi niezależnymi chodni-kami eksploatacyjnymi dla każdej ubierki (rys. 10b).

Przy eksploatacji złoża systemem wieloubierkowym (rys. 11) chodniki na odcin-kach między frontami ubierek są chronione. Odległości między frontami ubierek uzależnia się od możliwości sprawnego i bezpiecznego utrzymania chodników eks-ploatacyjnych na tych odcinkach, wymogów wentylacyjnych, jak również od efek-tywnego i bezkolizyjnego wykonywania niektórych operacji cyklu produkcyjnego, np. urabiania, odstawy czy wreszcie organizacji pracy w polu eksploatacyjnym, uznanej za najkorzystniejszą w danych warunkach.

W zależności od doświadczeń odstawa urobku może być realizowana niezależ -nie dla każdej ubierki lub też jako wspólna dla dwóch ubierek. W tym przypadku równocześnie w polu eksploatacyjnym będzie czynna parzysta liczba ubierek.

Przewietrzanie przodku ubierki (ściany) realizowane jest obiegowym prądem powietrza doprowadzanym i odprowadzanym chodnikami eksploatacyjnymi (tzw. przewietrzanie na U). Prowadzenie powietrza chodnikami w caliźnie pozwoli uniknąć nadmiernego jego ogrzewania w odróżnieniu od intensywnego ogrzewania w sys-temie komorowo-filarowym przez rumowisko zawałowe. W warunkach kilku ubierek (ścian) prowadzonych posobnie w jednym polu (rys. 11) – dla ograniczania ogrze-wania powietrza przez zroby – ocios z kasztami między przodkami wybierek może być odpowiednio izolowany termicznie. W przypadkach uzasadnionych np. dużą liczbą równocześnie czynnych ubierek (ścian) w polu eksploatacyjnym – przewie-trzanie może być realizowane z tak zwanym doświeżaniem powietrza dla kolejnych ubierek (ścian).

Odstawa urobku. Przy eksploatacji sposobem „od pola” chodniki eksploatacyjne

będą likwidowane w linii zrobów ubierki lub tylko jeden chodnik będzie likwidowany w linii zrobów. W tym układzie zajdzie potrzeba systematycznego przesuwania przenośnika odstawy wraz z postępem przodku ubierki. Zasadne jest stosowanie współpracujących ze sobą dwóch przenośników: krótkiego przenośnika, przesuwa-nego wraz z postępem przodku ubierki, i przenośnika długiego, odstawiającego urobek do tradycyjnie rozumianego punktu przeładunkowego (rys. 12a) lub przeno-śnika krótkiego, magazynującego urobek w wielkości dostosowanej do pojemności łyżki wozu odstawczego (rys. 12b).

Rys. 12. Schemat odstawy urobku w chodniku eksploatacyjnym: a) systemem dwóch przeno-śników – przenośnik krótki przesuwny w miarę postępu frontu ubierki (ściany) i przenośnik

długi, skracany okresowo, b) przenośnik krótki w połączeniu z przewozem kołowym na oddziałowe lub kopalniane środki odstawy i transportu

Przenośnik długi, nad który będzie nasuwany przenośnik krótki – będzie okresowo skracany po wyczerpaniu założonego nasunięcia przenośnika krótkiego. Nie można wykluczyć potrzeby wykonania odpowiednich wzmocnień przesypów urobku z ubierki na przenośnik, jak i z przenośnika krótkiego na przenośnik długi.

Zwalczanie zagrożeń. Prezentowany system P eksploatacji nie likwiduje zagro-żeń występujących w kopalniach LGOM, ale je istotnie ogranicza.

Powszechnie występujące zagrożenia opadem skał (zawałami) ograniczone bę -dzie w rezultacie prowadzenia eksploatacji złoża „od pola”, przez co zostanie wyklu-czone lub ograniwyklu-czone do niezbędnego minimum (w systemie posobnym prowadze-nia ubierek (ścian)) utrzymywanie wyrobisk w jednostronnym otoczeniu zrobami, a na skrzyżowaniach ubierek (ścian) z chodnikami eksploatacyjnymi zagrożenie opadem skał (zawałami) będzie ograniczone w rezultacie stosowania sekcji chodni-kowych obudowy zmechanizowanej. Sekcje te będą wyposażone w zabezpieczenia przyspągowej części ociosów chodników od strony ubierki (ściany) (rys. 13), co wykluczy „obsypywanie się” ociosu, a tym samym zostanie zapewniona możliwość rozwinięcia właściwej podporności przez skrajne (przychodnikowe) sekcje obudowy w ubierce (ścianie).

Rys.13. Schemat zabezpieczenia ociosu chodnika eksploatacyjnego przed opadem skał na skrzyżowaniu ubierki (ściany) z chodnikiem eksploatacyjnym

Trzeba jednoznacznie powiedzieć, że zastosowanie w ubierce (ścianie) obudowy zmechanizowanej nie wyklucza zagrożenia tąpaniami, chociaż je w istotny sposób ogranicza. Również mała wysokość wyrobisk eksploatacyjnych jest korzystna ze względu na zagrożenie tąpaniami. Nie zmienia to faktu występowania tego zagroż e-nia i konieczności jego ograniczania środkami technologicznymi. Do nich należy systematyczne prowadzenie obserwacji metodami geofizycznymi lub innymi stoso-wanymi w kopalniach LGOM stanu zagrożenia oraz aktywne jego zwalczanie po-przez urabianie calizny MW, prowokowanie metodami UHS, USS i/lub popo-przez tra-dycyjne torpedowanie stropu MW systematycznego zawału stropu w ubierce (ś cia-nie), a w warunkach wysokiego stanu zagrożenia tąpaniami – również torpedowania stropu zasadniczego (rys. 14).

Rys. 14. Schemat zakresu torpedowania skał stropowych

Należy zwrócić uwagę na zagrożenia o skutkach podobnych do powodowanych tąpnięciem, a będących rezultatem gwałtownego zawału stropu zawisającego na dużej powierzchni w zrobach ubierki (ściany) i wynikającego stąd dynamicznego obciążenia obudowy ścianowej, z możliwością jej uszkodzenia lub nawet zniszcze-nia. Wywołany takim zawałem podmuch powietrza (tak zwana „fala uderzeniowa”) może okazać się bardzo groźnym dla załogi zatrudnionej w ubierce (ścianie) lub w jej pobliżu w chodnikach eksploatacyjnych.

W ostatnich latach w kopalniach LGOM, prowadzących roboty na dużej głę boko-ści, wystąpiło zagrożenie gazowe [9, 13], co dodatkowo skomplikowało problematy-kę zwalczania zagrożenia tąpaniami [2]. Ubierkowy (ścianowy) system eksploatacji jest korzystny ze względu na to zagrożenie ze względu na „skanalizowanie” dróg przepływu powietrza przez przodki ubierek (ścian). Umożliwia to odpowiednio dobie-rać kubaturę doprowadzanego powietrza do przodków wyrobisk, dla zapewnienia składu powietrza kopalnianego zdatnego do oddychania. Oczywiście nie zwalnia to od stosowania opracowanych w kopalniach LGOM aktywnych metod ograniczania zagrożenia powodowanego gwałtownym wydzielaniem szkodliwych gazów z góro-tworu.

„Skanalizowanie” dróg przepływu powietrza jest jedną ze skuteczniejszych metod wentylacyjnego ograniczania zagrożenia klimatycznego. W połączeniu ze stosow-nymi w kopalniach LGOM sposobami klimatyzacji centralnej, lokalnej i stanowisko-wej [3] powinno to zapewnić korzystne klimatyczne warunki pracy w systemie ubier-kowym (ścianowym), proponowanym w niniejszym opracowaniu. Równocześnie będzie zapewniona techniczna i ekonomiczna możliwość eksploatacji złoża cienkie-go, a nawet bardzo cienkiego występującego na dużej głębokości w kopalniach LGOM.

Zako

ń

czenie

Przedłożona koncepcja technologii eksploatacji, po opracowaniu w oparciu o nią projektu technicznego, stwarza szansę i możliwość efektywnego technicznie i eko-nomicznie wybierania złoża cienkiego w warunkach kopalń LGOM, ogranicza stan większości zagrożeń występujących w tych kopalniach, w tym zawałami, gazowego i klimatycznego, pozwala na optymalny dobór wysokości furty eksploatacyjnej, stwa-rza szansę bezpiecznego wybierania złoża zalegającego na dużej głębokości.

Bibliografia

[1] Butra J., 2001, Metoda doboru systemu eksploatacji złóż rud miedzi w polach o jedno-rodnej charakterystyce geologicznej. Wydawnictwo PAN IGSMiE Studia Rozprawy Monografie, Kraków.

[2] Danis M., Gola S., Matusz C., 2014, Problemy eksploatacji złoża zagrożonego tąpa-niami w warunkach współwystępowania zagrożenia gazowego w ZG „Polkowice – Sie-roszowice”. Przegląd Górniczy, nr 4.

[3] Kabiesz J. (red), 2013, Górnicze Zagrożenia Naturalne 2013. Prewencja zagrożeń naturalnych, Wydawnictwo GIG (Gryciuk A., Kirej M., Laskowski M., Mirek A., Półtorak M., 2013: Zagrożenia naturalne i podejmowane działania profilaktyczne w KGHM Pol-ska Miedź S.A.O/ZG Rudna w latach 1993-2013).

[4] KGHM Polska Miedź S.A., 2013, Kompleksowe projekty eksploatacji złoża w warun-kach zagrożenia tąpaniami na lata 2014-2019 O/ZG Lubin, O/ZG Polkowice-Sieroszowice, O/ZG Rudna.

[5] Konopko W., 2000, O zagrożeniu sejsmicznym i tąpaniami w kopalniach LGOM. Tą-pania 2000 – Profilaktyka tąpaniowa w warunkach zagrożeń skojarzonych, Prace nau-kowe GIG, seria Konferencje.

[6] Konopko W. (red), 1997, Ukierunkowane hydroszczelinowanie skał i możliwości jego wykorzystania, Prace Naukowe GIG, nr 824.

[7] Konopko W., Makówka J., 2000, Prawdopodobieństwo tąpnięcia i ryzyko wypadku w polskim górnictwie węgla i miedzi, Przegląd Górniczy, nr 10.

[8] Konopko W., Myszkowski J., 2005, Wyprzedzająca profilaktyka tąpaniowa, Przegląd Górniczy, nr 9.

[9] Mirek A., Laskowski M., Respondek A., Gryciuk A., 2010, Wyrzut gazów i skał w O/ZG „Rudna” – incydent czy tendencja?, Górnicze Zagrożenia naturalne 2010. Bezpieczne stanowisko pracy w górnictwie podziemnym węgla kamiennego i rud miedzi, Wydaw-nictwo GIG.

[10] Muzyka H., Soroko K., Kowalik M., Gola S., 2005, Efektywne rozmieszczenie maszyn chłodniczych przy eksploatacji rudy miedzi systemem J-UGR-PS, Eksploatacja podpo-ziomowa – zagrożenia górnicze, XII Międzynarodowa Konferencja Naukowo-Techniczna „Górnicze Zagrożenia Naturalne 2005”, Wydawnictwo GIG.

[11] Pacwa K., Malewski J., 2013, Opis koncentracji miedzi w profilu złoża i propozycja jego wykorzystania w planowaniu produkcji, Przegląd Górniczy, nr 7.

[12] Pawłowicz K., 1996, Strzelania torpedujące jako metoda zapobiegania tąpaniom, Pra-ce Naukowe GIG, nr 803.

[13] Podolski R., 2014, Zagrożenie gazowe w kopalniach rud miedzi – przegląd regulacji oraz zasadichrozpoznania,Bezpieczeństwo Pracy i Ochrona Środowiska w Górnictwie, nr 8. [14] Soroko K., Wysocka L., Gola S., 2007, Wpływ tamowania zrobów na długość frontu eksploatacyjnego w aspekcie występowania temperatury dopuszczalnej przy eksploa-tacji systemem J-UGR-PS, Systemowe wspomaganie profilaktyki zagrożeń natural-nych – prawo, nauka, praktyka, Prace Naukowe GIG Górnictwo i Środowisko, nr IV.