311[15] Z4 02 Klasyfikowanie systemów eksploatacji złóż

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

MINISTERSTWO EDUKACJI

NARODOWEJ

Janusz Wojtkiewicz-Lazman

Klasyfikowanie systemów eksploatacji złóż

311[15].Z4.02

Poradnik dla ucznia

Wydawca

Instytut Technologii Eksploatacji – Państwowy Instytut Badawczy
Radom 2007

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Recenzenci:
mgr inż. Grzegorz Merta
dr inż. Jacek Myszkowski

Opracowanie redakcyjne:
mgr inż. Janusz Wojtkiewicz-Lazman

Konsultacja:
mgr inż. Gabriela Poloczek

Poradnik stanowi obudowę dydaktyczną programu jednostki modułowej 311[15].Z4.02
„Klasyfikowanie systemów eksploatacji złóż”, zawartego w modułowym programie
nauczania dla zawodu technik górnictwa podziemnego.

Wydawca

Instytut Technologii Eksploatacji – Państwowy Instytut Badawczy, Radom 2007

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

SPIS TREŚCI

Wprowadzenie

Wymagania wstępne

Cele kształcenia

Materiał nauczania

4.1. Podstawy eksploatacji podziemnej, klasyfikacja systemów wybierania

pokładów węgla

4.1.1. Materiał nauczania

4.1.2. Pytania sprawdzające

4.1.3. Ćwiczenia

4.1.4. Sprawdzian postępów

4.2. Klasyfikacja systemów eksploatacji złóż rudy i soli

4.2.1. Materiał nauczania

4.2.2. Pytania sprawdzające

4.2.3. Ćwiczenia

4.2.4. Sprawdzian postępów

4.3. Podsadzanie wyrobisk

4.3.1. Materiał nauczania

4.3.2. Pytania sprawdzające

4.3.3. Ćwiczenia

4.3.4. Sprawdzian postępów

4.4. Wpływ eksploatacji złoża na zachowanie się górotworu i powierzchni

4.4.1. Materiał nauczania

4.4.2. Pytania sprawdzające

4.4.3. Ćwiczenia

4.4.4. Sprawdzian postępów

Sprawdzian osiągnięć

Literatura

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

1. WPROWADZENIE

Poradnik będzie Ci pomocny w przyswajaniu wiedzy z zakresu klasyfikowania systemów

eksploatacji złóż. Poradnik pomoże Ci odróżnić oraz odpowiednio dobrać poszczególne
systemy eksploatacji złóż węgla kamiennego, soli kamiennej i rud. Dzięki niemu zapoznasz
się z podstawowymi zagadnieniami dotyczącymi podsadzania wyrobisk oraz wpływu
eksploatacji na górotwór i powierzchnię.

W poradniku zamieszczono:

−

Wymagania wstępne – określają umiejętności, które powinieneś posiadać przed
rozpoczęciem pracy z poradnikiem;

−

Cele kształcenia – określają umiejętności, jakie powinieneś nabyć w wyniku procesu
kształcenia;

−

Materiał nauczania – zawierający:

niezbędne informacje dotyczące tematu zajęć, dzięki którym zdobędziesz wiedzę na
dany temat;

pytania sprawdzające Twoją wiedzę niezbędną do wykonania ćwiczenia;

ćwiczenia, które pozwolą Ci zapoznać się z tematem od strony praktycznej;

sprawdzian postępów umożliwiający ocenę poziomu Twojej wiedzy po wykonaniu
poszczególnych ćwiczeń

−

Sprawdzian osiągnięć – test, który ma na celu sprawdzenie opanowanych przez Ciebie
umiejętności podczas realizacji programu nauczania,

−

Literatura – spis książek, zeszytów naukowych oraz czasopism, dzięki którym możesz
wzbogacić swoją wiedzę na tematy, które są dla ciebie szczególnie interesujące.

Po zrealizowaniu zajęć teoretycznych z poszczególnych działów możesz sprawdzić czy

jesteś gotowy do wykonywania ćwiczeń. Odpowiedz na pytania i sprawdź w poradniku swoje
odpowiedzi. Jeśli odpowiedzi są prawidłowe możesz przystąpić do ćwiczeń.

Ćwiczenia pomogą Ci nabyć praktycznych umiejętności, które będziesz wykorzystywał

w przyszłości pracując w zawodzie.

Podczas wykonywania ćwiczeń stosuj się do zasad bezpieczeństwa i higieny pracy.

Na zakończenie każdego działu możesz samodzielnie sprawdzać swoje postępy.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Schemat układu jednostek modułowych

311[15].Z4

Eksploatacja górnicza złóż

311[15].Z4.06

Dobieranie metod

i organizowanie procesu

wzbogacania kopalin

311[15].Z4.01

Udostępnianie i przygotowywanie

złoża do eksploatacji

311[15].Z4.02

Klasyfikowanie systemów

eksploatacji złóż

311[15].Z4.05

Użytkowanie środków

strzałowych

311[15].Z4.04

Przewietrzanie kopalń

311[15].Z4.03

Dobieranie obudów górniczych

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

2. WYMAGANIA WSTĘPNE

Przystępując do realizacji programu jednostki modułowej powinieneś umieć:

−

posługiwać się mapą górniczą,

−

określać warunki występowania złóż surowców naturalnych,

−

rozpoznawać podstawowe zagrożenia górnicze,

−

wykorzystywać wiedzę z zakresu udostępniania i przygotowywania złoża do eksploatacji,

−

przestrzegać przepisów Kodeksu pracy, Prawa geologicznego i górniczego,

−

przestrzegać zasad bezpieczeństwa i higieny pracy i ochrony przeciwpożarowej podczas
wykonywania prac.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

3. CELE KSZTAŁCENIA

W wyniku realizacji programu jednostki modułowej powinieneś umieć:

−

scharakteryzować eksploatację naziemną, podziemną i podwodną,

−

rozróżnić metody eksploatacji złóż,

−

sklasyfikować system wybierania złóż kopalin użytecznych,

−

rozróżnić pojęcie systemu wybierania i systemu eksploatacji,

−

scharakteryzować skały stropowe i spągowe złóż pokładowych,

−

wymienić czynniki naturalne i techniczne wpływające na wybór systemu wybierania,

−

określić kryteria doboru odpowiedniego systemu eksploatacji,

−

określić pojęcie: eksploatacji, kierunku wybierania, frontu wybierania,

−

wyjaśnić pojęcie eksploatacji do i od granic złoża,

−

sklasyfikować systemy wybierania pokładów węgla kamiennego i innych rodzajów złóż
kopalin użytecznych,

−

przedstawić sposoby kierowania stropem w ścianach,

−

sklasyfikować systemy: ubierkowo-filarowy, ubierkowo-zabierkowy, zabierkowy,

−

przedstawić ogólne zasady wybierania warstwami poziomymi,

−

dobrać system wybierania,

−

naszkicować schematy systemów wybierania,

−

przedstawić sposoby rozruchu wyrobisk eksploatacyjnych,

−

przedstawić sposoby wybierania złóż pod obiektami chronionymi,

−

określić wpływ eksploatacji złoża na zachowanie się górotworu i powierzchni,

−

przedstawić sposoby zmniejszania wpływu eksploatacji górniczej na powierzchnię, filary
ochronne i oporowe,

−

odczytać wyniki pomiarów stosowanych w eksploatacji podziemnej,

−

scharakteryzować sposoby usuwania szkód górniczych,

−

zastosować przepisy Prawa geologicznego i górniczego oraz bezpieczeństwa i higieny
pracy w trakcie wybierania złóż.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

4. MATERIAŁ NAUCZANIA

4.1. Podstawy eksploatacji podziemnej, klasyfikacja systemów

wybierania pokładów węgla

4.1.1. Materiał nauczania

Pojęcie eksploatacji górniczej i wybierania
Zadaniem eksploatacji złóż kopalin użytecznych jest dostarczenie surowców do

bezpośredniego wykorzystania w przemyśle lub poddanie ich procesom przeróbczym.

Obiektem eksploatacji górniczej jest złoże. Najczęściej spotykaną formą złoża jest

pokład. Jest to złoże obejmujące znaczną przestrzeń, ograniczone od dołu i od góry dwiema
mniej lub więcej równoległymi powierzchniami.
Skałę leżącą bezpośrednio pod pokładem nazywa się spągiem, a skałę zalegającą nad
pokładem nazywa się stropem.
Podkład charakteryzuje grubość, kąt nachylenia oraz rozciągłość.
Grubość pokładu to odległość od spągu do stropu mierzona w kierunku prostopadłym do
jego nachylenia.
Nachylenie pokładu to kąt zawarty między płaszczyzną spągu pokładu, a płaszczyzną
poziomą.
Rozciągłość pokładu to kierunek linii przecięcia się płaszczyzny spągu pokładu z dowolną
płaszczyzną poziomą. Linia ta jest w każdym punkcie prostopadła do nachylenia.

Rys. 1. Dane charakterystyczne pokładu [6, s. 13]

Zależnie od głębokości zalegania złoża rozróżnia się następujące rodzaje eksploatacji:

−

eksploatację naziemną, czyli odkrywkową, polegającą na odsłonięciu złoża poprzez
zdjęcie nadległych warstw skał płonnych;

−

eksploatację podziemną, czyli głębinową, stosowaną w odniesieniu do złóż
zalegających pod grubą warstwą skał nadkładowych.
Eksploatację tą podzielić można na: typowo górniczą, polegającą na pozyskiwaniu
kopaliny użytecznej ze złoża sposobem podziemnych robót górniczych, wymagających
zatrudnienia ludzi pod ziemią (eksploatacja ta możliwa jest po udostępnieniu złoża
wyrobiskami korytarzowymi tj. szyby, sztolnie, przecznice, chodniki itp.), oraz na
eksploatację odwiertową lub wiertniczą, polegającą na pozyskiwaniu kopaliny użytecznej
w głębi ziemi za pomocą odwiertów dokonywanych z powierzchni ziemi;

−

eksploatację podmorską, która może być realizowana na 3 sposoby: wydobycie kopalin
metodą otworową (eksploatacja głównie złóż płynnych), wydobycie kopalin stałych
metodą tzw. górnictwa morskiego odkrywkowego (eksploatacja złóż luźno ułożonych na
dnie lub tuż pod nim) oraz wydobycie kopalin stałych metodą tzw. górnictwa morskiego

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

podziemnego (zaadaptowane na potrzeby górnictwa morskiego metody stosowane przy
eksploatacji podziemnych złóż lądowych).

Ze względu na sposób pobierania kopaliny użytecznej z calizny złoża rozróżnia się

następujące metody eksploatacji złóż:

−

odspajania, stosowaną obecnie przeważnie do eksploatacji kopalin stałych,

−

ługowania, polegającą na rozpuszczeniu minerałów stałych w wodzie, stosowaną
w górnictwie solnym,

−

zgazowania, polegającą na pozyskiwaniu gazów palnych przez częściowe spalanie węgla
kamiennego lub brunatnego w złożu,

−

wytapiania, czyli stapiania i rozpuszczania w wysokiej temperaturze minerałów stałych
oraz wydobywanie ich w stanie ciekłym na powierzchnię przez pompowanie, metoda
stosowana przy eksploatacji złóż siarki,

−

czerpania kopalin ciekłych i gazowych stosowaną w górnictwie naftowym, gazu
ziemnego oraz wód mineralnych.

Głównym procesem eksploatacji górniczej złoża kopalin stałych jest wybieranie kopaliny

użytecznej. Przez eksploatację rozumie się pozyskiwanie kopaliny użytecznej z całości złoża
w jego obszarze górniczym, a przez wybieranie – pozyskiwanie kopaliny użytecznej
z określonego pokładu lub jego części udostępnionej i przysposobionej do wybierania.

Wybieranie złoża prowadzi się ubierkami, zabierkami i komorami, których suma czół

tworzy front wybierania. Front robót górniczych może posuwać się od granic obszaru
górniczego do szybu (kierunek eksploatacji od granic złoża) lub przeciwnie (kierunek
eksploatacji do granic złoża).

Rys. 2. Kierunki prowadzenia eksploatacji [2, s. 12]

Przestrzenie wybrane lub inaczej przestrzenie poeksploatacyjne pozostające po wybranej

objętości kopaliny użytecznej nazywają się zrobami.

Technologia podziemnego wybierania kopalin stałych obejmuje następujące procesy:

−

urabianie kopaliny użytecznej,

−

ładowanie i transport urobku,

−

obudowę górniczą,

−

likwidację wybranych przestrzeni, czyli tzw. zrobów.

System wybierania określa rodzaj wyrobisk wybierkowych z całokształtem stosowanej

w nich techniki wybierania dostosowanej do warunków naturalnych złoża, jak również
rozplanowanie

przestrzenne

wyrobisk

wybierkowych

wraz

wyrobiskami

przygotowawczymi zapewniającymi harmonijną ciągłość wielkości frontu górniczego
w ramach pola eksploatacyjnego.

Pojęcie system eksploatacji jest podobne do pojęcia systemu wybierania, z tym że

odnosi się do całokształtu złoża w obrębie obszaru górniczego.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Klasyfikacja skał stropowych i spągowych

Klasyfikacja ta uwzględnia właściwości fizyczne oraz mechaniczne skał otaczających

pokład, na podstawie których możemy przewidzieć jak zachowa się dana skała w czasie
wybierania pokładu węgla. Charakterystyka skał spągowych i stropowych wpływa więc
w znaczny sposób na dobór systemu wybierania.
W górnictwie przyjmuje się ich podział na następujące grupy:

−

skały kruche, odznaczające się małą zwięzłością i spoistością oraz opadaniem do
wybranej przestrzeni,

−

skały sztywne, mające dużą wytrzymałość, utrzymują się nad wybranym wyrobiskiem
i załamują się w dużych blokach po obnażeniu większej powierzchni stropu,

−

skały plastyczne, odznaczające się małą wytrzymałością, lecz znaczną spójnością, co
powoduje ich uginanie się za frontem wybierania.

W górotworze zalegającym nad pokładem węglowym wyróżnia się strop bezpośredni

i strop zasadniczy.

Strop bezpośredni stanowią warstwy skalne zalegające bezpośrednio nad pokładem

węglowym, które załamują się po usunięciu obudowy i przemieszczają się do wybranej
przestrzeni. Takie załamywanie i przemieszczanie się skał stropowych nosi nazwę rabowania
się stropu.

Stropem zasadniczym nazywa się warstwy skał sztywnych zalegające nad stropem

bezpośrednim. Warstwy te nie załamują się równocześnie ze stropem bezpośrednim, lecz
odkształcają się w kierunku wybranej przestrzeni. Po upływie pewnego czasu i po obnażeniu
większej powierzchni stropu, mogą się one załamywać dużymi blokami lub osiadać na zawale
powstałym z zarabowania się warstw stropu bezpośredniego.

Stropem fałszywym nazywa się cienką (0,1 do 0,8 m) warstwę łupku zalegającą

bezpośrednio nad pokładem węgla i opadającą zaraz po urobieniu węgla.

Aby prawidłowo dobrać system wybierania należy zapoznać się z właściwościami skał

stropowych. Pomocne są przy tym klasyfikacje skał stropowych, które zostały opracowane
przez kilku uczonych: Boreckiego, Pawłowicza, Bilińskiego oraz Budryka.

Klasyfikację Budryka przedstawia poniższa tabela.

Tabela 1. Klasyfikacja skał stropowych według W. Budryka

Doraźna wytrzymałość, kN/cm

Klasa Charakterystyka skał stropowych

Przykłady

skał

ściskanie

zginanie

rozciąganie

Strop bezpośredni stanowią skały
kruche,

łatwo

rabujące

się

o miąższości większej od 5-krotnej
grubości pokładu

Łupki
piaszczyste,
słabe
piaskowce

0,18÷1,75

0,2÷0,81

strop bezpośredni stanowią skały
kruche,

łatwo

rabujące

się

o miąższości mniejszej od 5-krotnej
grubości pokładu

Łupki

3,4÷7,1

III

strop bezpośredni stanowią skały
sztywne, trudno rabujące się lub też
nad

pokładem

zalega

strop

zasadniczy

postaci

grubej

warstwy skał mocnych

Piaskowce

2÷15

0,17÷1,08

0,28÷1,08

skały stropowe mają zdolność
uginania się i osiadania na spągu
bez załamania się (skały plastyczne
i uwarstwione).

Łupki ilaste,
Łupki
gliniaste

0,15÷1,12

0,18÷0,62

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Podobnie przyjęto klasyfikację spągów, gdzie wyróżniono trzy klasy:

Tabela 2. Klasyfikacja spągów

Klasa Klasyfikacja spągów
I

spąg bezpośredni stanowią warstwy skał słabych wykazujących skłonność do
spełzania

spąg bezpośredni stanowią warstwy skał mocnych

III

spąg bezpośredni stanowią warstwy skał plastycznych,
pęczniejących i łatwo wyciskanych do wyrobiska

Sposoby kierowania stropem

Pustka poeksploatacyjna powstała po wybraniu złoża wyrobiskami eksploatacyjnymi

musi być w sposób systematyczny i dostosowany do przyjętego systemu wybierania
likwidowana. Ponieważ sposób likwidacji tej pustki poeksploatacyjnej wpływa istotnie na
zachowanie się warstw stropowych nad wybranym złożem, nosi on również nazwę sposobu
kierowania stropem.

Aby zapewnić jak największe bezpieczeństwo wyrobisk górniczych oraz zminimalizować

lub całkowicie uniknąć deformacji powierzchni należy dobrać odpowiedni sposób kierowanie
stropem.

Rozróżnia się następujące sposoby likwidacji zrobów:

−

wywoływanie całkowitego (pełnego) zawału powodującego wypełnienie powstałej pustki
(samopodsadzenie),

−

wywoływanie częściowego zawału tworzącego częściową podsadzkę naturalną,

−

przez osiadanie uginającego się stropu na spągu pokładu,

−

podtrzymywanie stropu podsadzką suchą lub hydrauliczną.
Przy doborze sposobu likwidacji zrobów należy uwzględnić:

−

własności warstw skalnych otaczających pokład, a zwłaszcza skał stropowych,

−

grubość pokładu,

−

skłonność węgla do samozapalenia,

−

wymagania, jakie stawia ochrona powierzchni.

Zawał całkowity można stosować przy takiej grubości stropu bezpośredniego, przy

której ilość zawalonej skały będzie wystarczająca do samo podsadzenia się zrobów.

Z zawałem całkowitym można prowadzić eksploatację przy stropie klasy I i przy

wybieraniu pokładu ubierkami, zabierkami i komorami.

Rys. 3. Zawał całkowity [6, s. 145]

Zawał częściowy stosuje się przy stropach klasy II, w pokładach cienkich i średnich (do

2 m). Stosując zawał częściowy należy w odpowiedni sposób ustalić odległości pasów
podsadzkowych układanych z dostarczanej skały bądź pozostawionych pasów calizn
węglowych, by wywołany między nimi zawał stropu bezpośredniego nie dochodził do stropu
zasadniczego– aby nie dopuścić do jego spękania lub zawału.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Rys. 4. Zawał częściowy [2, s. 17]

Uginanie się stropu aż do jego zetknięcia się ze spągiem i układania się na nim w miarę

postępu wybierania pokładu wykorzystuje się przy stropach klasy IV w pokładach cienkich
do 0,8 m. Eksploatację z uginaniem się stropu można prowadzić tylko przy ubierkowym
systemie wybierania pokładu.

Rys. 5. Strop uginający się [2, s. 17]

Podsadzka częściowa dostarczana stosowana jest przy stropach klasy II (rzadziej klasy III)

i przy niewielkiej grubości stropu bezpośredniego. Odległości pasów podsadzkowych powinny
być tak dobrane, by nie dopuścić nawet do zawału stropu bezpośredniego.
Podsadzkę częściową można stosować przy ubierkowym systemie eksploatacji.

Rys. 6. Podsadzka sucha częściowa [2, s. 18]

Podsadzka pełna stosowana jest pod stropami klasy III. Polega ona na całkowitym

wypełnieniu zrobów materiałem dostarczonym z zewnątrz w postaci suchej bądź w formie
mieszaniny z wodą jako podsadzki hydraulicznej.

Podsadzka sucha może być wykonana mechanicznie lub ręcznie. Stosowana jest

w pokładach cienkich lub średniej grubości. Może być stosowana jako podsadzka pełna (przy
stropach klasy III) lub jako podsadzka częściowa przy stropach klasy II lub III i przy
niewielkiej grubości stropu bezpośredniego.

Rys. 7. Eksploatacja z pełną podsadzką suchą [2, s. 146]

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Rys. 8. Eksploatacja z podsadzką hydrauliczną [2, s. 147]

Klasyfikacja systemów wybierania pokładów węgla

Podział systemów wybierania pokładów węglowych
Wybieranie pokładów węglowych może odbywać się rozmaitymi sposobami, w różnych

wyrobiskach, przy różnych kierunkach przesuwania się frontu.

Jednym z kryteriów podziału systemów eksploatacji jest rodzaj wyrobisk wybierkowych-

wyrobisk, w których dokonuje się ostatecznego wybierania kopaliny użytecznej i które
powstają w wyniku tego wybierania. Do wyrobisk wybierkowych należą: zabierki, komory,
ubierki i ściany.

Zabierki są to górnicze wyrobiska wybierkowe powstające przy wybieraniu pokładu

krótkimi odcinkami szerokości do 10 m i długości równej odległości miedzy chodnikami
filarowymi lub dowierzchniami, przy czym przodek posuwa sie zawsze od calizny w stronę
zrobów.

Komory stanowiące górnicze wyrobiska wybierkowe podobne są do zabierek, lecz mają

znacznie większe wymiary poprzeczne. Prowadzenie oraz utrzymywanie wyrobisk
komorowych jest możliwe przy bardzo mocnych stropach, dlatego też rzadko stosowane jest
w górnictwie węglowym, często natomiast przy wybieraniu złóż soli i rud metali.

Wyrobisko ubierkowe powstaje w wyniku wybierania odcinka złoża ograniczonego

dwoma chodnikami (lub pochylniami) równoległymi- czołem przodku usytuowanym
prostopadle (rzadziej przekątnie) do ich kierunku.
Wyrobisko ubierkowe długości nie przekraczającej 40 m nazywa się ubierką.
Ściana stanowi wyrobisko ubierkowe długości większej od 40 m.

Uwzględniając wszystkie te kryteria systemy wybierania pokładów węglowych można

podzielić:
I. Pod względem sposobu wybierania (według rodzaju wyrobisk wybierkowych) na:
Systemy ubierkowe, w których kierunek przesuwania się czoła przodku jest zgodny
z kierunkiem przesuwania się frontu eksploatacji, dzieli się na:

−

systemy ścianowe,

−

systemy ubierkowo-filarowe,

−

systemy pośrednie ubierkowo-zabierkowe,

Systemy zabierkowe, w których postęp czoła przodku jest prostopadły do kierunku
przesuwania się frontu eksploatacji, dzieli się na:

−

systemy filarowo-zabierkowe,

−

systemy długich zabierek,

−

systemy komorowe.

II. Pod względem usytuowania kierunku posuwania się frontu wybierania względem
rozciągłości pokładu na odmiany:

−

podłużną, gdy posuwanie się frontu wybierania usytuowane jest równolegle do
rozciągłości pokładu,

−

poprzeczną, gdy posuwanie się frontu wybierania usytuowane jest prostopadle do
rozciągłości pokładu,

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

−

przekątną, gdy posuwanie się frontu wybierania usytuowane jest przekątnie do
rozciągłości pokładu.

III. Pod względem stosowanego sposobu kierowania stropem rozróżnia się eksploatację:

−

z ochroną stropu,

−

z zawałem stropu,

−

z ugięciem stropu.

Biorąc pod uwagę podane kryteria, można opisać dowolny system wybierania przypisując

mu charakterystyczne dla niego cechy. Może to być np. system ścianowy podłużny
z zawałem stropu. Każdy system wybierania wymieniony w punkcie I może być stosowany
w jednej z trzech odmian pod względem usytuowania posuwania się frontu (poprzecznym,
podłużnym, przekątnym).

Systemy ubierkowe, zabierkowe i komorowe mogą być stosowane w eksploatacji

z ochroną lub z zawałem stropu. Eksploatacja z ugięciem stropu może być stosowana tylko
w systemach ścianowych.

Dobór systemu wybierania
System wybierania musi być dobrany do istniejących warunków, aby zapewniał:

−

możliwie największe bezpieczeństwo pracy,

−

dużą koncentrację robót,

−

największą wydajność i najmniejsze koszty własne wydobycia przy danych warunkach,

−

najmniejsze straty substancji złożowej,

−

ciągłość produkcji,

−

dobrą wentylację,

−

łatwą dostawę materiałów,

−

właściwe odprowadzenie wody,

−

stosowanie nowoczesnej mechanizacji.
Dlatego w analizie możliwości i celowości zastosowania konkretnych rozwiązań należy

uwzględnić następujące czynniki:
1.

Warunki geologiczne:

−

geometryczne warunki zalegania złoża: regularne zaleganie złoża sprzyja stosowaniu
systemów o długim froncie wybierania i długim czole przodku, a więc systemów
ścianowych. Złoże zaburzone o nieregularnym zaleganiu łatwiej jest wybierać systemami
o krótkim froncie i wąskim czole przodku. Mogą to być systemy: ubierkowe, zabierkowe
lub pokrewne,

−

grubość pokładu – ma wpływ na możliwość wybierania jednowarstwowego lub
wielowarstwowego,

−

nachylenie pokładu: przy wybieraniu pokładów silnie nachylonych lub stromych
powstają duże zagrożenia spowodowane staczaniem się brył urobku oraz opadaniem
luźnych brył z czoła przodku, ze stropu i ociosów,

−

własności skał otaczających pokład, głównie skał stropowych– decydują o możliwości
doboru odpowiedniego sposobu kierowania stropem oraz o możliwościach utrzymania
wyrobiska,

−

głębokość zalegania pokładu, której analiza przemawia np.za wyborem systemu
ścianowego z zawałem i obudową zmechanizowaną przy eksploatacji na dużej
głębokości oraz systemu ścianowego z zawałem w wyższej warstwie przy podziale
pokładu na kilka warstw,

−

występowanie warstw wodonośnych.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Zaszłości górnicze (wpływ dokonanej już eksploatacji) – ograniczają często swobodę
decyzji dotyczących rozcięcia złoża lub kolejności wybierania poszczególnych parcel.

Warunki występujące na powierzchni – wpływają na sposób kierowania stropem:

w przypadku wybierania pod terenami chronionymi zachodzi często konieczność eksploatacji
z podsadzką, a przy eksploatacji zawałowej – ograniczenie grubości wybieranej warstwy.
4.

Postęp techniczny i technologiczny – wpływa na zmiany systemów wybierania poprzez
rozwój: środków obudowy, sposobów urabiania, metod prognozowania i zwalczania
zagrożeń oraz mechanizacji i automatyzacji wielu czynności.

Zagrożenia naturalne i profilaktyka przeciwpożarowa.

Relacje ekonomiczne.

Systemy eksploatacji złóż węgla kamiennego w warunkach normalnych

Systemy ubierkowe
W grupie systemów ubierkowych najbardziej rozpowszechnione są systemy ścianowe,

kiedy to sukcesywnie w miarę urabiania długiego frontu, przodek (czoło ściany) przesuwa się
po rozciągłości lub po wzniosie pokładu (rzadziej po upadzie).

Przy posuwaniu się frontu po rozciągłości mamy do czynienia z systemem podłużnym,

a przy postępie zgodnym ze wzniosem lub z upadem – o systemie poprzecznym.

Systemy ścianowe mogą być stosowane w szerokich granicach grubości pokładów, przy

eksploatacji na całą grubość lub przy eksploatacji warstwami oraz przy nachyleniu pokładów
od poziomego aż do stromego.

Rys. 9. Systemy ścianowe: a) poprzeczny, b) podłużny [2, s. 20]

Zależnie od sposobu kierowania stropem rozróżnia się systemy ścianowe:

−

z pełnym zawałem,

−

z częściowym zawałem stropu,

−

z podsadzką suchą pasami,

−

z podsadzką suchą pełną,

−

z podsadzką hydrauliczną,

−

z ugięciem stropu (tylko dla ścian podłużnych).

System ścianowy podłużny z zawałem stropu
Warunki stosowania
System wybierania ścianowy podłużny z zawałem stropu stosuje się w pokładach

węglowych grubości od 0,6 do 3,5 m przy stropie klasy I lub II.

Można go stosować przy nachyleniu od 0 do 90°, ale przy nachyleniu powyżej 45°

wysokość ściany nie powinna przekraczać 1,5 m, a powyżej 35°– 2,5 m.
Jednak osobno należy traktować eksploatację przy nachyleniu pokładu do 30°, a osobno przy
nachyleniu powyżej 30°, gdyż od takiego nachylenia rozpoczyna się samostaczanie urobku,
które wymaga specjalnych rozwiązań technicznych.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Opis systemu przy nachyleniu pokładu od 0 do 30°

Pole wybierania stanowi część pokładu, którego pochyłą wysokość wyznaczają

najczęściej chodniki: podstawowy i wentylacyjny określonego poziomu wydobywczego,
a długość (wymiar po rozciągłości) wybieg ścian. Ograniczenie pola wybierania mogą
stanowić uskoki, filary ochronne, granice obszaru górniczego, stare zroby itp.

Pole wybierania dzieli się na piętra, niekiedy również na podpiętra, które wybiera się

ścianami. Jeżeli czoła ścian przesuwają się w kierunku od granic pola do wyrobisk
udostępniających, to kierunek wybierania określa się jako kierunek od pola, jeśli natomiast
czoła ścian przesuwają się od wyrobisk udostępniających do granicy pola wybierania, mówi
się o wybieraniu do pola.

Rys. 10. System ścianowy podłużny z zawałem; pole wybierania

a) kierunek wybierania od pola, b) kierunek wybierania do pola [2, s. 25]

W systemie tym wykonuje się następujące roboty przygotowawcze:

−

pochylnia transportowa, łącząca chodnik podstawowy z chodnikiem wentylacyjnym
i równoległa do niej pochylnia materiałowo–wentylacyjna; pochylnie łączone są
przecinkami;

−

chodniki przyścianowe, dzielące pole wybierania na piętra i podpiętra (pola wybierkowe)
wybierane następnie ścianami;

−

przecinka ścianowa, z której rozpoczynana jest ściana, połączona z chodnikiem
nadścianowym i podścianowym.
Przy kierunku wybierania od pola, chodniki przyścianowe i przecinka ścianowa muszą

być wydrążone przed rozpoczęciem wybierania ściany, przy czym przecinka drążona jest od
granicy pola wybierania.

Jeśli natomiast przyjmiemy kierunek wybierania do pola, chodniki przyścianowe drąży

się na określoną odległość 15 do 20 m w pokładach nietąpiących, a powyżej 40 m
w pokładach tąpiących, po czym drąży się przecinkę, z której rozpoczyna się ścianę.

Chodniki przyścianowe drążone są dalej z postępem ściany, wyprzedzając jej czoło o 15

do 30 m w pokładach nietąpiących i do 2 m w pokładach tąpiących.

Wybieranie pola
Pole wybierania może być wybierane jedną ścianą lub grupą ścian. Przy wybieraniu pola

jedną ścianą w kierunku do pola trzeba utrzymywać zarówno chodnik nadścianowy, jak
i podścianowy. Przy wybieraniu od pola chodnik nadścianowy można likwidować z postępem
ściany, utrzymuje się natomiast chodnik podścianowy, który dla następnej ściany (wybieranej
poniżej) będzie chodnikiem nadścianowym.

Przy wybieraniu pola grupą ścian koncentracja wydobycia jest większa. Ściany tworzą

front ustępliwy, przy czym w przykładzie pokazanym na rysunku 10 ściana wyższa
wyprzedza ścianę niższą.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Wyprzedzanie to, przy wybieraniu ścianą od pola, nie powinno być większe od 15

do 20 m ze względu na zaciskanie chodnika między dwoma sąsiednimi ścianami. Przy
wybieraniu do pola wyprzedzenia sąsiednich ścian mogą być większe.

Rys. 11. Wybieranie pola grupą ścian [2, s. 28]

Opis systemu przy nachyleniu pokładu powyżej 30°

Układ robót przygotowawczych przy nachyleniu pokładu powyżej 30° nie różni się

zasadniczo od układu robót w pokładach nachylonych do 30°. Chodniki przyścianowe drąży
się najczęściej dwoma przodkami, przy czym dla ich ochrony w czasie wybierania ściany
pozostawia się filar oporowy szerokości około 10 m.

Ściany mogą mieć czoło prostoliniowe lub stropowo-schodowe.

Przy prostoliniowym czole ściany można stosować kombajny ścianowe.

Urabianie mechaniczne może być stosowane tylko pod mocnymi stropami,

pozwalającymi na całkowite urobienie i wybranie węgla ze ściany przed rozpoczęciem jej
obudowy. Przy stropach słabszych urabianie ścianą prowadzi się odcinkami (około 10 m).
W czasie urabiania urobek stacza się w dół.
Po urobieniu odcinka 10 m obudowuje się wybraną przestrzeń, po czym urabia się następny
odcinek.

Linię stropowo-schodową czoła ściany stosuje się wówczas, gdy węgiel jest miękki

i można go urabiać ręcznie kilofem lub młotkiem pneumatycznym. Długość pojedynczego
stopnia czoła schodowego może wynosić 8 do 20 m. Odstęp między sąsiednimi stopniami
wynosi 1,0 do 1,5 m.

Długości ścian w pokładach silnie nachylonych oraz stromych są mniejsze i wynoszą

przeważnie 60 do 120 m, niekiedy do 180 m.

Urabianie
W ścianach podłużnych węgiel można urabiać: ręcznie kilofami lub młotkami

pneumatycznymi, robotą strzałową oraz mechanicznie kombajnami lub strugami.

Ładowanie urobku może odbywać się ręcznie, strzelaniem na przenośnik zgrzebłowy lub

za pomocą ładowarek, kombajnów i strugów. W ścianach o większym nachyleniu (powyżej
45º) urobek stacza się samoczynnie po spągu.

Obudowa
W obudowie ścian wyróżnia się:

−

obudowę ściany (obudowę pola ściany),

−

obudowę skrzyżowań chodników przyścianowych z wyrobiskiem ścianowym,

−

obudowę wnęk (wgłębień w ścianie).
Obudowa pola ściany

Można tu zastosować zestawy zwykłe lub zestawy zmechanizowane. Zestawy zwykłe mogą
być wykonane z drewna lub z metalu.

Obudowę drewnianą stosuje się w ścianach silnie nachylonych i stromych.

Najczęściej stosowana jest obudowa odrzwiami drewnianymi w układzie podłużnym.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Odrzwia złożone są ze stropnicy długości 2,5 do 3,0 m podbudowanej trzema stojakami
i budowane są w szeregu na styk lub na zakładkę. Odległość między stropnicami nie może
przekraczać 1 m.

Na spągach mocnych stojaki zabudowuje się w gniazdkach – przy słabych stosuje się tzw.

obudowę ramową opinającą stropnicami i okładzinami zarówno strop, jak i spąg
(spągnicami). Stojaki obudowy ramowej oparte są na spągnicy w specjalnie wyciętych
gniazdkach.

By nie dopuścić do opadania węgla z ociosu, przy wybieraniu pokładu stromego

systemem schodowo-stropowym górny ocios schodu należy opiąć stojakami, a w razie
potrzeby wzmocnić je zastrzałami.

Wzmocnienie od strony zawału wykonuje się poprzez ustawienie wzdłuż linii zawału

stosów przenośnych z kantówki. By uniknąć przesuwania się ich elementów stos opiera się
o zabudowane stojaki.

Obudowę metalową indywidualną pola ścianowego stosuje się wyłącznie w ścianach

o nachyleniu od 0 do 35° i wysokości od 0,7 do 3,5 m wszędzie tam, gdzie niemożliwe jest
wprowadzenie obudów zmechanizowanych.

Obudowy indywidualne w ścianach o zmechanizowanym urabianiu muszą zapewniać aby

czoło ściany było wolne od stojaków w każdej fazie wybierania. Wymagania te spełniają
obudowy stalowo-członowe w układzie w trójkąt, w zakos i w linię ze stropnicami wysięg-
nikowymi.

W układzie obudowy stalowo-członowej w linię końce stropnic członowych zarówno od

strony zawału, jak i w polu przyociosowym, od strony calizny układają się w linię prostą.
Układ ten może mieć dwa warianty: ze stropnicami członowymi wysięgnikowymi lub
stropnicami członowymi bezwysięgnikowymi.

Obudowa stropnicami członowymi w trójkąt charakteryzuje się tym, że co drugie

odrzwia przesunięte są względem siebie o pół długości stropnicy. Końce stropnic od strony
ociosu, jak i od strony zrobów stanowią wierzchołki trójkąta równoramiennego, stąd nazwa
tego sposobu.

Sposób obudowy stropnicami członowymi w zakos stosowany jest w przodkach, gdy

głębokość zabioru jest mniejsza od połowy długości stropnicy, przy czym wielokrotność
głębokości zabioru równa jest długości stropnicy.

Pole ściany prowadzonej z zawałem stropu ograniczone jest calizną węglową stanowiącą

czoło ściany, a po przeciwnej stronie linią zawału.
Odległość między czołem ściany a linią pełnego zawału (tzw. rozpiętość ściany) powinna być
jak najmniejsza i nie powinna przekraczać w polu ściany 6 m.

W pokładach zaliczonych do II i III stopnia zagrożenia tąpaniami rozpiętość

utrzymywanego wyrobiska ścianowego nie powinna przekraczać 6 m przy stosowaniu
obudów zmechanizowanych i 5 m przy stosowaniu obudów indywidualnych.

Obudowa stalowa indywidualna musi być właściwie dobrana do wymiarów pola

ścianowego (rozpiętość i wysokość ściany) oraz własności skał stropowych i spągowych.
W ścianach o stropach bezpośrednich mało zwięzłych korzystniej jest stosować obudowę
stropnicami krótkimi (1,2 m). Przy stropach bezpośrednich mocnych stosuje się stropnice
dłuższe (1,5 i 1,6 m).

W przypadkach spągów zwięzłych można stosować wszystkie rodzaje stojaków, przy

spągach miękkich korzystniej natomiast jest stosować stojaki hydrauliczne (można też
stosować podkładki).

Obudowa zmechanizowana pola ścianowego może być stosowana przy dużym wybiegu

ściany oraz w warunkach regularnego zalegania pokładu. Znalazła ona w ostatnich latach
szerokie zastosowanie w polskim górnictwie węglowym.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Podparcie stropu obudową zmechanizowaną jest znacznie lepsze niż obudową

indywidualną – obudowy te są bardziej stabilne. Podporność i współpraca z górotworem
zależy od rodzaju oraz typu obudowy.

Główny Instytut Górnictwa opracował kryteria doboru obudowy zmechanizowanej dla

ścian zawałowych w kopalniach węgla kamiennego. Na ich podstawie można określić
przydatność poszczególnych typów obudowy zmechanizowanej do określonych warunków
górniczo- geologicznych.

Obudowy podporowe utrzymują wyrobiska ścianowe o dużej rozpiętości stropu od 4 do

ponad 5 m. Obudowy podporowe są stosowane wyłącznie do eksploatacji z podsadzką
hydrauliczną.

W systemach zawałowych natomiast stosuje się obudowy osłonowe i osłonowo-

podporowe.

Przy obudowach osłonowych wyrobisko ścianowe osiąga rozpiętość 2,0 do 3,5 m, przy

obudowach osłonowo- podporowych 3,5 do 4,0 m.

Ściana z obudową zmechanizowaną osłonową typu Glinik–0,8/22–Oz została

przedstawiona na rysunku 12.

Rys. 12. Ściana podłużna z zawałem z obudową zmechanizowaną osłonową

typu Glinik–08/22–Oz za frontem ściany [2, s. 46]

Obudowa skrzyżowań chodników podścianowych z ścianą
Na skutek eksploatacji ściany następuje zwiększenie ciśnień w rejonie skrzyżowań

chodników z wyrobiskiem ścianowym. Skutkiem tego może być: zaciskanie wyrobisk,
odspajanie warstw stropowych, wyciskanie spągu oraz deformacja obudowy.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Rys. 13. Strefa skrzyżowania ściana-chodnik przy systemie wybierania:

a) bezwnękowym, b) z wnęką [2, s. 49]

Skrzyżowanie ściany z chodnikiem przemieszcza się wraz z postępem ściany. W strefie

skrzyżowania przesuwa się napęd przenośnika ścianowego, w związku z czym należy
sukcesywnie usuwać elementy podporowe obudowy chodnikowej przy wlocie do ściany
(stojaków, łuków przyociosowych). Takie działanie mogłoby spowodować osłabienie
stabilności obudowy chodnika, dlatego też wzmacnia się ją przez zabudowanie podciągów
stalowych w osi chodnika.

W razie występowania większych ciśnień buduje się w osi chodnika dwa podciągi jeden

obok drugiego.

Ponadto w strefie skrzyżowania buduje się dodatkowe dwa podciągi stalowe

zamocowane do obudowy chodnikowej za pomocą obejm.

Podciągi te przesunięte względem siebie o połowę długości powinny sięgać co najmniej

2 m przed czoło ściany i około 1 m poza linię zawału. Zasadą budowy podciągów jest to, aby
w każdym przypadku przynajmniej jeden z podciągów obejmował odcinek chodnika,
z którego obudowy usunięto elementy podporowe. W przypadku większych ciśnień wskazane
jest podbudowanie ich stojakami. Dodatkowo wlot ściany zabezpiecza się drewnianymi
stropnicami, budowanymi równolegle do osi chodnika, tzw. stropnicami bezpieczeństwa.

Rys. 14. Sposób obudowy skrzyżowań ściana-chodnik

(ściana z wnęką, chodnik w obudowie ŁP utrzymywany) [2, s. 50]

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Likwidacja przestrzeni poeksploatacyjnej przez kierowany zawał stropu
Przy eksploatacji prowadzonej z zawałem stropu przestrzeń poeksploatacyjną wypełnia

się kamieniem, pochodzącym z zawalonych warstw stropowych.

Zawał uzyskuje się przez usunięcie obudowy z przestrzeni do likwidacji – czyli przez

rabowanie.

Przy nachyleniu ściany do 15° rabowanie można prowadzić w kierunku upadu lub po

wzniosie, natomiast przy nachyleniu powyżej 15° można rabować tylko po wzniosie.

Jeśli po wyrabowaniu obudowy strop nie załamie się, wzmacnia się obudowę

w przestrzeni roboczej i prowokuje zawał przez strzelanie w stropie poza obudową zaporową
(odstrzeliwuje się odcinkami po 8 do 10 m).

Rozruch ściany zawałowej
Uzyskiwanie regularnych zawałów jest podstawowym warunkiem bezpiecznego

prowadzenia ścian zawałowych.

Najtrudniej zawał uzyskuje się przy rozpoczynaniu wybierania ścianą z przecinki

ścianowej.

Dla uzyskania pełnego zawału konieczne jest przesunięcie czoła ściany na pewną

odległość od przecinki ścianowej. W miarę zwiększania się tej odległości, ciśnienie na
obudowę pola ścianowego wzrasta aż do uzyskania pełnego zawału.

Okresem rozruchu ściany nazywa się okres początkowy pracy ściany od jej rozpoczęcia

aż do wystąpienia pierwszego wzmożonego ciśnienia stropu zasadniczego i uzyskania
pełnego zawału.

W polach, w których brak jest doświadczalnego stwierdzenia rabowania się stropu, jako

okres rozruchu przyjmuje się czas wybierania pierwszych 30 m wybiegu ściany. W polach
o znanych warunkach okres rozruchu można skrócić.

Na okres rozruchu ściany należy przedsięwziąć specjalne środki ostrożności, gdyż

w okresie tym występują największe ciśnienia górotworu, które mogą wywołać nagły zawał.

Należy podjąć następujące działania:

−

zagęścić obudowę,

−

wzmocnić obudowę podciągami,

−

prowadzić roboty strzałowe w stropie w razie braku zawału,

−

w warunkach specjalnie trudnych ustawiać stosy,

−

prowadzić ciągłą obserwację przejawów wzmożonych ciśnień,

−

ograniczyć postęp ściany.
Przy dogodnych warunkach geologicznych najkorzystniejszym sposobem rozruchu

ściany zawałowej jest rozruch z przecinki prostopadłej do kierunku eksploatacji.

W trudniejszych warunkach geologicznych stosuje się również inne sposoby rozruchu

ściany, a mianowicie:

−

rozpoczynanie z przecinki skośnej nachylonej do czoła ściany pod kątem około 30°
i stopniowe wydłużanie czoła ściany aż do uzyskania pełnej jej długości,

−

stopniowe wybranie pasa węgla szerokości 15 do 30 m z wywołaniem zawału w wybranej
przestrzeni,

−

wybierając podobny pas węgla przy przecince, ale nie ubierką, lecz zabierkami.
Rozruch ściany zostaje zakończony z chwilą uzyskania pełnego zawału w wybranej

przestrzeni.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Rys. 15. Rozruch ściany zawałowej: a) z przecinki, b) przez stopniowe wybranie pasa węgla przy przecince,

c) przez stopniowe wybranie zabierkami pasa przy przecince [2, s. 57]

System ścianowy poprzeczny z zawałem stropu
System ten stosuje się przy nachyleniu pokładów do 15°.

Ścianę można wybierać przodkami posuwającymi się po wzniosie lub posuwającymi się

po upadzie (w ścianach o nachyleniu do 8°). Najczęściej ściany poprzeczne wybiera się
parami, stosując dla pary ścian wspólną pochylnię odstawczą.

Czoła ścian powinny być przesunięte względem siebie o 10 do 15 m, aby:

−

wywoływanie zawału w jednej ścianie nie wywierało wpływu na drugą ścianę,

−

przesypy węgla ze ścian na przenośnik zbiorczy nie znalazły się na jednej linii.

Urabianie calizny węglowej, obudowę oraz pozostałe czynności prowadzi się podobnie

jak w ścianach podłużnych.

Rys. 16. System ścianowy poprzeczny z zawałem, pole wybierania [2, s. 62]

System ścianowy z częściowym zawałem stropu

System ten może być stosowany wtedy, gdy rabujący się strop bezpośredni tworzy

systematyczny zawał za polem roboczym.

Stosowany jest wyłącznie w odmianie podłużnej.
Roboty przygotowawcze i obudowa odbywają się podobnie jak w systemie ścianowym

z zawałem stropu.

Kierowanie stropem polega na utrzymaniu stropu zasadniczego i niedopuszczeniu do

jego ewentualnego uginania. W tym celu układa się pasy podsadzkowe, między którymi
wywołuje się zawał. Zazwyczaj pasy podsadzkowe mają szerokość 4 do 6 m, a pasy
zawałowe 8 do 20 m, wartości te zależą od istniejących warunków.

Przy nachyleniu większym od 15° pasy podsadzkowe zabezpiecza się przed obsunięciem

od strony upadu stosami drewnianymi (wypełnionymi kamieniem) lub organami. Pasy
podsadzkowe układane są ręcznie z kamienia wyciągniętego z zawału specjalnymi hakami.

Odległość ociosu ściany od częściowego zawału i pasów podsadzki nie może przekraczać

6 m. We wnękach kombajnowych odległość ta może dochodzić do 8 m, pod warunkiem
odpowiedniego wzmocnienia obudowy.

System ten jest w Polsce rzadko stosowany ze względu na dużą pracochłonność przy

układaniu pasów podsadzkowych.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Rys. 17. System ścianowy podłużny z częściowym zawałem stropu [2, s. 63]

System ścianowy z podsadzką suchą pasami
System ten stosuje się wtedy, gdy istnieje konieczność ochrony powierzchni lub wyrobisk

górniczych, a stosowanie innych rodzajów podsadzki jest niemożliwe.

Najczęściej pasy usytuowuje się prostopadle do czoła ściany. Szerokość ich wynosi od

4 do 10 m. Wykonuje się je z kamienia uzyskiwanego na miejscu z chodników ślepych
powstałych przez wykonanie przybierki stropu lub spągu między pasami podsadzkowymi.

Pasy podsadzkowe, usytuowane równolegle do czoła ściany stosuje się w złożach silnie

metanowych.

System ścianowy z podsadzką suchą pasami stosowany jest przeważnie w odmianie

podłużnej. Linia czoła ściany w zależności od nachylenia pokładu może być prosta,
schodowo-stropowa lub schodowo-spągowa.

Roboty przygotowawcze, podobnie jak przy ścianach zawałowych, stanowią chodniki:

podścianowy, nadścianowy i przecinka ścianowa, z której rozpoczyna się ścianę.
Obudowa może być drewniana lub stalowa. Układanie kamieni w pasach podsadzkowych
odbywa się ręcznie.

System ścianowy z pełną podsadzką suchą
System ścianowy z pełną podsadzką suchą stosuje się wtedy, gdy:

−

zastosowanie innych systemów eksploatacji nie jest możliwe,

−

dla ochrony obiektów konieczne jest wypełnienie przestrzeni poeksploatacyjnej, a nie
można zastosować podsadzki hydraulicznej,

−

konieczne jest lokalizowanie skały płonnej pochodzącej z robót górniczych i przeróbki
mechanicznej.
System ten stosowany jest do eksploatacji pokładów cienkich i silnie nachylonych lub

stromych. W polskim górnictwie stosuje się wyłącznie odmianę podłużną tego systemu.

Linia czoła ściany w zależności od nachylenia pokładu może być prostoliniowa lub

ustępliwa.

Roboty przygotowawcze stanowią chodniki: podścianowy i nadścianowy oraz przecinka

ścianowa. Urabianie podobne jak w ścianach zawałowych.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Rys. 18. Ściana podłużna z podsadzką suchą pełną [2, s. 67]

Obudowa może być:

−

drewniana podłużna lub poprzeczna,

−

stalowa zwykła lub stalowo-członowa,

−

mieszana stalowo-drewniana.
Przestrzeń poeksploatacyjną likwiduje się przez wypełnianie jej pełną podsadzką suchą.

Przestrzeń tę odgradza się od pola roboczego ściany przepierzeniem wykonanym z siatki
drucianej lub z drewna (okorków).

Systemy ścianowe z podsadzką hydrauliczną
Warunki stosowania i odmiany
Systemy te stosowane są:

−

przy stropach klasy III,

−

w przypadkach konieczności ochrony powierzchni lub pokładów wyżej zalegających,

−

przy wybieraniu pokładów grubych na warstwy,

−

w pokładach o dużej skłonności do samozapalenia.

System ścianowy poprzeczny można stosować przy nachyleniu pokładu do 20° przy

urabianiu całym frontem.

Przy większych nachyleniach stosuje się systemy pośrednie (system jankowicki lub

miechowicki).

Od typowego systemu ścianowego poprzecznego różnią się tym, że urabianie ścianą nie

jest prowadzone frontalnie, lecz kilkoma krótkimi przodkami (zabierkami) usytuowanymi
prostopadle do czoła ściany.

System ścianowy podłużny z podsadzką hydrauliczną stosowany może być w pokładach

poziomych lub prawie poziomych.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Rys. 19. Systemy ścianowe z podsadzką hydrauliczną: a) podłużny, b) poprzeczny [2, s. 70]

Organizacja pracy w ścianach z podsadzką hydrauliczną
Organizacja pracy w ścianach z podsadzką hydrauliczną jest bardziej skomplikowana niż

w ścianach zawałowych. Można w niej wyróżnić:

−

cykl urabiania, na który składają się: urabianie calizny węglowej, ładowanie i odstawa
urobku, przesuwanie przenośników, przestawianie (przesuwanie) obudowy,

−

cykl ścianowy, złożony zazwyczaj z kilku cykli urabiania, oraz podsadzenie wybranej
przestrzeni, które wymaga postawienia tam podsadzkowych, montażu rurociągów
podsadzkowych i wypełnienia otamowanej przestrzeni mieszaniną podsadzkową.

Krok podsadzki jest to odległość ustalona przez warunki miejscowe, co którą należy

podsadzać zroby w miarę postępu ściany. Odległość ta jest zarazem dopuszczalną odległością
między linią szczelnej podsadzki a czołem ściany.

Obudową może być drewniana, stalowo-członowa lub zmechanizowana. Ściana może

być prowadzona z wnękami lub bez wnęk. Odległość czoła ściany od linii szczelnej
podsadzki nie powinna w żadnym odcinku być większa od 10 m. W pokładach zaliczonych
do II i III stopnia zagrożenia tąpaniami rozpiętość ściany (odległość czoła ściany od linii
szczelnej podsadzki) nie powinna przekraczać:

−

8 m przy obudowach zmechanizowanych,

−

7 m przy obudowach indywidualnych.

Po wykonaniu określonej liczby cykli urabiania podsadza się wyrobisko. Czynności

przygotowawcze do podsadzania wykonuje się równolegle z cyklami urabiania. Przestrzeń
otamowaną wypełnia się mieszaniną podsadzkową przy zatrzymanym wydobyciu.

Obudowa ścian z podsadzką hydrauliczną
W ścianach z podsadzką hydrauliczną można stosować obudowę:

−

drewnianą,

−

mieszaną stalowo-drewnianą,

−

stalowo- członową,

−

zmechanizowaną.

Obudowa drewniana może być stosowana w odmianie podłużnej lub poprzecznej.

Najczęściej stosuje się odmianę podłużną jako mniej pracochłonną i zużywającą mniej
drewna. Odrzwia złożone są ze stropnic drewnianych długości 5 lub 6 m podpartych trzema,
czterema lub pięcioma stojakami. Odległość między stropnicami może wynosić od

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

0,8 do 1,2 m, najczęściej 1,0 m, co w dużym stopniu ogranicza zabiór. Strop na przestrzeni
między stropnicami powinien być zabezpieczony za pomocą okorków.

W zabiorach większych można stosować obudowę drewnianą poprzeczną, stawianą

również w trudnych warunkach stropowych.

Przy występowaniu większych ciśnień stosuje się obudowę drewnianą podłużną

wzmocnioną obudową drewnianą poprzeczną. Pod każdą stropnicę podłużną należy
wbudować co najmniej dwie stropnice poprzeczne na dwóch lub trzech stojakach,
podtrzymujące co najmniej dwie obok siebie zabudowane stropnice podłużne.

Obudowa mieszana jest to obudowa drewniana podłużna wzmocniona w jej przestrzeni

roboczej odrzwiami obudowy stalowo-członowej, zabudowanymi prostopadle do czoła
przodku

Ogólnie obudowa mieszana ścian z podsadzką hydrauliczną powinna odpowiadać

następującym warunkom:

−

odległości pomiędzy stropnicami drewnianymi powinny odpowiadać długościom stropnic
członowych;

−

pod każdą stropnicą drewnianą powinny być zapinane co najmniej dwa ciągi stropnic
stalowo-członowych;

−

każdy ciąg obudowy stalowo-członowej powinien składać się z co najmniej z dwóch
kompletów stojaków i stropnic; rząd stropnic członowych przy czole ściany powinien być
podwieszony na strzemionach;

−

obudowę drewnianą podłużną wzmocnioną obudową stalową można stosować
w warstwach wyższych wybieranych po piasku, z tym że stojaki stalowe musza być
odpowiednio zabezpieczone przed wciśnięciem ich do piasku, najlepiej specjalnymi
podkładkami.
Obudowę stalowo- członową przestawia się w miarę postępu ściany. Obudowa drewniana

pozostaje w podsadzce i tylko w korzystnych warunkach geologiczno- górniczych może być
częściowo rabowana.

Stosowanie obudowy stalowo-członowej pozwala na mechanizację urabiania i ładowania

oraz oszczędność drewna i przyspieszenie cyklu urabiania. Może być stosowana w układzie
„w linię" lub „w trójkąt".

Obudowy ścian podsadzkowych obudową stalowo-członową powinny odpowiadać

następującym warunkom:

−

wysokość stojaków stalowych nie może przekraczać 3,5 m,

−

długość stropnic stalowo-członowych może wynosić od 1,2 do 1,6 m,

−

odległość między rzędami stropnic może wynosić do 1,2 m,

−

stosować należy stojaki natychmiastpodporowe cierne lub hydrauliczne,

−

obudowę stalową można usuwać tylko wtedy, gdy ściana jest prawidłowo zabudowana,

−

w ścianach o nachyleniu większym od 15° obudowę usuwać można tylko po wzniosie.

Ściany zmechanizowane z podsadzką hydrauliczną
Kompleksowe rozwiązanie mechanizacji ścian z podsadzką hydrauliczną wymaga

zastosowania:

−

obudowy zmechanizowanej wraz z tamą podsadzkową przesuwaną w ślad za obudową,

−

przewodu podsadzkowego przesuwanego w całości zgodnie z przemieszczaniem się
tamy.
Przykładem może być zestawy obudów zmechanizowanych z przesuwną tamą łańcuchową

(rysunek 20), który zastosowano po raz pierwszy w kopalni Wujek (obudowa Fazos–70
z tamą przesuwną).

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Konstrukcję nośną tamy stanowią łańcuchy(4) rozpięte pomiędzy stropnicami obudowy

Fazos a łącznikami (3) połączonymi ze spągnicą.

Płótno podsadzkowe przybija się gwoździami z góry do stropnicy drewnianej (5),

stanowiącej element rozrzedzonej obudowy drewnianej, i u dołu do stropnicy drewnianej (6)
ułożonej na spągu pod łącznikami (3) oraz przymocowuje się drutem lub gwoździami do
łańcuchów (4). Od dołu uszczelnia się tamę tradycyjnie fartuchem wzmocnionym deskami
lub okorkami.

Rys. 20. Tama przesuwna łańcuchowa: 1 – płótno podsadzkowe, 2 – obudowa zmechanizowana,

3 – ramię do mocowania łańcucha, 4 – łańcuch, 5 – stropnica, 6 – spągnica, 7 – stojak drewniany [2, s. 75]

Po dokonaniu podsadzania, zluzowaniu i rozpięciu łańcuchów (oddzielenie ich płótna)

przesuwa się obudowę, pozostawiając w otamowanej przestrzeni płótno podsadzkowe.
Zabezpiecza ono skarpę podsadzki (nachyloną pod kątem około 20°) przed rozmuleniem
w czasie następnego podsadzania. W przestrzeni podsadzanej pozostaje również obudowa
drewniana w postaci odrzwi poprzecznych lub podłużnych.

Rozruch ścian podsadzkowych
Za ścianę w okresie rozruchu uważa się ścianę od momentu jej uruchomienia do czasu

uzyskania pewnego podparcia jej stropu przez pas podsadzki szerokości 15 do 25 m.
Szerokość ta zależy od warunków stropowych, nachylenia pokładu, jakości materiału pod-
sadzkowego i wysokości ściany.

W okresie rozruchu ściany należy stosować dodatkowe rygory tj.:

−

zagęścić obudowę lub wzmocnić ją przez zabudowanie podciągów, dodatkowych
stojaków, w przypadku obudowy zmechanizowanej wskazane jest zagęszczenie obudowy
drewnianej w podsadzanym polu,

−

wzmocnić skrzyżowanie ściany z chodnikami (pochylniami) przyścianowymi;

−

przy urabianiu robotami strzałowymi czoło ściany urabiać wnękami szerokości 3 do 12 m
z pozostawieniem nóg węglowych szerokości co najmniej 5 do 6 m; strop we wnękach
powinien być natychmiast zabezpieczany obudową;

−

zmniejszyć szerokość jednorazowo podsadzanego pasa do najwyżej 3 m;

−

podsadzka powinna być szczelna, a tzw. zera podsadzkowe (pustki między podsadzką
a stropem powstałe na skutek niecałkowitego wypełnienia podsadzką otamowanej
przestrzeni oraz pewnego zmniejszenia się objętości podsadzki przy jej wysychaniu)
powinny być możliwie najmniejsze.

Systemy wybierania ubierkowo-filarowe
System ubierkowo-filarowy różni się od systemu ścianowego długością czoła przodku,

która jest mniejsza od 50 m.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Obecnie stosuje się go najczęściej przy wybieraniu resztek pokładów ograniczonych zrobami
lub uskokami, gdzie niemożliwe byłoby stosowanie normalnego systemu ścianowego.

Stosowany jest również w pokładach silnie zaburzonych tektonicznie lub cechujących się

zmiennym nachyleniem. Może być stosowany w odmianie podłużnej lub poprzecznej.

Rys. 21. Systemy wybierania ubierkowo-filarowe a) podłużny, b) poprzeczny [2, s. 78]

Roboty przygotowawcze w odmianie podłużnej stanowią chodniki: podstawowy

i wentylacyjny, pochylnia polowa oraz chodniki wybierkowe dzielące pole wybierania na
filary wybierane ubierkami podłużnymi.

W odmianie poprzecznej pole wybierania rozcina się dowierzchniami na filary wybierane

ubierkami poprzecznymi. Niekiedy stosuje sie system ubierkowo-filarowy w odmianie
przekątnej. Chodniki wybierkowe lub dowierzchnie stanowią drugorzędne roboty
przygotowawcze.

W celu uzyskania właściwych efektów kierowania stropem ogólna linia frontów ubierek

w polu powinna tworzyć regularne skrzydło.

Urabianie prowadzone jest najczęściej robotami strzałowymi. Obudowa jest najczęściej

drewniana, mieszana lub stalowo-członowa.

Pustą przestrzeń po wybraniu pokładu likwiduje się przez regularne wywoływanie

zawałów. Przy obudowie drewnianej przestrzeń od strony zawału odgradza się organami, to
jest rzędem grubych stojaków budowanych w odstępach 0,3 do 0,5 m lub stosami.

W przypadku konieczności ochrony powierzchni stosuje się do likwidacji wybranej

przestrzeni podsadzkę.

Systemy wybierania pośrednie ubierkowo-zabierkowe
Systemy pośrednie ubierkowo-zabierkowe stanowią w zasadzie odmianę systemu ścian

poprzecznych z podsadzką hydrauliczną. Stosowane są do wybierania pokładów węgla
grubych i silnie nachylonych lub stromych.

Znane są jako systemy:

−

jankowicki, stosowany przy nachyleniach pokładu od 20 do 45°,

−

miechowicki, stosowany w pokładach o nachyleniu od 45° do 90°.

System jankowicki
Roboty przygotowawcze są identyczne jak przy systemie ścianowym poprzecznym

z podsadzką hydrauliczną. Wybieranie pasa calizny szerokości 6 do 8 m prowadzi się
z przecinki ścianowej zabierkami prostopadłymi do czoła ubierki.

Zamierzony pas można wybierać dwoma przodkami rozpoczętymi wprost z pochylni

transportowej i wentylacyjnej lub czterema przodkami– dwoma skrajnymi i dwoma
środkowymi– rozpoczętymi z wnęki wykonanej w środku ubierki.

Węgiel urabia się robotami strzałowymi. Ładowanie urobku jest w dużym stopniu

ułatwione, gdyż urobiony węgiel stacza się po spągu lub rynnami stałymi na przenośnik
zgrzebłowy. Przy nachyleniach mniejszych, gdy samostaczanie jest niewystarczające i węgiel

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

trzeba spychać, zamierzony pas calizny wybiera się dwoma zabiorami (od 3 do 4 m
szerokości) i po wybraniu każdego zabioru przekłada się przenośnik do czoła przodku.

Po całkowitym wybraniu zamierzonego pasa calizny i przełożeniu przenośnika stawia się

tamy – czołową oraz boczne i podsadza otamowaną pustkę, podobnie jak przy systemie
ścianowym z podsadzką hydrauliczną. Przy nachyleniach większych od 30° budowa tam
podsadzkowych czołowych nie jest konieczna.

Rys. 22. System ubierkowo– zabierkowy z podsadzką hydrauliczną

tzw. system janowicki na cztery przodki [2, s. 80]

System miechowicki
Roboty przygotowawcze składają się z szybików skrzydłowych wydrążonych między

chodnikami, podstawowym i wentylacyjnym, przecinki ścianowej oraz szybiku środkowego
wydrążonego w środku pola i łączącego przecinkę ścianową z chodnikiem podstawowym.

Szybiki skrzydłowe mają obudowę drewnianą, złożoną z odrzwi zamkniętych z zamkami

niemieckimi. Wyposaża się je w przedział drabinowy, rurowy oraz wyciąg kubłowy do
opuszczania drewna i materiałów z chodnika wentylacyjnego do ubierki.

Środkowy szybik zsypny ma obudowę z blaszanych rur kołnierzowych łączonych

śrubami. Znajduje się w nim przedział zsypny i drabinowy. W miarę wybierania pokładu
i podsadzania zrobów szybik przedłuża się przez dokręcanie nowych odcinków rur.

Wybieranie prowadzi się dwoma parami przodków po obu stronach szybiku zsypnego.

Urabia się robotami strzałowymi.

Obudowa zabierki składa się z odrzwi drewnianych, najczęściej zamkniętych, z zamkami

niemieckimi i rozporą. Stropnica budowana jest pod ociosem węglowym stanowiącym pułap
wyrobiska.

Po wybraniu całego zabioru przedłuża się obudowę szybiku zsypnego, podnosi się

przenośnik zgrzebłowy pod strop i podsadza wybraną przestrzeń, pozostawiając pod stropem
wolne przejście wysokości co najmniej 1,0 m. Po ukończeniu podsadzania rozpoczyna się
nowe zabierki tak samo jak poprzednio.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Rys. 23. System ścianowy poprzeczny z podsadzką hydrauliczną w pokładzie stromym,

tzw. system miechowicki [2, s. 81]

Systemy wybierania zabierkowe
Podstawowym przodkiem eksploatacyjnym w systemie zabierkowym jest zabierka.

Przeznaczony do wybierania zabierką odcinek filaru szerokości nie większej jak 10 m
wybiera się przodkiem szerokości do 6 m z pozostawieniem od strony zrobów pasa calizny,
czyli tzw. nogi, której szerokość nie powinna przekraczać 4 m.
Po wybraniu zabierki na przewidziany do wybierania wybieg wskazane jest w miarę
możliwości wybranie nogi (jeżeli warunki pozwolą – całkowite).

Zabierki mogą być rozpoczynane albo całą szerokością wprost z chodnika lub

do wierzchni, albo z wcinki, czyli chodnika długości do 6 m, z którego rozszerza się zabierkę
do jej przyszłej szerokości. Systemy zabierkowe są systemami krótkofrontowymi.

Można je podzielić na: systemy zabierkowe (krótkie zabierki o długości 15 do 40 m)

i systemy długich zabierek o długość do 100 m.

Eksploatacja systemami zabierkowymi może być prowadzona na całą grubość pokładu

lub warstwy, z podsadzką lub na zawał.

Systemy zabierkowe mogą być stosowane:

−

w odmianie podłużnej, w której kierunek posuwania się frontu wybierania przebiega po
rozciągłości, a przodki zabierek posuwają się po wzniosie lub po upadzie,

−

w odmianie poprzecznej, w której front wybierania posuwa się po nachyleniu pokładu,
a przodki zabierek po rozciągłości.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Rys. 24. Systemy zabierkowe: a) podłużny, b) poprzeczny [2, s. 84]

Przy nachyleniu pokładu do 20° zabierki można prowadzić po rozciągłości, po upadzie

lub wzniosie, a przy nachyleniu większym od 20° tylko po upadzie lub rozciągłości.

Systemy zabierkowe należy stosować tam, gdzie systemy ścianowe są niemożliwe do

zastosowania, a więc:

−

w polach poprzecinanych gęsto uskokami,

−

w polach poprzecinanych gęsto starymi chodnikami,

−

w wąskich i nieforemnych odcinkach pokładów, a więc w resztkach pozostałych po
wybraniu ścian.

Wybieranie zabierkami z zawałem stropu
Może być ono stosowane w pokładach grubości od 2,5 do 4 m, o nachyleniu do 30°

i przy łatwo rabującym się stropie. Długość zabierek zależy od wytrzymałości warstw
stropowych. Przy stropach dostatecznie mocnych można wybierać długie zabierki.

Wybieranie zabierkami z zawałem stropu może być stosowane w odmianie podłużnej

i poprzecznej.

Wybieranie pola powinno być prowadzone w taki sposób, aby przez cały czas wybierania

pola utrzymana była regularna linia frontu, czyli tzw. skrzydło wybierania.

Nie wolno w żadnym przypadku wybierać zabierki, jeśli sąsiednia, wybrana już zabierka

nie została zlikwidowana przez wyrabowanie.

Urabianie w zabierkach prowadzi się niemal wyłącznie robotami strzałowymi.
Obudowa zabierek złożona jest z odrzwi drewnianych. Obudowę tymczasową

w przodku stanowi stropnica podwieszona na co najmniej dwóch udźwigach, z których każdy
podwieszony jest na dwóch podwieszakach.

Wybraną zabierkę likwiduje się po całkowitym jej wybraniu. Zawalenie stropu wywołuje

się przez wyrabowanie obudowy z zabierki.

Gdy strop jest mocny i po usunięciu obudowy zawał nie następuje, zawał należy

sprowokować robotami strzałowymi.

Wybieranie zabierkami z podsadzką hydrauliczną
Stosuje się je tam, gdzie prowadzona jest eksploatacja złoża pod wartościowymi

obiektami na powierzchni ziemi, gdzie konieczna jest ochrona stropu, a stosowanie systemów
ścianowych byłoby niemożliwe lub nieopłacalne.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Systemy zabierkowe z podsadzką hydrauliczną mogą być stosowane w odmianie

poprzecznej lub podłużnej. Zależnie od wytrzymałości stropu stosuje się system krótkich lub
długich zabierek (długości nawet ponad 100 m).

Roboty przygotowawcze stanowią chodniki pośrednie (górny i dolny), łączące je

pochylnie oraz chodniki filarowe. Poniżej chodnika pośredniego dolnego wykonuje się
chodnik wodny zapewniający odprowadzenie wody podsadzkowej z pola wybierania.
Wybieranie zabierek prowadzone jest podobnie jak w systemie zawałowym, z tym że od
strony górnego chodnika filarowego pozostawia się pas węgla szerokości 2 do 4 m,
w którym drąży się pod stropem zabierki kanał podsadzkowy dla doprowadzenia rurociągu
podsadzkowego. Front wybierania zabierkami powinien być regularny.

Jeżeli zabierki były wybierane z wcinek, to pozostały wzdłuż chodnika wybierania filar

oporowy wybiera się tzw. zabierkami czołowymi prowadzonymi po rozciągłości.

Wybieranie pokładów grubych warstwami
Systemy wybierania wielowarstwowego
Pokłady grubości powyżej 4 m powinny być wybierane warstwami. Pokład taki można

podzielić na warstwy:

−

równoległe do uławicenia,

−

poziome,

−

przekątne do płaszczyzny poziomej.
Grubość warstw przyjmuje się od 2,5 do 3,5 m. Najczęściej stosuje się podział

równoległy do uławicenia i w tym przypadku wskazane jest, aby każda warstwa miała
w piętrze mocną ławicę węglową lub skalną (przerost).

Rys. 25. Podział pokładu grubego na warstwy: a) równolegle do uławicenia, b) poziome,

c) przekątnie usytuowane do płaszczyzny poziomej [2, s. 88]

Każdą warstwę traktuje się jak odrębny pokład. Poszczególne warstwy można wybierać

systemami ścianowymi lub zabierkowymi. Obecnie stosuje się prawie wyłącznie systemy
ścianowe. Zabierkami wybiera się nieforemne resztki pola pozostałe po wybraniu ścian lub
odcinki pokładów silnie zaburzone uskokami.

Kolejność wybierania warstw zależy od tego, czy pokład wybierany jest z zastosowaniem

podsadzki hydraulicznej, czy z zawałem stropu.

Wybieranie warstwami z podsadzką hydrauliczną rozpoczyna się od warstwy dolnej przy

spągowej, a następnie wybiera się warstwy wyżej leżące. Przy wybieraniu z zawałem stropu
kolejność wybierania jest odwrotna – najpierw wybiera się warstwę przystropową, a potem
kolejne z góry na dół.

Zależnie od przyjętego porządku wybierania poszczególne warstwy pokładu mogą być

wybierane kolejno, a więc po wybraniu w danym polu warstwy pierwszej rozpoczyna się
wybieranie warstwy następnej lub też mogą być wybierane równocześnie w jednym polu na
całej grubości pokładu (tzw. wybieranie blokowe).

Przy równoczesnym wybieraniu kilkoma warstwami odległość przodków wybierania

w poszczególnych warstwach nie może być mniejsza od 30 m.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Wybieranie warstwami poziomymi (płytami)
Warstwami poziomymi wybiera się pokłady silnie nachylone lub strome oraz pokłady

o zmiennym nachyleniu i zmiennej grubości.

Rys

26. Wybieranie grubego pokładu warstwami poziomymi systemem ścianowym z podsadzką hydrauliczną

1 – przekop kierunkowy, 2 – przekop wentylacyjny, 3 – przecznica polowa [2, s. 96]

Roboty przygotowawcze mogą być zlokalizowane całkowicie w węglu, ale ze względu na

łatwiejsze ich utrzymanie, zwłaszcza w pokładach tąpiących, wykonuje się je częściowo
w kamieniu jako tzw. szkielet kamienny.

Główne przekopy, kierunkowy i wentylacyjny, drąży się w kamieniu pod spągiem lub

nad stropem pokładu w odległości 15 do 20 m. Z chodników tych przebija się do pokładu
przecznice polowe w odległościach 150 do 200 m. Kiedy pokład zostanie osiągnięty,
w przedłużeniu przecznicy drąży się pochylnię przewozową pod stropem pokładu, łączącą
przecznicę przewozową z przecznicą wentylacyjną.

Poszczególne warstwy (płyty) można wybierać zabierkami lub ubierkami, wyłącznie

z zastosowaniem podsadzki hydraulicznej. W obu przypadkach wybiera się dwuskrzydłowo
od pochylni przewozowej do granic pola. Przy wybieraniu ubierkami, w każdej warstwie
wykonuje się przecinki ubierek po obu stronach filaru oporowego pochylni, z których to
przecinek rozpoczyna się ubierki.

Eksploatacja złóż węglowych metodą podziemnego zgazowania
Teoretyczną podstawę zgazowania węgla stanowią reakcje chemiczne zachodzące przy

wprowadzeniu pary wodnej na rozżarzony koks.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Reakcję chemiczną można wyrazić wzorem: C + H

0 = CO + H

Uzyskuje się tym sposobem mieszaninę wodoru i tlenku węgla stanowiącą

wysokowartościowy gaz opałowy. Ponieważ jest to reakcja endotermiczna, tzn. pochłaniająca
ciepło, dla podtrzymania jej przez warstwę rozżarzonego koksu przepuszcza się naprzemian
prąd powietrza (powodujący spalanie wydzielające ciepło) i parę wodną, w wyniku czego
otrzymuje się gaz o wartości opałowej 3350 do 6200 kJ/kg zawierający, obok wodoru oraz
tlenku węgla, również azot i dwutlenek węgla. Jest to tzw. gaz powietrzno- wodny (wodno-
czadowy).

Podziemne zgazowanie węgla jest metodą eksploatacji złóż węglowych, polegającą na

zamianie węgla w złożu na paliwo gazowe.

Pokład węgla przeznaczony do zgazowania może być udostępniony:

−

szybami lub upadowymi (tzw. metoda szybowa),

−

otworami wiertniczymi (metoda bezszybowa).
Proces zgazowania dokonywany jest w otworach lub kanałach wykonanych w pokładzie

węglowym i połączonych odpowiednio z wyrobiskami udostępniającymi. Otwory różnią się
tym od kanałów, że mają stały przekrój i przebieg ich jest mniej więcej prostoliniowy, kanał
natomiast ma przekrój zmienny i przebieg krzywoliniowy.

Głównym czynnikiem procesu zgazowania jest ogień powodujący rozkład pary wodnej

i niepełne spalanie węgla. Jest on podtrzymywany dopływem powietrza, przy czym
zgazowanie można prowadzić powietrzem o temperaturze otoczenia, powietrzem
podgrzanym, powietrzem wzbogaconym w tlen, tlenem lub tlenem z parą wodną.

Zgazowaniu zawsze towarzyszy odgazowanie węgla tj. wydzielenie się z substancji

węglowej części lotnych.

Metoda otworów generatorowych otwartych
Otwory otwarte wykonuje się między dwoma chodnikami. W otworach tych dokonuje się

zgazowania węgla powietrzem wzbogaconym w tlen doprowadzanym do strefy ognia
chodnikiem dolnym, a wytworzony gaz odpływa chodnikiem górnym.

W warunkach doświadczalnych uzyskano tym sposobem gaz o wartości opałowej

sięgającej 10000 kJ/kg.

Metoda otworów generatorowych ślepych
Polega ona na zgazowaniu węgla z ślepego otworu wykonanego z wyrobiska górniczego

podziemnego lub z powierzchni. Powietrze do strefy ognia doprowadza się przewodem
rurowym żaroodpornym ułożonym na spodzie otworu, gaz natomiast odprowadza się wolną
przestrzenią pomiędzy rurami i ścianą otworu. Ciepło odpływającego gazu podgrzewa
powietrze doprowadzane rurami, co wpływa pozytywnie na proces zgazowania.

Systemy eksploatacji złóż węgla kamiennego w warunkach zagrożeń

Do zagrożeń, które bardzo utrudniają eksploatację złóż węgla kamiennego można

zaliczyć zagrożenia:

−

wodne,

−

metanowe,

−

wyrzutami gazów i skał,

−

tąpaniami,

−

samozapaleniem się węgla,

−

wybuchem pyłu węglowego,

−

klimatyczne.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

W przypadku wystąpienia w/w zagrożeń w złożu należy dobrać taki system eksploatacji

(w tym sposób kierowania stropem), który jest dostosowany do stopnia tego zagrożenia, by
jak najbardziej ograniczyć jego skutki.

Eksploatacja w warunkach zagrożenia wodnego
Zagrożeniem wodnym określamy zagrożenie wdarcia się wody lub wody z luźnym

materiałem (kurzawki) do wyrobisk górniczych w sposób stwarzający niebezpieczeństwo dla
załogi lub ciągłości ruchu zakładu górniczego.

Powodem takiego zagrożenia może być występowanie zbiorników i cieków wodnych na

powierzchni, zbiorników wodnych dołowych, poziomów wodonośnych, uskoków
wodonośnych itp.

Jeśli eksploatacja górnicza prowadzona jest pod zbiornikami wodnymi, ciekami wodnymi

lub silnie nawodnionym nadkładem na skutek powstania szczelin poeksploatacyjnych, albo na
skutek przecięcia szczeliny uskokowej może nastąpić stopniowy lub nagły wpływ wody do
czynnych wyrobisk górniczych albo do zrobów.
Aby uniknąć takiego zagrożenia stosuje się systemy eksploatacji, przy których strop obniżając
się do zrobów będzie uginał się bez tworzenia szczelin.

Aby prowadzenie eksploatacji pod dużymi zbiornikami wodnymi powierzchniowymi lub

pod dużymi ciekami wodnymi było w ogóle możliwe nie można dopuścić do naruszenia
warstwy wodonieprzepuszczalnej.

Zapobieganie takim zagrożeniom wodnym opiera się głównie na prawidłowym doborze

sposobu kierowania stropem w celu przeciwdziałania powstaniu szczelin w warstwach
wodonieprzepuszczalnych.

W przypadku zagrożenia wdarciem do czynnych wyrobisk górniczych wody

nagromadzonej w zbiornikach podziemnych (głównie w starych zrobach i w starych
nieczynnych wyrobiskach) należy:

−

zapobiec przenikaniu wody przez szczeliny, które mogą łączyć zroby z czynnymi
wyrobiskami (szczeliny te mogą przebiegać w odległości od 1 do kilku metrów między
wyrobiskiem czynnym a starym) poprzez wyznaczenie filara bezpieczeństwa (filar
wodny) o szerokości minimum 20 m od strony źródła zagrożenia, lub

−

opróżnić zalany zbiornik co najmniej z zasobów statycznych; w przypadku przebijania
wyrobisk górniczych do zbiorników wodnych powyższy warunek musi być spełniony co
najmniej do wysokości punktu przebicia.
Jeżeli zbiornik nie został opróżniony należy pozostawić wokół niego nienaruszony filar

bezpieczeństwa o takiej szerokości, która uniemożliwi wdarcie się wody ze zbiornika do
czynnych wyrobisk. Ewentualna infiltracja wody przez filar jest dopuszczalna tylko wtedy,
gdy dopływ wody nie spowoduje zagrożenia i umożliwi prowadzenie ruchu górniczego oraz
gdy przesączająca się woda nie spowoduje rozszczelnienia filaru bezpieczeństwa.

Opróżnienie zbiorników wodnych może być dokonane następującymi metodami:

−

przez podebranie w niżej leżącym pokładzie,

−

przez spuszczenie wody odwiertami,

−

przez odpompowanie.

W przypadku zbliżania się czołem przodku do starego wyrobiska, podziemnego zbiornika

wodnego lub uskoku wodonośnego należy liczyć się z tym, że mogą być one niewłaściwie
naniesione na mapę, więc w takich przypadkach konieczne jest zastosowanie kontrolnych
otworów wyprzedzających. Mają one na celu zabezpieczenie przed ewentualnością otwarcia
przodkiem szczeliny mającej połączenie ze zbiornikiem, starym wyrobiskiem czy uskokiem
wodonośnym.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Eksploatacja pokładów węgla kamiennego zagrożonych tąpaniami
W zależności od przyczyn powstania tąpań wyróżnia się:

−

Tąpania pokładowe (naprężeniowe) będące wynikiem dynamicznego zniszczenia
przyociosowych części pokładu wskutek akumulowania energii sprężystej w strefach
występowania koncentracji naprężeń w pokładzie,

−

Tąpania

stropowe

(udarowe),

których

przyczyną

jest

dynamiczne

pękanie

(rozwarstwienia, pękania poprzeczne) sztywnego kompleksu zwięzłych skał stropowych
naruszonych eksploatacją górniczą.
W praktyce górniczej rzadko są spotykane klasyczne tąpania pokładowe, również

sporadycznie występują tąpania wyłącznie stropowe, natomiast przeważają tąpania
o charakterze stropowo-pokładowym. Ten rodzaj tąpań jest spowodowany nałożeniem się
impulsu obciążenia dynamicznego, wywołanego pękaniem sztywnych warstw, na już silne
naprężone przyociosowe części pokładu, powodując ich graniczne wytężenie i gwałtowne
zniszczenie.

Prowadzenie

eksploatacji

pokładów

węgla

zagrożonych

tąpaniami

wymaga

maksymalnego ograniczenia wpływu czynników naturalnych powodujących to zagrożenie,
a przede wszystkim ograniczenia zagrożenia z przyczyn technicznych i organizacyjnych.
Aby zapobiec tąpaniom należy prowadzić eksploatację w sposób ciągły tak, by zapobiec
koncentracji naprężeń oraz odprężać pokład zagrożony tąpaniami.

W celu uniknięcia (lub zminimalizowania) koncentracji naprężeń podczas prowadzenia

robót górniczych należy unikać:

−

pozostawiania filarów granicznych i ochronnych,

−

nadmiernego rozcinania pokładu wyrobiskami korytarzowymi,

−

pozostawiania resztek pokładów,

−

zbliżania się frontów wybierania do siebie,

−

prowadzenia wyrobisk w poprzek uławicenia pokładu.
Natomiast wskazane jest przestrzeganie zasad pasywnej profilaktyki tąpaniowej tj.:

−

stosowanie systemów eksploatacji, sposobu kierowania stropem i technologii wybierania
dobranych odpowiednio do istniejącego stanu zagrożenia tąpaniami,

−

dokładne wywołanie zawału skał stropowych, szczelne podsadzanie pustki
poeksploatacyjnej oraz likwidowanie zbędnych wyrobisk,

−

zapewnienie właściwego sposobu zbliżania się frontem eksploatacyjnym do zrobów, do
wyrobisk znajdujących się na wybiegu ścian, do zaburzeń geologicznych oraz do
obszarów znajdujących się w zasięgu wpływu krawędzi eksploatacji i resztek
w pokładach sąsiednich,

−

właściwy dobór obudowy wyrobisk górniczych.

Odprężanie górotworu
Odprężenie górotworu powoduje obniżenie występujących w nim naprężeń oraz pozwala

na stopniowe kontrolowane rozładowanie zakumulowanej w górotworze energii.

Pokłady zagrożone tąpaniami można odprężyć przez wcześniejsze wybranie pokładu

odprężającego.

Pokładem odprężającym jest ten pokład, który jest wybierany jako pierwszy w grupie

pokładów w danym obszarze górniczym. Pokładem odprężonym natomiast jest pokład, który
znajduje się w zasięgu strefy odprężenia spowodowanego eksploatacją innego pokładu lub
warstwy.

Odprężenie eksploatacyjne przynosi pozytywne efekty tylko w przypadku czystego

wybierania pokładu, w przeciwnym razie zagrożenie tąpaniami zwiększa się.

Intensywne odprężenie ma określony zasięg dla wybranego sposobu kierowania stropem:

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

−

przy eksploatacji pokładu odprężającego z zawałem– 50 m powyżej i 20 m poniżej
wybranego pokładu,

−

przy eksploatacji pokładu odprężającego z podsadzką hydrauliczną– 30 m powyżej
i 15 m poniżej wybranego pokładu.
Czas

utrzymywania

się

intensywnego

odprężenia

eksploatacyjnego

wynosi

w przeciętnych warunkach ok. 3 lata przy wybieraniu pokładu odprężającego na zawał
i ok. 2 lata przy wybieraniu go z podsadzką hydrauliczną.

Intensywność odprężenia zależy także od głębokości i wysokości prowadzenia

eksploatacji.

Drugim sposobem na odprężenie skał otaczających pokładu zagrożonego tąpaniami jest

stosowanie aktywnych środków i metod zwalczania tąpań, które stosuję się tam, gdzie już
wcześniej nastąpiły koncentracje naprężeń, a konieczności ruchowe wymagają ich
zlikwidowania lub zmniejszenia.

Najczęściej stosuje się:

−

strzelanie wstrząsowo– urabiające,

−

strzelanie wstrząsowe,

−

strzelanie zawałowe,

−

strzelania torpedujące,

−

ukierunkowane szczelinowanie strzelnicze i ukierunkowane hydroszczelinowanie skał,

−

nawadnianie pokładu.
Strzelanie wstrząsowo-urabiające i wstrząsowe polega na odpaleniu dużej ilości materiału

wybuchowego w otworach odprężających w taki sposób aby wywołać możliwie maksymalny
wstrząs górotworu. Ma to na celu wywołanie tąpnięcia wtedy, gdy załoga znajduje się
w

bezpiecznym

miejscu.

efekcie

następuje

rozładowanie

naprężeń

w górotworze.

Ponadto w strzelaniu wstrząsowo- urabiającym dodatkowo odpala się ładunki

materiału wybuchowego w otworach urabiających, co pozwala na urobienie węgla oraz
rozładowanie naprężeń jednocześnie.

Strzelania zawałowe mają za zadanie zniszczenie skał stropowych w przestrzeni

zawałowej wyrobisk ścianowych za postępującym frontem eksploatacyjnym. Ich celem jest
likwidacja tworzących się wsporników stropu bezpośredniego lub spowodowanie zawału
warstw stropu zalegających wyżej nad pokładem.

Strzelania torpedujące mają na celu prowokowanie wstrząsów górotworu i/lub destrukcję

grubych monolitycznych warstw skalnych o dużej zwięzłości.

Ukierunkowane szczelinowanie strzelnicze (USS) polega ona na odwierceniu w warstwie

wstrząsogennej otworów i wykonaniu w nich szczelin, następnie zdetonowaniu materiału
wybuchowego. Ciśnienie gazów powoduje powstanie wysokich naprężeń rozciągających
w wierzchołu szczeliny, która się rozprzestrzenia.

Ukierunkowane szczelinowanie hydrauliczne (UHS) polega wtłaczaniu wody o wysokim

ciśnieniu (25–40 MPa) do wykonanych wcześniej szczelin, co powoduje w nich wzrost
naprężeń rozciągających, a tym samym zwiększenie zasięgu szczeliny.

Przez nawadnianie pokładu należy rozumieć wtłaczanie wody pod wysokim ciśnieniem

do calizny węglowej.

Nawadnianie można prowadzić:

−

przy dużym ciśnieniu wynoszącym 10 do 30 MPa – wtedy czas nawadniania ulega
znacznemu skróceniu,

−

przy małym ciśnieniu wynoszącym 1 do 3 MPa – wtedy czas nawadniania jest długi.
Nawadnianie pokładu zmniejsza wytrzymałość węgla na ściskanie i zmniejsza jego

skłonność do tąpań, a więc do akumulacji energii sprężystej.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Skuteczność nawodnienia na ogół trwa nie dłużej niż 3 miesiące na skutek naturalnego

obsuszania się pokładu w rezultacie grawitacyjnego przemieszczania się wody do spągu
pokładu.

Przez nawodnienie calizny węglowej przed czołem ściany lub ubierki uzyskuje się

następujące efekty:

−

poszerzenie strefy intensywnego zruszenia przed czołem przodku,

−

odprężenie przyczołowego pasa pokładu i przesunięcie strefy wzmożonych naprężeń od
czoła w głąb calizny,

−

przejściowe zmniejszenie wytrzymałości węgla w nawodnionej części pokładu,

−

osłabienie stropu bezpośredniego, w przypadku gdy jest on rozmywalny.

Eksploatacja pokładów w warunkach zagrożenia metanowego
Metan stanowi podstawową część gazów kopalnianych i jedno z największych źródeł

niebezpieczeństwa dla pracujących pod ziemią ludzi jak i dla samej kopalni.

Metanowym zakładem górniczym jest taki zakład, w którym przynajmniej w jednym

z wyrobisk górniczych stwierdzono w powietrzu występowanie metanu o koncentracji
przekraczającej 0,1%. Jednak największe zagrożenie występuje wtedy, gdy metan mieści się
w granicach 5–15% i tworzy mieszankę wybuchową z tlenem, którego zawartość w powietrzu
musi sięgać minimum 12%.

Jeśli w wyrobiskach występuje zagrożenie metanowe, należy podjąć się czynności, które

je zmniejszą lub wyeliminują. Czynności te polegają na:

−

należytym przewietrzaniu wyrobisk (maksymalny przewiew w ścianach wynosi 5 m/s),

−

odmetanowaniu górotworu,

−

usuwaniu możliwości zapłonu metanu lub mieszanki wybuchowej,

−

kontroli stężeń metanu w powietrzu w wyrobiskach.
Przy wybieraniu złoża silnie metanowego należy wziąć pod uwagę następujące zasady:

−

pokład powinien być wybierany z góry na dół,

−

przy eksploatacji z zawałem stropu należy koniecznie odmetanować złoże węglowe,

−

należy przyjąć kierunek wybierania: do granicy pola,

−

wskazane jest, aby w pierwszej kolejności urabiać węgiel strugami, jeśli zaś nie będzie to
możliwe, wtedy należy urabiać kombajnami, ale w taki sposób, by urobek nie uległ zbyt
dużemu rozdrobnieniu,

−

by zmniejszyć wydzielanie się metanu, można wtłaczać do pokładów wodę pod
odpowiednim ciśnieniem.

Eksploatacja pokładów skłonnych do samozapalenia
Pożary podziemne spowodowane są przyczynami zewnętrznymi (pożary egzogeniczne)

lub wewnętrznymi (pożary endogeniczne).

Przyczyny zewnętrzne to m.in. nieostrożne obchodzenie się z ogniem np. podczas

prowadzenia prac spawalniczych, zwarcia w sieci prądu elektrycznego, nagrzanie się części
maszyn i urządzeń.

Natomiast przyczynami pożarów endogenicznych mogą być:

−

skłonność węgla do samozapalenia,

−

stosowanie nieodpowiedniego systemu eksploatacji,

−

nieodpowiedni sposób przewietrzania kopalń.
Skłonność węgla do samozapalenia jest najczęstszą przyczyną pożarów endogenicznych

w kopalni. W warunkach panujących w kopalni węgiel ma dużą styczność z powietrzem,
w wyniku czego utlenia się i wydziela ciepło. Gdy w wyrobiskach nie ma odpowiedniej

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

wentylacji, ciepło to nie zostaje odprowadzone i w rezultacie temperatura wzrasta, co
przyśpiesza utlenianie, aż do momentu, gdy zostanie osiągnięta temperatura zapłonu węgla
(350ºC), przy której utlenianie przechodzi w otwarte palenie się.

Skłonność pokładów do samozapalenia wynika w znacznym stopniu z ich grubości.

Pożary mogą zdarzać się w pokładach bardzo cienkich, ale jednak zdecydowanie większe
niebezpieczeństwo występuje w pokładach grubych – i to właśnie je można traktować jako
pokłady skłonne do samozapalenia.

Dobór systemu eksploatacji przy zagrożeniu samozapalenia się węgla
Sposób prowadzenia eksploatacji może w decydujący sposób wpływać na możliwość

powstania pożaru.
Przy doborze odpowiedniego systemu eksploatacji pokładu skłonnego do samozapalenia
należy wziąć pod uwagę następujące czynniki:

−

stopień czystości wybierania pokładu,

−

czas trwania wybierania pokładu,

−

występujące ciśnienie górotworu,

−

wypełnianie zrobów,

−

przewietrzanie wyrobisk.
Największe bezpieczeństwo przy omawianym zagrożeniu zapewnia eksploatacja

prowadzona od granic z wybieraniem systemem ścianowym z podsadzaniem ciągłym
szczelną podsadzką. W optymalny sposób spełnia w/w czynniki.
Ponadto wybieranie powinno odbywać się maszynami (co zapewni szybkość i ciągłość robót)
bez pozostawiania resztek niewybranego węgla.

W przypadku, gdy eksploatuje się pokłady o grubości do 2 m należy stosować system

ścianowy z zawałem stropu. Ważne jest, by urobek był odstawiany na bieżąco ze ściany i aby
w strefie zawału stropu bezpośredniego nie występowały pokłady skłonne do samozapalenia.

Jeśli natomiast wybierane są pokłady o średniej grubości bezpieczniej jest zastosować

pasy podsadzkowe lub całkowite podsadzenie zrobów szczelną podsadzką.

Przy wybieraniu pokładów grubych stosuje się system ścianowy od granic obszaru, przy

czym wskazane jest, by podzielić pokład na warstwy równoległe do uwarstwienia i wybierać
je w kolejności od niższych ku wyższym oraz na bieżąco i szczelnie je podsadzać.

Wybieranie pokładów zagrożonych wyrzutami gazów i skał
Wyrzuty gazów i skał polegają na odrywaniu kawałków węgla lub innej skały od calizny

i na odrzucaniu ich oraz transporcie materiału skalnego strumieniem gazu wydzielonego
wskutek wyrzutu.

Wyrzuty gazu i skał mogą występować w miejscu, gdzie porowata, nasycona gazem

skała graniczy ze swobodnym gazem.

Z takim układem można stykać się podczas prac

górniczych, gdzie wyrobiska sąsiadują z pokładami węgla czy też innymi skałami.

Zjawisko wyrzutu często wiąże się z katastrofą, która przynosi poważne zagrożenie dla

życia ludzkiego i straty materialne. Dlatego bardzo ważne jest zapobieganie temu zjawisku.

Zwalczanie zagrożenia wyrzutu gazów i skał przy stosowaniu systemów ścianowych

z zawałem lub podsadzką suchą może przyjmować dwojaki charakter postępowania: bierny
(zapobiegawczy) lub czynny (aktywny).

Postępowanie bierne polega na przestrzeganiu niżej wymienionych zasad.

Należy:

−

prowadzić eksploatację pokładów odprężających,

−

prowadzić eksploatację od granic (jeśli jest to możliwe),

−

drążyć chodniki po upadzie, a nie po wzniosie,

−

prowadzić prostoliniowy front wybierania o małym postępie, ale w sposób ciągły,

−

uważać szczególnie na miejsca występowania zaburzeń tektonicznych,

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

−

unikać stosowania narzędzi i maszyn o działaniu udarowym.

Postępowanie czynne natomiast polega na:

−

systematycznym strzelaniu wstrząsowym w celu wywołania kontrolowanego wyrzutu
gazu i skał (pod nieobecność załogi),

−

stosowanie w pobliżu przodku zasłon (krat, tam), które zahamują wyrzut,

−

systematyczne pomiary aktywności sejsmicznej górotworu.

Zasady postępowania przy niebezpieczeństwie wybuchu pyłu węglowego
Pył węglowy wytwarzany jest w dużych ilościach w wyrobiskach podziemnych

w wyniku: rozdrobnienia węgla w toku eksploatacji i transportu, tąpań, ciśnienia skał,
wyrzutów węgla i gazów itp.
Pył ten może tworzyć z powietrzem mieszaninę wybuchową, co uzależnione jest od
zawartości części lotnych (pył o zawartości części lotnych powyżej 12% uważany jest za
niebezpieczny) oraz od rozdrobnienia pyłu (pył o średnicy ziaren poniżej 0,01 mm jest
najbardziej wybuchowy).

Aby powstała wybuchowa mieszanina, pył węglowy osadzony w wyrobisku

i spoczywający na ociosach spągu, stropie, obudowie itp. musi unieść się w powietrze, co
może nastąpić przy wstrząsie (np. wywołanym strzelaniem). Powstaje wtedy obłok pierwotny
o dużej koncentracji pyłu węglowego, który w zetknięciu z iskrą wybucha.

Warunki, które sprzyjają wybuchowi pyłu węglowego, mogą powstać przy:

−

wykonywaniu robót strzałowych,

−

wybuchu metanu,

−

wybuchu gazów pożarowych,

−

pojawieniu się iskry elektrycznej lub mechanicznej w obecności obłoku pierwotnego.
Aby zwalczać niebezpieczeństwo wybuchu pyłu węglowego należy zapobiegać

powstaniu wybuchu poprzez:

−

usuwanie pyłu węglowego z miejsc jego gromadzenia się,

−

stosowanie prawidłowej techniki strzałowej i właściwych materiałów wybuchowych,

−

prawidłowe zraszanie przy urabianiu, ładowaniu i transporcie urobku,

−

prawidłowe przewietrzanie wyrobisk i zwalczanie zagrożenia metanowego,
oraz tłumić i zatrzymywać wybuch, aby nie dopuścić do jego rozprzestrzeniania poprzez:

−

zraszanie, które pozbawia pyłu jego lotności

−

opylanie pyłem kamiennym, które zmniejsza palność pyłu węglowego,

−

zapory przeciwwybuchowe pyłowe lub wodne.

Zasady postępowania w warunkach zagrożenia klimatycznego
Klimatyczne warunki pracy, czyli czynniki decydujące o samopoczuciu człowieka i jego

wydajności pracy w kopalni, to:

−

temperatura powietrza kopalnianego (nie powinna przekraczać 28ºC),

−

wilgotność powietrza kopalnianego,

−

prędkość przepływu powietrza kopalnianego.
W związku z wyczerpywaniem się zasobów na mniejszych głębokościach, konieczne jest

prowadzenie eksploatacji na głębszych poziomach, gdzie temperatury pierwotne skał
niejednokrotnie przekraczają 40ºC. Sytuacja taka nie pozwala na utrzymanie warunków
klimatycznych zgodnie z obowiązującymi przepisami.

Warunki klimatyczne można poprawić przez:

−

zwiększenie ilości powietrza przepływającego w wyrobiskach górniczych (np. poprzez
budowę wysoko wydajnych wentylatorów),

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

−

zmniejszenie czynników powodujących zagrzanie i zawilgocenie powietrza (np. poprzez
skrócenie długości dróg doprowadzających powietrze świeże, pokrycie ociosów i stropu
węglowego w chodnikach węglowych i węglowo-kamiennych warstwą izolacyjną,
usuwanie wody z wyrobisk korytarzowych doprowadzających powietrze świeże),

−

wprowadzenie instalacji klimatyzacyjnych, których praca polega na odprowadzeniu
z miejsca pracy ciepła poza przestrzeń chłodzoną.

4.1.2. Pytania sprawdzające

Odpowiadając na pytania, sprawdzisz, czy jesteś przygotowany do wykonania ćwiczeń.

Jakie znasz rodzaje eksploatacji górniczej?

Jak klasyfikujemy skały stropowe?

Jakie znasz sposoby kierowania stropem?

Od jakich czynników zależy dobór systemów wybierania?

W jakich warunkach stosuje się system ścianowy podłużny z zawałem stropu?

Jakie znasz rodzaje obudów pola ściany?

Na czym polega obudowa skrzyżowań chodników podścianowych z ścianą?

Czym różni się system ścianowy z zawałem od systemu ścianowego z podsadzką suchą?

W jakich warunkach stosuje się system ścianowy z podsadzką hydrauliczną?

10.

Jakie znasz rodzaje obudów ścian z podsadzką hydrauliczną?

11.

Kiedy należy stosować systemy zabierkowe?

12.

Jakie są sposoby wybierania pokładów grubych?

13.

Jak należy postępować w przypadku zagrożenia wdarciem do czynnych wyrobisk
górniczych wody nagromadzonej w zbiornikach podziemnych?

14.

Na czym polega odprężanie górotworu i jakie znasz sposoby odprężania?

15.

Jakie znasz zasady wybierania złoża silnie metanowego?

16.

Jakie są zasady postępowania w przypadku zagrożenia wybuchem pyłu węglowego
i zagrożenia klimatycznego?

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

4.1.3. Ćwiczenia

Ćwiczenie 1

Dla określonych warunków geologiczno– górniczych dobierz system wybierania wraz ze

sposobem kierowania stropem:

Kryteria doboru systemu wybierania i sposobu kierowania stropem

(warunki geologiczno– górnicze)

System
wybierania
i

sposób

kierowania
stropem

Lp.

Warunki

zalegania

złoża

Grubość

pokładu

[m]

Nachylenie

pokładu

[º]

Klasa

skał

strop.

Głębokość

zalegania

pokładu [m]

Zagrożenia

Inne

Regularne

3,9

III

540

Samozapa-

lenie się

pokładu

Konieczna

ochrona

powierzchni

Nieregular.

3,0

I, II

470

Zagrożenie

wodne

Złoże

poprzecinane

wieloma

uskokami

Regularne

1,0

III

920

Zagrożenie

tapaniami

Konieczna

ochrona

powierzchni

Regularne

3,0

850

–

Regularne

3,6

III

690

Samozapa-

lenie się

pokładu

Konieczna

ochrona

powierzchni

Regularne

2,0

720

Zagrożenie

metanowe

–

Sposób wykonania ćwiczenia

Aby wykonać ćwiczenie, powinieneś:

zapoznać się materiałem teoretycznym o eksploatacji podziemnej złóż węglowych,

dokonać dokładnej analizy danych i dobrać właściwy dla nich system eksploatacji,

zaprezentować wyniki doboru i uzasadnić je,

dokonać oceny poprawności wykonania ćwiczenia wraz z prowadzącym zajęcia.

Wyposażenie stanowiska pracy:

−

poradnik dla ucznia,

−

kartki papieru,

−

przybory do pisania.

Ćwiczenie 2

Na podstawie map górniczych określ:

−

numer pokładu,

−

numer ściany,

−

głębokość zalegania pokładu,

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

−

kąt zalegania pokładu,

−

grubość pokładu (grubość wybieranej warstwy),

−

system eksploatacji,

−

kierunek eksploatacji,

−

datę rozpoczęcia i zakończenia eksploatacji pokładu, oraz naszkicuj schematy
analizowanych systemów wybierania.

Sposób wykonania ćwiczenia

Aby wykonać ćwiczenie, powinieneś:

zapoznać się materiałem teoretycznym o eksploatacji podziemnej złóż węglowych, ze
szczególnym uwzględnieniem systemów eksploatacji,

zapoznać się z mapą górniczą i odczytać z niej wymagane parametry,

naszkicować schematy analizowanych systemów wybierania,

zaprezentować wyniki,

dokonać oceny poprawności wykonania ćwiczenia wraz z prowadzącym zajęcia.

Wyposażenie stanowiska pracy:

−

poradnik dla ucznia,

−

mapy górnicze (modele podstawowych systemów wybierania),

−

kartki papieru,

−

przybory do pisania i szkicowania.

4.1.4. Sprawdzian postępów

Czy potrafisz:

Tak

Nie

rozróżnić metody eksploatacji złóż?

sklasyfikować systemy wybierania złóż węgla?

omówić zasady wybierania złóż węgla?

wymienić czynniki naturalne i techniczne wpływające na wybór
systemu wybierania?

przedstawić sposoby kierowania stropem w ścianach?

dobrać właściwy system eksploatacji?

dobrać właściwy system kierowania stropem?

naszkicować schematy systemów wybierania?

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

4.2. Klasyfikacja systemów eksploatacji złóż rudy i soli

4.2.1. Materiał nauczania

Klasyfikacja systemów eksploatacji rud
Ze względu na sposób utrzymywania przestrzeni poeksploatacyjnej systemy eksploatacji

rud podzielić można na 6 klas:
I

systemy z wolną przestrzenią wybierania,

systemy z magazynowaniem urobionej rudy w wybranej przestrzeni,

III

systemy z podsadzaniem wybranej przestrzeni,

systemy z obudową wybranej przestrzeni,

systemy z obudową i podsadzaniem wybranej przestrzeni,

systemy z zawałem skał stropowych do wybieranej przestrzeni.

Systemy klasy I
Systemy te stosuje się do wybierania stromych złóż żylnych o niewielkiej miąższości.
Przestrzeń wybierana (wyrobisko lub zespół wyrobisk) pozostaje przez cały czas

wybierania otwarta i utrzymuje się zasadniczo bez obudowy i podsadzki. Jest to możliwe przy
dużej wytrzymałości zarówno rudy tworzącej złoże, jak i skał otaczających złoże.
W przypadkach wyjątkowych dla utrzymania stropu pozostawia się filary rudne.

Systemy klasy II
Stosuje się je w złożach żylnych o dużym nachyleniu, o małych i średnich miąższościach

oraz wytrzymałych skałach stropowych.
Ich charakterystyczną cechą jest magazynowanie części urobku potrzebnej do wypełnienia
wybranej przestrzeni podczas wybierania bloku rudnego.
Systemów z magazynowaniem urobku nie można stosować w przypadkach, gdy ziarna
urobku wykazują tendencję do sklejania się lub samozapalności.

Systemy klasy III
Systemy te są stosowane przy dużych ciśnieniach w niezbyt wytrzymałych skałach,

w stromo zalegających żyłach o małej i średniej miąższości.
Charakterystyczną ich cechą jest wypełnienie wybranej przestrzeni podsadzką dostarczoną
z powierzchni ziemi lub uzyskiwaną na dole przez urobienie skały płonnej w specjalnych
kieszeniach (wyrobiskach).

Systemy klasy IV
Stosuje się je w złożach żylnych o dużym nachyleniu i nieregularnym kształcie, przy

wytrzymałych skałach stropowych i spągowych. Przestrzeń roboczą zabezpiecza się obudową
górniczą, która pozostaje w wybranej przestrzeni.
Wadą tych systemów jest duże zużycie drewna do obudowy i niebezpieczeństwo
utrzymywania dużych powierzchni obnażonego stropu.

Systemy klasy V
Znajdują one zastosowanie przy wybieraniu złóż pokładowych zalegających poziomo

pod wytrzymałymi stropami oraz złóż stromych otoczonych skałami mało wytrzymałymi.
Systemy te są takie same jak systemy eksploatacji złóż węgla z podsadzką.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Systemy klasy VI
Stosuje się je do eksploatacji regularnie zalegających złóż pokładowych lub żyłowych

w przypadku występowania w stropie skał zdolnych do zawału.

Są takie same jak zawałowe systemy wybierania złóż węglowych.

Systemy eksploatacji rud miedzi
Eksploatację pokładowych złóż miedzi prowadzi się systemami:

−

ścianowym z podsadzką hydrauliczną,

−

ścianowym z zawałem stropu,

−

ścianowym z ugięciem stropu,

−

komorowo-filarowym z podsadzką hydrauliczną,

−

komorowo-filarowym z podsadzką suchą,

−

komorowo-filarowym z zawałem stropu,

−

komorowo-filarowym z elastycznym ugięciem stropu,

−

komorowo-filarowym z upodatnieniem złoża.

Systemy ścianowe
System ścianowy z podsadzką hydrauliczną
Wybieranie tym systemem prowadzi się w dwóch ścianach z odstawą do dowierzchni

zbiorczej, z zachowaniem wyprzedzania ścian do 8 m. Długość ścian wynosi do 100 m.

Ściany urabiane są wyłącznie przy użyciu materiałów wybuchowych przy zastosowaniu

wiertarek obrotowych i obrotowo-udarowych. Ładunki w otworach odpala się przy użyciu
zapalarek elektrycznych. Ładowanie urobku odbywa się ręcznie lub ładowarkami
zgarniakowymi.

Do zabezpieczenia przodka stosuje się obudowę drewnianą podłużną.
Wyeksploatowane wyrobiska wypełnia się przez podsadzanie hydrauliczne – podsadzkę

wykonuje się co osiem wybranych pól , czyli co 10 m.

System ścianowy podłużny z zawałem stropu
System ten stosowany jest w partiach złoża z łatwo rabującym się stropem oraz

w miejscach, gdzie nie zachodzi konieczność utrzymywania stropu.

Długość ścian wynosi 50 do 100 m. Urabianie prowadzi się przy użyciu materiałów

wybuchowych. Urobek ładowany jest ręcznie lub ładowarkami zgarniakowymi.

Przy tym systemie stosuje się stalowo-członową obudowę przodka.
System ścianowy z zawałem stropu, w porównaniu z systemem ścianowym z podsadzką

hydrauliczną, posiada więcej zalet: cechuje się mniejszym zużyciem materiałów, mniejszą
pracochłonnością i lepszymi warunkami do mechanizacji robót w ścianie.

Systemy komorowo-filarowe
Systemy te mogą być stosowane w układzie systemu jednoetapowego lub dwuetapowego,

w odmianach podłużnej lub poprzecznej, z podsadzką hydrauliczną lub na zawał.

System jednoetapowy z zawałem
Urabianie prowadzi się wyłącznie przy użyciu materiałów wybuchowych. Wiercenie

otworów strzałowych wykonują samojezdne wozy wiertnicze, umożliwiające odwiercenie od
36 do 49 otworów strzałowych w ciągu godziny.

Odstrzelony urobek ładowany jest ładowarkami łapowymi lub łyżkowymi do

samojezdnych wozów odstawczych, które następnie odstawiają urobek na przenośniki
taśmowe.

Najczęściej stosowaną obudową jest obudowa kotwowa.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Front wybierania w systemie komorowo-filarowym zakłada się między chodnikami

piętrowymi (w systemie podłużnym) lub między upadowymi (w systemie poprzecznym).
Front stanowią komory o szerokości ok. 6 m wybierane z pozostawieniem między nimi
filarów szerokości ok. 7 m. W fazie wyjściowej komory są wydrążone na odległość 5 m
w głąb calizny i linia zawału znajduje się w odległości 25 m od czoła przodków komór
wybierania.

Wybieranie na froncie eksploatacyjnym rozpoczyna się dalszym drążeniem komór,

jednocześnie drążone są przecinki o szerokości 5 m, które odcinają od calizny filary
podporowe o wymiarach 5x7 m.

Maksymalna odległość linii zawału od frontu wybierania wynosi 35 m, tj. trzy komory

i trzy rzędy filarów podporowych. Wybiera się w takiej sytuacji pierwszy od zawału rząd
filarów podporowych, wywołuje się zawał i powraca się do fazy wyjściowej. Krok zawału
wynosi 10 m.

Cykl produkcyjny obejmuje następujące czynności:

−

wiercenie otworów strzałowych,

−

załadowanie otworów materiałem wybuchowym i odpalenie,

−

kotwienie stropu,

−

ładowanie i odstawa urobku.

Rys. 27. System filarowo-komorowy jednoetapowy podłużny z zawałem stropu + fazy wybierania

a) faza wyjściowa, b) drążenie komór, c) sytuacja po wybraniu częściowym przyzawałowych filarów

podporowych i dokonaniu rabunku [2, s. 121]

System dwuetapowy z zawałem stropu
System ten różni się od systemu jednoetapowego z zawałem stropu tym, że pole

wybierania wybiera się w dwóch etapach:
I

Rozcięcie pola komorami na bloki o wymiarach 25x25 m do 25x45 m,

Wybieranie identyczne jak w systemie jednoetapowym.

System dwuetapowy z podsadzką hydrauliczną
W dwóch etapach systemu można wyróżnić następujące czynności:

Rozcięcie złoża wyrobiskami szerokości 5 do 6 m na bloki o wymiarach 25x45 m.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Dalsze rozcinanie bloków z I etapu komorami o szerokości 5 m na filary o wymiarach
5x25 m (tzw. filary przypodsadzkowe), które wybiera się obok podsadzanego pola. Po
wybraniu filaru powstałą pustkę otamowuje się i podsadza.

Filar można urabiać podłużnie, zakładając otwory strzałowe po obu ociosach otamowanej
komory, lub czołowo, wiercąc otwory od strony komory równoległej do pasa podsadzki.
Strop wyrobisk zabezpiecza się obudową kotwową (wykonaną z łuków podatnych z opięciem
siatką MM). Przy likwidacji filarów przypodsadzkowych stosuje się kotwienie bez opięcia
stropu.

Rys. 28. System filarowo-komorowy z podsadzką hydrauliczną [2, s. 123]

Systemy eksploatacji rud cynku i ołowiu

Złoża rud cynkowo-ołowiowych wykazują zmienny charakter zalegania, znaczne różnice

twardości i zwięzłości oraz zmienność stopnia okruszcowania, zróżnicowane są także
własności skał otaczających złoże. Ponadto znaczne ilości zasobów zalegają w filarach
ochronnych. Wszystkie te cechy stwarzają niekorzystne warunki eksploatacji, dlatego też
występuje duża różnorodność stosowanych systemów eksploatacji.

W złożach o miąższości do 6 m stosowane są systemy:

−

zabierkowe,

−

komorowo–filarowe,

−

ubierkowe.

Złoże o miąższości 6 do 10 m dzielone jest na warstwy i wybierane systemami:

−

zabierkowymi,

−

komorowo-filarowymi.

Złoże grube o miąższości 10 do 20 m wybierane jest systemami:

−

komorowym,

−

chodnikowo-podpółkowym.

Systemy zabierkowe
Systemy zabierkowe stosuje się tam, gdzie warunki geologiczne nie zezwalają na

wybieranie szerokim przodkiem.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Eksploatacja systemami zabierkowymi może być prowadzona:

−

z zawałem stropu,

−

z podsadzką hydrauliczną,

−

z podsadzką utwardzoną.

System zabierkowy z zawałem stropu
Zabierki mogą być prowadzone z chodnika eksploatacyjnego jednostronnie lub

dwustronnie.

Zastosowanie wybierania jednostronnego zalecane jest przy niekorzystnych warunkach

stropowych, a obowiązuje w złożu naruszonym.

Wymiary zabierek wynoszą:

−

długość do 15 m (w złożu naruszonym do 12 m),

−

szerokość do 4 m ( w złożu naruszonym do 3,5 m),

−

wysokość do 4,5 m, lokalnie do 6,5 m (w złożu naruszonym do 3,5 m).
Urabianie w caliźnie prowadzi się materiałami wybuchowymi, a w złożu naruszonym

młotkami pneumatycznymi.

Stosuje się obudowę drewnianą, a w górotworze naruszonym wbijana z odrzwiami

drewnianymi.

Pustki poeksploatacyjne likwiduje się przez zawał stropu. Przy wybieraniu trzeciej

kolejnej zabierki, dwie poprzednie likwiduje się razem przez wyrabowanie obudowy
i wywołanie zawału.

System zabierkowy z podsadzką hydrauliczną
System ten stosuje się w partiach złoża zalegających pod obiektami chronionymi oraz

tam, gdzie skały stropowe są sztywne i nie ulegają załamaniu.
System może byś stosowany jako jednostronny lub dwustronny.
Z jednego chodnika prowadzi się zwykle równocześnie dwie zabierki długości 50 m.

Zabierki mają obudowę drewnianą, a w korzystnych warunkach geologicznych nie daje

się w ogóle obudowy.

Po wybraniu złoża z zabierki wypełnia się ją podsadzką hydrauliczną

Rys. 29. System zabierkowy z podsadzką hydrauliczną [6, s. 245]

System zabierkowy z podsadzką utwardzoną cementem
System ten stosuje się do eksploatacji złóż w filarach ochronnych nawet pod najbardziej

czułymi obiektami.

Zabierki można wybierać z chodnika jednostronnie lub dwustronnie.

Mogą mieć od 50 do 100 m długości, ok. 3 m szerokości i do 4,7 m wysokości. Kolejne
zabierki wybiera się , pozostawiając między nimi pasy calizny o szerokości 4 m.

Pustki poeksploatacyjne po wybraniu zabierek podsadza się betonem.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Po ok. 28 dniach (okres twardnienia betonu) przystępuje się do wybierania pozostawionych
wcześniej pasów calizny, a pustki po ich wyeksploatowaniu wypełnia się podsadzką
hydrauliczną.

Rys. 30. System zabierkowy z podsadzką betonową i podsadzką hydrauliczną [2, s. 129]

Systemy komorowo-filarowe
Wybieranie tymi systemami prowadzi się szeregiem równoległych do siebie komór

z pozostawieniem między nimi filarów podporowych.

Ze względu na wytrzymałość skał stropowych i złoża wprowadzony został podział

sposobów wybierania:

−

z pozostawieniem słupów podporowych,

−

z zawałem stropu i likwidacją słupów podporowych przez ich rozstrzeliwanie,

−

z pozostawieniem słupów podporowych i wypełnieniem pustki poeksploatacyjnej
podsadzką hydrauliczną,

−

z podsadzką hydrauliczną i likwidacją słupów podporowych.

System komorowo-filarowy z pozostawieniem słupów podporowych
W systemie tym pole wybierania rozcina się trzema równoległymi chodnikami

drążonymi w odległościach ok. 70 m od siebie.

Z chodnika środkowego w kierunku chodników skrajnych (wentylacyjnych) drąży się

chodniki wybierania o osiach nachylonych do osi chodnika przewozowego pod kątem 90–110º.
Chodniki te mają szerokość 4,6 m, a wysokość 4,5 m. Z chodnika wybierane są w tym samym
czasie dwie komory o szerokości 4,5–6 m, pomiędzy którymi pozostawia się pas calizny
o szerokości 3 m.

W pozostawionym pasie wykonuje się przecinki, pozostawiając słupy podporowe

Urabianie następuje za pomocą materiałów wybuchowych.

Obudowa wyrobisk jest drewniana lub kotwowa.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Rys. 31. System komorowo-filarowy z pozostawianiem słupów podporowych, pole wybierania [2, s. 132]

System komorowo-filarowy wieloprzodkowy z podsadzką hydrauliczną
Wybieranie prowadzone jest komorami o szerokości 5 m z pozostawieniem słupów

podporowych o wymiarach 5x5 m.
Złoże urabia się materiałami wybuchowymi. Do obudowy komór stosowane są kotwie
wklejane lub ekspansywne.
Pustki poeksploatacyjne wypełnia się podsadzką hydrauliczną. Tamy podsadzkowe buduje się
przy słupach podporowych.
Po podsadzeniu otamowanej przestrzeni słupy podporowe rozstrzeliwuje się, a uzyskany
urobek się wybiera.
System ten stosuje się do wybierania złóż zalegających w filarach ochronnych.

System komorowo-filarowy na warstwy z podsadzką hydrauliczną
Wybieranie komór można podzielić na 2 fazy:

Chodnik osiowy (chodnik o wymiarach 3,5x3,5 m drążony pod stropem złoża) rozszerza
się na obie strony do szerokości komory (do 12 m), między komorami pozostawia się pas
calizny o szerokości 3 m.

Wybieranie dolnej części pokładu, urabianie odbywa się przy zastosowaniu długich
pionowych otworów strzałowych wierconych z góry w dół.
W I i II fazie między komorami wykonuje się co 10 m przecinki o szerokości 4 m.

Urobek ładuje się ładowarkami zgarniakowymi na przenośnik zgrzebłowy zabudowany
w chodniku odstawczym.
Strop zabezpiecza się kotwiami wklejanymi lub ekspansywnymi.
Puste komory podsadza się podsadzką hydrauliczną.

System ubierkowy z podsadzką hydrauliczną
Urabianie prowadzi się materiałami wybuchowymi.

Urobek ładuje się ładowarkami zgarniakowymi na przenośnik zgrzebłowy zabudowany

w chodniku odstawczym.

Stosuje się przeważnie obudowę kotwową, a pustki poeksploatacyjne wypełnia się

podsadzką hydrauliczną.

System chodnikowo-podpółkowy z zawałem stropu
System ten może być stosowany w przypadku zawodnionych zrobów w warstwach

wyższych lub też występowania w nadkładzie zawodnionego iłu lub kurzawek.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

W systemie tym złoże dzieli się na warstwy. Pierwsza warstwa wybierana jest systemem

zabierkowym z zawałem stropu, a kolejne warstwy wybierane są systemem chodnikowo–
podpółkowym.

Do robót przygotowawczych można zaliczyć: chodnik przewozowy główny– drążony

pod złożem, chodnik wentylacyjny główny – drążony nad złożem, chodniki przewozowe
w poszczególnych warstwach, chodniki wybierkowe drążone w każdej warstwie

Po wydrążeniu chodników w warstwie II do granicy pola, urabia się półkę rudy, która

znajduje się pomiędzy stropem chodników warstwy II a spodkiem warstwy I. Urabianie półki
rozpoczyna się od granicy pola. W tym celu w stropie chodnika wierci się otwory, które
załadowuje się materiałem wybuchowym i odpala.

Urobioną rudę ładuje się ładowarkami mechanicznymi.
Wyrobisko można zabezpieczyć poprzez odeskowanie ociosu.

Rys. 32. System chodnikowo-podpółkowy z zawałem stropu, pole wybierania w warstwie II i III [2, s. 136]

System komorowy z zawałem stropu
System ten stosuje się do wybierania złóż o dużej miąższości.
Polega na wybieraniu dużych komór o szerokości ok. 10 m. Między komorami

pozostawia się filary o szerokości 7–9 m.

Urabianie prowadzi się z tzw. chodników nadkomorowych(zlokalizowanych pod stropem

komór), a urobek zsuwa się do lejów zsypnych wykonanych z chodników podkomorowych
(zlokalizowanych w skałach spągowych pod złożem).

Wybieranie rozpoczyna się od granic pola.
Do urabiania rudy stosuje się materiały wybuchowe, które odpala się w długich otworach

wierconych wachlarzowo z chodnika nadkomorowego.

Urobek ładuje się za pomocą ładowarek zgarniakowych.
Po wybraniu kilku komór burzy się filary międzykomorowe przy użyciu materiałów

wybuchowych.

Systemy eksploatacji złóż soli
Metody eksploatacji złóż soli można podzielić na:

−

suche, w których urabia się przez odspajanie;

−

mokre, w których urabia się przez ługowanie lub rozpuszczanie wodą.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Metody suche
Do systemów wybierania metodą suchą złóż soli można zaliczyć:

−

systemy ubierkowe,

−

systemy komorowe.
Eksploatacja może być prowadzona na dwa sposoby:

−

z ugięciem stropu i wypełnieniem pustek poeksploatacyjnych podsadzką suchą,

−

z podtrzymaniem stropu filarami podporowymi i wypełnieniem pustych komór
rumoszem solnym.

System ubierkowy schodowo-stropowy z podsadzką suchą
W systemie tym pokład dzieli się chodnikami rozdzielczymi drążonymi po rozciągłości

co 35 m i łączonymi ze sobą przecinkami w odstępach 50 m.

Urabianie prowadzi się materiałami wybuchowymi lub kombajnami chodnikowymi.

Urobek ładuje się ładowarkami zasięrzutnymi.

Biorąc pod uwagę dużą wytrzymałość skał solnych chodniki drąży się bez obudowy, jeśli

jednak napotka się skały mniej wytrzymałe stosuje się obudowę odrzwiami drewnianymi
z zamkiem niemieckim.

Przed przystąpieniem do wykonania obwiertu przodku prowadzi się wiercenia badawcze

wyprzedzające, w celu zapobiegania zagrożeniom wodnym. Wyprzedzają one o 1 m zabiór
chodnika.

Wybieranie prowadzi się pasami o szerokości 3 m, rozpoczynając z przecinki w obie

strony ze stropów chodników rozdzielczych. Wybieranie tych pasów prowadzi się na
odległość 25 m, a następnie rozpoczyna się wybieranie pasów o szerokości 5 m.

Wybieranie prowadzi się jednocześnie z kilku przecinek, zachowując ustępliwą linię

frontu schodowo-stropową.

Systemy komorowe
W systemie tym pokład wybiera się komorami szerokości 18 do 20 m, pozostawiając

między nimi filary oporowe o szerokości 8 do 9 m.

Wybieranie komory rozpoczyna się od wybierania warstwy przystropowej na wysokość

chodnika komorowego na całą szerokość komory.

Złoże urabia się materiałami wybuchowymi, otwory strzałowe wierci się wiertarkami

elektrycznymi. Odstrzelony urobek pod własnym ciężarem zsypuje się pochylnią lub
szybikiem na chodnik, który jest chodnikiem przewozowym.

Przy złożach poziomych lub o małym kącie nachylenia, transport odbywa się w wozach

ładowanych zgarniarką.

Rys. 33. Wybieranie komorami soli [6, s. 262]

Metody mokre (metody ługowania)
Metoda ługowania polega na rozpuszczaniu soli wodą i wydobywaniu jej roztworu

w postaci solanki.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Eksploatację ługowaniem można stosować w kopalni podziemnej udostępnionej szybem

i wyrobiskami górniczymi lub z powierzchni za pomocą odwiertów.

Poprzez natrysk wodą calizny solnej, wypełnienie wodą komory w złożu solnym

i wtłaczanie jej do otworów można uzyskać solankę o różnym stopniu nasycenia (solanki
nasycone w temperaturze 20º C zawierają 0,32 kg soli/1 litr).

Nasyconą solankę można uzyskać (oprócz w/w czynności) poprzez dodatkowe okresowe

napełnianie wodą i opróżnianie komór w złożu solnym.

Uzyskanie solanki w komorach ługowniczych
Na proces ten składają się następujące czynności:

−

napełnienie przygotowanej komory wstępnej wodą lub solanką nienasyconą z robót
natryskowych,

−

nasycenie

cieczy

solą

(rozpuszczalne

składniki

przechodzą

roztworu,

a nierozpuszczalne opadają na spód komory),

−

opróżnianie komory z solanki,

−

oczyszczanie komory z osadu i kontrola.
Wypompowaną na powierzchnię solankę przekazuje się do przeróbki, w wyniku której

uzyskuje się sól białą.

Sposób otworowy
Polega na pozyskaniu solanki za pomocą otworów wykonanych w złożu solnym pod

ziemią.

Z chodnika głównego wierci się 3 do 5 otworów. W wylocie każdego z nich osadza się na

cemencie rurę obsadową, przez jej głowicę wierci się otwory. Następnie zapuszcza się do
otworów rurki, dzięki którym możliwe jest doprowadzenie wody do otworu. Woda ługuje sól,
a uzyskany z tego procesu roztwór odprowadza się rurą obsadową i kieruje do następnego
otworu, gdzie następuje jej dalsze nasycenie.

Eksploatacja polega na ciągłym przepływie cieczy przez wszystkie otwory, aż do

zupełnego nasycenia solanki. Proces ten zachodzi pod ciśnieniem od 0,4 do 1 MPa.

4.2.2. Pytania sprawdzające

Odpowiadając na pytania, sprawdzisz, czy jesteś przygotowany do wykonania ćwiczeń.

Jaki znasz podział systemów eksploatacji rud ze względu na sposób utrzymywania
przestrzeni poeksploatacyjnej?

Jakie są sposoby eksploatacji pokładowych złóż miedzi?

Na czym polega wybieranie rud miedzi systemem ścianowym?

Na czym polega wybieranie rud miedzi systemem komorowo–filarowym?

Czym różni się system jednoetapowy od systemu dwuetapowego z zawałem stropu?

Jak przedstawia się podział systemów eksploatacji rud cynku i ołowiu ze względu na
miąższość złoża?

Czym różni się system zabierkowy z zawałem i zabierkowy z podsadzką hydrauliczną
wybierania rud cynku i ołowiu?

Jakie znasz odmiany systemów komorowo–filarowych wybierania rud cynku i ołowiu?

Na czym polega system ubierkowy z podsadzką hydrauliczną wybierania rud cynku
i ołowiu?

10.

Na czym polega sucha metoda eksploatacji złóż soli?

11.

Na czym polega mokra metoda eksploatacji złóż soli?

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

4.2.3. Ćwiczenia

Ćwiczenie 1

Na podstawie danych dotyczących eksploatacji i charakterystycznych warunków

stosowania określ system eksploatacji rud miedzi, rud cynku i ołowiu oraz złóż soli.

Lp. Sposób urabiania

złoża

Sposób
kierowania
stropem

Rodzaj
stosowanej
obudowy

Charakterystyczne
warunki stosowania

System
eksploatacji

Rudy miedzi
1

Materiałami
wybuchowymi

Zawał stropu

Stalowo-
-członowa

System

stosowany

przy łatwo–rabującym
się stropie

Materiałami
wybuchowymi,
wybieranie
2–etapowe

Podsadzka
hydrauliczna

Kotwowa

Konieczna

ochrona

powierzchni

Rudy cynku i ołowiu
3

Młotkami
pneumatycznymi

Zawał stropu

Wbijana
z

odrzwiami

drewnianymi

System

stosowany

przy

naruszonym

złożu

Materiałami
wybuchowymi

Podsadzka
hydrauliczna

Kotwie
ekspansywne

Złoże zalega w filarze
ochronnym

Materiałami
wybuchowymi

Zawał stropu

Odeskowanie
ociosu

System

stosowany

przy

zawodnionym

nadkładzie

Złoża soli
6

Materiałami
wybuchowymi/
kombajnem

Podsadzka
sucha

Odrzwiami
drewnianymi

Mało–wytrzymałe
skały otaczające

Sposób wykonania ćwiczenia

Aby wykonać ćwiczenie, powinieneś:

zapoznać się materiałem teoretycznym o eksploatacji złóż rud i soli,

dokonać dokładnej analizy danych dotyczących eksploatacji i na jej podstawie określić
właściwy system eksploatacji,

zaprezentować wyniki doboru i uzasadnić je,

dokonać oceny poprawności wykonania ćwiczenia wraz z prowadzącym zajęcia.

Wyposażenie stanowiska pracy:

−

poradnik dla ucznia,

−

kartki papieru,

−

przybory do pisania.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Ćwiczenie 2

Na podstawie map górniczych określ system eksploatacji złóż rud i soli oraz naszkicuj

schematy analizowanych systemów wybierania.

Sposób wykonania ćwiczenia

Aby wykonać ćwiczenie, powinieneś:

zapoznać się materiałem teoretycznym o eksploatacji złóż rud i soli, ze szczególnym
uwzględnieniem systemów eksploatacji,

zapoznać się z mapą górniczą i prawidłowo określić system eksploatacji,

naszkicować schematy analizowanych systemów wybierania,

zaprezentować wyniki,

dokonać oceny poprawności wykonania ćwiczenia wraz z prowadzącym zajęcia.

Wyposażenie stanowiska pracy:

–

poradnik dla ucznia,

−

mapy górnicze (modele podstawowych systemów wybierania);

−

kartki papieru,

−

przybory do pisania i szkicowania.

4.2.4. Sprawdzian postępów

Czy potrafisz:

Tak

Nie

sklasyfikować systemy wybierania złóż rud?

omówić zasady eksploatacji rud miedzi?

omówić sposoby kierowania stropem?

naszkicować systemy eksploatacji rud miedzi?

omówić zasady eksploatacji rud cynku i ołowiu?

naszkicować systemy wybierania rud cynku i ołowiu?

omówić zasady eksploatacji złóż soli?

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

4.3. Podsadzanie wyrobisk

4.3.1. Materiał nauczania

Podsadzanie wyrobisk jako sposób ich likwidacji polega na wypełnieniu wszelkich

pustych przestrzeni, powstałych w wyniku eksploatacji górniczej złoża, materiałem płonnym
pochodzącym ze skał otaczających złoże lub dostarczanym z powierzchni. Materiał ten zwany
materiałem podsadzkowym, ulokowany w wyrobisku górniczym i wypełniający je nazywa się
podsadzką.

Podsadzanie wyrobisk niesie ze sobą wiele korzyści:

−

chroni powierzchnię lub wyżej zalegające warstwy skalne przed nadmiernymi
deformacjami, powodującymi tzw. szkody górnicze,

−

zwiększa bezpieczeństwo pracy przez podparcie stropu, zapobiegające jego nadmiernemu
ugięciu się lub załamaniu do wyrobisk,

−

zmniejszenie strat eksploatacyjnych,

−

umożliwia wybieranie stromych i grubych pokładów,

−

zmniejsza zagrożenie wybuchu metanu i samozapalenia się pokładu.
W zależności od stopnia wypełnienia zrobów rozróżnia się podsadzkę częściową i pełną,

natomiast w zależności od sposobu transportowania materiału podsadzkowego rozróżnia się
podsadzkę suchą (transport bez udziału wody) i hydrauliczną (transport za pomocą wody).

Podsadzka hydrauliczna
Podsadzka hydrauliczna polega na transportowaniu z powierzchni materiału

podsadzkowego rurociągami w postaci mieszaniny wodnej i na osadzeniu przez wodę tego
materiału w podsadzanym zrobie, z odpompowywaniem na powierzchnię wody odsączającej
się z mieszaniny podsadzkowej.

Proces podsadzania hydraulicznego składa się z następujących czynności:

−

dostawa i odbiór materiałów podsadzkowych,

−

doprowadzenie wody,

−

wytworzenie płynnej mieszaniny podsadzkowej,

−

doprowadzenie mieszaniny do rurociągów i transport jej rurociągami do likwidowanych
wyrobisk,

−

tamowanie wyrobisk,

−

podsadzanie,

−

odprowadzenie i oczyszczenie wody odsączonej z podsadzki.

Rys. 34. Schemat procesu podsadzki hydraulicznej [2, s. 154]

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Materiały podsadzkowe
Do podsadzki hydraulicznej stosuje się następujące materiały:

−

piasek podsadzkowy,

−

skały płonne z robót dołowych,

−

odpady przeróbcze,

−

popioły i żużle,

−

odpady z hut i kopalń rud cynku

−

mieszaniny w/w odpadów.
Materiały podsadzkowe muszą spełniać określone kryteria, które decydują o ich

przydatności do udziału w podsadzce. Powinny charakteryzować się odpowiednim
uziarnieniem, niską rozmywalnością w wodzie i niską ściśliwością.

Wielkość ziaren występujących w materiale podsadzkowym (uziarnienie) powinna

mieścić się w przedziale: 0,1–40 mm. Jednak najlepszy materiał podsadzkowy wykazuje
następujący skład: klasy ziarnowe do 0,1 mm (do 10%), klasy 0,1–2 mm (do 90%) oraz klasy
2–40 mm (do 10%).

Procentowa zmiana objętości zajmowanej przez materiał podsadzkowy pod wpływem

ciśnienia górotworu (ściśliwość materiału podsadzkowego) nie powinna wynosić więcej niż
15%.

Rozmywanie materiału podsadzkowego to proces, w którym rozkruszone ziarna skały

płonnej pod wpływem wody ulegają fizycznemu rozpadowi na elementy o bardzo małym
uziarnieniu. Materiał podsadzkowy, który wykazuje rozmywalność większą od 20% nie
powinien być stosowany do podsadzki hydraulicznej.

Materiały stosowane do podsadzki nie mogą wykazywać właściwości toksycznych, ani

nie mogą być palne

Zapotrzebowanie podsadzki na 1 tonę wybranego węgla wynosi średnio 0,8 m

Urabianie i transport materiału podsadzkowego
Urabianie dużych ilości piasku do podsadzki hydraulicznej odbywa się w piaskowniach.

Piasek urabia się i ładuje za pomocą koparek łyżkowych lub wieloczerpakowych.

Transport materiału jest ułatwiony ze względu na połączenie piaskowni z kopalnią

specjalną siecią kolei piaskowych. Do przewozu piasku używa się wagonów
samowyładowczych o pojemności 24 lub 34 m

. Wyładowanie piasku w kopalni następuje na

mostach samowyładowczych ustawionych nad zbiornikami piaskowymi.

Podsadzkownia
Podsadzkownię stanowią budynki i urządzenia, których zadaniem jest przyjęcie materiału

podsadzkowego, wytworzenie płynnej mieszaniny podsadzkowej oraz podawanie jej do
rurociągów.

W skład podsadzkowni wchodzą:

−

zbiorniki podsadzkowe,

−

zbiorniki wody podsadzkowej,

−

urządzenia do wytwarzania mieszaniny podsadzkowej.
Zbiornik podsadzkowy służy do magazynowania materiału podsadzkowego.

Wielkość zbiorników podsadzkowych związana jest z wymaganą wydajnością instalacji
podsadzkowej. Jako minimum pojemności przyjmuje się zapotrzebowanie materiału
podsadzkowego na jedną zmianę +100% rezerwy. Obecnie buduje się zbiorniki o pojemności
od 1500 do 5000 m

Zbiorniki wody podsadzkowej mogą być naturalne lub sztuczne. W zbiornikach musi być

zawsze minimalny zapas wody podsadzkowej – przynajmniej 500 m

, aby można było z niej

skorzystać w razie awarii rurociągu podsadzkowego lub na wypadek pożaru.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Urządzenia do wytworzenia mieszaniny podsadzkowej znajdują się w budynku

zmywczym.

Rodzaj dobieranych urządzeń zależy od sposobu wytwarzania mieszaniny.
Znane są 2 sposoby:

−

dozowanie hydrauliczne– spłukiwanie materiałów podsadzkowych wodą,

−

dozowanie mechaniczne– maszyny i urządzenia podają materiał podsadzkowy w stanie
suchym, który następnie zostaje wymieszany z wodą tworząc mieszaninę podsadzkową.
Urządzenia służące do dozowania hydraulicznego to przede wszystkim: pompy,

monitory, dysze, dozowniki kamienia, kraty zatrzymujące nadziarno i zanieczyszczenia (sita
podsadzkowe), urządzenia do odwozu lub dowozu oraz kruszenia nadziarna, skrzynia
podsadzkowa i lej zmywczy.

Natomiast zestaw urządzeń stosowanych przy dozowaniu mechanicznym zawiera:

dozowniki do materiałów podsadzkowych, sita podsadzkowe, skrzynię podsadzkową i lej
zmywczy.

Rurociągi podsadzkowe
Do budowy rurociągu podsadzkowego potrzebne są:

−

rury podsadzkowe (znormalizowane), ze względu na materiał, z którego zostały
wykonane można je podzielić na: stalowe, stalowo– ceramiczne i gumowe;

−

kształtki rurowe (rury łącznikowe, kolanka, trójniki);

−

osprzęt (pierścienie regulacyjne, uszczelki, podpory, wieszaki i uchwyty służące do
umocowania rurociągu podsadzkowego).
Prawidłowe wykonanie i utrzymanie instalacji podsadzkowej, a w tym także

zabudowanie rurociągów ma zasadniczy wpływ na sprawne i bezawaryjne podsadzanie
wyrobisk.

Rurociąg podsadzkowy powinien być prowadzony prostoliniowo, bez zbędnych

zakrętów. Nachylenie rurociągu powinno być równomierne. Rury powinny być łączone
centrycznie– tak, aby wewnętrzne ich powierzchnie nie były względem siebie przesunięte,
gdyż powoduje to duże ścieranie rur. Uszczelki należy zakładać także centrycznie, aby nie
wystawały do środka rury, co mogłoby spowodować zatrzymanie przepływu mieszaniny
podsadzkowej. Wszystkie śruby powinny być mocno dokręcone, aby przepływająca
mieszanina nie wyrywała uszczelek i nie powodowała awarii.

Rurociąg należy ułożyć lub zawiesić tak, aby niemożliwe było jego spadnięcie lub

przesunięcie.

Instalacja podsadzkowa powinna być stale obserwowana i okresowo kontrolowana.

Kontrole te dotyczą przede wszystkim drożności rurociągu, wytrzymałości na ciśnienie oraz
pomiarów grubości ścianek rur.

W celu sprawdzenia drożności rurociągu przepuszcza się przez niego drewnianą kulę

o średnicy 80 do 100 mm.

Wytrzymałość na ciśnienie kontroluje się po zabudowaniu rurociągu i po każdorazowym

przepuszczeniu przez niego ok. 50 000 m

mieszaniny podsadzkowej. Kontrolę tą

przeprowadza się poprzez zaślepienie rurociągu na wylocie i napełnienie go wodą w celu
wykrycia słabszych elementów instalacji podsadzkowej i ich profilaktyczna wymianę.

Pomiar grubości ścianek rur wykonywany jest za pomocą śrub kontrolujących,

zakładanych w wybranych punktach rurociągu. Śruba ścierana jest równomiernie
z wewnętrzną powierzchnią rury, więc na podstawie różnicy długości początkowej śruby i jej
długości podczas pomiaru możemy mówić o wielkości zużycia rurociągu.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Obliczanie wydajności podsadzania
Wydajnością rurociągu podsadzkowego nazywamy ilość materiału podsadzkowego, jaką

można przetransportować danym rurociągiem w okresie godziny od zbiornika
podsadzkowego do podsadzanego wyrobiska.

W celu określenia podstawowych parametrów podsadzania dla konkretnych rurociągów

i przypadków podsadzania można skorzystać z teorii przepływu mieszaniny podsadzkowej
opracowanej przez polskich uczonych: W. Budryka i R. Adamka.

W. Budryk określił najkorzystniejsze zagęszczenie mieszaniny podsadzkowej e

najkorzystniejszą prędkość jej przepływu v

opt

, przy których zachowaniu otrzymuje się

maksymalną wydajność podsadzania Q

. Wielkości te można wyliczyć ze wzorów:

12K

2
0

opt

pmax

gdzie:

– prędkość względna materiału podsadzkowego i wody, m/s

– spadek hydrauliczny przy przepływie mieszaniny podsadzkowej, m.sł. H

D– średnica rurociągu, m,
K= λ– współczynnik oporu ruchu wody w przewodach,

wg. Darcy:

0,00000647

0,0002535

S– powierzchnia przekroju strugi, m
e

– najkorzystniejszy objętościowy stosunek materiału podsadzkowego do wody,

– współczynnik oporu materiału podsadzkowgo,

(

)

cos

sin

)

(δ

−

– przeciętny ciężar właściwy materiału podsadzkowego, t/m

f– współczynnik tarcia materiału, dla piasku f= 0,12

– przeciętny ciężar właściwy mieszaniny podsadzkowej, t/m

α- kąt tarcia wewnętrznego materiału, º

Dla ułatwienia stosowania tej metod w praktyce Budryk opracował nomogramy,

z których w łatwy sposób określić można wydajność instalacji podsadzkowej.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Rys. 35. Nomogram do określania wydajności instalacji podsadzki hydraulicznej

(dla rurociągu o średnicy 185mm) [6, s. 466]

Ze względu na to, że technologia podsadzki hydraulicznej jest procesem bardzo

złożonym, w którym występuje szereg parametrów zmiennych w stosunkowo szerokich
przedziałach, R. Adamek podał wyniki swoich prac w postaci nomogramów.

Zasada korzystania z nomogramu polega na wykonaniu następujących czynności:

−

odrzutowanie w ćwiartce I punktu

– ekwiwalentna długość instalacji

podsadzkowej, H – różnica poziomów wlotu i wylotu instalacji podsadzkowej) na krzywą
charakteryzującą daną średnicę rozpatrywanego rurociągu; rzutując punkt A na tą
krzywą, otrzymujemy punkt B,

−

rzut punktu B na oś rzędnych, wyznaczając punkt C, określający wydajność podsadzania
Q

−

rzut punktu C na odnośną krzywą ciągłą, otrzymując punkt D,

−

rzut punktu D w II ćwiartce na oś odciętych, otrzymując punkt F, wyznaczający wielkość
zasilania instalacji Q

−

rzut punktu D na krzywą kreskowaną odpowiadającą średnicy rurociągu, otrzymując
punkt E,

−

rzut punktu E na oś odciętych daje punkt G, określający roboczą prędkość mieszaniny
podsadzkowej v

−

rzut punktu F w ćwiartce III na linię pełną odpowiadającą średnicy rurociągu, otrzymując
punkt K,

−

rzut punktu K na oś rzędnych, otrzymując punkt I, wyznaczający optymalne zagęszczenie
nadawy mieszaniny podsadzkowej γ

−

rzut punktu F na krzywą kreskowaną odpowiadającą średnicy rurociągu, otrzymując
punkt H,

−

rzut punktu H na oś rzędnych z lewej strony daje punkt I, wyznaczający wielkość
wskaźnika pewności ruchu instalacji,

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

−

rzut otrzymanego na osi rzędnych punktu L na krzywą ciągłą w ćwiartce IV, otrzymując
punkt M,

−

rzut punktu M ku górze na oś odciętych daje punkt N, wyznaczający koncentrację
objętościową materiału podsadzkowego w mieszaninie,

−

rzut punktu L na krzywą kreskowaną w ćwiartce IV daje punkt S,

−

rzut punktu S ku dołowi na oś odciętych daje punkt T, określający stosunek wody do
objętości nasypowej materiału podsadzkowego w mieszaninie woda-piasek.

Rys. 36. Nomogram siatkowy do wyznaczania optymalnych wielkości parametrów i maksymalnych wydajności

podsadzania piaskiem wg R. Adamka [6, s. 479]

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Tamowanie i podsadzanie wyrobisk

Tamowanie zabierek
Tamy podsadzkowe buduje się w chodnikach wybierkowych, dowierzchniach, we

wcinkach i w samych zabierkach.

Tamy te budowane są przeważnie z drewna. Konstrukcję nośną stanowi szereg stojaków

posadowionych w gniazdkach wykutych w spągu, zabudowanych pod strop w odległościach
wzajemnych 0,5 do 0,8 m. Konstrukcję tą wzmacnia się ryglami i zastrzałami.

Od strony podsadzanej przestrzeni tama jest obita deskami przybijanymi na styk

poziomo. Pod stropem uszczelnia się tamę, przybijając krótkie deseczki dopasowane do
nierówności stropu. Ociosy i spąg uszczelnia się płótnem podsadzkowym, wełną drzewną lub
zaprawą cementową.

Jeśli tama budowana jest na spągu z piasku należy wkopać stojaki w piasek na głębokość

0,5 do 1,0 m i oprzeć je na podkładach z połowic lub desek dwucalowych długości co
najmniej 0,5 m. Obicie deskami wykonuje się od posadowienia stojaków, a rozpory zagłębia
się do piasku i opiera na podkładach.

Rys. 37. Tama podsadzkowa w chodniku: a) na spągu twardym, b) na spągu z piasku [6, s. 488]

Podsadzanie zabierek
Przed przystąpieniem do podsadzania zabierki należy ją uprzednio otamować, zainstalować

rurociąg podsadzkowy oraz urządzenia do odprowadzenia wody.

Rurociąg podsadzkowy doprowadza się do zabierki przez tamę podsadzkową albo przez

kanał podsadzkowy. W zabierce podwiesza się go pod stropem na łańcuchach lub specjalnie
przygotowanych linkach.

Sposób podsadzania zabierki zależy od jej nachylenia i jakości materiału

podsadzkowego.

W zabierce poziomej podsadza się najpierw jej odcinek przy tamie, mniej więcej do

połowy wysokości tamy, aby ją wzmocnić i uszczelnić. Następnie doprowadza się rurociąg do
końca zabierki i w miarę podsadzania skraca się go bez przerywania podsadzania.

W zabierkach pochyłych podsadzanie rozpoczyna się od pełnego podsadzania tamy.

W miarę podsadzania i podnoszenia się poziomu mieszaniny podsadzkowej skraca się
rurociąg podsadzkowy.

Osadzanie się materiału podsadzkowego i odpływ wody zależy od jakości materiału.

Trudniej osadza się materiał zawierający dużą ilość substancji ilastych, co powoduje
konieczność przerywania podsadzania aż do kilkunastu godzin, aby mieć możliwość
odprowadzenia wody względnie oczyszczonej ze szlamu.

Wymaga się przede wszystkim, aby podsadzanie było szczelne, a więc takie, po którym

nie zostaje żadna pustka pod stropem podsadzanego wyrobiska. Jest to szczególnie ważne
przy wybieraniu pokładów węglowych zalegających pod wartościowymi obiektami na
powierzchni ziemi oraz przy wybieraniu na warstwy pokładów samozapalnych.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Rys. 38. Podsadzanie zabierek: a) nachylonych, b) poziomych lub prawie poziomych

1 – rurociąg podsadzkowy, 2 – kanał do wprowadzenia rurociągu, 3 – drewniana rynna [2, s. 174]

Tamowanie i podsadzanie ścian
W systemach ścianowych z podsadzką hydrauliczną przestrzeń poeksploatacyjną

przeznaczoną do likwidacji tamuje się za pomocą tam bocznych i tamy czołowej.

Tamy boczne wykonuje się głównie z tkanin syntetycznych, okorków lub desek opartych

na mocnej konstrukcji drewnianej lub obudowie stalowej wyrobisk korytarzowych.

W ścianach z obudową drewnianą do budowy tamy czołowej wykorzystuje się szereg

stojaków obudowy ścianowej. Między stojakami obudowy stawia się drewniane stojaki
pośrednie, zwykle nie sięgające stropnicy dla łatwiejszego ich wyjęcia. Tak zagęszczony
szereg stojaków podpiera się ryglami, które rozpiera się do stropu, spągu, czoła ściany lub
mocuje się cięgłami stalowymi do obudowy pozostawionej wewnątrz przestrzeni
przeznaczonej do podsadzania.

Rys. 39. Tama ścianowa czołowa [2, s. 176]

Obicie tamy stanowi tkanina podsadzkowa (płótno podsadzkowe) rozpostarta na deskach

umocowanych do tamy drewnianej od strony podsadzki lub na drutach stalowych (o średnicy
2 do 3 mm) napiętych na tamie również od wewnątrz w odstępach od 20 do 25 cm.

Gdy tama podsadzkowa budowana jest na piasku, wówczas słupy stanowiące elementy

konstrukcji tamy powinny być zabezpieczone przed podmyciem przez wkopanie ich w piasek
na głębokość większą od 0,5 m i posadowione na podkładkach z okrąglaków lub połowic.
Obijanie płótnem rozpoczyna się od samego spodu, przy czym końce płótna zawija się
w kierunku podsadzanej ściany (tzw. fartuch).

W ścianach z obudową stalowo-członową tamę podsadzkową opiera się o szereg

stojaków drewnianych (stanowiących elementy bramek), zagęszczony stojakami pośrednimi.

W ścianach z obudową zmechanizowaną stosuje się albo tamy tradycyjne oparte o stojaki

drewniane bramek budowanych między sekcjami obudowy lub płótno podsadzkowe mocuje
się do łańcuchów rozpiętych między stropnicą sekcji obudowy zmechanizowanej i spągnicą.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Rurociągi montuje się wzdłuż tamy czołowej najczęściej od strony pola roboczego. Poza

tamę wprowadza się krótkie rury wylotowe, które są podłączone do trójników
wmontowanych w rurociąg w odstępach około 10 m.

Przy każdym trójniku (z wyjątkiem ostatniego) zabudowuje się po dwie zasuwy

okularowe– jedną od strony wylotu, a drugą od strony poprzedzającego trójnika.

Podsadzanie prowadzi się w sposób ciągły przez kolejne otwieranie i zamykanie zasuw,

zaczynając od końca ściany.

W ścianach podłużnych podsadzanie prowadzi się w kierunku wzniosu.

Odprowadzanie i wstępne oczyszczanie wód podsadzkowych
Zanieczyszczenie wody odpływającej z podsadzanego wyrobiska zależy od rodzaju

materiału podsadzkowego. Woda ta może być mniej lub bardziej zanieczyszczona szlamem
powstałym z rozmycia części gliniastych, więc wymaga wstępnego oczyszczenia.

Wodę oczyszcza się wstępnie w osadnikach polowych – przeważnie wykonuje się je jako

wąskie, długie zabierki.

Podsadzka sucha

Materiały podsadzkowe
Materiał podsadzkowy stanowią skały płonne urabiane pod ziemią, odpady z przeróbki

mechanicznej, żużel lub popiół.

Ze względu na sposób podsadzania można wyróżnić podsadzkę suchą:

−

ręczną,

−

częściowo zmechanizowaną,

−

zmechanizowaną.
Podsadzka sucha może być częściowa lub pełna. Podsadzka częściowa wykonywana jest

zazwyczaj pasami prostopadłymi do czoła przodku wyrobiska wybierkowego, układanymi
ręcznie z urobionego na miejscu materiału między pasami podsadzkowymi, w tzw. ślepych
chodnikach.

Podsadzka sucha ręczna
Podsadzkę suchą ręczną stosuje się głównie przy wybieraniu z częściową podsadzką

pasami prostopadłymi do czoła przodku i przy układaniu pasów podsadzkowych
zabezpieczających chodniki przyścianowe. Graniczna wysokość wyrobiska, do której można
stosować tą podsadzkę nie przekracza 2 do 2,5 m.

Wykonuje się ją ze skały płonnej układanej lub narzucanej ręcznie w ten sposób, że

najpierw na granicach w podsadzanej przestrzeni wykonuje się suche mury z większych brył
skał płonnych, następnie do przestrzeni między murami narzuca się łopatami drobniejszy
materiał podsadzkowy.

Przy większym upadzie (od 15º) podsadzkę się zabezpiecza przed obsunięciem od strony

upadu organami lub stosami drewnianymi wypełnionymi kamieniem.

Podsadzka sucha częściowa zmechanizowana

Do podsadzki częściowo zmechanizowanej można zaliczyć:
1.

Podsadzanie z dostawą materiału podsadzkowego przenośnikiem wstrząsanym, którego
wylot umieszcza się jak najwyżej pod stropem, aby uzyskać najlepsze wypełnienie
wyrobiska. Dodatkowo wykonuje się prace ręczne: rozgarnianie materiału narzuconego
przez przenośnik, a w tym szczelne podsypanie kamienia pod strop.

Podsadzanie ze zsypywaniem się materiału podsadzkowego, stosowane w pokładach
o nachyleniu minimum 35º.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Materiał wyładowany na wlocie stacza się samoczynnie w dół i układa się w ścianie, tworząc
stok zgodny z naturalnym kątem zsypu.
Podsadzanie prowadzi się odcinkami długości 10 do 20 m, rozpoczynając od chodnika
nadścianowego. Materiał podsadzkowy opiera się o tamę zabudowaną w dolnej granicy
odcinka. Następnie usuwa się tamę częściowo i przepuszcza kamień do następnego odcinka
i tak aż do chodnika podścianowego.
Stok podsadzki w ścianie umacnia się drucianą siatką lub specjalnymi zastawkami.

Podsadzka sucha zmechanizowana
Mechanicznie podsadza się za pomocą tzw. podsadzarek i w zależności od ich rodzaju

rozróżnia się podsadzkę:

−

dmuchaną (pneumatyczną),

−

miotaną.
Do podsadzki suchej zmechanizowanej stosuje się kamienie o średnicy ziaren poniżej

80 mm. Najlepszym materiałem jest kamień popłuczkowy o odpowiednim uziarnieniu.
Kamień ten jest wilgotny, co zapobiega zapyleniu wyrobisk w czasie podsadzania.

Kamień pochodzący z drążenia wyrobisk oraz odpady przeróbcze o większych

wymiarach ziarn należy uprzednio skruszyć w kruszarniach, które są zainstalowane pod
ziemią lub na powierzchni.

Kruszarnia zainstalowana pod ziemią daje wiele korzyści– przede wszystkim unika się

kosztów transportu kamienia.

Natomiast kamień kruszony na powierzchni opuszcza się szybem w wozach albo za

pomocą rurociągów zbudowanych z rur stalowych.

Podsadzka dmuchana (pneumatyczna)
Podsadzka ta charakteryzuje się tym, że podsadzanie wykonuje się za pomocą

sprzężonego powietrza.
Jako materiał podsadzkowy wykorzystuje się tu kamień o uziarnieniu od 10 do 80 mm.

Najczęściej stosowanymi podsadzarkami pneumatycznymi są podsadzarki komorowe

i stożkowe.

Podsadzarkę ustawia się w chodniku nadścianowym w pobliżu podsadzanego wyrobiska.

Długość rurociągu nie powinna przekraczać 500 m.

Proces podsadzania jest podobny jak przy podsadzce dostarczanej za pomocą

przenośnika wstrząsanego, z tym że odpada potrzeba ręcznego rozgarniania i podrzucania
materiału podsadzkowego. Od strony pola roboczego przodku zabudowuje się tamę z siatki
drucianej.

Podsadzka miotana
Do jej wykonania stosuje się podsadzarki miotające, których działanie polega na

wyrzucaniu materiału podsadzkowego za pomocą siły odśrodkowej tarcz obrotowych. Szufle,
w które są wyposażone tarcze obrotowe, wyrzucają kamień z prędkością 10 do 30 m/s na
odległość ok. 25 m. Wydajność podsadzania wynosi 20–40 m

Stosowane są również podsadzarki miotające taśmowe, materiał podsadzkowy

wyrzucany jest z taśmy poruszającej się z prędkością 10 m/s. Wydajność podsadzania
dochodzi do 130 m

/h.

4.3.2. Pytania sprawdzające

Odpowiadając na pytania, sprawdzisz, czy jesteś przygotowany do wykonania ćwiczeń.

W jakim celu podsadza się wyrobiska?

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Co nazywamy podsadzką hydrauliczną?

Jakie znasz materiały podsadzkowe?

Jakimi właściwościami powinien się charakteryzować dobry materiał podsadzkowy?

Z jakich elementów składa się podsadzkownia?

Jakie znasz metody wyznaczania wydajności rurociągu podsadzkowego?

Na czym polega podsadzanie i tamowanie zabierek?

Na czym polega podsadzanie i tamowanie ścian?

Jakie znasz odmiany podsadzki suchej?

4.3.3. Ćwiczenia

Ćwiczenie 1

Na podstawie nomogramu określ dla danej instalacji podsadzkowej o średnicy

D optymalne parametry technologii oraz maksymalną wydajność podsadzania. przy
zastosowaniu piasku jako materiału podsadzkowego.

Do wykonania zadania będą potrzebne Ci dane:
Zastosowany materiał podsadzkowy: piasek o uziarnieniu 0,01 < d < 2 mm
Średnica rurociągu: D = 185 mm

Stosunek długości ekwiwalentnej rurociągu instalacji podsadzkowej do różnicy poziomów

wlotu i wylotu instalacji podsadzkowej :

Sposób wykonania ćwiczenia

Aby wykonać ćwiczenie, powinieneś:

zapoznać się materiałem teoretycznym o obliczaniu wydajności podsadzania ze
szczególnym uwzględnieniem zasad korzystania z nomogramu,

wykonać wszystkie odrzutowania punktów na nomogramie niezbędne dla określenia
szukanych parametrów, tj.:

−

– wydajność podsadzania, m

/h,

−

– ilość mieszaniny podsadzkowej, m

/h,

−

– roboczą prędkość mieszaniny podsadzkowej, m/s,

−

– optymalne zagęszczenie mieszaniny podsadzkowej, t/m

−

C– koncentracja objętościowa materiału, %,

−

W:P – stosunek objętości wody do objętości nasypowej materiału podsadzkowego do
wytwarzania 1 m

mieszaniny podsadzkowej.

zaprezentować wyniki,

dokonać oceny poprawności wykonania ćwiczenia wraz z prowadzącym zajęcia.

Wyposażenie stanowiska pracy:

– poradnik dla ucznia,

−

nomogram

siatkowy

wyznaczania

optymalnych

wielkości

parametrów

i maksymalnych wydajności podsadzania piaskiem wg R. Adamka,

−

kartki papieru,

−

przybory do pisania i rzutowania.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

4.3.4. Sprawdzian postępów

Czy potrafisz:

Tak

Nie

wyjaśnić na czym polega podsadzanie wyrobisk?

dobrać rodzaj podsadzki dla określonych warunków geologiczno–
górniczych?

określić zasady tamowania i podsadzania zabierek?

określić zasady tamowania i podsadzania ścian?

omówić sposoby wykonywania podsadzki suchej?

określić wydajność podsadzania posługując się nomogramami?

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

4.4. Wpływ

eksploatacji

zachowanie

się

górotworu

i powierzchni

4.4.1. Materiał nauczania

Eksploatacja górnicza powoduje naruszenie pierwotnej równowagi górotworu i liczne

przekształcenia geomechaniczne.

Przekształcenia te występują na powierzchni w postaci deformacji ciągłych lub

nieciągłych.

Deformacje ciągłe opisuje się za pomocą charakterystycznych wielkości zwanych

wskaźnikami deformacji. Do najważniejszych z nich należą: osiadania, nachylenia,
krzywizny, przemieszczenia i odkształcenia poziome. Deformacje te są najważniejszymi
formami oddziaływania eksploatacji górniczej na powierzchnię terenu ze względu na bardzo
duży zakres ich występowania.
Deformacje ciągłe powstają w większej odległości od wyrobiska, które było przyczyną ruchu
mas skalnych, jest to tzw. strefa ugięcia, charakteryzująca się tym, że warstwy skalne lub
powierzchnia ziemi wyginają się bez przerwania ich ciągłości.

Deformacje nieciągłe to takie deformacje, przy których zachodzi przerwanie ciągłości

i względne przemieszczenie się cząstek przypowierzchniowej warstwy górotworu. Występują
w mniejszej odległości od wyrobiska, które było przyczyną ruchów skał, są to tzw. strefy
zawału i bezpośrednio z nią sąsiadujące strefy spękań.

Deformacje nieciągłe występują na powierzchni w postaci zapadlisk, lejów, szczelin oraz

progów i są szczególnie szkodliwe dla środowiska przyrodniczego.

Deformacje górotworu i powierzchni ziemi mogą być przyczyną uszkodzenia lub

zniszczenia obiektów podziemnych, a także obiektów powierzchniowych. Uszkodzenia lub
zniszczenia takich obiektów nazywa się szkodami górniczymi.

Niecka osiadania
Jeśli prowadzimy eksploatację poziomego pokładu, zalegającego na głębokości powyżej

150 m, nad wyeksploatowaną częścią pokładu wytwarza się tzw. niecka osiadania, którą
przedstawia poniższy rysunek.

Rys. 40. Niecka osiadania [2, s. 192]

Niecka osiadania obejmuje powierzchnię większą od powierzchni wyeksploatowanej

części (AB). Zasięg wpływów wyznaczają proste AH i BF, które poprowadzone są od
punktów A i B pod kątem β– kątem zasięgu wpływów.

W niecce osiadania wyróżnia się trzy obszary:

Obszar środkowy (EG)

W obszarze tym obniżenia terenu osiągają największą wartość W

max

, są jednak równomierne

i w małym stopniu szkodliwe dla obiektów.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Strefa brzeżna wewnętrzna, położona wzdłuż frontu eksploatacji po jego stronie

wewnętrznej (EC, GD). Obniżenia terenu są tutaj mniejsze:

max

Są one jednak nierównomierne i powodują uszkodzenia obiektów. Powierzchnia terenu staje
się wklęsła.
3)

Strefa brzeżna zewnętrzna, położona wzdłuż frontu eksploatacji po stronie zewnętrznej

(CF i DH). Obniżenia terenu są tutaj nieznaczne:

max

lecz nierównomierne.

Powierzchnia terenu w tej strefie staje się wypukła.

Kształt i przebieg formowania się niecki osiadania zależy przede wszystkim od

następujących czynników:

−

głębokość eksploatacji,

−

rodzaj skał zalegających nad wybieranymi pokładami,

−

sposób likwidacji wybranych przestrzeni (podsadzka, zawał),

−

nachylenie pokładów,

−

grubość wybranych pokładów,

−

kształt i wielkość wybranego pola,

−

kierunek wybierania pola,

−

stosunki wodne i ich zaburzenia w czasie eksploatacji,

−

prędkość i kolejność wybierania pokładów.

Na wielkość deformacji terenu mają wpływ następujące wielkości:

−

największe obniżenie terenu – W

max

−

największe nachylenie terenu – T

max

−

największe względne przesunięcie poziome – E

max

−

największe krzywizny – K

max

−

minimalny promień krzywizny – R

min

(1/K

max

Na podstawie wartości tych wielkości wyznaczono cztery

kategorie ochrony obiektów:

Tabela 3. Dopuszczalne wartości wskaźników odkształcenia dla kategorii ochrony obiektów wg Budryka

Dopuszczalne
wartości
[mm]

Kategoria

Stopień ochrony

Rodzaje obiektów

max

min

[km]

Dopuszczalne są
tylko bardzo małe
uszkodzenia np.
nieszkodliwe
zarysowania
murów.

Zabytkowe budowle, główne gazociągi, które
wymagają szczególnej ochrony ze względu na
niebezpieczeństwo wybuchów gazu przy ich
uszkodzeniu oraz inne obiekty, jak np. zbiorniki
wodne i urządzenia przemysłowe uznane za
szczególnie ważne lub szczególnie wrażliwe
z punktu widzenia bezpieczeństwa życia.

2,5

1,5

Dopuszczalne są
uszkodzenia,
które

można

łatwo naprawić.

Ważniejsze obiekty zakładów przemysłowych tj.:
wielkie

martenowskie

piece

hutnicze,

koksownie,

szyby

kopalniane

maszyny

wyciągowe, budynki przemysłowe konstrukcji
żelbetowej monolitycznej lub z suwnicami,
kościoły o stropach sklepionych i inne duże
budowle użyteczności publicznej, koryta rzek,
główne szlaki kolejowe i duże stacje kolejowe,
tunele i mosty sklepione, niezabezpieczone na

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

ruchy terenu, magistrale wodociągowe oraz
niezabezpieczone profilaktycznie długie budynki
mieszkalne o długości większej od 20 m w rzucie
poziomym.

Dopuszczalne są
uszkodzenia
poważne,

które

nie grożą jednak
zniszczeniem
budowli

lub

przerwą

jej

użytkowaniu.
Konieczny

jest

wzmożony
nadzór.

Główne drogi kołowe, szlaki kolejowe i małe
stacje, mosty belkowe, mniej wrażliwe na ruchy
podłoża budynki przemysłowe murowane, stalowe
i drewniane bez suwnic, chłodnie kominowe,
wysokie

kominy,

wieże

wodne,

kościoły

o stropach

belkowych,

budynki

mieszkalne

o długości 10- 20 m w rzucie poziomym, budynki
mieszkalne o długości ponad 20 m profilaktycznie
zabezpieczone, oczyszczalnie miejskie, główne
kolektory kanalizacji, lotniska, rurociągi gazowe
stalowe i żeliwne

Konieczne

jest

odpowiednie
zabezpieczenie
budowli

lub

zastosowanie
środków
ostrzegawczych.

Duże stadiony sportowe, budynki mieszkalne o
wymiarach do 10 m, budynki mieszkalne o
wymiarach

10–20

profilaktycznie

zabezpieczone i inne mało ważne obiekty.

Znanych jest wiele teorii prognozowania deformacji powierzchni terenu pod wpływem

eksploatacji górniczej: W. Budryka–S. Knothego, T. Kochmańskiego, J. Zycha,
A. Sałustowicza, J. Litwiniszyna, M. Chudka i B. Drzęźli.

Najbardziej rozpowszechnioną teorią jest jednak teoria W. Budryka– S. Knothego.
Na podstawie tej teorii można wyliczyć maksymalne wartości wskaźników odkształceń

ze wzorów:

Maksymalne obniżenia terenu

max

⋅

gdzie:

g– grubość wybieranego pokładu, m,
a– współczynnik osiadania, zależny od systemu eksploatacji np.:
dla eksploatacji z zawałem a= 0,7,
dla eksploatacji z podsadzką hydrauliczną a= 0,15.

Zasięg wpływów głównych

tgβ

Maksymalne nachylenie

tgβ

max

⋅

gdzie:
H– głębokość eksploatacji, m,
Wartość tg β zależna jest od rodzaju górotworu, w polskim górnictwie tg β: 1,5–3

Maksymalne odkształcenie poziome

max

0,6

⋅

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Największa krzywizna

max

tgβ

1,52

⋅

Najmniejszy promień krzywizny

max

min

0,65

tgβ

0,65

Rys. 41. Elementy krzywych osiadań i odkształceń według teorii W. Budryka-S. Knothego [6, s. 220]

Profilaktyka górnicza
Profilaktyka górnicza polega na minimalizacji wpływów eksploatacji, co można uzyskać

poprzez:

−

podsadzanie wyrobisk poeksploatacyjnych – najlepiej przy zastosowaniu podsadzki
hydraulicznej,

−

eksploatacja z ochroną stropu – wybieranie częściowe pasami przy jednoczesnym
pozostawieniu między nimi filarów węglowych,

−

kolejne wybieranie pokładów w taki sposób, by nie spowodować sumowania się
wpływów, tzn. wybierać kolejne pokłady dopiero wtedy, gdy ruchy terenu spowodowane
wybieraniem poprzedniego pokładu, ulegną uspokojeniu,

−

odpowiednie rozmieszczenie frontów eksploatacyjnych względem chronionych obiektów,

−

jednoczesna eksploatacja kilku warstw lub pokładów tak, aby ich wpływy na
powierzchnię wzajemnie się znosiły; krawędzie pokładów muszą być tak przesunięte, by
strefa ściskań pokładu pierwszego nakładała się na strefę rozciągań pokładu drugiego.

Filary ochronne i oporowe
Mając na uwadze ochronę obiektów powierzchniowych eksploatacja złoża prowadzona

jest w taki sposób, by pozostawić:

−

resztki pokładu (tworząc w pokładzie filar),

−

niewybraną część pokładu między dwoma chodnikami (filar oporowy),

−

części pokładów przy starych zrobach (filar oporowy),

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

−

niewybrane pokłady przy ich wychodniach pod poziomami wodonośnymi (filar
bezpieczeństwa),

−

niewybrane pokłady w filarach bezpieczeństwa.

Filary ochronne
Filarem ochronnym nazywamy część obszaru górniczego, w granicach której, ze względu

na ochronę oznaczonych dóbr, wydobywanie kopalin nie może być prowadzone, albo może
być dozwolone tylko w sposób zapewniający ochronę tych dóbr.

Eksploatacja w rejonie filaru ochronnego może być prowadzona w przypadkach

uzasadnionych bezpieczeństwem użytkowania obiektów i względami racjonalnej gospodarki
złożem. Może ona być podjęta tylko na podstawie zezwolenia Okręgowego Urzędu
Górniczego.

Zasady eksploatacji w filarach ochronnych
Aby zapewnić jak największe bezpieczeństwo chronionych obiektów podczas

prowadzenia eksploatacji w filarach ochronnych należy:

−

opracować program koordynacji przebiegu eksploatacji w czasie i w przestrzeni,

−

przed przystąpieniem do eksploatacji w zasięgu jej wpływów sporządzić inwentaryzację
wszystkich obiektów i urządzeń zlokalizowanych na chronionej powierzchni, w celu
ustalenia ich odporności na wpływy eksploatacji,

−

zlokalizować i zlikwidować płytko zalegające zroby, które stanowią szczególne
zagrożenie dla obiektów powierzchniowych,

−

przeprowadzić analizę spodziewanych deformacji terenu i na jej podstawie wybrać
odpowiedni sposób kierowania stropem,

−

jeśli tylko jest taka możliwość stosować dominujący system eksploatacji w filarze
ochronnym: system ścianowy z podsadzką hydrauliczną,

−

prowadzić roboty wybierkowe równomiernie postępującym frontem, rozwiniętym na
znacznej długości, obejmującym w miarę możliwości całą powierzchnię filara
ochronnego,

−

zachować odpowiednie wyprzedzanie frontów wybierkowych w przypadku jednoczesnej
eksploatacji kilku pokładów,

−

dążyć do tego, by linia postępującego frontu eksploatacyjnego była równoległa do osi
obiektów, wzdłuż których ich odporność na deformacje terenu jest najmniejsza,

−

objąć eksploatacją kolejno wszystkie pola usytuowane w filarze ochronnym, przy czym
front robót wybierkowych powinien w sposób ciągły przemieszczać się w jednym
kierunku przez całą powierzchnię filara ochronnego,

−

prowadzić obserwacje i pomiary deformacji podłoża i obiektów, aby stwierdzić
rzeczywiste wielkości i rozkłady odkształceń podłoża oraz ich wpływ na powierzchnię
i obiekty.

Wyznaczanie filarów ochronnych
Sposoby wyznaczania filarów ochronnych określone zostały w instrukcji GIG nr 3 z 1996 r.
Poniżej został przedstawiony sposób wyznaczania filarów ochronnych, który należy

stosować wówczas, gdy nie ma pełnego rozeznania złoża, warunki rozchodzenia się wpływów
są typowe, a odporność obiektów określona jest kategorią odporności.

Przykład konstrukcji filara ochronnego wg instrukcji GIG nr 3 z 1996 r. (sposób 1)
Każdej kategorii odporności obiektów przypisany jest kąt zasięgu ujemnych wpływów ψ:

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Tabela 3. Wartości kąta zasięgu ujemnych wpływów dla poszczególnych kategorii odporności

Kategoria odporności

Kąt zasięgu ujemnych

wpływów ψ

Rys. 42. Filar ochronny dla obiektu o 3 kategorii odporności

Filary oporowe
Filarem oporowym nazywa się nie wyeksploatowany pas węgla pozostawiony dla

ochrony wyrobisk górniczych w sąsiedztwie uskoków starych zrobów itp.

Szerokość filaru oporowego zależy od jego przeznaczenia, od czasu istnienia wyrobiska

chronionego oraz od sposobu wybierania (przy systemie z zawałem nawet do 100 m).

Usuwanie szkód górniczych
Szkodą górniczą jest szkoda powstała wskutek robót górniczych w nieruchomości,

budynku lub innej części składowej nieruchomości, a także w urządzeniach służących do
doprowadzenia lub odprowadzenia wody, gazu opałowego, prądu elektrycznego oraz
w liniach komunikacyjnych i innych podobnych urządzeniach.

Naprawienie szkody górniczej polega na przywróceniu uszkodzonych obiektów do stanu

pierwotnej użyteczności, pod warunkiem, że Prawo geologiczne i górnicze nie przewiduje
inaczej.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Jeżeli nie jest możliwe przywrócenie stanu poprzedniego lub koszty tego przywrócenia

rażąco przekraczałyby wielkość poniesionej szkody, naprawienie szkody następuje przez
zapłatę odszkodowania.

Jeżeli wskutek robót górniczych nastąpi trwały zanik wody albo utrata jej przydatności

do użytku ludności, to naprawienie szkody górniczej polega na budowie urządzeń
zapewniających trwałe zaopatrzenie ludności w wodę.

Koszty naprawienia szkody górniczej ponosi przedsiębiorstwo górnicze eksploatujące

w dniu ujawnienia się szkody złoże w granicach obszaru górniczego, w obrębie którego
prowadzone są lub były prowadzone roboty górnicze powodujące szkodę.

4.4.2. Pytania sprawdzające

Odpowiadając na pytania, sprawdzisz, czy jesteś przygotowany do wykonania ćwiczeń.

Co to są deformacje ciągłe?

Co to są deformacje nieciągłe, jakie znasz ich rodzaje?

Jakie znasz deformacje nieciągłe?

Jakie znasz obszary niecki osiadania?

Jakie czynniki decydują o kształcie niecki osiadania?

Jakie znasz metody prognozowania deformacji powierzchni terenu pod wpływem
eksploatacji górniczej?

Od jakich wskaźników zależy kategoria ochrony obiektów?

Na czym polega profilaktyka górnicza?

Co to jest filar ochronny a co filar oporowy?

10.

Jakie są zasady prowadzenia bezpiecznej eksploatacji w filarach ochronnych?

11.

Co nazywamy szkodami górniczymi?

12.

Jakie są zasady usuwania szkód górniczych?

4.4.3. Ćwiczenia

Ćwiczenie 1

Wykonaj na papierze milimetrowym konstrukcję filara ochronnego (wg instrukcji GIG

z 1996 r) dla pokładów zalegających na głębokościach 500, 700 i 900 m dla kategorii
2 ochrony obiektów, w skali 1:5000.

Sposób wykonania ćwiczenia

Aby wykonać ćwiczenie, powinieneś:

zapoznać się materiałem teoretycznym,

dobrać do kategorii odporności obiektu odpowiedni kąt zasięgu ujemnych wpływów ψ,

zaprezentować konstrukcję,

dokonać oceny poprawności wykonania ćwiczenia wraz z prowadzącym zajęcia.

Wyposażenie stanowiska pracy:

−

Instrukcja GIG nr 3 z 1996 r.,

−

kartki papieru milimetrowego,

−

przybory do szkicowania.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Ćwiczenie 2

Korzystając z teorii Budryka– Knothego oblicz prognozowane maksymalne wartości

odkształceń spowodowane podziemną eksploatacją pokładu węgla o miąższości 2,1 m.
Przyjmujemy kąt tg β = 2,5 a eksploatacja prowadzona była:
a)

z podsadzką hydrauliczną,

z zawałem stropu.

Sposób wykonania ćwiczenia

Aby wykonać ćwiczenie, powinieneś:

zapoznać się materiałem teoretycznym,

wyliczyć wartości szukanych wskaźników: W

max

, T

max

, ε

max

, K

max

, R

min

zaprezentować wyniki dla eksploatacji z podsadzką hydrauliczną i dla eksploatacji
z zawałem i porównać je,

dokonać oceny poprawności wykonania ćwiczenia wraz z prowadzącym zajęcia.

Wyposażenie stanowiska pracy:

−

kalkulator,

−

kartki papieru,

−

przybory do pisania.

4.4.4. Sprawdzian postępów

Czy potrafisz:

Tak

Nie

sklasyfikować

przekształcenia

powierzchni

spowodowane

działalnością górniczą?

scharakteryzować poszczególne kategorie ochrony obiektów?

wymienić wskaźniki odkształceń?

określić zasady minimalizacji wpływów eksploatacji na powierzchnię?

wyznaczyć zasięg filara ochronnego?

obliczyć prognozowane deformacje terenu?

określić zasady usuwania szkód górniczych?

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

5. SPRAWDZIAN OSIĄGNIĘĆ

INSTRUKCJA DLA UCZNIA

Przeczytaj uważnie instrukcję.

Podpisz imieniem i nazwiskiem kartę odpowiedzi.

Zapoznaj się z zestawem zadań testowych.

Test zawiera 20 zadań wielokrotnego wyboru– tylko jedna odpowiedź jest prawidłowa.

Udzielaj odpowiedzi tylko na załączonej karcie odpowiedzi.

Zaznacz prawidłową odpowiedź znakiem X (w przypadku pomyłki należy błędną
odpowiedź zaznaczyć kółkiem, a następnie ponownie zakreślić odpowiedź prawidłową).

Kiedy udzielenie odpowiedzi będzie Ci sprawiało trudność, wtedy odłóż jego
rozwiązanie na później i wróć do niego, gdy zostanie Ci czas wolny.

Na rozwiązanie testu masz 30 min.

Powodzenia!

ZESTAW ZADAŃ TESTOWYCH

Stop bezpośredni zbudowany ze skał sztywnych, który trudno ulega zawałowi to
a)

strop klasy I.

strop klasy II.

strop klasy III.

strop klasy IV.

Sposób likwidacji zrobów stosowany dla stropów klasy I to
a)

zawał całkowity.

zawał częściowy.

uginanie się stropu.

podsadzka sucha pełna.

Eksploatacja z ugięciem stropu może być stosowana w systemach
a)

krótkich zabierek.

długich zabierek.

komorowych.

ścianowych.

Przez pojęcie rabowanie rozumiemy
a)

zawał skał stropowych.

urabianie skał za pomocą materiałów wybuchowych.

usunięcie obudowy kopalnianej z wyrobiska w celu spowodowania zawału skał
stropowych.

rozruch ściany zawałowej.

System ścianowy poprzeczny z podsadzką hydrauliczną może być stosowany dla
pokładów
a)

o nachyleniu do 60º.

o nachyleniu do 45º.

o nachyleniu do 20º.

tylko poziomych.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

Przy nachyleniu pokładu większym niż 20º zabierek nie można prowadzić
a)

po rozciągłości.

po upadzie.

po wzniosie.

w ogóle nie można prowadzić.

Kolejność

wybierania

warstw

pokładów

grubych

systemie

wybierania

wielowarstwowego) zależy od
a)

grubości warstwy.

nachylenia pokładu.

wybranego sposobu urabiania.

sposobu kierowania stropem.

Minimalna szerokość, jaką powinien posiadać filar wodny (od strony źródła zagrożenia
do czynnego wyrobiska) to
a)

10 m.

20 m.

50 m.

100 m.

Aby zapobiegać koncentracjom naprężeń w pokładzie zagrożonym tąpaniami należy
a)

pozostawić filary ochronne.

pozostawić resztki niewybranych pokładów.

szczelnie podsadzać pustki poeksploatacyjne.

prowadzić wyrobiska w poprzek uławicenia pokładu.

10.

Urabianie miedzi w systemie ścianowym odbywa się
a)

ręcznie za pomocą kilofów.

ręcznie za pomocą młotków pneumatycznych.

kombajnami.

robotami strzałowymi.

11.

System eksploatacji rudy cynkowo–ołowiowej stosowany w złożach o miąższości
6–10 m to system
a)

zabierkowy.

ubierkowy.

chodnikowo–podpółkowy.

komorowy.

12.

Eksploatacja złóż soli metodą suchą może być prowadzona z
a)

pełnym zawałem stropu.

częściowym zawałem stropu.

podsadzką suchą.

podsadzką hydrauliczną.

13.

Zapotrzebowanie podsadzki na 1 tonę wybranego węgla wynosi
a)

0,8 m

1,0 m

1,3 m

1,5 m

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

14.

Dobry materiał podsadzkowy odznacza się
a)

małą ściśliwością.

dużą ściśliwością.

dużą rozmywalnością.

małą toksycznością.

15.

Największe obniżenia terenu występują w strefie niecki osiadania
a)

środkowej.

brzeżnej wewnętrznej.

brzeżnej zewnętrznej.

brzeżnej wewnętrznej i zewnętrznej.

16.

W ścianach silnie nachylonych i stromych stosuje się obudowę
a)

zmechanizowaną.

metalową indywidualną.

drewnianą.

osłonowo–podporową.

17.

Przeprowadzenie bezpiecznej eksploatacji w warunkach zagrożenia wybuchem metanu
wymaga
a)

stosowania kierunku wybierania: od granicy pola.

wybierania pokładu z góry na dół.

rozdrabniania węgla przy urabianiu do jak najmniejszych frakcji.

urabiania materiałami wybuchowymi.

18.

System eksploatacji rud stosowany przy dużych ciśnieniach w skałach o małej
wytrzymałości, w stromo zalegających żyłach to systemy z
a)

magazynowaniem urobionej rudy w wybranej przestrzeni.

podsadzaniem wybranej przestrzeni.

obudową i podsadzaniem wybranej przestrzeni.

zawałem skał stropowych do wybieranej przestrzeni.

19.

System eksploatacji rudy cynkowo-ołowiowej stosowany w przypadku zawodnionych
zrobów to
a)

system zabierkowy z zawałem stropu.

system ubierkowy z podsadzką hydrauliczną.

system komorowy z zawałem stropu.

system chodnikowo-podpółkowy z zawałem stropu.

20.

Która z wartości parametru E

max

[mm/m] odpowiada dopuszczalnej wartości dla

III kategorii ochrony obiektów
a)

3,0.

4,5.

6,0.

9,0.

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

KARTA ODPOWIEDZI

Imię i nazwisko................................................................................................

Klasyfikowanie systemów eksploatacji złóż

Zakreśl poprawną odpowiedź

zadania

Odpowiedź

Punkty

10.

11.

12.

13.

14.

15.

16.

17.

18.

19.

20.

Razem:

„Projekt współfinansowany ze środków Europejskiego Funduszu Społecznego”

6. LITERATURA

Adamek R.: Podsadzanie wyrobisk górniczych, skrypt Politechniki Śląskiej nr 1088,
Gliwice, 1983

Bielewicz T., Prus B., Honysz J.: Górnictwo, cz. II, Śląskie Wydawnictwo Techniczne,
Katowice, 1994

Chudek M, Wilczyński S, śyliński R.: Podstawy górnictwa, Wyd. „Śląsk”, Katowice,
1979

Chudek M., Sapicki K.F.: Ochrona środowiska w Górnośląskim i Donieckim Zagłębiu
Węglowym, Wyd. Politechniki Śląskiej, Gliwice, 2004

Ostrihansky R.: Eksploatacja podziemna złóż węgla kamiennego, skrypt Politechniki
Śląskiej nr 1725, Gliwice, 1993

Rabsztyn J.: Podstawowe elementy eksploatacji górniczej, Wyd. „Śląsk”, Katowice, 1970

Staroń T.: Górnictwo ogólne, Wyd. Politechniki Lubelskiej, Lublin, 1995

Zych J., Drzęźla B., Strzałkowski P.: Prognozowanie deformacji powierzchni terenu pod
wpływem eksploatacji górniczej”, skrypt Politechniki Śląskiej nr 1684, Gliwice, 1993

Poradnik górnika. Praca zbiorowa. Wydawnictwo Śląsk, Katowice, 1982

10.

Zeszyty Naukowe Politechniki Śląskiej: Seria Górnictwo. Gliwice

Wyszukiwarka

Podobne podstrony:
21 Klasyfikowanie systemów eksploatacji złóż
311[15] Z4 04 Przewietrzanie kopalń
Systemy Eksploatacji Złóż Wykłady 2 wersja
311[15] Z1 02 Wykonywanie podstawowych zabiegów obróbki i spajania materiałów
311[15] O1 02 Okreslanie wlasci Nieznany
Systemy Eksploatacji Złóż Wykłady
311[15] Z4 06 Prowadzenie procesu wzbogacania kopalin
311[15] Z4 04 Przewietrzanie kopalń
Eksploatowanie złóż kopalin użytecznych 711[02] z3 07 n
gornik odkrywkowej eksploatacji zloz 711[03] z1 02 n
Analiza systemowa 15 wersja 02
gornik odkrywkowej eksploatacji zloz 711[03] z1 02 u
Eksploatowanie złóż kopalin użytecznych 711[02] z3.07 n
gornik eksploatacji podziemnej 711[02] z4 02 u
gornik odkrywkowej eksploatacji zloz 711[03] z3 02 n
gornik odkrywkowej eksploatacji zloz 711[03] z3 02 u

więcej podobnych podstron