4/2014
OW ST AR ZY SZENIE
INŻYNIERÓW I TECHN IKÓ
W
GÓ
N R TW IC A
MIESIĘCZNIK STOWARZYSZENIA INŻYNIERÓW I TECHNIKÓW GÓRNICTWA
PRZEGLĄD GÓRNICZY
założono 01.10.1903 r.
N r 4 (1097) kwiecień 2014 Tom 70 (LXX)
1. Wprowadzenie
Górnictwo węgla kamiennego jest branżą od wielu lat poddawaną procesom restrukturyzacyjnym, których pod- stawowym celem jest poprawa produktywności działania polskich przedsiębiorstw górniczych. Na brak skuteczności w realizacji tego zamierzenia składa się wiele przyczyn o charakterze geologiczno-górniczym, technicznym, infra-
*) Główny Instytut Górnictwa, Katowice
UKD UKD 622.333: 622.338.512: 622.333-049.5
Treść: Na wstępie przedstawiono dwa problemy badawcze dotyczące produktywności i stanu bezpieczeństwa w kopalniach funkcjonują- cych w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym. Postawiono także dwie hipotezy badawcze dotyczące zależności produktywności od kosztów pracy i poziomu natężenia zagrożeń naturalnych. Następnie, dokonano zestawienia i porównania wielkości określonych wskaźników produktywności technicznej i ekonomicznej w odniesieniu do dwudziestu badanych kopalń. Na tej podstawie spo- rządzono ich ranking oraz zestawiono natężenia różnych zagrożeń naturalnych w badanych kopalniach. Posłużyło to do przepro- wadzenia oceny słuszności postawionych hipotez. W oparciu o uzyskane wyniki, podjęto próbę zdefiniowania najważniejszych działań zorientowanych na poprawę bezpieczeństwa pracy i produktywności w kopalniach węgla kamiennego.
Abstract: The introduction outlines two research problems concerning the effectiveness and safety of work in mines operating in the Upper Silesian Coal Basin. In addition, two research hypotheses concerning the relation between effectiveness and labour costs as well as the level of natural hazards were proposed. In the nest stage, a summary and comparison of the values of the determined coefficients of technical and economic effectiveness, on the basis of twenty tested mines were prepared. This enabled them to be ranked and classified into a summary of different levels of natural hazards. This, in turn, allowed to evaluate the correctness of the hypotheses. On the basis of the obtained results, efforts were made to define the most important activities to improve work safety and effectiveness in hard coal mines.
prof. dr hab. inż. Marian Turek*) prof. dr hab. inż. Józef Dubiński,
czł. koresp. PAN*)
Wzrost produktywności i bezpieczeństwa pracy
w kopalniach szansą na funkcjonowanie i rozwój górnictwa
węgla kamiennego w Polsce
Increase of effectiveness and safety of work in mines as a chance for the operation
and development of mining industry of hard coal in Poland
Słowa kluczowe:
bezpieczeństwo, produktywność, kopalnia, koszty, zagrożenia naturalne Key words:
safety, effectiveness, mine, costs, natural hazards
strukturalnym, społecznym i politycznym. Jednak poprawa produktywności, przy utrzymaniu wysokich standardów bezpieczeństwa pracy, jest zadaniem priorytetowym, gdyż jest to warunek konieczny przetrwania i rozwoju branży. Wagę tego priorytetu podkreślają także pojawiające się postulaty dotyczące dekarbonizacji oraz zmienność uwarunkowań na światowych rynkach węgla kamiennego [3].
Mając na uwadze istotność przedstawionych zagadnień, w niniejszym artykule sformułowano w ujęciu ogólnym na- stępujące dwa problemy badawcze:
– Jaka jest obecna produktywność i stan bezpieczeństwa pracy w kopalniach funkcjonujących w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym?
– W jaki sposób można poprawić produktywność i stan bezpieczeństwa pracy w kopalniach funkcjonujących w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym?
Dodatkowo postawiono dwie hipotezy badawcze:
H1: Kopalnie o wysokim udziale kosztów pracy w struk- turze kosztów ogółem charakteryzuje niska produk- tywność.
H2: Kopalnie o wysokim natężeniu zagrożeń naturalnych odznaczają się niską produktywnością.
W przedmiotowej pracy wykorzystano dokumentację pierwotną – ekonomiczną i techniczną – pochodzącą z ba- danych kopalń oraz raporty na temat zagrożeń naturalnych i technicznych, opracowane w Głównym Instytucie Górnictwa.
2. Sposób oceny produktywności i bezpieczeństwa pracy Produktywność i bezpieczeństwo pracy oceniono w dwudziestu kopalniach będących producentami węgla energetycznego, funkcjonujących w 2012 roku na obszarze Górnośląskiego Zagłębia Węglowego.
Produktywność jest powszechnie stosowanym poję- ciem, odnoszącym się do wszelkich rodzajów działalności, oznaczającym najczęściej stosunek ilości wytworzonego oraz sprzedanego produktu w określonym okresie, do ilości wykorzystywanych lub zużytych zasobów wejściowych, gdzie zasobami systemu mogą być, np. ludzie lub kapitał. W toku prowadzonych analiz, przez produktywność w ujęciu ogólnym rozumiano relację otrzymanych efektów produkcji do zaangażowanych w ich uzyskanie zasobów ludzkich. Za miary tak określonej produktywności przyjęto dwa wskaźniki, powszechne w branży górnictwa węgla kamiennego, wydaj- ność techniczną i wydajność ekonomiczną. Dokonując jej pomiaru w kopalniach posłużono się dwoma podstawowymi parametrami, do których zaliczono wielkość wydobycia oraz przychody ze sprzedaży. Przy czym, wielkość wydobycia wyrażono tradycyjnie w tonach oraz w tzw. tonach paliwa umownego tpu (ilość energii powstałej przez spalenie 1 tony metrycznej węgla – 1 tpu = 29,302 GJ), co pozwoliło uwzględ- nić również wartość opałową wydobywanego surowca, a więc nie tylko parametry ilościowe, ale również jakościowe.
Wymienione parametry, w skali jednego roku, odnoszono kolejno do wielkości zatrudnienia ogółem oraz zatrudnienia pod ziemią. W ten sposób, w ocenie wykorzystano wskaźniki:
– wydajności ogółem, obliczany jako iloraz wielkości wydo- bycia w tonach lub w tpu do liczby zatrudnionych ogółem, – wydajności dołowej, obliczany jako iloraz wielkości wy- dobycia w tonach lub w tpu do liczby zatrudnionych pod ziemią,
– wydajności ekonomicznej ogółem, obliczany jako iloraz przychodów ze sprzedaży do liczby zatrudnionych ogółem, – wydajności ekonomicznej dołowej, obliczany jako iloraz
przychodów ze sprzedaży do liczby zatrudnionych pod ziemią.
Poza wymienionymi wskaźnikami, w przeprowadzonej analizie porównawczej, w celu zweryfikowania hipotezy H1, wykorzystano także udział kosztów wynagrodzeń w kosztach ogółem, wyrażony w ujęciu procentowym.
W ocenie poziomu bezpieczeństwa posłużono się po- wszechnie rozpoznawalnymi kategoryzacjami zagrożeń naturalnych występujących w górnictwie węgla kamiennego.
Ocena obejmowała zagrożenia: metanowe – klasyfikowane w czterech kategoriach (od I do IV), wybuchem pyłu węglo- wego – klasyfikowane w dwóch klasach (A i B), tąpaniami
– klasyfikowane w trzech stopniach (od I do III), pożarowe – klasyfikowane w pięciu grupach (od 1 do 5) oraz wodne – klasyfikowane w trzech stopniach (od I do III).
3. Ocena produktywności badanych kopalń
Wartość wszystkich wymienionych wskaźników dla badanych kopalń przedstawiono w tabeli 1. Dodatkowo, dla usystematyzowania prezentowanych danych, w tabeli 2 po- dano dla nich podstawowe wskaźniki statystyczne.
Zgodnie z danymi zawartymi w tabeli 2, badane kopal- nie charakteryzuje bardzo duże zróżnicowanie w obszarze wydajności technicznej. Określa je wysoka wartość rozstępu oraz współczynnika zmienności. Przy czym, wartości wy- dajności wyrażone w tpu wykazują nieco wyższą zmienność niż wartości wyrażone w tonach metrycznych, co dodatkowo akcentuje zróżnicowanie jakościowe wydobywanego surow- ca w poszczególnych kopalniach. Wydajność ekonomiczna w badanych kopalniach jest mniej zróżnicowana niż tech- niczna, co odzwierciedlają ponaddwukrotnie niższe wartości współczynników zmienności.
W trzech najlepszych kopalniach (nr 18, 13 i 7) wydajność ogólna przekracza 800 ton rocznie na jednego zatrudnio- nego ogółem i 1000 ton na jednego pracownika dołowego.
Najgorszą kopalnię (nr 1) charakteryzuje wydajność ogólna poniżej 400 ton i dołowa poniżej 600 ton. Dla dziewięciu kopalń wydajność ogólna mieści się w przedziale od 600 do 800 ton, a dla kolejnych trzech waha się w przedziale od 800 do 1000 ton. Dla ośmiu kopalń wydajność dołowa mieści się w przedziale od 600 do 800 ton, a dla kolejnych ośmiu waha się w przedziale od 800 do 1000 ton.
Nieco inaczej przedstawia się zestawienie wydajności ogólnej w tpu. Zmienia się bowiem kolejność w pierwszej trójce kopalń o najlepszych wynikach. Kopalnia nr 7 jest najlepsza, za nią plasuje się pierwsza w poprzednim zestawie- niu kopalnia nr 18. Pierwszą trójkę zamyka kopalnia nr 13.
Najgorszą kopalnią nadal pozostaje kopalnia nr 1.
W zakresie wydajności ekonomicznej dołowej dwie ko- palnie osiągają wynik powyżej 300 000 złotych na jednego zatrudnionego rocznie. Jest to wysoko oceniona w poprzed- nich kategoriach kopalnia nr 18 oraz zdecydowanie niżej oceniona kopalnia nr 4. Nadal najgorszą kopalnią pozostaje kopalnia nr 1, która jako jedyna w badanej grupie generuje przychody na jednego zatrudnionego ogółem poniżej 200 000 złotych rocznie. Trzynaście z dwudziestu badanych zakładów górniczych cechuje wydajność ekonomiczna w przedziale od 250 000 do 300 000 złotych, a jedynie w czterech wydajność ekonomiczna ogólna mieści się w przedziale od 200 000 do 250 000 złotych.
Jako podsumowanie oceny w zakresie produktywności, w tabeli 3 przedstawiono ranking badanych kopalń z uwzględ- nieniem wydajności dołowej w tonach i tpu oraz wydajności ekonomicznej wyrażonej wartością przychodów na jednego zatrudnionego pod ziemią.
Z uwagi na duże zróżnicowanie ocen w zakresie wydajno- ści technicznej i ekonomicznej, dość trudno jest jednoznacznie wskazać kopalnie o najlepszej produktywności ostatecznej.
Kopalnie o wysokiej wydajności ogółem nie zawsze generują bowiem najwyższe strumienie przychodów ze sprzedaży.
W pierwszej dziesiątce we wszystkich kategoriach znajdują się kopalnie o numerach: 18, 16, 4 i 5. Z kolei, za zdecydowanie najgorsze można uznać kopalnie nr 1, 6, 19 i 12. W zestawieniu prezentowanym w tabeli 3 zaskakująco niska jest wydajność ekonomiczna kopalń o wysokiej wydajności ogólnej, to jest zakładów o numerach 7, 13, 14, 8 i 9. Wynika to prawdopo-
Tabela 1. Wskaźniki produktywności technicznej i ekonomicznej w badanych kopalniach w 2012 roku Table 1. Indices of technical and economic effectiveness in the tested mines in 2012
Wskaźnik Jednostka Kopalnia
1 2 3 4 5
Wydajność
ogólna ton / pracownika ogółem 379 652 546 714 706
Wydajność
dołowa ton / pracownika dołowego 521 789 680 872 840
Wydajność
ogólna tpu / pracownika ogółem 285 454 458 579 611
Wydajność
dołowa tpu / pracownika dołowego 392 549 570 707 727
Wydajność
ekonomiczna ogólna przychody ze sprzedaży /
pracownika ogółem 136 949 221 253 220 123 249 611 225 790
Wydajność
ekonomiczna dołowa przychody ze sprzedaży /
pracownika dołowego 188 326 267 528 274 167 304 612 268 489
Wskaźnik Jednostka Kopalnia
6 7 8 9 10
Wydajność
ogólna ton / pracownika ogółem 514 839 778 718 512
Wydajność
dołowa ton / pracownika dołowego 619 1 067 963 910 632
Wydajność
ogólna tpu / pracownika ogółem 462 798 643 564 474
Wydajność
dołowa tpu / pracownika dołowego 556 1 015 795 714 585
Wydajność
ekonomiczna ogólna przychody ze sprzedaży /
pracownika ogółem 185 844 206 705 209 023 184 647 207 903
Wydajność
ekonomiczna dołowa przychody ze sprzedaży /
pracownika dołowego 223 626 262 831 258 621 233 919 256 797
Wskaźnik Jednostka Kopalnia
11 12 13 14 15
Wydajność
ogólna ton / pracownika ogółem 611 510 958 767 571
Wydajność
dołowa ton / pracownika dołowego 816 643 1 182 966 754
Wydajność
ogólna tpu / pracownika ogółem 456 435 669 570 393
Wydajność
dołowa tpu / pracownika dołowego 609 548 825 718 520
Wydajność
ekonomiczna ogólna przychody ze sprzedaży /
pracownika ogółem 206 381 191 835 211 758 206 653 209 519
Wydajność
ekonomiczna dołowa przychody ze sprzedaży /
pracownika dołowego 275 700 241 622 261 193 260 026 276 848
Wskaźnik Jednostka Kopalnia
16 17 18 19 20
Wydajność
ogólna ton / pracownika ogółem 716 599 925 536 663
Wydajność
dołowa ton / pracownika dołowego 923 772 1 202 668 819
Wydajność
ogólna tpu / pracownika ogółem 573 508 669 375 522
Wydajność
dołowa tpu / pracownika dołowego 739 654 870 468 644
Wydajność
ekonomiczna ogólna przychody ze sprzedaży /
pracownika ogółem 208 557 204 740 237 413 189 310 218 158
Wydajność
ekonomiczna dołowa przychody ze sprzedaży /
pracownika dołowego 269 048 263 632 308 725 236 020 269 387
Źródło: opracowanie własne na podstawie danych badanych kopalń
Tabela 2. Miary statystyczne wskaźników technicznej i ekonomicznej produktywności w badanych kopalniach w 2012 roku Table 2. Statistical measures of indices of technical and economic effectiveness in the tested mines in 2012 are characte- rized by economic efficiency between 250 000 and 300 000 zloties. In Only four mines the efficiency comes up to between 200 000 to 250 000 zloties.
Wskaźnik Jednostka Miara statystyczna
maks. min. rozstęp średnia odchyl.
standard. współczynnik zmienności Wydajność
ogólna ton / pracownika ogółem 958 379 579 661 144 21,81%
Wydajność
dołowa ton / pracownika dołowego 1 202 521 681 832 180 21,60%
Wydajność
ogólna tpu / pracownika ogółem 798 285 513 525 117 22,25%
Wydajność
dołowa tpu / pracownika dołowego 1 015 392 623 660 144 21,83%
Wydajność
ekonomiczna ogólna przychody ze sprzedaży /
pracownika ogółem 249 611 136 949 112 661 206 609 22 394 10,84%
Wydajność
ekonomiczna dołowa przychody ze sprzedaży /
pracownika dołowego 308 725 188 326 120 399 260 056 25 964 9,98%
Źródło: opracowanie własne na podstawie danych badanych kopalń
Tabela 3. Ranking badanych kopalń węgla kamiennego w 2012 roku Table 3. Ranking of the tested hard coal mines in 2012
Lp. Wydajność dołowa
Mg Wydajność dołowa
tpu Przychody ze sprzedaży
na jednego pracownika dołowego
1. 18 7 18
2. 13 18 4
3. 7 13 15
4. 14 8 11
5. 8 16 3
6. 16 5 20
7. 9 14 16
8. 4 9 5
9. 5 4 2
10. 20 17 17
11. 11 20 7
12. 2 11 13
13. 17 10 14
14. 15 3 8
15. 3 6 10
16. 19 2 12
17. 12 12 19
18. 10 15 9
19. 6 19 6
20. 1 1 1
– kopalnie najlepsze – kopalnie najgorsze Źródło: opracowanie własne na podstawie danych badanych kopalń
Tabela 4. Udział kosztów pracy w kosztach ogółem w badanych kopalniach w 2012 roku (rosnąco) Table 4. Share of labour costs in total costs of the tested mines in 2012 (increasing)
Kopalnia 17 19 16 18 1 13 11 8 15 5
Udział, % 40,69 43,40 43,75 45,77 49,61 51,47 52,52 53,25 53,30 53,66
Kopalnia 4 6 7 14 3 9 20 12 2 10
Udział, % 54,10 54,24 54,26 54,48 55,03 55,96 57,09 57,42 57,52 58,20
Źródło: opracowanie własne na podstawie danych badanych kopalń
dobnie z polityki sprzedaży przyjętej przez badane spółki.
W celu zweryfikowania postawionej we wprowadzeniu hipotezy H1, prowadzone badania uzupełniono o określenie udziału kosztów pracy w strukturze kosztów produkcji bieżą-
cej. Do kosztów pracy zaliczono: wynagrodzenia, świadczenia na rzecz pracowników, składki obowiązkowe od wynagro- dzeń oraz wynagrodzenia pracowników oddelegowanych do związków zawodowych i koszty jednorazowych odszkodowań
z tytułu wypadków przy pracy. Wyniki przeprowadzonych obliczeń przedstawiono w tabeli 4.
Przedstawione wyniki nie pozwalają jednoznacznie po- twierdzić hipotezy H1, mówiącej, że kopalnie o wysokim udziale kosztów pracy w strukturze kosztów ogółem charakte- ryzuje niska wydajność. Najgorsza w zestawieniu kopalnia nr 1 wykazuje udział kosztów pracy w kosztach ogółem poniżej 50%, podobnie jak kopalnia nr 19. Kopalnie nr 6 i 12 znajdują się, co prawda, w drugiej dziesiątce kopalń pod względem udziału kosztów pracy w kosztach ogółem, ale nie zajmują w niej końcowych miejsc.
Warto jednak zauważyć, że trzy z czterech najbardziej pro- duktywnych kopalń znajdują się w pierwszej dziesiątce kopalń o najniższym udziale kosztów pracy w kosztach ogółem. Są to kopalnie nr 18, 16 i 5, przy czym, w dwóch z nich udział kosztów pracy jest szczególnie niski i wynosi mniej niż 46%.
Można więc raczej stwierdzić, że kopalnie o niskim udziale kosztów pracy w strukturze kosztów ogółem charakteryzuje raczej wysoka produktywność.
4. Bezpieczeństwo pracy a produktywność
Konieczność zapewnienia bezpiecznych warunków pracy w kopalniach węgla kamiennego, w tym szczególnie ze względu na występowanie zagrożeń naturalnych, zawsze musi mieć priorytetowe znaczenie. W związku z tym, trzeba ponosić określone koszty związane z monitoringiem zagro- żeń istniejących w danym złożu zalegającym w określonych warunkach geologiczno-górniczych oraz ich zwalczaniem (profilaktyką przeciwzagrożeniową).
Oprócz tego, mogą być jeszcze generowane dodatkowe koszty, związane z ewentualnymi ograniczeniami w zakresie lub tempie prowadzonych robót, wynikającymi z określonych rygorów ich prowadzenia w warunkach zagrożeń, szczególnie metanowego i tąpaniami.
Wszystkie te aspekty powinny być brane pod uwagę na etapie podejmowania decyzji o rozpoczęciu eksploatacji złoża lub pokładu. Schematycznie problem ten zobrazowano na rysunku 1.
Rys. 1. Koszty związane z występowaniem i zwalczaniem zagrożeń naturalnych, ich wpływ na opłacalność prowadzenia eksploatacji Źródło: opracowanie własne
Fig. 1. Costs connected with the occurrence of and combating natural hazards and their impact on the profitability of exploitation Source: own elaboration
W celu zweryfikowania hipotezy H2, w której stwierdzo- no, że kopalnie o wysokim natężeniu zagrożeń naturalnych odznaczają się niską produktywnością, przeprowadzono ocenę skali zagrożeń naturalnych, zgodnie z ich kategoryzacją, przedstawioną w części metodycznej. Wyniki zawiera tabela 5.
Zgodnie z danymi zawartymi w tabeli 5, badane kopalnie cechuje wysokie natężenie zagrożeń naturalnych, typowych dla górnictwa węgla kamiennego, w tym przede wszystkim zagrożeń metanowego, pyłowego i tąpaniami [1]. Nie mniej groźne i często występujące jest zagrożenie pożarowe [10].
W sześciu kopalniach występuje także najwyższy poziom zagrożenia wodnego.
Dość istotne dla bezpieczeństwa pracy oraz ciągłości wy- dobycia, a tym samym produktywności, jest także skojarzenie wymienionych zagrożeń, oznaczające ich łączne występowa- nie, w tym w wielu przypadkach o najwyższym natężeniu [9].
Odnosząc wyniki zawarte w tabeli 5 do wyników oceny produktywności można sformułować następujące wnioski:
w kopalni nr 18, charakteryzującej się wysoką produk- tywnością techniczną i ekonomiczną, zagrożenie metanowe nie ma najwyższej kategorii, ale występują w niej również zagrożenia wybuchem pyłu węglowego, tąpaniami, pożarowe i wodne, przy czym dwa pierwsze o najwyższym natężeniu, – w kopalniach nr 4 i 5 wykazujących bardzo dobre wyniki
w zakresie produktywności, występują zagrożenia meta- nowe i wybuchem pyłu węglowego o najwyższym natę- żeniu, dodatkowo w pierwszej z wymienionych pojawiają się zagrożenia wodne, a w drugiej zagrożenia tąpaniami o najwyższych stopniach,
– kopalnia nr 16, uznana w zakresie produktywności za jedną z najlepszych, charakteryzuje się najwyższym poziomem wszystkich zagrożeń naturalnych,
– kopalnie o najniższej produktywności nr 1, 6, 19 i 12, od- znaczają się niskim i bardzo niskim natężeniem zagrożeń naturalnych.
Zgodnie z powyższym, nie potwierdza się hipoteza H2, w której stwierdzono, że kopalnie o wysokim natężeniu za- grożeń naturalnych odznaczają się niską produktywnością.
5. Źródła poprawy bezpieczeństwa pracy i produktyw- ności w kopalniach
Mając na uwadze to, że bezpieczeństwo pracy i pro- duktywność są w górnictwie węgla kamiennego zagadnie- niami o kluczowym znaczeniu, w ostatniej części artykułu przedstawiono propozycje działań w zakresie poprawy tych parametrów, zmierzające do ustabilizowania sytuacji w spół- kach węglowych, a tym samym do zapewnienia polskiemu górnictwu przetrwania, a w dłuższej perspektywie możliwości rozwojowych.
W tabeli 6 przedstawiono źródła poprawy bezpieczeństwa i produktywności, z podziałem na źródła o charakterze tech- nicznym, odnoszące się przede wszystkim do infrastruktury technicznej i wykorzystywanych technologii oraz o charak- terze ekonomiczno-organizacyjnym, obejmujące propozycje zmian w zasadach funkcjonowania kopalń i przedsiębiorstw węglowych.
W tabeli 6, poza działaniami na rzecz poprawy produk- tywności, ujęto także działania zmierzające do zapewnienia bezpieczeństwa pracy w kopalniach węgla kamiennego. Jak wynika z powyższych rozważań, poziom zagrożeń natural- nych w badanych kopalniach jest wysoki, dlatego wszelkie działania w tym obszarze uważa się za szczególnie ważne
Tabela 5. Natężenie zagrożeń naturalnych w badanych kopalniach węgla kamiennego w 2012 roku Table 5. Level of natural hazards in the tested hard coal mines in 2012
Kopalnia Kategoria zagrożenia metanowego
Klasa zagrożenia wybuchem węglowegopyłu
Stopień zagrożenia tąpaniami
Grupa zagrożenia pożarowego
Stopień zagrożenia
wodnego
Liczba zagrożeń z najwyższą
kategorią
1. I B III 5 I 3
2. I A III 5 II 2
3. I B brak 3 II 1
4. IV B I 4 III 3
5. IV B III 2 II 3
6. IV A I 5 II 2
7. brak A III 5 III 3
8. brak A I 5 III 2
9. IV A III 4 II 2
10. II B III 4 II 2
11. IV B III 3 II 3
12. III B brak 4 I 1
13. III B I 4 II 1
14. IV B I 3 II 2
15. III B I 3 I 1
16. IV B III 5 III 5
17. IV B III 4 I 3
18. III B III 4 II 2
19. IV A III 4 III 3
20. IV B II 2 II 2
– najwyższy poziom danego zagrożenia – the highest level of particular hazard Źródło: opracowanie własne na podstawie danych z badanych kopalń
i warunkujące prowadzenie podziemnej eksploatacji. Mając na uwadze wysoki poziom występujących zagrożeń, zaleca się przede wszystkim prowadzenie badań i działań wdroże- niowych w obszarze doskonalenia metod ich monitorowania i zwalczania. Dodatkowo, istotne znaczenie mają także rozbu- dowa sieci odmetanowania kopalń oraz, w celu zmniejszenia coraz większych zagrożeń klimatycznych, rozbudowa sieci klimatyzacji i schładzania powietrza.
W zakresie innych działań wymienionych w tabeli 6 można wskazać te, których wdrożenie powinno mieć charakter opera- cyjny i natychmiastowy. Brak ich podjęcia może bowiem skut- kować dalszą zapaścią polskiego sektora węglowego. Należy do nich niewątpliwie zaliczyć przede wszystkim podjęcie starań związanych z poprawą parametrów kształtujących tech- niczne aspekty kosztów wydobycia, tj. wydobycia na poziom, pokład, ścianę, szyb. Może to zostać osiągnięte tylko dzięki uproszczeniu struktury przestrzennej kopalń. Do zwiększenia produktywności z pewnością przyczyni się także moderniza- cja istniejącej infrastruktury technicznej, w celu zwiększenia efektywności urządzeń, która powinna uwzględnić również konieczność podniesienia jakości produkowanego węgla dla zapewnienia dobrej pozycji konkurencyjnej i korzystnej relacji ceny surowca do jego jakości.
Wśród działań o strategicznym znaczeniu i zdecydo- wanie dłuższej perspektywie realizacyjnej należy wskazać wszelkie zmiany o charakterze technologicznym [2], w tym zwiększenie zakresu gospodarczego wykorzystania metanu i wprowadzenie nowych rozwiązań technologicznych, zoriento- wanych na czystą produkcję. Będzie je można jednak wdrożyć i uskutecznić jedynie wtedy, gdy przedsiębiorstwa poprawią wyniki ekonomiczne i pozyskają środki na ich realizację [11].
Wówczas będzie można myśleć także o pozyskiwaniu nowych koncesji umożliwiających zwiększenie zasobów i żywotności kopalń, a tym samym zapewniających przedsiębiorstwom długoterminowe perspektywy rozwojowe.
W obszarze źródeł ekonomiczno-organizacyjnych priory- tetowe jest zmniejszenie kosztów jednostkowych produkcji węgla kamiennego [13]. Bez spełnienia tego warunku polski węgiel może okazać się niekonkurencyjny zarówno w sto- sunku do węgla z importu, jak i innych nośników energii.
Wówczas nawet strategiczna pozycja węgla kamiennego w bilansie energetycznym Polski nie jest w stanie zagwaranto- wać przetrwania polskim kopalniom. Działania w tym zakresie
należałoby rozpocząć od opracowania i skutecznego wdroże- nia sytemu zarządzania kosztami, pozwalającego precyzyjnie ustalać koszty wydobycia danego wyrobiska wybierkowego przed uruchomieniem eksploatacji oraz w trakcie jej trwania w układzie ciągnionym [14]. Tylko takie podejście umożliwi rzeczywistą ocenę efektywności i identyfikację możliwości redukcji kosztów [5].
Duże możliwości w zakresie redukcji kosztów z całą pewnością tkwią także w restrukturyzacji zatrudnienia, oznaczającej w tym przypadku stopniową racjonalizację zatrudnienia, koncentrację kopalń [8] w celu maksymalnego wykorzystania istniejącego potencjału technicznego i ludz- kiego oraz wdrożenie systemu motywacyjnego, powiązanego z efektami pracy. Wśród istotnych działań na rzecz poprawy produktywności należałoby również wymienić wzmocnienie relacji z odbiorcami z energetyki zawodowej, zapewniają- ce polskiemu węglowi rynek zbytu. Nie będzie to jednak możliwe bez zaoferowania im konkurencyjnych cen węgla kamiennego, a to z kolei wymaga redukcji jednostkowych kosztów produkcji [4].
Do działań o nieco mniejszym znaczeniu, z uwagi na ich wpływ na poziom kosztów ogółem, należy zaliczyć działania na rzecz racjonalizacji zarządzania zasobami energetycznymi oraz realizacji efektów skali w zakresie transportu i logistyki.
Niemniej jednak, należy je podejmować równolegle z wdra- żaniem systemu zarządzania kosztami i restrukturyzacją zatrudnienia, gdyż ich efekty także pozwolą zredukować całkowite koszty produkcji.
6. Podsumowanie
Podsumowując wyniki w zakresie diagnozy produktyw- ności i bezpieczeństwa w polskich kopalniach węgla kamien- nego, działających w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym, można sformułować następujące wnioski:
1. Wydajność techniczna i ekonomiczna polskich kopalń jest silnie zróżnicowana.
2. Kopalnie o wysokiej wydajności ogólnej wyrażonej w tonach i tpu, nie zawsze osiągają najlepsze wyniki w obszarze wydajności ekonomicznej, mierzonej warto- ścią przychodów ze sprzedaży na jednego zatrudnionego ogółem i pod ziemią.
Tabela 6. Źródła poprawy produktywności i stanu bezpieczeństwa w polskim górnictwie węgla kamiennego Table 6. Origins of improvement of effectiveness and safety in the Polish hard coal mining industry
Źródła techniczne Źródła ekonomiczno-organizacyjne
Rozwój systemu monitorowania zagrożeń naturalnych oraz metod ich
zwalczania Wdrożenie nowoczesnego systemu zarządzania kosztami,
zorientowanego na redukcję kosztów produkcji Rozbudowa systemów odmetanowania kopalń Restrukturyzacja zatrudnienia
Poprawa warunków klimatycznych Restrukturyzacja majątku nieprodukcyjnego i finansowego Wzrost produktywności w zakresie podstawowych parametrów
kształtujących techniczne aspekty kosztu wydobycia Ograniczenie udziału wynagrodzeń w kosztach ogółem.
Wprowadzenie systemu motywacyjnego w większym stopniu związanego z efektami ekonomicznymi
Modernizacja istniejącej infrastruktury technicznej, w celu zwiększenia
efektywności stosowanych urządzeń Przekształcenia organizacyjne, łączenie zakładów górniczych Wzrost jakości sprzedawanego węgla Poprawa relacji z odbiorcami z energetyki zawodowej Zwiększenie zakresu gospodarczego wykorzystania metanu Racjonalizacja zarządzania zasobami energetycznymi Wprowadzenie nowych rozwiązań technologicznych, zorientowanych
na czystą produkcję Realizacja efektów skali w zakresie transportu i logistyki
Pozyskiwanie nowych koncesji umożliwiających zwiększenie zasobów
i żywotności kopalń Pozyskanie dodatkowych źródeł finansowania nakładów
inwestycyjnych
– działania w obszarze bezpieczeństwa – działania w obszarze produktywności Źródło: opracowanie własne na podstawie [6]
3. Nie potwierdza się jednoznacznie hipoteza H1, stwier- dzająca, że kopalnie o wysokim udziale kosztów pracy w strukturze kosztów ogółem charakteryzuje wysoka produktywność.
4. Polskie kopalnie węgla kamiennego cechuje wysoki poziom zagrożeń naturalnych typowych dla górnictwa węgla kamiennego, w tym przede wszystkim zagrożeń metanowych. Zagrożenia te bardzo często występują jako zagrożenia skojarzone.
5. Nie potwierdza się jednak hipoteza H2, że kopalnie o wysokim natężeniu zagrożeń naturalnych odznaczają się niską produktywnością.
W związku z powyższym, należałoby dokonać szczegó- łowej wieloaspektowej diagnozy czynników kształtujących produktywność krajowych kopalń, zorientowanej na jej polepszenie i/lub zniwelowanie barier utrudniających jej zwiększenie. Zaś w aspekcie funkcjonowania badanych spółek węglowych należałoby z kolei dążyć do zmniejszenia rozpiętości produktywności w poszczególnych kopalniach i lepszego powiązania wyników ekonomicznych z systemem wynagrodzeń.
Do najważniejszych działań zorientowanych na poprawę bezpieczeństwa pracy i produktywności w kopalniach węgla kamiennego można zaliczyć:
1. Prowadzenie badań i działań wdrożeniowych w obszarze doskonalenia metod monitorowania i zwalczania zagrożeń naturalnych.
2. Rozbudowę sieci odmetanowania kopalń.
3. Redukcję jednostkowych kosztów produkcji.
4. Racjonalizację zatrudnienia.
5. Pozyskanie środków na działalność rozwojową.
6. Wdrożenie nowych technologii produkcji.
Literatura
1. Dubiński J., Konopko W.: Tąpania – ocena – prognoza – zwalczanie, GIG, Katowice 2000.
2. Dubiński J., Turek M.: Sposób tworzenia scenariuszy rozwoju technolo- gicznego przemysłu wydobywczego węgla kamiennego, „Gospodarka Surowcami Mineralnymi” 2008, t. 24, z. 1/2.
3. Dubiński J., Turek M.: Szanse i zagrożenia rozwoju górnictwa węgla
kamiennego w Polsce, „Wiadomości Górnicze” 2012, nr 11.
4. Jonek-Kowalska I.: Ewaluacja kosztów wytworzenia zorientowana na poprawę efektywności w polskim górnictwie węgla kamiennego, w:
Zarządzanie finansami. Inwestycje, wycena przedsiębiorstw, zarządzania wartością, Uniwersytet Szczeciński, Szczecin 2011.
5. Jonek-Kowalska I.: Koszty produkcji w polskim górnictwie węgla ka- miennego, w: Analiza i ocena kosztów w górnictwie węgla kamiennego w Polsce w aspekcie poprawy efektywności wydobycia, M. Turek (red.), Warszawa, Difin 2013.
6. Jonek-Kowalska I.: Ocena możliwości poprawy efektywności wydoby- cia węgla kamiennego, w: Analiza i ocena kosztów w górnictwie węgla kamiennego w Polsce w aspekcie poprawy efektywności wydobycia, M. Turek (red.), Difin, Warszawa 2013.
7. Jonek-Kowalska I., Turek M.: Identyfikacja i ocena zagrożeń naturalnych w przedsiębiorstwie górniczym, w: Zarządzanie ryzykiem operacyjnym w przedsiębiorstwie górniczym, I. Jonek-Kowalska, M. Turek (red.), PWN, Warszawa 2011.
8. Jonek-Kowalska I., Turek M.: Koncentracja przedsiębiorstw przemy- słowych. Przyczyny – przebieg – efekty, Wydawnictwo Politechniki Śląskiej, Gliwice 2010.
9. Kabiesz J.: Charakterystyka skojarzonych zagrożeń górniczych w aspekcie ich oceny oraz doboru metod prewencji, Prace Naukowe GIG nr 849, Katowice 2002.
10. Krause E.: Zastosowanie metod klasyfikacji i systematyzacji zbiorów do oceny zagrożenia metanowego i pożarowego w kopalniach w perspek- tywie do 2020 roku, Prace Naukowe GIG. „Górnictwo i Środowisko”
2009, nr 1.
11. Michalak A.: Efektywność jako kryterium wyboru modeli finansowania inwestycji rozwojowych w górnictwie, w: Efektywność – konceptuali- zacja i uwarunkowania, T. Dudycz, G. Osbert-Pociecha, B. Brycz (red.), Wydawnictwo Uniwersytetu Ekonomicznego we Wrocławiu, Wrocław 2012.
12. Michalak A.: Financial effects of finance management strategies realized by mining enterprises in Poland, w: Regional management – theory, practice and development, Štefan Hittmár (ed.), University of Žilina, Žilina 2012.
13. Sierpińska M.: Nowoczesne narzędzia zarządzania finansami w przedsię- biorstwie górniczym. Cz. 1, Narzędzia monitorowania krótkoterminowej równowagi finansowej w przedsiębiorstwie, „Wiadomości Górnicze”
2005, r. 56, nr 1.
14. Turek M.: System zarządzania kosztami w kopalni węgla kamiennego w cyklu istnienia wyrobiska wybierkowego, Difin, Warszawa 2013.
*) AGH w Krakowie
Treść: W artykule zaprezentowano wybrane metody wymiarowania filarów międzykomorowych w podziemnych kopalniach soli prowadzących eksploatację systemem komorowym. Porównano przedstawione metody oraz wskazano na istotne różnice w uzyskiwanych wynikach. Dla zilustrowania omawianych metod wykonano przeliczenia szerokości filarów międzykomorowych na realnych przykładach zaczerpniętych z podziemnej kopalni soli oraz przedstawiono ich wyniki.
Abstract: This paper presents the selected methods for dimensioning inter-chamber pillars in underground salt mines which use the chamber system method for exploitation. The presented methods have been compared and some significant differences of the results obtained have been indicated. To illustrate the methods under research, some re-calculations of inter-chamber pillars width have been done on the actual examples taken from the underground salt mine. Finally, the results of those calculations have been presented.
UKD 622.363.1: 622.2-045.43: 622.28
Słowa kluczowe:
górnictwo solne, system komorowy, filary międzykomorowe Key words:
salt mining, chamber system, inter-chamber pillars
Dr inż. Wacław Andrusikiewicz*)
Wpływ wymiarów filarów międzykomorowych
na ich nośność w świetle wybranych rozwiązań
analitycznych
The influence of inter-chamber pillars dimensions on their
capacity in the light of selected analytical solutions
1. Wprowadzenie
Górnictwo soli kamiennej w ciągu blisko tysiącletniej praktyki poprzez obserwacje i doświadczenia wypracowało bezpieczne wymiary elementów składających się na komoro- wy system eksploatacji. Do tych elementów zalicza się m. in.
calizny międzywyrobiskowe (filary międzykomorowe, półki międzypoziomowe) oraz wyrobiska eksploatacyjne – komory.
O tym, że wymiary poszczególnych elementów były dobierane prawidłowo może świadczyć historia kopalń soli kamiennej np. w Wieliczce i Bochni.
Rozwiązania wynikające z praktyki spełniały swoje zada- nie, pozwalając na bezpieczną eksploatację soli kamiennej.
Niemniej jednak w ostatnich kilkudziesięciu latach wielu badaczy podjęło trud weryfikacji przyjmowanych wymiarów m.in. w oparciu o badania wytrzymałościowe próbek soli kamiennej oraz wpływu kształtu i wielkości próbki na jej wytrzymałość. Na tej podstawie formułowano różne rozwią- zania analityczne, z których część wykorzystywana jest nie tylko w górnictwie solnym, ale także przy eksploatacji innych kopalin (rudy metali nieżelaznych, anhydryt). Nadrzędnym celem wszystkich rozwiązań analitycznych jest zachowanie szeroko rozumianego bezpieczeństwa kopalni podziemnej, a przy okazji optymalizowanie gabarytów wyrobisk, filarów i półek w celu poprawienia wskaźnika wykorzystania złoża.
2. Rozwiązania analityczne
W artykule przedstawiono kilka najpopularniejszych roz- wiązań, wskazując na różnice ilościowe pomiędzy poszcze- gólnymi metodami oraz ich wpływ na ostateczne wymiary filarów i komór. Ograniczono się do omówienia problematyki wymiarowania filarów międzykomorowych z uwagi na to, że w przypadku dużych głębokości, na których odbywa się aktu- alnie eksploatacja soli kamiennej w Polsce, ciśnienie poziome górotworu równe jest ciśnieniu pionowemu i wymiarowanie półek międzypoziomowych odbywa się w sposób analogiczny jak filarów [2].
Zgodnie z hipotezą Turnera [3] filar międzykomorowy przenosi obciążenie od masy skał zalegających bezpośrednio nad filarem i przylegających do niego komór, przy czym nie uwzględnia się więzi pomiędzy rozpatrywanym nadkładem a pozostałym masywem. Przekrój poziomy filara między- komorowego powinien być tak dobrany, aby zapewnić bezpieczne przeniesienie ciśnienia wywołanego przez skały nadległe. Wzajemny układ komór przyległych do filara mię- dzykomorowego pokazano na rysunku (rys. 1).
Zakładając, że ciężar słupa skał nadległych działający na filar i przyległe do niego komory jest zrównoważony poprzez przyrost naprężeń pionowych panujących w filarze, to naprę- żenia te można przedstawić w następującej postaci:
σz = γH
( )
12 +a+a 12 (1)gdzie:
h – wysokość próbki prostopadłościennej o podstawie kwadratu, cm;
b – długość boku podstawy próbki, cm.
Powyższą zależność poprzez analogię niektórzy badacze uwzględniali w swoich rozwiązaniach analitycznych w od- niesieniu do wymiarów filara międzykomorowego. Poniżej przedstawiono kilka zaproponowanych rozwiązań, a następnie poddano je dyskusji.
2.1. Metoda Stamatiu
Na podstawie prowadzonych badań laboratoryjnych polegających na ściskaniu prostopadłościanów o podstawie kwadratowej z soli kamiennej, przy zmiennym stosunku szerokości podstawy próbki b do jej wysokości h Stamatiu podał zależność empiryczną, która określa wytrzymałość na ściskanie Rc w odniesieniu do wytrzymałości doraźnej na ściskanie Rco, zbadanej na próbkach sześciennych o boku b z uwzględnieniem proporcji wymiarów próbki [1, 7, 8].
Zaproponowaną zależność można ująć w postaci
b
RC = RCO
√
h (6) gdzie:Rc – wytrzymałość na ściskanie próbki o wymiarach b ≠ h, MPa;
Rco – wytrzymałość na ściskanie próbki o wymiarach b = h, MPa;
b – szerokość podstawy próbki, cm;
h – wysokość próbki, cm.
Wstawiając powyższe równanie (ale z oznaczeniami od- noszącymi się do filara międzykomorowego jak na rys. 1) do nierówności (4) oraz uwzględniając równanie (3) otrzymuje się wzór
pz (1 + ) ≤ Ral CO
√
ah (7) 2.2. Metoda Sałustowicza-Dziunikowskiego
Rozwiązanie tego samego problemu zaproponowali Sałustowicz i Dziunikowski [6] w postaci równania
b
RC = RCO (α + β ) (8)h
gdzie:
α, β – stałe materiałowe;
pozostałe oznaczenia jak we wzorze (6).
W wyniku prowadzonych badań laboratoryjnych i rozwa- żań teoretycznych badacze stwierdzili, że stałe materiałowe w przybliżeniu można przyjąć jako α = 0,75 i β = 0,25.
Uwzględniając wartość przyjętych stałych oraz przekształca- jąc nierówność (4) podobnie jak dla uzyskania równania (7), tym razem otrzymuje się następujący związek
pz = (1 + ) ≤ Ral CO (0,75 + 0,25 )
a
h (9) 2.3. Metoda Köhslinga
Autor metody na podstawie badań laboratoryjnych wy- znaczył krzywą określającą zależność pomiędzy smukłością próbki λ a jej wytrzymałością na ściskanie Rc [3]. Podobnie jak w wyżej opisanych metodach, za wytrzymałość „wzorco- Rys. 1. Schemat układu komór przylegających do filara
Fig. 1. Schematic layout of chambers adjacent to the pillar H – głębokość zalegania stropu komór, h – wysokość…
H – deposition of the chambers’ roof, h – chamber/pillar height, 1 – chamber width, a – pillar width
gdzie:
γ – średni ciężar objętościowy skał nadległych, MN/m3; H – głębokość zalegania stropu komór, m;
l – szerokość komór przyległych do filara, m;
a – szerokość filara, m.
Przyjmując, że ciśnienie pionowe pz można przedstawić jako pz = γH (2)
wówczas wzór (1) przyjmie postać
σz = pz (1 + ) al (3) Aby zapewnić stateczność filara, naprężenia pionowe σz nie mogą przekraczać wytrzymałości na ściskanie Rc skał budujących filar
σz ≤ Rc (4) gdzie:
Rc– wytrzymałość na ściskanie, MPa.
W trakcie prowadzenia laboratoryjnych badań wytrzy- małościowych soli na próbkach prostopadłościennych za- uważono, że na wynik końcowy mają wpływ m.in. proporcje boków badanych próbek. W szczególności chodzi o proporcje pomiędzy wysokością próbki a bokiem jej podstawy, co w zagadnieniach mechaniczno-wytrzymałościowych określa się mianem smukłości próbki λ, którą można zdefiniować jako
λ = hb (5)
wą” przyjął doraźną wytrzymałość na ściskanie określoną na próbkach sześciennych Rco. Swoje rozważania ujął w formule
RC = RCOf (λ) (10) gdzie,
f(λ) – funkcja, której wartość należy odczytać z zamiesz- czonego w pracy [3] wykresu.
Analizując wykres z pracy [3], można stwierdzić, że jest on jakościowo bardzo zbieżny z wynikami uzyskanymi przez badaczy niemieckich, którzy prowadzili analogiczne badania na próbkach cylindrycznych [5].
W kolejnej pracy autor przedstawił równanie opisujące funkcję f(λ) [4]
f(λ) = 0,63 + 2,95223e(–2,07λ) (11) wobec czego wzór (10) przyjmie postać
RC = RCO [0,63 + 2,95223e(–2,07λ)] (12) Podstawiając do nierówności (4) równanie (3) oraz (12) z uwzględnieniem zależności (5), ale w odniesieniu do filara międzykomorowego powstanie nierówność
pz · (1 + ) ≤ Ral CO [0,63 + 2,95223e(–2,07 )a]
h (13)
3. Analiza wyników
Dokonując przekształcenia wzorów (7), (9) i (13) w taki sposób, aby po jednej stronie pojawiły się tylko człony zwią- zane z wymiarami filara otrzymano
≤
√
pz (1+ ) al a h
RCO – metoda Stamatiu (14)
≤ (0,75 + 0,25 )
pz (1+ ) al a
RCO h – metoda Sałustowicza-
Dziunikowskiego (15)
≤ [0,63 + 2,95223e(–2,07 )]
pz (1+ ) al
RCO a
h – metoda Köhslinga (16)
Łatwo zauważyć, że lewe strony nierówności (14), (15) i (16) są identyczne, natomiast ich prawe strony stanowią kryteria założone przez poszczególnych autorów, a które w rzeczywistości mogą być traktowane jako współczynniki ko- rekcyjne wynikające z proporcji wymiarów próbek (filarów).
Jak wobec tego mają się one względem siebie? Od strony matematycznej oczekiwaną odpowiedź można zapisać jako
√
ah 0,75 + 0,25 0,63 + 2,95223ea (–2,07 )h a
h (17) W celu odpowiedzi na to pytanie przeprowadzono proste przeliczenia dla wartości smukłości λ = 0,2 ÷ 3,0. Uzyskane wyniki dla analizowanych metod przedstawiono w postaci wykresów zależności pomiędzy smukłością próbki a jej wy- trzymałością na ściskanie (rys. 2).
Wykreślone krzywe jakościowo są bardzo do siebie podobne, jednak wyniki ilościowe są na tyle rozbieżne, że wymagają głębszej analizy. O ile rozbieżność poszczególnych wyników dla λ = 0,8 ÷ 1,2 mieści się w granicach ≈ 10 ÷ 12%, to już w skrajnych wartościach λ różnica wynosi ≈ 30 ÷
Rys. 2. Wykres zależności pomiędzy smukłością próbki a jej wytrzymałością na ściskanie Fig. 2. Graph of relationship between the slenderness of the sample and its compressive strength
44%. Kolejne pytanie, jakie nasuwa się po pierwszej analizie, będzie dotyczyło poziomu bezpieczeństwa przy określaniu wymiarów filara międzykomorowego. Analizując przedsta- wiony wykres widać, że w punkcie dla λ = 1,0 wszystkie krzywe się przecinają, co wynika z założeń poszczególnych metod – próbka sześcienna, której smukłość λ = 1,0 jest punktem wyjścia, a zarazem granicą rozdzielającą płasz- czyznę, w której rozpatrywane są próbki o małej smukłości (λ < 1,0) – lewa część wykresu, oraz prawa część wykresu dotycząca próbek o większej smukłości (λ > 1,0). Jak widać z wykresów, w części lewej w przedziale dla λ = 0,2 ÷ 1,0 rozwiązanie Sałustowicza-Dziunikowskiego jest najbardziej zachowawczym. W części prawej wykresu w przedziale dla λ = 1,0 ÷ 3,0 bezpieczniejszymi wydają się być rozwiązania Stamatiu i Köhslinga, które mają bardzo zbliżone wartości.
W celach porównawczych, dla odzwierciedlenia różnic ilościowych, zestawiono kilka wybranych wyników dla róż- nych smukłości λ (tab. 1).
Aby poszczególne metody mogły być stosowane „za- miennie”, wydaje się być zasadne zastosowanie współ- czynnika bezpieczeństwa n, który z odpowiednim zapasem będzie niwelował wykazane różnice uzyskanych wyników wg poszczególnych metod. Zgodnie z zaleceniami ISRM (International Society for Rock Mechanics) współczynnik bezpieczeństwa powinien wynosić n = 1,5. Taka wartość współczynnika spełnia swoją rolę w odniesieniu do wyników, które można określić jako najmniej korzystne. Należałoby jed- nak rozważyć, czy zasadne jest utrzymywanie stałej wartości
współczynnika dla wszystkich metod oraz w całym zakresie przeprowadzonej powyżej analizy.
Na kolejnym rysunku (rys. 3) przedstawiono porównawczo wykresy omawianych rozwiązań z uwzględnieniem współ- czynnika bezpieczeństwa n = 1,5. Jak widać, w rozpatrywa- nym zakresie smukłości wszystkie wykresy uwzględniające rekomendowany współczynnik bezpieczeństwa znajdują się poniżej wykresów opisanych dla n = 1, a więc są po tzw.
stronie bezpiecznej.
4. Przykłady
W celu pokazania praktycznych wyników, jakie można uzyskać z wymienionych metod przeanalizowano dwa rze-
Rys. 3. Wykres zależności pomiędzy smukłością próbki a jej wytrzymałością na ściskanie dla współczynnika bezpie- czeństwa n = 1 i n = 1,5
Fig. 3. Chart of dependence comparison between the slenderness of the sample and its compressive strength for safety quotient n = 1 and n = 1.5
Tablica 1. Wartości współczynników korekcyjnych w zależności od smukłości
Table 1. Values of the correction factors depending on the slenderness ratio
λ
metoda 0,2 0,6 0,8 1,0 1,2 1,5 2,0 3,0
Stamatiu 2,24 1,29 1,12 1,0 0,91 0,82 0,71 0,58 Sałustowicz-
Dziunikowski 2,00 1,17 1,06 1,0 0,96 0,92 0,88 0,83 Köhsling 2,58 1,48 1,19 1,0 0,88 0,76 0,68 0,63
czywiste przypadki zaczerpnięte z Kopalni Soli „Kłodawa”
przy różnych smukłościach filarów międzykomorowych oraz różnych współczynnikach bezpieczeństwa. Dla porównania wyliczono faktyczny współczynnik bezpieczeństwa dla ist- niejącego filara.
Przypadek 1: głębokość stropu komory H = 497,3 m, wysokość komory h = 27,7 m, szerokość komory l = 15,0 m, ciężar objętościowy nadkładu γ = 22 kN/m3, doraźna wytrzy- małość na ściskanie Rco = 34 MPa. Poszukiwaną wartością jest minimalna szerokość filara międzykomorowego a. Wyniki zestawiono w tabeli (tab. 2).
Tablica 2. Minimalna szerokość filara międzykomorowego dla przyjętego współczynnika bezpieczeństwa, m Table 2. Minimum width of the inter-chamber pillar for the
assumed safety factor, m metoda
n Stamatiu Sałustowicz-
Dziunikowski Köhsling
n =1 13,15 9,41 13,68
n =1,5 19,87 17,15 21,12
W omawianym przypadku faktycznie istniejący filar ma szerokość a = 15 m, a jego smukłość wynosi λ = 1,85.
Obliczone współczynniki bezpieczeństwa zestawiono w tabeli (tab.3).
Tablica 3. Rzeczywisty współczynnik bezpieczeństwa dla istnie- jącego filara
Table 3. Actual safety quotient for the existing pillar metoda
λ Stamatiu Sałustowicz-
Dziunikowski Köhsling
λ =1,85 1,14 1,38 1,08
Przypadek 2: głębokość stropu komory H = 740,4 m, wysokość komory h = 12,0 m, szerokość komory l = 12,0 m, ciężar objętościowy nadkładu γ = 22 kN/m3, doraźna wytrzy- małość na ściskanie Rco = 34 MPa. Poszukiwaną wartością jest minimalna szerokość filara międzykomorowego a. Wyniki zestawiono w tabeli (tab. 4).
Tablica 4. Minimalna szerokość filara międzykomorowego dla przyjętego współczynnika bezpieczeństwa, m Table 4. Minimum width of the inter-chamber pillar for the
assumed safety factor, m metoda
n Stamatiu Sałustowicz-
Dziunikowski Köhsling
n =1 11,50 11,39 11,58
n =1,5 17,56 19,61 16,03
W omawianym przypadku faktycznie istniejący filar ma szerokość a = 18,0 m, a jego smukłość wynosi λ = 0,67. Obliczone współczynniki bezpieczeństwa zestawiono w tabeli (tab.5).
Tablica 5. Rzeczywisty współczynnik bezpieczeństwa dla istnie- jącego filara
Table 5. Actual safety quotient for the existing pillar metoda
λ Stamatiu Sałustowicz-
Dziunikowski Köhsling
λ = 0,67 1,53 1,3 1,58
5. Podsumowanie
Zaprezentowane metody wymiarowania filarów mię- dzykomorowych jako kryterium wytrzymałościowe traktują iloczyn doraźnej wytrzymałości na ściskanie określonej na sześciennej próbce soli kamiennej oraz pewnej zależ- ności uwzględniającej smukłość próbki, poprzez analogię przenoszonej na filar międzykomorowy. Uzyskane wyniki charakteryzują się dość dużym rozrzutem, w szczególności dla skrajnych wartości smukłości λ. I tak, dla λ = 0,2 różnica wyników z poszczególnych metod wynosi ok. 30%, a dla λ = 3,0 różnica ta wynosi ok. 44%. Równocześnie trudno przypisać do którejkolwiek z przedstawionych metod większą czy mniejszą wiarygodność, skoro wszystkie oparte były na badaniach laboratoryjnych. Można co najwyżej zarzucić brak jednolitej metodyki prowadzonych badań, polegającej np. na różnej prędkości przykładania obciążenia, a co – jak wynika z dotychczasowych doświadczeń – może mieć wpływ na końcowy wynik pomiarów.
Niewątpliwie same badania były obciążone błędem wyni- kającym, np. z niejednorodności próbek, trudności zoriento- wania próbki w maszynie wytrzymałościowej z jej faktycznym położeniem w górotworze, liczebnością przebadanych próbek etc. W tej sytuacji wprowadzenie współczynnika bezpieczeń- stwa jest jak najbardziej uzasadnione.
Należy zwrócić uwagę na fakt, że powyższe metody uwzględniają smukłość jako jedyne kryterium spadku/wzrostu wytrzymałości na ściskanie, natomiast całkowicie pomijają inne istotne czynniki, jak choćby smukłość w kierunku po- ziomym (czynnik jak najbardziej adekwatny wobec wymiaru poziomego filarów w systemie komorowym) czy spadek wytrzymałości w funkcji czasu. Już tylko te dwa wymienione elementy czynią, że omówione metody są niepełne i istnieje spory obszar badawczy do dalszych analiz. Dopiero dalsze zgłębienie tej wiedzy może dać odpowiedź, czy współczyn- nik bezpieczeństwa na poziomie n = 1,5 jest wystarczający i dający pewność statecznej pracy filarów, choć jak widać z przytoczonych przykładów filary zachowują swoją sta- teczność na przestrzeni ostatnich 35 lat (vide analizowany Przypadek 1) przy znacznie niższych wartościach współ- czynnika bezpieczeństwa od rekomendowanego przez ISRM.
Praca została wykonana w ramach badań statutowych nr 11.11.100.775.
Literatura
1. Kłeczek Z.: Geomechanika górnicza. Śląskie Wydawnictwo Techniczne, Katowice 1994.
2. Köhsling J.: Metodyka wyznaczania filarów górniczych dla podziem- nych kopalń surowców chemicznych. Maszynopis niepublikowany, Ośrodek Badawczo-Rozwojowy Górnictwa Surowców Chemicznych
„Chemkop”, Kraków 1976.
3. Köhsling J.: Zasady wymiarowania filarów międzykomorowych w podziemnych kopalniach soli kamiennej.„Przegląd Górniczy” 1976, nr 12, s. 536-542.
4. Köhsling J.: Warunki bezpieczeństwa podziemnych kopalń soli w wysadach solnych. „Przegląd Górniczy” 1980, nr 9, s. 442-445.
5. Pforr H., Rosetz G. P.: Ergebnisse und Erfahrungen bei Druck- und Zugversuchen an Gesteinen des Kalibergbaus: Beitrag zum Festigkeitskatalog und zur Erfassung des natürlichen Gesteinsverhaltens.
Freiberger Forschungshefte; Reihe A Geotechnik, Ingenieurgeologie, Bergbautechnologie, Verfahrenstechnik, Nr 376, s. 1-136, 1966.
6. Sałustowicz A., Dziunikowski L.: Wytrzymałość górotworu przy eksploata- cji złoża solnego komorami poziomymi i pionowymi, w: Krajowy Zjazd BHP na temat Nauka i technika w walce o bezpieczeństwo w górnictwie,
Sekcja III, Osiągnięcia nauki i techniki w zakresie kierowania stropem oraz zwalczania tąpań i obrywanie się skał. Państwowa Rada Górnictwa, Stowarzyszenie Inżynierów i Techników Górnictwa, Katowice 1963.
7. Sałustowicz A.: Zarys mechaniki górotworu. Wydawnictwo „Śląsk”, Katowice 1968.
8. Stamatiu M.: Rasczot celikov na solanych rudnikach.Wyd.
Gosgorchimizdat, Moskwa, 1963, (tłumaczenie z języka rumuńskiego – tytuł oryginału: Problema dimensionarii stilpilor la minele de sare din RPR. Editura Academiei Republici Populari Romine, Bucarest, 1959).
