Temat 1: Eksploatacja podziemna złóż węglowych.

Temat 1.1. Pojęcie eksploatacji górniczej i wybierania.

Budowa kopalni i wszystkie prace w niej prowadzone służą jednemu celowi, którym jest pozyskiwanie minerału użytecznego dla potrzeb człowieka, czyli eksploatacji górniczej. Obiektem eksploatacji górniczej jest złoże.

Zależnie od głębokości zalegania złoża rozróżnia się następujące rodzaje eksploatacji:

- eksploatację naziemną, czyli odkrywkową,

- eksploatację podziemną, czyli głębinową, która dzieli się na typowo górniczą i odwier- tową,

- eksploatację podmorską.

Eksploatacja górnicza polega na pozyskiwaniu kopaliny użytecznej ze złoża sposobem podziemnych robót górniczych, wymagających zatrudnienia ludzi pod ziemią. Możliwa jest po udostępnieniu złoża wyrobiskami korytarzowymi (szyby, sztolnie, przecznice, chodniki itp.), dlatego też nazywa się ją eksploatacją korytarzową.

Eksploatacja odwiertowa lub wiertnicza polega na pozyskiwaniu kopaliny użytecznej z głębi ziemi za pomocą odwiertów dokonywa­nych z powierzchni ziemi.

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 rozpuszczaniu 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 (eksploatacja złóż siarki),

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

Eksploatację złóż węglowych prowadzi się wyłącznie metodą odspajania, jakkolwiek prowadzone są doświadczenia i próby mające na celu przemysłowe opanowanie oraz wdrożenie metody zgazowania węgli kamiennych oraz brunatnych i pozyskanie tym sposobem cennego paliwa gazowego.

Głównym procesem eksploatacji górniczej złoża kopalin stałych jest wybieranie kopaliny użytecznej. Przez eksploatację rozumie się pozys­kanie 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. Od jego długości i wydajności uzależnione jest wydobycie kopalni. 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.

Technologia podziemnego wybierania zależy od warunków, natu­ralnych złoża oraz możliwości mechanizacji wymienionych elementów składowych, dlatego też do określonych warunków geologicznych i możliwości mechanizacyjnych należy dobrać możliwie najbezpiecz­niejszy, a zarazem zapewniający żądane wydobycie sposób prowadze­nia wybierania, czyli tzw. system wybierania.

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 z wyrobiskami przygotowawczymi (ko­rytarzowymi) 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. Potocznie pojęcia systemu eksploatacyjnego i sys­temu wybierania są równoznaczne.

Zgodnie z nazwami wyrobisk wybierkowych rozróżnia się następujące systemy wybierania pokładów węglowych:

- ubierkowe, do których zalicza się systemy ścianowe, filaro­wo-ubierkowe i pośrednie ubierkowo-zabierkowe,

- zabierkowe, do których zalicza się systemy długich zabierek i systemy filarowo-zabierkowe,

- komorowe.

Temat 1.2. Ogólne zasady eksploatacji złóż węglowych

Zasady eksploatacji złoża wynikają:

- z ogólnych zasad ekonomicznych obowiązujących w gospodar­ce narodowej,

- z konieczności zapewnienia załogom górniczym bezpieczeństwa i higieny pracy.

Zasady ekonomiczne obowiązujące w gospodarce narodowej nakazują prowadzenie eksploatacji złoża w taki sposób, aby:

- kopalnia była rentowna i zapewniała planowaną ilość i jakość minerału użytecznego dla gospodarki narodowej;

- złoże wybierane było czysto, z minimalnymi stratami kopaliny użytecznej pozostawionej w zrobach i straconej bezpowrotnie dla gospodarki narodowej; kopalina użyteczna przedstawia majątek narodowy i eksploatacja prowadzona z nadmiernymi stratami przynosi szkodę narodowi - eksploatacja taka nosi nazwę gospodarki rabunkowej;

- zapewniona była należyta ochrona środowiska naturalnego oraz zabezpieczenie obiektów powierzchniowych ważnych dla gospodarki narodowej, jak również budowli o znaczeniu his­torycznym i architektonicznym.

W kopalniach węgla straty węgla (zasobów bilansowych) w proce­sie eksploatacji nie powinny przekraczać:

- przy systemie zabierkowym z zawałem i podsadzką suchą 25%, a z podsadzką hydrauliczną 15%,

- przy systemie ścianowym z zawałem i podsadzką suchą 20%, a z podsadzką hydrauliczną 10%.

Względy bezpieczeństwa wymagają, aby proces eksploatacji nie dopuszczał do koncentracji ciśnień w górotworze i przez to nie sprzyjał powstawaniu tąpań oraz zawałów zagrażających ludziom i urządze­niom pracującym w wyrobiskach górniczych oraz aby gwarantował odpowiednie przewietrzanie wyrobisk górniczych i stwarzał w nich godziwe warunki pracy. Eksploatacja złoża nie może, więc być prowadzona chaotycznie, lecz planowo z możliwie regularną linią frontu wybierania.

Front robot górniczych może posuwać się od granic obszaru górniczego do szybu lub przeciwnie. W pierwszym przypadku kierunek eksploatacji nosi nazwę eksploatacji od granic, w drugim - eksploatacji do granic (rys1.1.)

Roboty górnicze muszą być prowadzone planowo według opracowanej dokumentacji eksploatacji złoża w obszarze górniczym.

Przepisy bezpieczeństwa nakazują, aby:

- roboty górnicze prowadzić na podstawie dokumentacji przed­stawiającej szczegółową sytuację geologiczną i górniczą (mapy, przekroje geologiczne),

- złoże kopaliny użytecznej powinno być przygotowane i wybie­rane planowo w sposób uwzględniający wpływ prowadzonych robót górniczych na inne roboty oraz na powierzchnię.

Złoże powinno być wybierane z góry na dół. Pokład wyżej leżący powinien być wybierany przed pokładem leżącym niżej. Kolejność taka może być zmieniona w przypadku, gdy:

- wyżej leżący pokład z powodu małej grubości lub zanieczyszczeń nie nadaje się do eksploatacji,

- odległość i własności skał pomiędzy pokładami zabezpieczają górny pokład przed ujemnymi skutkami eksploatacji pokładu dolnego,

- eksploatacja dolnego pokładu odbywa się z zastosowaniem podsadzki,

- zachodzi konieczność odgazowania lub odprężenia pokładu. W przypadku wybierania blisko siebie zalegających pokładów odległość frontów w poszczególnych pokładach powinna być równa, co najmniej dwukrotnej odległości między tymi pokładami, przy czym nie może być mniejsza od 30 m (rys. 1.2).

Temat 1.3. Klasyfikacja skał stropowych i spągowych.

Charakterystyka skał otaczających pokład (stropowych i spągowych) ma zasadnicze znaczenie w doborze systemu wybierania. Zależnie od własności fizycznych oraz mechanicznych skały stropowe i spągowe ulegają w czasie wybierania pokładów węglowych różnym deforma­cjom, spękaniom, zluźnieniom i przemieszczeniom.

W górnictwie przyjmuje się ich podział na następujące grupy:

- skały kruche, charakteryzujące się małą zwięzłością i spoistością (ulegające łatwo spękaniom, zluźnieniom) oraz opadaniem do wybranej przestrzeni,

- skały sztywne, charakteryzujące się dużą wytrzymałością, utrzy­mujące się nad wybranym wyrobiskiem i załamujące się w du­żych blokach po obnażeniu większej powierzchni stropu,

- skały plastyczne, charakteryzujące się niewielką 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 (rys. 1.3).

Strop bezpośredni tworzą warstwy skalne zalegające bezpośrednio nad pokładem węglowym, załamujące się po usunięciu obudowy i przemieszczające się do wybranej przestrzeni. Takie załamywanie i przemieszczanie się skał stropowych nosi nazwę rabowania się stropu.

Strop bezpośredni mogą tworzyć jedynie warstwy zdolne do samorabowania, a więc warstwy skał kruchych. Strop taki nosi również nazwę stropu zawałowego. Najczęściej tworzą go słabe łupki.

Stropem zasadniczym nazywa się warstwy skał sztywnych (grube warstwy piaskowca lub łupków piaszczystych) 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. Załamanie stropu zasadniczego następuje zazwyczaj wzdłuż płasz­czyzn zmniejszonej wytrzymałości (łupności lub kliważu) i poprze­dzone jest wzrostem naprężeń w górotworze, ciśnieniem w wyrobis­kach. Przebiega w sposób nagły i wywołuje wstrząs.

W Zagłębiu Górnośląskim spotyka się przypadki, gdy bezpośrednio nad pokładem węgla zalegają skały sztywne nierabujące się, lecz załamujące się w dużych blokach za frontem wybierania. Mówi się wtedy o braku stropu bezpośredniego (rys. 1.4).

Stropem fałszywym nazywa się cienką (0,1 do 0,8 m) warstwę łupku zalegającą bezpośrednio nad pokładem węgla i opadającą zaraz po urobieniu węgla.

Dla umożliwienia właściwego doboru systemu wybierania przyjęta została następująca klasyfikacja skał stropowych:

Klasa I - strop bezpośredni stanowią skały kruche, łatwo rabujące się o miąższości większej od 5-krotnej grubości pokładu.

Klasa II - strop bezpośredni stanowią skały kruche, łatwo rabujące się o miąższości mniejszej od 5-krotnej grubości pokładu.

Klasa III - strop bezpośredni stanowią skały sztywne, trudno rabujące się lub też nad pokładem zalega strop zasadniczy w postaci grubej warstwy skał mocnych.

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

Podobnie przyjęto klasyfikację spągów, gdzie wyróżniono trzy klasy:

Klasa I - spąg bezpośredni stanowią warstwy skał słabych wykazujących skłonność do spełzania.

Klasa II - spąg bezpośredni stanowią warstwy skał mocnych.

Klasa III - spąg bezpośredni stanowią warstwy skał plastycznych, pęczniejących i łatwo wyciskanych do wyrobiska.

Temat 1.4. Sposoby kierowania stropem.

Podziemna eksploatacja złoża powoduje zaburzenia w górotworze, w wyniku, których następuje wzrost ciśnień w otoczeniu wyrobisk górniczych, powstawanie tąpań, wstrząsów i zawałów. Spękania oraz zluźnienia skał mogą spowodować wdarcie się wód i gazów do czynnych wyrobisk górniczych, a przemieszczenia skał do zrobów powodują osiadanie powierzchni ziemi, powstawanie zapadlisk, zale­wów, degradację gruntów, uszkodzenia budynków, szlaków komuni­kacyjnych, budowli inżynieryjnych itp. Uszkodzenia te spowodowane na powierzchni ziemi eksploatacją górniczą nazywa się szkodami górniczymi.

Zagadnieniem niezmiernie ważnym dla bezpieczeństwa pracy w wyrobiskach górniczych oraz dla uniknięcia negatywnych skutków deformacji powierzchni jest opanowanie możliwie w jak największym stopniu ruchów górotworu wywołanych eksploatacją górniczą. W tym celu stosuje się odpowiednią likwidację zrobów dostosowaną do charakteru skał stropowych.

Prawidłowy dobór sposobu likwidowania zrobów, czyli tzw. kiero­wanie stropem, powinno zapewnić możliwie największe bezpieczeń­stwo dla wyrobisk górniczych oraz wymaganą ochronę obiektów powierzchniowych.

Rozróżnia się następujące sposoby likwidacji zrobów:

- wywoływanie całkowitego (pełnego) zawału powodującego wy­pełnienie powstałej pustki (samopodsadzenie), czyli podparcie wyższych warstw stropu zrabowaną skałą stropową tworzącą podsadzką naturalną,

- wywoływanie częściowego zawału tworzącego częściową podsadzkę naturalną,

- przez osiadanie uginającego się stropu na spągu pokładu,

- podtrzymywanie stropu podsadzką suchą lub hydrauliczną.

Sposób likwidacji zrobów dobiera się w zależności od:

- własności warstw skalnych otaczających pokład, a zwłaszcza skał stropowych,

- grubości pokładu,

- skłonności węgla do samozapalenia,

- wymagań, jakie stawia ochrona powierzchni.

Zawał pełny stosuje się przy stropach klasy I. Załamujące się skały stropowe krusząc się zwiększają swoją objętość, przez co następuje samopodsadzanie pustek po wybranym węglu (patrz rysunek 1.3).

Nad tą przestrzenią, zwaną również I strefą zawału, wypełnioną rumoszem skalnym powstaje strefa II, zwana strefą spękań, której warstwy skalne mają znacznie ograniczone możliwości przemiesz­czania się. Skały te pękają i osiadają na rumoszu skalnym strefy I. Wyżej leżące warstwy uginają się, osiadając na warstwach stref poprzednich, tworząc tzw. strefę osiadania, czyli strefę III. Obejmuje ona górotwór od strefy spękań aż do powierzchni ziemi, powodując jej deformacje.

Przy płytkim zaleganiu pokładu strefa II, a nawet strefa I może sięgać powierzchni ziemi, powodując powstanie zapadlisk.

W przypadku występowania w stropie zasadniczym grubych warstw piaskowca, którego okresowe załamywanie się może wywołać negatywne skutki dla wyrobisk górniczych, wskazane jest, aby strop bezpośredni był 6 do 8 razy grubszy od wybieranego pokładu.

W ubierkach i ścianach zawał wywołuje się systematycznie w ślad za posuwającym się frontem wybierania. Wywołanie zawału w przypa­dku obudowy zestawami zwykłymi uzyskuje się przez usunięcie obudowy z przestrzeni, która ma być objęta zawałem. W celu uzyskania zawału wzdłuż pożądanej linii i niedopuszczenia do roz­szerzenia się go na przestrzeń roboczą ściany, stosuje się tzw. obudowę oporową, np. stosy, kaszty, łamacze lub organy.

Przy stosowaniu obudów zmechanizowanych zawał wywołuje się przez przesunięcie zestawów obudowy w kierunku czoła przodku. Jeżeli po usunięciu obudowy nie nastąpi samoczynny zawał, to należy wywołać go za pomocą odpowiednich środków technicznych. Podczas stosowania obudów zmechanizowanych strzelanie nie jest zawsze możliwe (obudowy osłonowe), a jeśli jest możliwe, to należy ograniczyć go do minimum z powodu szkodliwego oddziaływania gazów postrzałowych na ściśle dopasowane szlifowane powierzchnie rdzennika i cylindra.

Zawał w zabierce lub komorze wywołuje się po całkowitym jej wybraniu.

Zawał częściowy jest odpowiedni przy stropie klasy II. Wymaga on wykonania pasów podsadzkowych z kamienia uzyskanego ze zrobów (rys. 1.5). Z tej przyczyny może być stosowany tylko w pokładach cienkich i średnich (do 2 m).

Odległości pasów podsadzkowych muszą być tak ustalone, aby wywołany między nimi zawał stropu bezpośredniego nie dochodził do stropu zasadniczego i nie spowodował jego spękania. Szerokość pasów podsadzkowych wynosi zazwyczaj od 4 do 6 m, a odległość między nimi - do 20 m lub więcej, w zależności od charakteru skał stropowych.

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 (rys. 1.6). Eksploatację z uginaniem się stropu można prowadzić tylko przy ubierkowym systemie wybierania pokładu.

Podtrzymywanie stropu podsadzką dostarczaną z zewnątrz może być dokonywane przez całkowite wypełnienie zrobów lub przez wypełnienie ich częściowe. W pierwszym przypadku podsadzkę określa się mianem podsadzki pełnej, w drugim - podsadzki częściowej.

Podsadzka pełna stosowana jest pod mocnymi stropami klasy III. Polega ona na całkowitym wypełnieniu zrobów materiałem do­starczonym z zewnątrz w postaci suchej (rys. 1.7b) bądź w stanie ciekłym za pośrednictwem wody, jako tzw. podsadzka hydrauliczna (rys. 1.7c).

Podsadzka pełna, wypełniając wybraną przestrzeń, ogranicza poważnie deformacje górotworu powstające w wyniku eksploatacji złoża. Deformacje te są tym mniejsze, im mniej ściśliwa jest pod­sadzka. Jeżeli ugięcie się stropu jest mniejsze od ściśliwości pod­sadzki, to warstwy stropowe łagodnie osiadają na podsadzce, skały nie pękają i nie wywołują negatywnych skutków (tąpań, wstrząsów).

Najmniejszą ściśliwość (5% do 15%) wykazuje podsadzka hyd­rauliczna wykonana z czystego piasku kwarcowego. Domieszki części ilastych oraz dodatki skruszonego kamienia, żużli, popiołów zwiększają ściśliwość podsadzki. Najważniejsze jednak znaczenie ma szczelność podsadzania. Niepełne podsadzenie wyrobiska powoduje większe obniżenie warstw stropowych, które załamując się powodują negatyw­ne skutki - tąpania, wstrząsy, zawały.

Podsadzka sucha może być wykonana mechanicznie lub ręcznie. Stosowana jest w pokładach cienkich lub średniej grubości. Ściśliwość jej wynosi od 20 do 60%. 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.

Podsadzkę suchą częściową wykonuje się zazwyczaj pasami szero­kości 4 do 6 m, oddalonymi od siebie 6 do 12 m (rys. 1.7a). Materiał podsadzkowy może być dostarczany z zewnątrz lub uzyskiwany na dole z przybierki stropu lub spągu.

Temat 1.5. Podział systemów wybierania pokładów węglowych.

Systemy wybierania pokładów węglowych można podzielić:

I. Pod względem sposobu wybierania (według rodzaju wyrobisk wybierkowych) na:

- systemy ubierkowe, które dzieli się na:

- systemy ścianowe (rys. 1.8),

- systemy ubierkowo-filarowe (rys. 1.9),

- systemy pośrednie ubierkowo-zabierkowe,

- systemy zabierkowe, które dzieli się na:

- systemy filarowo-zabierkowe (rys. 1.10),

- systemy długich zabierek,

- systemy komorowe.

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

- podłużną (rys. 1.8a i 1.10a), gdy posuwanie się frontu wy­bierania usytuowane jest równolegle do rozciągłości pokładu,

- poprzeczną (rys. 1.8b i 1.1.8b), gdy posuwanie się frontu wybierania usytuowane jest prostopadle do rozciągłości pokładu,

- 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.

Każdy system wybierania wymieniony w punkcie I może być stosowany w jednej z trzech odmian pod względem usytuowania posuwania się frontu (poprzecznym, podłużnym, przekątnym).

Z uwagi na sposób kierowania stropem wymienione 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 długofrontowych (ścianowych).

Temat 1.6. Wybór systemu wybierania.

O wyborze systemu wybierania decydują czynniki geologiczne i or­ganizacyjno-technicz- ne. Najważniejsze z tych czynników to:

- kształt złoża,

- grubość pokładu,

- nachylenie pokładu,

- własności skał otaczających pokład, głównie skał stropowych,

- głębokość zalegania,

- ochrona powierzchni,

- występowanie warstw wodonośnych,

- rodzaj i stopień mechanizacji,

- zagrożenie naturalne i profilaktyka przeciwpożarowa.

Każdy system wybierania złoża powinien być tak dostosowany do istniejących warunków, aby zapewniał:

- możliwie największe bezpieczeństwo pracy,

- dużą koncentrację robót,

- największą wydajność i najmniejsze koszty własne wydobycia w danych warunkach,

- najmniejsze straty złoża,

- ciągłość produkcji,

- dobrą wentylację,

- łatwą dostawę materiałów,

- właściwe odprowadzenie wody,

- stosowanie nowoczesnej mechanizacji.

Przy ustalaniu ogólnych wytycznych dla doboru systemu wy­bierania decyduje przede wszystkim pięć z wymienionych czyn­ników, a mianowicie:

- kształt złoża,

- grubość pokładu,

- własności skał stropowych,

- nachylenie pokładu

- zagadnienia ochrony po­wierzchni.

Warunki geologiczne w zagłębiach polskich różnią się znacznie między sobą, toteż nie można ustalić ścisłych prawideł dotyczących wyboru systemu wybierania, a istniejące tablice i nomogramy traktuje się jako wytyczne orientacyjne.

Przy eksploatacji pokładów węgla kamiennego ze względów ekonomicznych, organizacyjnych, a przede wszystkim ze względów bezpieczeństwa pracy należy stosować ścianowe systemy wybierania. Szerokie wprowadzenie zmechanizowanych obudów ścianowych o du­żej podporności wpłynęło na zmniejszenie zagrożenia pra­cujących w przodkach załóg górniczych, a stosowanie obudów osło­nowych wyeliminowało zagrożenie przy likwidacji wybranej prze­strzeni.

Systemy zabierkowe stosuje się wyłącznie w przypadkach wyjątkowych i szczególnie uzasadnionych.

W Polsce w 1992 r. wydobyto 131 312 635 ton węgla kamiennego, w tym ze:

- ścian 90%,

- zabierek 0,05 %,

- ubierek 1,5%,

- robót różnych i konserwacyjnych 1,6%,

- chodników kamienno-węglowych 5%,

- chodników węglowych 1,9%.

Czynniki górniczo-geologiczne i techniczne warunkujące stosowa­nie określonych systemów wybierania są podane przy ich opisie.

Temat 1.7. Ścianowe systemy wybierania.

Temat 1.7.1. Zasadnicze cechy ścianowego systemu wybierania.

W warunkach górniczo-geologicznych polskich zagłębi węgla kamien­nego systemy ścianowe okazały się najkorzystniejsze ze względów zarówno ekonomicznych, jak i bezpieczeństwa pracy.

Główną ich zaletą jest duża, realna, oparta o krajowy przemysł maszynowy możliwość mechanizacji procesu wybierania, co pozwoliło na uzyskanie w 1992 r. średniego dziennego wydobycia:

- w ścianach zawałowych 1087,4 t

- w ścianach z podsadzką hydrauliczną 578,9 t

- w ścianach z podsadzką suchą 307,2 t

W styczniu 1992 r. w KWK Staszic, stosując wysokowydajny kompleks ścianowy, uzyskano wydobycie 8400 t, wykonując 14 skrawów - 12,2 m postępu.

Wysokie wydobycie z jednego przodku umożliwia koncentrację wydobycia, uzyskanie wysokich wydajności przodkowych i wpływa na zmniejszenie kosztów wydobycia.

Obok możliwości mechanizacji systemy ścianowe mają wiele zalet, do których należą:

- małe straty eksploatacyjne,

- mała ilość robót przygotowawczych,

- zmniejszenie niebezpieczeństwa tąpań,

- możliwości przewietrzania obiegowym prądem powietrza,

- zmniejszenie możliwości powstawania pożarów, dzięki czy­stemu wybieraniu węgla.

Zalety te spowodowały, że systemy ścianowe znalazły szerokie zastosowanie w eksploatacji złóż węglowych.

Dużą przeszkodą przy prowadzeniu ścian są zaburzenia geologicz­ne występujące w pokładzie - zwłaszcza uskoki. Zasadniczo należy unikać takiego planowania ścian, aby na ich wybiegu spotykane były uskoki. Przekraczanie uskoku związane jest, bowiem z zahamowaniem postępu ściany i ze zmniejszeniem wydobycia węgla.

Niekiedy napotkany uskok nie jest możliwy do przekroczenia frontem ścianowym i powoduje konieczność zatrzymania ściany wykonania nowej przecinki, przetransportowania urządzeń maszynowych, obudowy oraz rozpoczęcia nowej ściany.

Ściany zmechanizowane wyposażone w ciężkie i kosztowne urządzenia maszynowe można zakładać tylko w polach pozbawionych zaburzeń geologicznych, pozwalających na duże wybiegi ścian.

Temat 1.7.2. Odmiany ścianowych systemów wybierania.

W zależności od usytuowania czoła ściany względem rozciągłości pokładu odróżnia się następujące odmiany ścianowego systemu wybierania: podłużną (rys. 1.8a), poprzeczną (rys. 1.8b) i przekątną.

Przodki ścianowe wymienionych odmian systemu ścianowego noszą potoczne nazwy: ścian podłużnych, ścian poprzecznych i ścian przekątnych.

Zależnie od sposobu kierowania stropem rozróżnia się systemy ścianowe:

- z pełnym zawałem (noszące: potoczną nazwę „z zawałem”)

- z częściowym zawałem stropu,

- z podsadzką suchą pasami,

- z podsadzką suchą pełną,

- z podsadzką hydrauliczną,

- z ugięciem stropu (tylko ściany podłużnej). Linia czoła ściany (frontu ściany) może być:

- prostoliniowa,

- ustępliwa (rys. 1.11).

Zależnie od sposobu urabiania frontu ustępliwego (tzw. schodów) rozróżnia się, przodki ścianowe schodowo-stropowe i schodowo-spągowe. Powszechnie stosuje się czoła ścian prostoliniowe, ponieważ przy takiej linii czoła ściany możliwe jest stosowanie maszyn do urabiania (kombajnów, strugów).

Przy urabianiu ręcznym młotkami pneumatycznymi, a niekiedy przy urabianiu robotami strzelniczymi w pokładach o nachyleniu większym od 30° stosuje się ściany z czołem ustępliwym schodo­wo-stropowym lub schodowo-spągowym. W tych przypadkach wy­przedzanie górnych odcinków ściany przez dolne zabezpiecza gór­ników pracujących wzdłuż całego przodku przed urobkiem spadają­cym z odcinków wyższych (rys. 1.11).

Temat: 1.7.3. System ścianowy podłużny z zawałem stropu.

Temat 1.7.3.1. Warunki stosowania.

System wybierania ścianowy podłużny z zawałem stropu stosuje się w pokładach węglowych grubości do 3,5 m przy stropie klasy I lub II. Za war­stwy stropowe odpowiadające normalnym warunkom uznaje się warstwy łatwo rabujących się skał 3- do 5-krotnej grubości pokładu węglowego.

System ten można stosować przy nachyleniu od 0 do 90°, przy czym przy nachyleniu powyżej 45° wysokość ściany nie powinna przekraczać 1,5 m, a powyżej 35° - 2,5 m.

Rozgraniczenie stanowi kąt 30°, gdyż od takiego nachylenia roz­poczyna się, samostaczanie urobku wymagające specjalnych rozwiązań dotyczących bezpieczeństwa pracy; właściwej odstawy urobku oraz zabezpieczeń obudowy i urządzeń maszynowych. Czoło ściany przy nachyleniu 0 do 30° jest zawsze prostoliniowe. Przy nachyleniach po­wyżej 30° stosowane są również, ale nie zawsze, czoła ustępliwe.

W polskich zagłębiach węglowych eksploatowano w 1992 r. pokłady o następujących

grubościach: nachyleniach:

0 - 150 cm 18,1% 0 - 5° 36,3%

150 - 350 cm 62,7% 6=15° 50,8%

350 - 700 cm 13,1% 16=30° 11,5%

powyżej 700 cm 6,1% powyżej 30° 1,5%

System wybierania ścianowy podłużny z zawałem stropu jest w polskim górnictwie węglowym najbardziej rozpowszechnionym systemem wybierania.

Temat 1.7.3.2. Opis systemu przy nachyleniu pokładu od 0 do 30°.

Pole wybierania. Stanowi ono część pokładu, którego pochyłą wyso­kość wyznaczają najczęściej chodniki: podstawowy i wentylacyjny określonego poziomu wydobywczego, a długość (wymiar po rozciągłości) wybieg ścian (rys. 1.12a). Ograniczenie pola wybierania mogą stanowić uskoki, filary ochronne, granice obszaru górniczego, stare zroby itp.

Przy systemie ścianowym podłużnym 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 (rys. 1.12a), jeśli natomiast czoła ścian przesuwają się od wyrobisk udostępniających do granicy pola wybierania, mówi się o wybieraniu do pola (rys. 1.12b).

Roboty przygotowawcze (rys. 1.12). Roboty te w systemie ścianowym podłużnym z zawałem stanowią:

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

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

być proste (ze względu na odstawę taśmową), a w miarę możliwości powinny być równoległe dla zapewnienia jednako­wej długości ściany;

- przecinka ścianowa, z której rozpoczynana jest ściana, połączo­na z chodnikiem nadścianowym i podścianowym, dzięki czemu każda ściana ma i musi mieć dwa połączenia z resztą wyrobisk kopalni.

Jeżeli przyjęto kierunek wybierania od pola, to chodniki przy­ścianowe i przecinka ścianowa muszą być wydrążone przed rozpoczęciem wybierania ściany, przy, czym przecinka drążona jest od granicy pola wybierania.

Przy kierunku 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.

Chodniki przyścianowe obudowuje się najczęściej łukami stalowy­mi ŁP. W pokładach, w których wysokość ściany jest równa wysoko­ści chodników podścianowych, korzystne jest stosowanie stalowej obudowy prostokątnej.

W pokładach zaliczonych do II lub III stopnia zagrożenia tąpania­mi należy stosować obudowę stalową podatną.

W przypadku konieczności utrzymania chodników przyściano­wych w czasie wybierania ścian stosowana jest dodatkowa ochrona chodników od strony zawału ściany za pomocą:

- stosów drewnianych wypełnionych kamieniem (rys. 1.13),

- kolumn betonowych układanych z tzw. placków górniczych (rys. 1.14),

- wzmocnienia chodnika podciągami - jednym zabudo­wanym w osi chodnika i podpartym stojakami, drugim wzma­cniającym obudowę chodnika od strony zawału podbudowa­nym stojakami kontrującymi (rys. 1.15); sposób ten najmniej pracochłonny zapewnia najlepsze warunki utrzymania chod­nika.

W uzasadnionych przypadkach stosuje się wzdłuż wymienionych zabezpieczeń pas podsadzki suchej, hydraulicznej lub specjalnej (pasy podsadzki anhydrytowej).

Długość ścian podłużnych wyznaczona jest odległością chodników przyścianowych. Obecnie w polskim przemyśle węglowym wybiera się ściany długości od 150 do 250 m. W uzasadnionych przypadkach długość ściany może być mniejsza lub większa.

Wybieranie pola. Pole wybierania może być wybierane jedną ścianą lub grupą ścian. Przy wybieraniu pola (pietra lub podpiętra) 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 (rys. 1.16), przy czym w przy­kładzie pokazanym na rysunku ściana wyższa wyprzedza ścianę niższą.

Wyprzedzanie to przy wybieraniu ścian 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.

W pokładach o małym nachyleniu stosuje się wybieranie parami ścian, zwanych również ścianami podwójnymi albo bliźniaczymi. Para ścian ma jeden wspólny chodnik transportowy (odstawczy) będący chodnikiem podścianowym dla ściany wyższej, a nadścianowym dla ściany niższej. Zazwy­czaj jedna ze ścian wyprzedza drugą o 5 do 10 m.

Rys. 1.16. Wybieranie pola grupą ścian.

Kierunek wybierania ścian. Przyjęcie kierunku wybierania ścian do pola pozwala na szybsze przygotowanie pola do wybierania, niemniej stwarza duże trudności przy utrzymaniu chodników przyścianowych narażonych na deformacje przez ciśnienia powstałe w otoczeniu wybranej przestrzeni. Gorsze są również warunki przewietrzania (gdyż część powietrza przepływa przez zroby), większa jest możli­wość powstania pożaru (przez samozapalenie węgla w zrobach) i trud­niejsze jest jego opanowanie. Ściany wybierane do pola mogą na­trafić w swym wybiegu na nierozeznane uskoki, wyklinienia, prze­rosty itp.

Trudności tych nie napotyka się przy wybieraniu od pola. Nie­mniej jednak czas przygotowania ścian wybieranych od pola jest dłuższy i przy dużych wybiegach występują problemy z odrębną wentylacją w czasie drążenia chodników przyścianowych oraz prze­cinek ścianowych.

W pokładach tąpiących fala maksymalnego ciśnienia przesuwająca się w caliźnie węglowej przed ścianą wywołuje lokalnie zwiększone ciśnienia w chodnikach przyścianowych przed ścianą, powodując niekiedy ich zawał i odcięcie ludzi pracujących w ścianie. Dlatego tez w pokładach silnie tąpiących wskazany jest kierunek wybierania do pola z chodnikami utrzymywanymi w zrobach, a więc w strefie odprężonej.

Temat: 1.7.3.3. 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 (rys. 1.17a) lub stropo­wo-schodowe (rys. 1.17b).

Stosowanie kombajnów wymaga prostoliniowego czoła ściany, przy czym dla ułatwienia pracy maszyny linia czoła ściany przechyla się górą w kierunku calizny o kąt 3 do 5° od kierunku nachylenia pokładu. Maszyna „trzyma się" wtedy lepiej calizny węglowej, gdyż własny ciężar dociska ją do węgla.

W czasie urabiania kombajnem ludzie nie mogą przebywać poniżej maszyny urabiającej, gdyż byliby narażeni na uderzenie zsuwającym się urobkiem.

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 ściany 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. Zazwyczaj ostatnie dwa stopnie (najniższe) przy chodniku podścianowym mają wyprzedzenie większe, aby zsuwający się węgiel nie zasypał wyjścia ze ściany.

Długości ścian w pokładach silnie nachylonych oraz stro­mych są mniejsze i wynoszą przeważnie 60 do 120 m, niekiedy do 180 m.

System ścianowy podłużny z zawałem stropu w pokładach silnie nachylonych i stromych w Polsce stosowany jest bardzo rzadko.

1.73.4. Urabianie

W ścianach podłużnych węgiel można urabiać:

- ręcznie kilofami (przy współczynniku zwięzłości f< 1,25) lub młotkami pneumatycznymi (przy f< 1,5),

- robotą strzelniczą,

- mechanicznie kombajnami lub strugami.

Urabianie robotą strzelniczą. Na rys. 1.18 pokazano metrykę strzałową ściany urabianej o prostoliniowym czole przodku.

Otwory strzałowe rozmieszczone są wzdłuż linii równoległych do spągu, przy czym w pokładach grubości do 1,0 m wystarcza jedna linia otworów, przy grubości 1,0 do 2,0 m dwie, a przy grubości 2,0 do 3,0 m - trzy linie otworów. Odległość otworów dolnego rzędu od spągu wynosi od 0,7 do 0,8 m. Otwory strzałowe wierci się zazwyczaj równolegle do spągu, nachylając je pod kątem 70 do 80° do linii czoła przodku w kierunku wzniosu.

Otwory odpala się seriami najpierw w dolnym, a potem w wyższych rzędach (strzelanie na zbicie). Głębokość zabioru, w zależności od wytrzymałości skał stropowych, wynosi od 1,2 do 2,4 m.

Przy stropach słabszych prowadzi się urabianie blokami (rys. 1.19). Urabianie rozpoczyna się wykonaniem wnęk szerokości 2,0 do 4,0 m, przy czym każdy zespół roboczy (2 do 3 pracowników) wykonuje swoją wnękę.

Po wybraniu węgla i zabudowaniu wnęki zespół prowadzi dalsze urabianie, wydłużające wykonaną wnękę aż do granicy przydzielonego mu bloku (odcinka ściany długości 6 do 15 m).

Zużycie materiału wybuchowego przy urabianiu metodą strzel­niczą wynosi średnio 250 g/t urobku.

Urabianie robotą strzelniczą stosowane, jest obecnie w ścianach, gdzie stwierdza się silny wzrost naprężeń górotworu sygnalizujący możliwość tąpań (strzelanie wstrząsowo-urabiające).

Urabianie kombajnami. Dzięki wyeliminowaniu pracochłonnych oraz uciążliwych czynności, jakimi są wiercenie otworów strzałowych i ładowanie urobku, kombajny znalazły powszechne zastosowanie jako maszyny urabiające w ścianach węglowych.

Zakres stosowania kombajnów ścianowych w polskim górnictwie węglowym obejmuje pokłady grubości 0,6 do 3,5 m, o nachyleniu od 0 do 25°. Obecnie stosuje się wyłącznie kombajny plytkozabiorowe o zabiorach 0,6 i 0,8 m.

Kombajny pracują wydajnie w węglu o urabialności f<2,0. W mia­rę wzrostu wskaźnika urabialności wydajność maszyny zmniejsza się i awaryjność wzrasta. Można temu zapobiec stosując tzw. strzelanie wyprzedzające małymi ładunkami, powodując zruszenie, (ale nie uro­bienie) calizny węglowej.

Urabianie, zależnie od typu kombajnu, może być prowadzone jednokierunkowo lub dwukierunkowo, przy czym starsze typy zapewniają tylko urabianie jednokierunkowe. Niektóre kombajny ramiono­we, jak np. KWB-3R Famur, urabiają czoło ściany dwukierunkowo, ale nie równocześnie na całej jej wysokości. Posuwając się w jednym kierunku (z podniesionym ramieniem) urabiają górną warstwę pokładu, a w drodze powrotnej (z opuszczonym ramieniem) warstwę dolną przyspągową. Praca dwukierunkowa jest bardziej efektywna, gdyż zapewnia większy postęp ściany oraz większe wydobycie.

Stosowane obecnie nowoczesne kombajny dwuramionowe nie wymagają wykonywania wnęk kombajnowych.

Urabianie kombajnami starszych typów wymagało wykonania wnęk kombajnowych, z których kombajn rozpoczynał urabianie.

Zazwyczaj wykonywane były dwie wnęki, jedna przy chodniku podścianowym (dolna), druga przy nadścianowym (górna). Wnęki, oprócz umożliwienia rozpoczęcia urabiania, stanowi­ły miejsce lokalizacji napędów przenośnika ścianowego, umożliwiając przesunięcie go do czoła ściany.

Rys. 1.20. Wnęka ścianowa - dane charakteryzujące jej wielkość

a - długość wnęki,

b - głębokość wnęki,

r- rozpiętość wnęki

Wnękę ścianową określają cztery wymiary: długość, głębokość, wysokość i rozpiętość (rys. 1.20):

- długość wnęki „a” to odległość mierzona wzdłuż czoła ściany pomiędzy ociosem chodnika przyścianowego a miejscem, gdzie czoło wnęki wyprzedza czoło ściany (zwykle nie przekracza 5 m),

- głębokość wnęki „b” to odległość pomiędzy linią czoła ściany a linią czoła wnęki (najczęściej wynosi 2 do 3 m),

- wysokość wnęki to odległość między spągiem i stropem wnęki,

- rozpiętość wnęki „r” to odległość między czołem wnęki a zrobami.

Przepisy bezpieczeństwa ograniczają rozpiętość wnęki do 8 m i to pod warunkiem odpowiedniego wzmocnienia obudowy.

Nowoczesne kombajny urabiające dwukierunkowo przystosowane są do samowcinania się w caliznę węglową, przy czym wcięcie może nastąpić w dowolnym odcinku ściany. Zastosowanie tego typu kombajnów, obudowy zmechanizowanej z krokiem wstecz oraz prze­nośników ścianowych o napędach z silnikami zabudowanymi prosto­padle do osi przenośnika pozwala na uniknięcie wykonywania wnęk, co daje duże oszczędności robocizny, gdyż wnęki urabia się metodą tradycyjną, tj. robotami strzelniczymi.

Sposób zawrębiania kombajnu przy bezwnękowym wybieraniu ściany pokazano na rys. 1.21.

W fazie wyjściowej (faza 1), gdy kombajn zakończył urabianie poprzedniego skrawu, przenośnik ścianowy nie jest dosunięty do czoła ściany na ostatnich kilkunastu metrach. Z tej wyjściowej pozycji kombajn zaczyna posuwać się w przeciwnym kierunku, wcinając się od punktu A stopniowo w caliznę węglową coraz głębiej aż do uzys­kania pełnego zabioru (punkt B).

Następnie kilka metrów ura­bia pełnym zabiorem (faza 2), po czym powtórnie zmieniając kieru­nek posuwa się w stronę koń­cówki przenośnika, wcinając się w punkcie B w węgiel stopniowo aż do uzyskania pełnego zabioru w punkcie A.

Rys. 1.21. Schemat samozawrębienia się kombajnu

Ostatnie metry przed końcówką przenośnika kombajn urabia pełnym zabiorem (faza 3), a następnie ponownie zmienia kierunek posuwu i od punktu C rozpoczyna normalne urabianie.

Niekiedy pomimo zastosowania kombajnu przystosowanego do urabiania bezwnękowego, wykonanie wnęk (jednej lub dwóch) jest konieczne z uwagi na niedostateczne wymiary chodników przyściano­wych - niepozwalające na umieszczenie w nich napędów przenośnika ścianowego - silne deformacje chodnika ścianowego, brak napędów o układzie prostopadłym silników itp.

W pokładach o większym nachyleniu wykonanie wnęki staje się zwykle koniecznością z uwagi na trudności pomieszczenia napędu w chodniku.

W pokładach metanowych ściany zawałowe należy prowadzić bez wnęk kombajnowych.

W ścianach nachylonych pod kątem większym od 12° kombajn powinien być zabezpieczony przed zsunięciem się kołowrotem bez­pieczeństwa typu KBH z liną o co najmniej sześciokrotnym współczynniku bezpieczeństwa. Zadaniem kołowrotu bezpieczeństwa jest przytrzymywanie kombajnu na stale naprężonej linie, a w przypadku pęknięcia cięgna zasadniczego zapobieżenie zsuwaniu się kombajnu w dół.

W pokładach o nachyleniu powyżej 35° maszyny urabiające i ładujące, niezależnie od zabezpieczeń podanych poprzednio (koło­wrotów bezpieczeństwa), powinny mieć konstrukcję specjalną do­stosowaną do pracy w pokładach stromych.

Urabianie strugami. Pełną mechanizację urabiania i ładowania w ścianach uzyskuje się również przez zastosowanie strugów. Stosuje się strugi krajowe: SWS-4, SWS-4u, SWS-4/E190, SWS-4M, SWS-6, SWS-6N, SWS-385, SWS-34SM oraz strugi zagraniczne, np. Westfalia Lunen, Gleithobel i in. Wymienione strugi pracują w ścianach niskich i średniej grubości.

We wszystkich przypadkach strugi węglowe urabiają węgiel dwu­kierunkowo, przy czym przy urabianiu strugami krajowymi wykonuje się w ścianach dwie wnęki. Przy stosowaniu strugów Gleithobel wykonuje się jedną lub dwie wnęki, pomimo przystosowania ich do pracy bezwnękowej.

Strugi węglowe pracują dobrze w węglach łatwo i średnio urabial­nych w pokładach grubości 0,6 do 2,0 m, o nachyleniu do 35°. Przy nachyleniu powyżej 12° obowiązuje stosowanie kołowrotów bezpieczeństwa podobnie jak przy pracy kombajnów.

Temat 1.7.3.5. Ładowanie urobku.

Urobek w ścianach podłużnych można lądować:

- ręcznie,

- strzelaniem na przenośnik zgrzebłowy,

- za pomocą ładowarek, kombajnów i strugów.

W ścianach o nachyleniu powyżej 45° urobek stacza się samoczyn­nie po spągu.

Ładowanie ręczne. Było ono dawniej powszechnie stosowane. W wa­runkach pracy podziemnej, przy ograniczonych wymiarach wyrobiska, różnorodnej wielkości ziarn ładowanego urobku, nierównego spągu, złych warunków klimatycznych, ładowanie ręczne należało do najcięż­szych prac fizycznych w kopalni. Wobec stosunkowo niewielkiej wydajności stanowiło ono również jedną z najbardziej pracochłonnych czynności w procesie wybierania węgla.

Strzelanie na przenośniki zgrzebłowe. Dużym postępem w uspraw­nieniu ładowania i ulżeniem ciężkiej pracy fizycznej w ścianach było wprowadzenie do odstawy przenośników zgrzebłowych, zwłaszcza - mających silną konstrukcję - przenośników pancernych. Przenośniki te bowiem wytrzymują uderzenie odstrzelonym węglem, a uruchomio­ne odstawiają zgromadzony na sobie urobek ze ściany do chodnika podścianowego. Następuje więc po odstrzeleniu samozaładowanie części urobku na przenośnik zgrzebłowy.

Dla zwiększenia efektu samozaładowania:

- zabudowuje się przenośnik zgrzebłowy przy samym czole ściany,

- stosuje się specjalne płyty osłonowe,

- stosuje się tzw. zastawki, czyli obicia z bali, siatek lub stropnic drewnianych.

Płytami osłonowymi (rys. 1.22) przykrywa się przenośnik zgrzebłowy przed wykonaniem odstrzału.

Po odstrzeleniu uruchamia się przenośnik, po czym zdejmuje się płyty osłonowe począwszy od napędu przenośnika. Staczający się urobek zabierany jest przez przenośnik i odstawiany ze ściany.

Zastawki pozwalają na spiętrzenie większej ilości urobku odstrzelone­go na przenośnik. Należy zwracać szczególną uwagę na dokładne ułożenie płyt osłonowych, gdyż skręcenie lub zrzucenie nawet jednej płyty przez od­strzelony urobek może spowodować awarię w pracy ściany. Ponadto należy zwracać uwagę na jakość płyt i nie używać płyt zdeformo­wanych lub uszkodzonych.

Rys. 1.22. Stosowanie płyt osłonowych i zastawek

1 - płyta osłonowa, 2 - zastawka

W sprzyjających warunkach (zwłaszcza w pokładach grubszych od 2 m) stosowanie płyt osłonowych i zastawek pozwala na uzyskanie samozaładowania 40 do 60% urobku. Pozostałą część urobku ładuje się ręcznie lub za pomocą ładowarki.

Ładowanie mechaniczne. Jest ono obecnie najczęściej stosowane dzięki wprowadzeniu maszyn zespołowych, a więc kombajnów i strugów wykonujących czynności urabiania oraz ładowania. Nowoczesne kom­bajny ścianowe mają ładowarki różnych typów (odkładniowe, zgar­niakowe, osłonowe), pozwalające na załadowanie prawie całego uro­bionego węgla.

Niewielkie resztki pozostałe pomiędzy przenośnikiem zgrzebłowym a ociosem ściany usuwa się różnymi sposobami; najczęściej stosuje się do tego celu tzw. kliny ładujące, umocowane do boku przenośnika zgrzebłowego (rys. 1.23).

W czasie przesuwania przenośnika klin oczyszcza spąg, co ułatwia samo przesuwanie przenośnika i zapobiega przedostawaniu się urobku pod przenośnik.

Rys. 1.23. Klin ładujący

W przypadkach, gdy czyszczenie musi być wykonane ręcznie i wymaga wejścia pod czoło, wskazane jest przestrzeganie następują­cych rygorów:

- czoło ściany oberwać i zabezpieczyć rozporami drewnianymi opartymi o stojaki obudowy pola ścianowego,

- wstrzymać urabianie w ścianie i zatrzymać ruch przenośnika. Ponadto wejść pod czoło ściany można tylko na polecenie i w obe­cności osoby dozoru ruchu.

Temat 1.7.3.6. Odstawa urobku i przekładka urządzeń dostawczych.

Sposób odstawy i rodzaj urządzeń odstawczych (przenośników) w ścianach podłużnych zależy przede wszystkim od nachylenia ściany. Przy nachyleniach do 25° stosuje się obecnie wyłącznie przenośniki zgrzebłowe. Przyczyną ich powszechnego stosowania są zalety, jakie wykazują w stosunku do innych dawniej stosowanych w ścianach urządzeń odstawczych (przenośników taśmowych i wstrząsanych), a mianowicie:

- mała wysokość, a więc łatwość ładowania,

- możliwość odstrzelenia na nie urobku, dzięki czemu uzyskuje się samoładowanie,

- możliwość wykorzystania ich jako toru dla maszyny urabiającej,

- możliwość przesuwania przenośnika w nowe pole w całości wraz z maszyną urabiającą.

W ścianach węglowych polskich kopalni węgla kamiennego stosowano przenośniki:

- w pokładach cienkich:

Rybnik-17S/642/TB;

- w pokładach średnich:

Śląsk-180/620, Śląsk-190/642, Samson-180/720, Samson-190/ /742, Samson-NP;

- w pokładach grubych:

Glinik-22S/750/Poltrak II, Rybnik-225/750/90, Rybnik-225/750/Poltrak II, Rybnik-805/BP,Rybnik-225/750/BP/KGS­-245,Rybnik-225/750/Pioma-25/45,Rybnik-225/750/ Pioma­-25/45/Poltrak II, Rybnik-225/750/Poltrak II.

Przenośniki zgrzebłowe w ścianach zabudowuje się w pierwszym polu (przy czole ściany), prostoliniowo. Najkorzystniejsze warunki do eksploatacji przenośnika to ściana jednakowej długości, o kierunku prostopadłym do chodników przyścianowych, gdyż taki układ nie wymaga przedłużania ani osiowego przesuwania przenośnika w czasie przekładki.

Dążąc do wyeliminowania wykonywania wnęk kombajnowych i uzyskania toru kombajnu wzdłuż całej ściany, wysuwa się napędy przenośników ścianowych do chodników podścianowych. Ze względu na ograniczone wymiary tych chodników stosuje się przenośniki ścianowe z napędami prostopadłymi do osi przenośnika i odpowied­nio skróconymi korytami klinowymi.

Wysunięcie napędów przenośnika do chodnika przyścianowego wymaga częstokroć przybierki spągu, a niekiedy (zwłaszcza w chodniku nadścianowym) nawet przebudowy. Jeżeli jest ona zbyt kosztow­na i hamuje postęp ściany, to korzystniej jest wykonać wnękę.

Przemieszczenie przenośników zgrzebłowych w ścianach (tzw. przekładka) może być dokonywane z rozbieraniem na części lub w całości. Przekładka z rozbieraniem na części jest bardzo pracochłon­na i pochłania dużo czasu, dlatego też została niemal całkowicie zastąpiona przesuwaniem przenośnika w całości. Może on być przesu­wany frontalnie, czyli cały unieruchomiony ciąg przenośnika, lub stopniowo w czasie pracy przenośnika.

Nowoczesne przenośniki ścianowe przystosowane są do przesuwa­nia stopniowego. Przesuwa się je za pomocą przesuwników mechani­cznych napędzanych wiertarką (PCM-3000), przesuwników hydrauli­cznych o zasilaniu centralnym (PH-4, PH-6, PH-12) lub obudową zmechanizowaną.

Przesuwniki mechaniczne stosuje się obecnie stosunkowo rzadko, przeważnie w ścianach z obudową stojakami ciernymi. Częściej używane są przesuwniki hydrauliczne, stosowane w ścianach z obudo­wą stojakami SHC. Przesuwniki rozmieszcza się wzdłuż przenośnika w odstępach 4,5 do 6 m (rys. 1.24), zagęszczając je przy napędach. W ścianach zmechanizowanych obudowa zmechanizowana połą­czona jest cylindrami przesuwającymi z przenośnikami tak, że przesunięcie obudowy powoduje przesunięcie przenośnika. Przesunięcie przenośnika rozpoczyna się zawsze od przesunięcia napędu. Przy nachyleniu ściany do 16° napędy umieszcza się na płozach, które ślizgają się po spągu. Jeżeli napęd jest wysunięty do chodnika, w którym pobrano spąg, to podbudowuje się go specjalnym urządzeniem, tzw. stacją podtrzymująco-przesuwającą. Zadaniem jej jest nie tylko podbudowanie napędu, ale również ułatwienie jego przesunięcia. W przypadku nachylenia ściany powyżej 16° górna stacja przy­stosowana jest do zakotwienia napędu przenośnika, w celu zabez­pieczenia go przed spełzaniem. Obecnie stosuje się stacje podtrzymu­jąco-przesuwające typów SKP-1; SKP-2 i HPP-1.

Przy nachyleniu ścian od 25 do 45° do odstawy stosuje się przenośniki hamujące (talerzowe), przy nachyleniach od 30 do 45° odstawa urobku dokonywana może być rynnami stałymi (martwymi), a przy na­chyleniach powyżej 45° węgiel stacza się samoczynnie po spągu.

Temat 1.7.3.7. Obudowa

W obudowie ścian wyróżnia się:

- obudowę pola ściany, zwaną potocznie obudową ściany,

- obudowę wylotową ściany, a więc skrzyżowań chodników przyścianowych z wyrobiskiem ścianowym,

- obudowę wnęk.

Obudowa pola ściany. Pole ściany można obudować zestawami zwykłymi lub zestawami zmechanizowanymi. Zestawy zwykle (odrzwia) mogą być wykonane z drewna lub metalu.

Obudowa drewniana, dawniej powszechnie używana w ścianach zawałowych, stosowana jest obecnie prawie wyłącznie w pokładach stromych lub silnie nachylonych.

W pokładach o nachyleniu mniejszym od 30° stosowana była najczęściej w układzie poprzecznym, przy czym linie zawału za­bezpieczano stosami rozbieralny­mi drewnianymi lub stalowymi (rys. 1.25). Obudowa drewniana została niemal całkowicie zastą­piona przez obudowę metalową.

Rys. 1.25. Ściana podłużna z obudową drewnianą poprzeczną i zabezpieczeniem linii zawału stosami rozbieralnymi

1 - stosy rozbieralne

Obudowa drewniana w ścia­nach silnie nachylonych i stro­mych. Stosowanie w tych warun­kach obudowy drewnianej uzasa­dnione jest niebezpieczeństwem i uciążliwością, jakie stwarza obu­dowa stropu ze względu na swoją masę, tym bardziej, że nacisk stro­pu na obudowę jest tu znacznie mniejszy niż w pokładach o ma­łym nachyleniu i stojaki spełniają właściwie tylko zadanie rozpór. Stawia się je na ogół prostopadle do upadu.

Gdy jednak strop wykazuje tendencję do pełzania, wtedy przechyla się je górą w kierunku wzniosu o 5 do 10° od kierun­ku prostopadłego do nachylenia (rys. 1.26a).

Strop pełzając w dół powo­duje doprowadzenie stojaka do kierunku prostopadłego i tym sa­mym podbija stojak mocniej pod stropnicę. Jeśli pełza spąg, to stojakom nadaje się odchylenie dolnym końcem (rys. 1.26b).

W pokładach silnie nachylonych i stromych najczęściej stosuje się obudowę odrzwiami drewnianymi w układzie podłużnym. Odrzwia złożone są ze stropnicy (połowica lub okrąglak) 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 (rys. 1.27) opinającą stropnicami i okładzinami zarówno strop, jak i spąg (spągnicami). Stojaki obudowy ramowej oparte są na spągnicy w specjalnie wycię­tych gniazdkach.

Przy wybieraniu pokładu stromego systemem schodowo-stropo­wym górny ocios schodu opina się stojakami (organami) w celu niedopuszczenia do opadania węgla z ociosu, co stwarzałoby duże niebezpieczeństwo dla ludzi pracujących poniżej. Niekiedy nie wystar­cza opięcie stojakami i konieczne jest wzmocnienie ich zastrzałami (rys.1.28).

Wzmocnienie od strony zawału wykonuje się ustawiając wzdłuż linii zawału stosy przenośne z kantówki. W celu niedopuszczenia do przesuwania się ich elementów (belek) stos opiera się o stojaki zabudowane w sposób pokazany na rys. 1.29.

Obudowa metalowa indywidualna pola ścianowego. Stosowana jest wyłącznie w ścianach o nachyleniu od 0 do 35° i wysokości od 0,7 do 3,5 m wszędzie tam, gdzie warunki zalegania i względy ekonomiczne nie pozwalają na wprowadzenie obudów zmechanizowanych.

Obudowy indywidualne w ścianach o zmechanizowanym urabia­niu muszą zapewniać czoło ściany wolne od stojaków w każdej fazie wybierania. Wymagania te spełniają obudowy stalowe członowe w układzie w trójkąt, w zakos i w linię ze stropnicami wysięgnikowymi.

Pole ściany prowadzonej z zawałem stropu ograniczone jest calizną węglową stanowiącą czoło ściany, a po przeciwnej stronie linią zawału.

Ciśnienia, jakie występują w nim, są wynikiem nacisku warstw skalnych, których dolną powierzchnię stanowi strop ściany, a górną powierzchnia sklepienia ciśnień. Wysokość naciskających warstw wy­nosi około 2,5- do 3-krotnej wysokości ściany. Warstwy te tworzą wspornik nad polem ściany wywierając ciśnienie na obudowę - najmniejsze w czole ściany i wzrastające w stronę zawału. Stąd też 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.

Warunkiem utrzymania równowagi skał i zachowania pola ścianowego jest utrzymanie w nim obudowy o odpowiedniej podpor­ności. Zasadniczym czynnikiem jest tu zagęszczenie obudowy, czyli liczba stojaków przypadających na 1 m stropu pola ściany. Liczba ta dla danego układu obudowy zależy od odległości wzajemnej rzędów obudowy (tzw. podziału) oraz od długości stosowanych stropnic. W polskim górnictwie węglowym stosuje się podziały 0,6, 0,7, 0,8 i 1,0 m.

Dla wszystkich układów obudowy członowej ścian w pełnym cyklu pracy można wyróżnić trzy następujące po sobie fazy zakładania obudowy ścianowej.

Faza I - wyjściowa, w której obudowa ściany złożona jest z zabudowanych w trójkąt odrzwi, składających się z dwóch spiętych stropnic członowych podpartych każda jednym stojakiem; co druga stropnica sięga czoła ściany i co druga sięga zawału; w tej sytuacji urabia się caliznę węglową, w wyniku czego następuje obnażenie pasa stropu na szerokości zabioru; strop ten zabezpiecza się stropnicami członowymi podwieszonymi na strzemionach - stwarza to nowy obraz obudowy (faza II);

Faza II - rozpiętość ściany zwiększyła się o jeden zabiór; co drugie odrzwia złożone są z trzech stropnic, z których przyczo­łowe podwieszone są na strzemionach. W fazie tej następuje ładowanie urobku, czyszczenie wybranego pola i przesunięcie przenośnika do czoła ściany; stropnice przyczołowe, stanowiące, wierzchoł­ki trójkątów, podbudowuje się stojakami uzyskując stan obudowy fazy III;

Faza III - obudowa składa się z odrzwi członowych złożonych na przemian z dwóch lub trzech stropnic podpartych stojakami; przenośnik jest w czole ściany; w fazie tej następuje rabowanie przyzawałowych członów obudowy (stropnic i stojaków), w wyniku czego uzyskuje się stan wyjściowy i zamknięcie cyklu.

Rozpiętość pola ściany i gęstość obudowy członowej w kolejnych fazach pracy ściany podano w tabl. 1.1.

Przy ustalaniu rodzaju i gęstości obudowy należy brać pod uwagę, oprócz zadania podparcia stropu, również możność swobodnego poruszania się ludzi w ścianie.

Przy stosowaniu stropnic członowych należy bezwzględnie przestrzegać zasady łączenia stropnic ze sobą. W przypadkach, gdy warunki geologiczno-górnicze nie zezwalają na łączenie stropnic ze sobą, należy obudowę wzmocnić, np. przez postawie­nie dodatkowych odrzwi drewnianych. W razie konieczności zabezpiecza się pola ściany na krawędzi zawału za po­mocą pojedynczych lub podwójnych łamaczy (rys. 1.30).

Rys. 1.30. Różne sposoby zabezpieczenia linii zawału

a - pośredniaki (łamacze),

b - bliźniaki,

c - pośredniaki z bliźniakami,

d - obudowa zaporowa (dodatkowe wąskie odrzwia)

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).

W przypadkach bardzo słabego stropu bezpośredniego, zwłaszcza, gdy towarzyszy mu mocny strop zasadniczy, konieczne jest przypięcie w pułapie ściany warstwy węgla wybieranego pokładu, pod warun­kiem, że węgiel ten wykazuje odpowiednią zwięzłość (f> 1,2).

Główny Instytut Górnictwa opracował zakresy stosowania stalo­wych obudów ścianowych indywidualnych, na podstawie, których dla określonej wysokości ściany i rodzaju skał stropu bezpośredniego można dobrać odpowiadającą im obudowę (układ obudowy, długość stropnic, rodzaj stojaków, podział obudowy i zabezpieczenie pola ścianowego od zawału).

Obudowa zmechanizowana pola ścianowego. Znalazła ona w ostat­nich latach szerokie zastosowanie w polskim górnictwie węglowym. Obecnie obudowy zmechanizowane stosuje się wszędzie tam, gdzie są możliwości ich racjonalnej, ekonomicznie opłacalnej lokalizacji. Lokalizacja obudowy zmechanizowanej wymaga:

- dużego wybiegu ściany, co uzasadnione jest dużymi nakładami finansowymi (duży koszt obudowy) oraz kosztami instalacji,

- regularnego zalegania pokładu, gdyż wszelkie zaburzenia tek­toniczne, a zwłaszcza uskoki, powodują zahamowanie normal­nego biegu ściany i przy zmniejszonym wydobyciu pomniej­szają efekt ekonomiczny wprowadzenia obudowy lub dają wyniki wręcz negatywne.

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 przeznaczone są do utrzymywania wyrobiska ścianowego o dużej rozpiętości stropu od 4 do ponad 5 m, w związku z czym przejmują one ciśnienia pochodzące zarówno ze stropu bezpośredniego, jak i stropu zasadniczego.

Obudowy podporowe nie są obecnie stosowane do eksploatacji z zawałem stropu. Polskie fabryki maszyn górniczych produkują obudowy podporowe przystosowane wyłącznie do eksploatacji z pod­sadzką hydrauliczną.

W systemach zawałowych obecnie stosuje się powszechnie obudo­wy osłonowe i osłonowo-podporowe. Dobre podparcie stropu oraz całkowite zabezpieczenie pracującej załogi od strony zawału stanowią ich główne zalety.

Przy obudowach osłonowych wyrobisko ścianowe osiąga roz­piętość 2,0 do 3,5 m, przy obudowach osłonowo-podporowych 3,5 do 4,0 m. Na rys. 1.31 pokazano ścianę z obudowę zmechanizowaną osłonową typu Glinik-0,8/22-Oz.

Obudowy osłonowo podporowe łączą w sobie cechy obudowy pod­porowej i osłonowej oraz utrzymują wyrobiska ścianowe o rozpiętości stropu od 3,5 do 4,0 m.

Wprowadzenie obudowy zmechanizowanej oraz ustawienie jej w przecince ścianowej stanowi trudną i odpowiedzialną operację z uwagi na wielką masę zestawów zmechanizowanych.

Zazwyczaj przecinka ścianowa drążona jest jako chodnik węglowy w obudowie prostokątnej lub lukowej, z którego następnie przybiera­jąc jednego ociosu wykonuje się chodnik przyległy w obudowie prostokątnej (rys. 1.32).

Rys. 1.32. Przygotowanie przecinki ścianowej do wprowadzenia obudowy zmechanizowanej

Obudowa prostokątna złożona jest ze stropnic drewnianych lub stalowych prostych podpartych stojakami drewnianymi lub, stalo­wymi. Szerokość przecinki ścianowej musi zapewniać swobodne i bezpieczne manewrowanie wprowadzonymi do niej zestawami obu­dowy zmechanizowanej. Przedstawiona na rys. 1.32 przecinka wyko­nana dla wprowadzenia obudowy RHS-17/36L (Thyssen) ma szerokość 7,2 m.

Zestawy obudowy zmechanizowanej lub ich części transportuje się do przecinki i w przecince (na miejsce przeznaczenia) na platformach za pomocą kołowrotów. Po dojechaniu na miejsce platformę unieru­chamia się przez przymocowanie jej łańcuchem do szyn, a następnie ściąga się zestaw z platformy kołowrotem lub przesuwnikami hyd­raulicznymi.

Ustawienie zestawu w przecince ścianowej we właściwym położeniu wymaga obrócenia go o kąt 90°. Przed dokonaniem tej czynności obudowę przecinki w miejscu obracania wzmacnia się przez zabudo­wanie podciągów (rys. 1.33).

Zestaw obudowy obraca się za pomocą przesuwników hydraulicz­nych. W czasie obracania zestawu zachodzi konieczność przestawienia stojaków, przy czym należy przestrzegać zasady, aby podciągi były w każdej chwili podbudowane, co najmniej trzema stoja­kami.

Po ustawieniu zestawu w przewidzianym położeniu należy podłączyć do niego zasilanie hydrauliczne i rozeprzeć pod stropem. W miarę ustawiania i rozpierania zestawów obudowy buduje się równolegle trasę przenośnika oraz łączy ją z zestawami obudowy.

Stojaki 1 do 9 przebudowywane są sukcesywnie w miarę obracania zestawu

Rys. 1.33. Obracanie zestawu obudowy zmechanizowanej Fazos-12/28-Oz w prze­cince ścianowej

I - położenie zestawu Fazos-12/28-Oz bezpośrednio po zdjęciu go z platformy,

II - kolejne położenia zestawu w czasie

IV - obracania go o kąt 90°;

Coraz częściej dla wprowadzenia obudów osłonowych drąży się przecinkę w obudowie ŁP10. Tak duża szerokość wyrobiska pozwala na swobodne manewrowanie zestawami obudowy.

Montaż, wprowadzenie i ustawienie zestawów obudowy zmechani­zowanej przy zbrojeniu i likwidacji ścian ułatwia zespół Obudomont, którego główny element stanowi podwieszona kolejka szynowa.

Obudowę zmechanizowaną należy obsługiwać zgodnie z wytycz­nymi eksploatacji, obowiązującymi dla danego typu. Zestawem steruje się najczęściej za pomocą usytuowanych na nim przyrządów stero­wniczych.

Obsługę stanowiąc mogą tylko pracownicy przeszkoleni specjalnie w zakresie budowy i obsługi danej obudowy. Przodowym zespołu pracowników zatrudnionych przy przestawianiu obudowy, jak i prze­kładce przenośnika musi być, co najmniej górnik przodowy.

Obsługa obudowy zmechanizowanej powinna stale obserwować strop, czoło ściany i stan obudowy.

Przed przesunięciem obudowy należy sprawdzić:

- stan obudowy, zwłaszcza szczelność węży,

- czy strop jest wolny od przypieczonego i zwisającego węgla,

- czy w polu, do którego ma być przesunięty przenośnik, nie ma zbyt dużo urobku,

- czy przesuwnik przenośnika jest z nim właściwie połączony (prostopadle),

- oraz wyklocowac ewentualne wyrwy w stropie.

Przesuwanie obudowy:

- przed przesunięciem obudowy obniżyć zestaw (wyrabować stojaki) na, tyle, aby stropnice w czasie przesuwania nie napotykały oporu,

- przenośnik powinien być dosunięty do czoła ściany tak, aby odległość klinów ładujących od ociosu wynosiła 5 do 10 cm,

- przed przesunięciem sekcji należy dokładnie oczyścić spąg pomiędzy zastawką przenośnika a spągownicami, przesunąć sekcję obudowy na cały skok urządzenia przesuwnego (po przejechaniu kombajnem na odległość nie mniejszą jak 15 m),

- po przesunięciu zestawu należy rozeprzeć go pod stropem.

Obudowa skrzyżowań chodników podścianowych ze ścianą. Wybieranie ściany powoduje występowanie zwiększonych ciśnień w chodnikach przyścianowych, zwłaszcza w rejonie ich skrzyżowań z wyrobiskiem ścianowym. Ich skutkami są: zaciskanie wyrobisk, odspajanie warstw stropowych, wyciskanie spągu oraz deformacja obudowy.

Odcinek chodnika przyścianowego, w którym te odkształcenia występują, oraz sąsiadujący z nim odcinek ściany określa się jako strefę skrzyżowania ściany z chodnikiem (rys. 1.34). Wnęki ścianowe, jeśli są wykonywane, należą do strefy skrzyżowania ściany z chodnikiem.

Rys. 1.34. Strefa skrzyżowania ściana-chodnik przy systemie wybierania bezwnękowym (a) i z wnęką (b)

A, B, C - pola, dla których oddzielnie określa się schemat obudowy,

r - rozpiętość ściany

Obok czynników natury geologicznej na wielkość ciśnień w strefie skrzyżowania ściany z chodnikiem istotny wpływ ma również:

- sposób wybierania ściany - z wnęką, bez wnęki - gdyż wnęka zwiększa rozpiętość ściany na odcinku swej długości, co powo­duje zwiększenie ciśnień; im głębsza jest wnęka, tym rozpiętość ściany większa i ciśnienie większe;

- otoczenie chodnika zrobami; otoczenie to może być jedno­stronne (przy ścianach wybieranych od pola) lub dwustronne (przy ścianach wybieranych do pola); dwustronne otoczenie zrobami stwarza możliwości występowania większych ciśnień w utrzymywanym chodniku przyścianowym;

- sposób obudowy strefy skrzyżowania; obudowa ta powinna cechować się dużą podpornością, podatnością oraz stabilnością.

Na rys. 1.35 przedstawiono sposób obudowy skrzyżowania ścia­na-chodnik, w którym ściana prowadzona jest z wnęką, a chodnik w obudowie ŁP przewidziany jest do utrzymania.

Rysunek 1.36 pokazuje sposób obudowy ściana-chodnik, w którym ściana jest, bezwnękowa, a chodnik w obudowie ŁP przewidziany jest do utrzymania.

Skrzyżowanie ściany z chodnikiem przemieszcza się z postępem ściany. W jego strefie przesuwa się napęd przenośnika ścianowego, co wymaga sukcesywnego usuwania elementów podporowych obudowy chodnikowej przy wlocie do ściany (stojaków, łuków przyociosowych), aby usuwanie to nie powodowało osłabienia podporności i stabilności obudowy skrzyżowania, należy ją odpowiednio wzmocnić. Wzmacnia się, więc obudowę chodnika przez zabudowanie podciągów w jego osi. Zaleca się stosowanie podciągów stalowych (szyny 115 mm lub profil korytkowy) i stojaków natychmiast podporowych. W razie występowa­nia większych ciśnień buduje się w osi chodnika dwa podciągi jeden obok drugiego.

Oprócz wymienionych podciągów, w celu wzmocnienia i zapew­nienia stabilności obudowy chodnika przyścianowego, w strefie skrzyżowania buduje się dodatkowe dwa podciągi stalowe zamocowane do obudowy chodnikowej za pomocą obejm (rys. 1.35 i rys. 1.36).

Podciągi te przesunięte względem siebie o połowę długości powin­ny sięgać, co najmniej 2 m przed czoło ściany i około 1 m poza linię zawału. Należy budować je tak, 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. Niezależnie od tych zabezpieczeń wlot ściany zabezpiecza się drewnianymi strop­nicami, budowanymi równolegle do osi chodnika, tzw. stropnicami bezpieczeństwa. Przy utrzymaniu chodnika stosuje się dwa rzędy stropnic bezpieczeństwa (patrz rys. 1.35 i rys. 1.36) przesunięte względem siebie o połowę długości.

W przypadku wykonywania wnęk ścianowych rzędy stropnic bezpieczeństwa powinny znajdować się możliwie najbliżej czoła wnęki (patrz rys. 1.35). Przynajmniej jedna stropnica bezpieczeństwa powin­na zabezpieczać cały odcinek stropu nad przenośnikiem zgrzebłowym. Stosuje się tu stropnice długości 4,5 do 5,0 m.

Pod stropnicami bezpieczeństwa należy zabudować:

- stojaki stalowe natychmiast podporowe (cierne lub hydraulicz­ne) na odcinku między przenośnikiem i czołem ściany,

- stojaki drewniane na odcinku od przenośnika do zrobów. W celu zwiększenia stabilności obudowy skrzyżowania ścia­na-chodnik stosuje się specjalne urządzenia wzmacniająco-wiążące obudowę chodnikową i ścianową oraz stabilizujące obudowę chod­ników przyścianowych w strefie skrzyżowania. Istnieje duża różnorod­ność tego rodzaju urządzeń. Wymienić tu można łączniki typu ROW, kop. Anna (rys. 1.37), Saturn i kop. Grodziec.

Rys. 1.37. Sposób łączenia obudowy chodnikowej z obudowa ściany (typ Anna).

Właściwe i bezpieczne powiązanie obudowy chodnikowej z obudo­wą ścianową uzyskuje się również, stosując stropnice krzyżowe. Dążąc do mechanizacji prac na skrzyżowaniu ściana-chodnik oraz pełnego bezpieczeństwa, konstruktorzy KOMAG wspólnie z pracowni­kami fabryki TAGOR skonstruowali zmechanizowaną obudowę skrzy­żowań. Schemat tej obudowy pokazano na rys. 1.38.

Obudowa wnęk ścianowych. Obudowa wnęki powinna, obok zabez­pieczenia wyrobiska, umożliwiać wykonywanie czynności związanych z przeznaczeniem wnęki. Dlatego też powinna cechować ją odpowied­nia podporność i stabilność oraz łatwość w przestawianiu jej po­szczególnych elementów.

Rys. 1.38. Obudowa zmechanizowana skrzyżowań.

Obudowa wnęki może być taka sama jak obudowa pola ścianowe­go. Najczęściej jest to obudowa stalowa poprzeczna złożona ze stropnic członowych i stojaków natychmiast podporowych ciernych lub hydraulicznych w układzie w trójkąt lub w linię. Przy rozpiętości wnęki powyżej 6 m wskazane jest stosowanie stojaków hydraulicz­nych. Stosuje się stropnice członowe SCBG-G96 lub stropnice Van­värsch.

Zagęszczenie stojaków we wnęce zależy od rodzaju stojaków, od rozpiętości i wysokości wnęki oraz od tego, czy chodnik przyścianowy otoczony jest zrobami jednostronnie lub dwustronnie. Na przykład we wnęce o rozpiętości 6 m i wysokości 2 m jednostronnie otoczonej zrobami zagęszczenie stojaków ciernych powinno wynosić 0,9 stoja­ka/m², a stojaków hydraulicznych 0,5 stojaka/m²; przy otoczeniu zrobami dwustronnym powinno być: stojaków ciernych 1 stojak/m² i stojaków hydraulicznych 0,6 stojaka/m². Wzrost wysokości ściany wymaga większego zagęszczenia stojaków.

W przypadku stosowania obudowy zmechanizowanej można obudować wnękę w sposób przedstawiony na rys. 1.35. Wnęka zabudowa­na jest drewnianymi stropnicami długości 3,5 m prostopadle do czoła przodku. Odległość między stropnicami wynosi 0,7 m. Stropnice drewniane spoczywają na stropnicy obudowy zmechanizowanej i na dwóch stojakach ciernych. W miarę postępu ściany stojaki są rabowa­ne i przesuwane do przodu.

Temat 1.7.3.8. Likwidacja przestrzeni poeksploatacyjnej przez kierowany zawał stropu.

W systemie wybierania prowadzonym z zawałem stropu przestrzeń poeksploatacyjną wypełnia się kamieniem, pochodzącym z zawalo­nych warstw stropowych. Zawał uzyskuje się przez usunięcie obudowy z przestrzeni do likwidacji. Usuwanie elementów obudowy (stojaków, stropnic, opinki) z przeznaczonej do zawalenia części ściany nazywa się rabowaniem. Nazwa rabowanie odnosi się również do zawalania się stropu po ukończonym usunięciu obudowy.

Przez wyrabowanie obudowy i zawalenie nie podpartej części stropu zmniejsza się rozpiętość ściany, co powoduje zmniejszenie ciśnień w polu roboczym ściany oraz zwiększenie bezpieczeństwa pracy. Szerokość załamywanego wzdłuż całej ściany pasa stropu, czyli tzw. krok zawału, odpowiada zazwyczaj, zabiorowi ściany. Rabowanie w ścianie obudowy indywidualnej jest czynnością niebezpieczną, wymagającą dużej ostrożności i doświadczenia od wykonujących ją pracowników. Rabowanie obudowy wykonują ze­społy dwu- lub trzyosobowe, którym przydziela się odcinki ściany długości 15 do 20 m. Pracownicy zespołu muszą posiadać kwalifikacje, co najmniej górnika, a przodowym musi być przodowy górnik rabunkarz. Prace związane z rabunkiem odbywają się pod nadzorem przodowego drużyny rabunkowej. Nie wolno mu brać bezpośredniego udziału w rabunku, powinien natomiast pilnować dokładnego wyko­nania rabunku i bezpieczeństwa pracy.

Osoby niebiorące udziału w rabowaniu powinny znajdować się w bezpiecznej odległości od miejsca pracy rabunkarzy, ustalonej przez przodowego.

Przed przystąpieniem do rabowania przodowy drużyny rabun­kowej obowiązany jest skontrolować stan obudowy w ścianie i w przy­padku stwierdzenia usterek spowodować ich usunięcie. Każdy zespół rabunkowy rozpoczyna rabowanie przydzielonego mu odcinka ściany od postawienia pomocniczej obudowy drewnianej, tzw. stropnicy granicznej, obok obudowy metalowej przeznaczonej do rabowania dla następnego zespołu (rys. 1.39).

Rys. 1.39. Sposób za­bezpieczenia pola przy stropnicach granicznych 1 - stojak drewniany,

2 - zawarcie z połowic lub okorków, 3 - stropnica graniczna

Stojaki cierne rabuje się przez zluzowanie klinów stojaka. W tym celu górnik-rabunkarz uderza kilkakrotnie młotkiem na długim trzonku w kliny stojaka. Stojak luzuje się stopniowo i zsuwa. Wtedy druga osoba zespołu ciągnie go zapiętym uprzednio łań­cuchem, starając się przesunąć go w kierunku rabowanego pola. W przypadku przywalenia stojaka kamieniem stropowym łańcuch wskazuje kierunek położenia stojaka, co ułatwia jego wydostanie ciągarką rabunkową. W czasie wybijania klinów mogą występować nagłe obniżenia stropu o kilka, a nawet kilkanaście centymetrów; może nastąpić obwał. Podczas tej czynności nie wolno opierać głowy o strop lub stropnicę, gdyż grozi to wypadkiem.

Najtrudniejsze jest rabowanie ostatniego stojaka na granicy rabo­wanych odcinków, gdyż na nim koncentruje się nacisk stropu z obu stron. Ułatwia to stropnica graniczna, którą rabuje się po wyrabowa­niu ostatniego elementu stalowego.

Stojaki hydrauliczne rabuje się w następującej kolejności:

- po wprowadzeniu rabownika do gniazdka stojaka wykonuje się część obrotu rabownikiem aż do wyczuwalnego oporu,

- ręcznie lub zaczepionym do rabownika cięgnem wykonuje się dalszy obrót rabownikiem do położenia otwierającego zawór rabujący.

Po wyrabowaniu należy wyjąć rabownik z gniazdka.

Zbicie stropnicy członowej może wykonać tylko górnik-rabunkarz. Drugi pracownik może dokonywać tylko odciągania wylabowanych stojaków lub stropnic z pola zawałowego.

Prace związane z rabowaniem mogą odbywać się w kilku miejs­cach równocześnie, z tym, że odległość między poszczególnymi miejs­cami rabowania nie może być mniejsza od 15 m, a kierunek rabowania musi być jednakowy na całej ścianie.

Przy nachyleniu ściany do 15° rabowanie można prowadzić w kierunku upadku lub po wzniosie, przy nachyleniu natomiast powyżej 15° można rabować tylko po wzniosie.

W przypadku niezałamywania się stropu po wyrabowaniu obudo­wy wzmacnia się obudowę w przestrzeni roboczej i prowokuje zawał przez strzelanie w stropie poza obudową zaporową (odstrzeliwuje się odcinkami po 8 do 10 m).

Brak zawału na szerokości jednego pola wyrabowanej obudowy stalowo-członowej ze stropnicami długości nie większej niż 1,4 m nie wymaga strzelania w stropie wówczas, gdy istnieje uzasadnione prawdopodobieństwo zawału w czasie rabowania obudowy w następnym polu ściany oraz gdy zjawisko to nie występuje na odcinku krótszym od 10 m.

Po zakończeniu prac rabunkowych specjalny pracownik, tzw. liczak, przelicza wyrabowaną obudowę (każdy stojak ma swój numer). Straty obudowy metalowej w ciągu miesiąca nie powinny przekraczać 1 %. W ścianach z obudową zmechanizowaną rabowania dokonuje się przez przesunięcie sekcji obudowy zmechanizowanej.

Temat 1.7.3.9. Rozruch ściany zawałowej

Uzyskiwanie regularnych zawałów jest podstawowym warunkiem bezpiecznego prowadzenia ścian zawałowych. Najtrudniej zawał uzy­skuje się przy rozpoczynaniu wybierania ściany z przecinki ścianowej.

Dla uzyskania zawału stropu zasadniczego, czyli uzyskania tzw. pełnego zawału, konieczne jest przesunięcie czoła ściany na pewną odległość od przecinki ścianowej. W miarę jak odległość ta się zwiększa, ciśnienie na obudowę pola ścianowego wzrasta aż do uzyskania pełnego zawału.

Okres początkowy pracy ściany od jej rozpoczęcia aż do wy­stąpienia pierwszego wzmożonego ciśnienia stropu zasadniczego i uzy­skania pełnego zawału nazywa się okresem rozruchu ściany albo krotko rozruchem ściany.

W pokładach, które określono jako nadające się do wybierania systemem ścianowym z zawałem stropu, pełny zawał powinien nastąpić w czasie potrzebnym do uzyskania wybiegu ściany około 30 m.

Dlatego tez 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.

W okresie rozruchu ściana jest najbardziej niebezpieczna, ponieważ ciśnienia działające na wyrobisko ścianowe są największe, a zawał często przychodzi nagle. Aby nie objął on pola roboczego ściany, należy w okresie rozruchu przedsięwziąć specjalne środki ostrożności. Przede wszystkim należy wzmocnić obudowę ściany i wzmocnić nadzór w ścianie.

W szczególności zaleca się:

- zagęszczenie obudowy,

- wzmocnienie obudowy podciągami,

- strzelanie w stropie w razie braku zawału,

- stawianie dodatkowych łamaczy,

- w warunkach specjalnie trudnych ustawianie stosów,

- wzmożony dozór i obserwację ciśnień,

- ograniczenie postępu ściany, a przy urabianiu kombajnem ograniczenie przestrzeni odkrytego stropu.

Najkorzystniejszy ekonomicznie jest rozruch ściany zawałowej z prze­cinki prostopadłej do kierunku eksploatacji, podczas którego po uzy­skaniu wybiegu kilku do dwudziestu kilku metrów wywołuje się zawał.

Rys. 1.40. Rozpoczynanie ściany zawałowej (rozruch)

a - z przecinki skośnej,

b - przez stopniowe wybranie pasa węgla przy przecince,

c - przez stopniowe wybranie zabierkami pasa przy przecince

W trudniejszych warunkach geologicznych stosuje się również inne sposoby rozruchu ściany, a mianowicie:

- rozpoczynanie z przecinki skośnej (rys. 1.40a) nachylonej do czoła-ściany pod kątem około 30° i stopniowe wydłużanie czoła ściany aż do uzyskania pełnej jej długości,

- stopowe wybranie pasa węgla szerokości 15 do 30 m z wywołaniem zawału w wybranej przestrzeni (rys. 1.40b),

- wybierając podobny pas węgla przy przecince, ale nie ubierką, lecz zabierkami (rys. 1.40c).

Rozruch ściany zostaje zakończony z chwilą uzyskania pełnego zawału w wybranej przestrzeni. O zakończeniu rozruchu ściany decyduje kierownik robót górniczych.

Temat 1.73.10. Przewietrzanie ścian

Przodek ścianowy przewietrza się obiegowym prądem powietrza.. Ilość (wydatek) i prędkość powietrza powinny zabezpieczać normalne warunki klimatyczne oraz właściwy, zgodny z przepisami, skład powietrza.

Zgodnie z przepisami ścianę należy przewietrzać prądem wznoszą­cym. Od zasady tej można odstąpić, jeżeli nachylenie ściany nie przekracza 5° lub mieści się w granicach 5 do 10°, a prędkość powietrza jest większa od 0,5 m/s.

Bardziej efektywne jest przewietrzanie ścian prowadzonych od pola, gdyż przy ścianach prowadzonych do pola występują ucieczki powietrza przez stare zroby. Wskazane jest wtedy uszczelnienie ociosu, chodnika podścianowego płótnem wentylacyjnym, szczelną wykładką z bali lub specjalnie wykonanymi pasami podsadzki utwardzonej (pasy anhydrytowe).

Temat 1.7.3.11. Dostawa i transport materiałów w ścianie.

Materiały do ściany transportuje się najczęściej przewozem kołowym po torach szynowych ułożonych w chodniku nadścianowym lub nadścianowym i podścianowym. Obecnie stosowane są również kolej­ki podwieszane szynowe lub linowe.

W ścianie materiały ciężkie (elementy obudowy zmechanizowanej, zespoły kombajnu itp.) transportuje się po przenośniku pancernym za pomocą wciągarek, kołowrotów elektrycznych i przesuwników hyd­raulicznych.

Materiały lekkie, takie jak drewno, stojaki, stropnice itp., można transportować przenośnikiem zgrzebłowym ścianowym. Jest to czyn­ność niebezpieczna i dokonywać jej należy ściśle według instrukcji opracowanej dla każdej ściany.

W szczególności przed rozpoczęciem transportu materiałów prze­nośnikiem ścianowym należy:

- wstrzymać wydobycie i ruch kombajnu,

- powiadomić załogę ściany i obsługę przenośnika o transporcie materiałów oraz zobowiązać ich do obserwacji przenośnika,

- skontrolować blokadę linkową przenośnika, aby można było zatrzymywać przenośnik z każdego miejsca.

Nie wolno transportować materiałów pod kombajnem, gdyż grozi to zrzuceniem kombajnu lub zerwaniem łańcucha. Materiały należy ładować równolegle do osi przenośnika. Drewno lub inny materiał ma być podawany na przenośnik w ruchu, ale z zachowaniem odstępu miedzy podawanymi elementami, co najmniej 15 m. Miejsca zdejmowania materiałów z przenośnika wyznacza osoba nadzorująca transport.

Najbardziej niebezpieczne przy transporcie stojaków lub innych materiałów długich jest oparcie się transportowanego przedmiotu przednim końcem o obudowę lub o strop: Nacisk zgrzebła przenośnika znajdującego się w ruchu na drugi koniec transportowanego przedmiotu może doprowadzić do wybicia obudowy, zerwania łan­cuchów przenośnika, a nawet do wypadku. Dlatego też nie wolno zdejmować transportowanych przedmiotów od strony przedniego końca, ale zawsze od tylnego i w kierunku przeciwnym do ruchu przenośnika. W razie trudności przenośnik należy zatrzymać i przed­miot zdjąć w czasie postoju przenośnika.

W czasie ruchu przenośnika nie wolno stać lub przechodzić naprzeciw przenośnika ścianowego, aby nie być narażonym na uderze­nie transportowanym, a nie w porę zdjętym przedmiotem.

Temat 1.7.3.12. Organizacja pracy w ścianach prowadzonych z zawałem stropu.

W określonych warunkach geologicznych przy prawidłowo dobranym systemie eksploatacji oraz dopasowanym do tego systemu wyposażeniu maszynowym §ściany, głównym czynnikiem zapewniającym dobre wyniki produkcyjne jest organizacja pracy.

Organizacją robót nazywa się rozmieszczenie w czasie i przestrzeni czynności wykonywanych w przodku chodnikowym lub ścianowym. Organizacja pracy jest to podział czynności pomiędzy poszczegól­nych robotników lub grupy robocze, zapewniający rytmiczny i ciągły przebieg procesu produkcyjnego w ciągu całej zmiany.

W ścianach wyposażonych w kombajny wykonujące kilka cykli na dobę stosuje się organizację robót potokową - wielocykliczną. W ścianach całkowicie zmechanizowanych wszystkie czynności są ze sobą ściśle zespolone i wykonywane mechanicznie, a więc praca ma charakter ciągły, czyli potokowy.

Formą organizacji pracy stosowanej w ścianach zmechanizowa­nych jest organizacja kompleksowa - polegająca na tym, że wyspec­jalizowane brygady kompleksowe wykonują wszystkie operacje w ścianie (urabianie, obudowa, przekładka, rabowanie).

Zasadniczo rozróżnia się trzy okresy w prowadzeniu ściany, różniące się od siebie zadaniami, jakie mają być w nich wykonane. Są to:

1) okres rozruchu ściany, trwający kilka lub kilkanaście dni,

2) okres pełnej eksploatacji ściany, trwający zależnie od wybiegu i postępu ściany od kilku do kilkunastu miesięcy,

3) okres likwidacji ściany, w którym następuje przenoszenie urządzeń mechanicznych oraz elektrycznych do innej rozpoczynanej ściany i rabowanie obudowy.

W pierwszym okresie głównym celem jest opanowanie górotworu przez wywołanie pierwszego zawału. W drugim okresie celem głównym jest uzyskanie pełnego planowanego wydobycia. Decydującym czyn­nikiem jest w tym okresie organizacja pracy.

Wybieranie węgla ze ściany zawałowej wymaga wykonania wielu czynności w odpowiednim porządku, tak, aby nie kolidowały ze sobą i nie powstawały niepotrzebne przerwy w procesie wybierania. Wszyst­kie czynności składające się na proces wybierania węgla ze ściany muszą być wykonane w przewidzianym czasie i z odpowiednią dokładnością, aby po wykonaniu określonej czynności nie trzeba, było wracać do niej powtórnie. Wymaga to od załogi ściany sumienności i dyscypliny pracy.

Czynności, które trzeba wykonać, aby przodek ścianowy przesunął się o jeden zabior, składają się na cykl ścianowy.

Dawniej, gdy węgiel urabiano wyłącznie robotami strzelniczymi, przekładkę dokonywano z rozbieraniem przenośnika; wykonanie cyklu rozkładało się na całą dobę. Na zmianie pierwszej urabiano węgiel, ładowano urobek i obudowywano wybraną przestrzeń. Na zmianie drugiej przekładano przenośnik ścianowy, a na zmianie trzeciej wykony­wano rabowanie i ewentualnie wrąb.

W tej sytuacji wydobycie dobowe ze ściany z wrębem głębokości 1,8 m, długiej 100 m i wysokiej 2,0 m przy przyjętej gęstości węgla 1,3 t/m³ wynosiło

100 x 2,0 x 1,8 x 1,3 = 468 t

Zwiększenie wydobycia starano się uzyskać przez zwiększenie głębo­kości wrębu i wydłużenie ścian. Jedno i drugie zwiększało awaryjność, gdyż głęboki zabiór powodował nadmierne obnażenie stropu i zwiększał możliwość zawału, a wydłużenie ściany (nawet do 400 m) powodowało wydłużenie przenośników i zwiększało ich awaryjność.

Nowoczesna technika wybierania ścian oparta jest na krótkich zabiorach i zwiększeniu liczby cykli wykonywanych w ciągu doby. Przy krótkim zabiorze większe jest bezpieczeństwo pracy i większa pewność ruchu, a obecnie stosowane wysokosprawne kombajny oraz obudowy zmechanizowane pozwalają na wykonanie kilku cykli na dobę. Tym sposobem uzyskuje się w sposób bezpieczny większy postęp dobowy ściany i wydobycie.

W tej sytuacji ze ściany długości 100 m, wysokości 2,0 m - wykonu­jąc w niej w ciągu doby 6 cykli o zabiorze 0,8 m - uzyskuje się wydobycie dobowe

100 x 2,0 x 6 x 0,8 x 1,3 = 1248 t

Zaznaczyć należy, że tak duże wydobycia uzyskuje się przy znacznie mniejszej obsadzie ściany.

Temat 1.7.3.13. Dokumentacja techniczna ściany.

W kopalniach węgla każda ściana długości większej od 50 m powinna mieć dokumentację techniczną. Stanowi ona podstawowy dokument ściany określający warunki i sposób, w jaki będzie prowadzona jej eksploatacja. '

Dokumentacja techniczna ściany zawiera:

część geologiczną, do której należą:

- wycinek mapy pokładowej z naniesieniem:

części pokładu przewidywanej do eksploatacji projektowa­ną ścianą,

granic oraz krawędzi eksploatacji wyżej i niżej leżących pokładów oraz pozostawionych w tych pokładach niewybranych części (filarów, nóg itp.), kierunków łupliwości pokładu oraz skał stropowych, wszystkich znanych usko­ków i zaburzeń geologicznych w rejonie projektowanej ściany w pokładzie eksploatowanym oraz w sąsiednich pokładach wyżej i niżej leżących,

- przekrój warstw stropowych i spągowych na wysokość trzy­ do pięciokrotnej grubości pokładu,

- inne konieczne dane mierniczo-geologiczne;

część techniczno-organizacyjną, do której należą:

- krotki opis warunków górniczych oraz zasadniczych urządzeń energomechanicznych zainstalowanych w ścianie,

- system obudowy ściany oraz oznaczenie dodatkowych ele­mentów obudowy stosowanych w okresie rozruchu ściany,

- sposób wybierania w okresie rozruchu oraz normalnego biegu ściany i przewidywane środki bezpieczeństwa,

- organizacja kontroli ściany przez kierownictwo kopalni w okresie rozruchu i likwidacji ściany.

Dokumentacja techniczna nowych ścian powinna zawierać przewi­dywaną metanowość, projekt przewietrzania, projekt odmetanowania - jeśli wymaga tego konieczność, środki profilaktyki przeciwpożarowej zapobiegające samozapaleniu węgla w zrobach.

Temat 1.7.4. System ścianowy poprzeczny z zawałem stropu.

System ten stosuje się w Polsce przy nachyleniu pokładów do 10°, niekiedy do 15° ze względu na stabilność przenośnika ścianowego i posuwającego się po nim kombajnu.

Ścianę można wybierać przodkami posuwającymi się po wzniosie (rys. 1.41) lub posuwającymi się po upadzie. Ten drugi sposób może być stosowany przy upadach mniejszych od 8°. Najczęściej ściany poprzeczne wybiera się parami, stosując dla pary ścian wspólną pochylnię odstawczą, jak to pokazano na rys. 1.41.

Rys. 1.41. System ścianowy poprzeczny z zawałem. Pole wybierania

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

- wywoływanie zawału w jed­nej ścianie me wywierało wpływu na drugą ścianę,

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

Urabianie calizny węglowej, ładowanie, odstawa urobku, obudowę oraz pozostałe czynności prowadzi się podobnie jak w ścianach podłuż­nych.

Temat 1.7.5. System ścianowy z częściowym zawałem stropu.

System ścianowy z częściowym zawałem stropu można stosować w przypadkach, gdy rabujący się strop bezpośredni tworzy syste­matyczny zawał za polem roboczym nie stwarzając jednak pełnego podparcia dla wyżej leżących zwięzłych warstw stropu zasadniczego. System ten stosowany jest wyłącznie w odmianie podłużnej (rys. 1.42).

Roboty przygotowawcze są identyczne jak w systemie ścianowym z zawałem stropu.

Urabianie, ładowanie, odstawa i obudowa odbywają się podobnie jak w ścianach zawałowych.

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. Szerokość pasów podsadzkowych i odległość między nimi ustala się na podstawie praktycznych doświadczeń oraz istniejących warunków. Zazwyczaj pasy podsadzkowe mają szerokość 4 do 6 m, a pasy zawałowe 8 do 20 m.

Przy nachyleniu większym od 15° pasy podsadzkowe zabezpiecza się przed obsunięciem od strony upadu stosami drewnianymi (wypełnionymi kamieniem) lub organami. Pasy podsadzkowe układa się ręcznie z kamienia wyciągniętego z zawału specjalnymi hakami. Miejsca pracy ludzi wyciągających kamień z zawału muszą być zabezpieczone podciągami lub organami.

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.

Rys. 1.42. System ścianowy podłużny z częściowym zawałem stropu

System ścianowy z zawałem częściowym jest w Polsce rzadko stosowany z uwagi na dużą pracochłonność przy układaniu pasów podsadzkowych.

Temat 1.7.6. System ścianowy z podsadzką suchą pasami.

System ścianowy z podsadzką częściową można stosować w przypad­kach, gdy istnieje konieczność ochrony powierzchni lub wyrobisk górni­czych, a zakład górniczy nie może stosować innych rodzajów podsadzki.

Odległość pasów podsadzkowych dobiera się na podstawie do­świadczeń i praktycznych. Zasadą jest, aby nie dopuścić do zawału stropu bezpośredniego.

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 (zwanych również chodnikami podsadzkowymi), powstałych przez wykonanie przybierki stropu lub spągu między pasami podsadzkowymi (patrz rys. 1.7a). W przypadku stropów spełzających lub złoża silnie metanowego stosuje się pasy podsadzkowe, usytuowane równolegle do czoła ściany. System ścianowy z podsadzką suchą pasami stosowany jest prze­ważnie w odmianie podłużnej. Linia czoła ściany w zależności od nachylenia pokładu może być prosta (normalna lub przekątna), schodowo-stropowa lub schodowo-spągowa.

Roboty przygotowawcze, podobnie jak przy ścianach zawałowych, stanowią chodniki: podścianowy, nadścianowy i przecinka ścianowa, z której rozpoczyna się ścianę. Urabianie, ładowanie i odstawę wykonuje się podobnie jak w ścianach zawałowych. Obudowa może być drewniana lub stalowa. Obudowę stalowo-członową ściany z podsadzką suchą pasami pokazano na rys. 1.43.

Przybierkę stropu lub spągu w chod­nikach ślepych oraz rabowane ślepych chodników należy wykonywać z opóźnieniem w stosunku do układania pa­sów podsadzkowych szerokości jedne­go pola roboczego. W polu tym (tzw. przedsionek) pozostawioną obudowę ścianową wzmacnia się organami lub podciągami (rys. 1.43).

Kamienie w pasach podsadzkowych układa się ręcznie. Najpierw na krawędzi dolnej pasa układa się suchy mur z grubego kamienia, po czym środek wypełnia się kamieniem drobnym. Jeżeli nie ma grubego kamienia lub przy większych upadach, dolną krawędź pasa zabezpiecza się stosami, organami lub siatką drucianą rozpiętą na stojakach. W pokładach silnie nachylonych i stromych po przesunięciu się czoła ściany o pewną odległość (do 6 m) buduje się na dolnych krawędziach pasów podsadzkowych rzędy stosów drewnianych i poni­żej każdego rzędu wykonuje się przybierkę stropu lub spągu. Uro­biony kamień stacza się i opiera o stosy, tworząc pas podsadzkowy (rys. 1.44).

Szerokość chodników ślepych dobiera się tak, aby ilość uzy­skiwanego kamienia gwarantowała pełne wykonanie pasa. Zasadniczą wadą systemu ścianowego z pasami podsadzkowymi jest duża pracochłonność ręcznego układania pasów podsadzkowych, w związku, z czym jest on stosowany bardzo rzadko.

Temat: 1.7.7. System ścianowy z pełną podsadzką suchą.

System ścianowy z pełną podsadzką suchą należy stosować w tych przypadkach, gdy zastosowanie innych systemów eksploatacji nie jest możliwe.

Stosuje się go również tam, gdzie:

- dla ochrony obiektów powierzchniowych zachodzi konieczność wypełnienia przestrzeni poeksploatacyjnej, a kopalnia nie ma urządzeń podsadzki hydraulicznej,

- istnieje konieczność lokalizowania skały płonnej pochodzącej z robót górniczych i przeróbki mechanicznej.

System ścianowy z pełną podsadzką suchą stosowany jest w kopal­niach węgla do wybierania pokładów cienkich i silnie nachylonych lub stromych. W roku 1962 systemem tym wydobyto w Polsce 7,2% węgla, w 1970 tylko 1,4%, a w 1992 zaledwie 1,1%.

W górnictwie polskim stosuje się system ścianowy z podsadzką suchą wyłącznie w odmianie podłużnej.

Linia czoła ściany w zależności od nachylenia pokładu może być prostoliniowa (rys. 1.45) lub ustępliwa (rys. 1.46).

Roboty przygotowawcze stanowią chodniki: podścianowy i nad­ścianowy oraz przecinka ścianowa. Urabianie, ładowanie i odstawa dokonywane są podobnie jak w ścianach zawałowych.

Obudowa może być:

- drewniana podłużna lub poprzeczna,

- stalowa zwykła lub stalowo-członowa,

- mieszana stalowo-drewniana.

Na rys. 1.45 przedstawiono ścianę podłużną z pełną podsadzką suchą i obudową drewnianą równoległą do czoła ściany.

Obudowę stalową oraz elementy stalowe obudowy mieszanej przestawia się w miarę postępu przodku, rabując ją z przestrzeni przeznaczonej do podsadzania i używając do zabudowania przy­czolowego pasa pola roboczego. Obudowę drewnianą pozostawia się w podsadzanym polu.

Przestrzeń poeksploatacyjną likwiduje się przez wypełnianie jej pełną podsadzką suchą. Zależnie od wytrzymałości stropu i wysokości ściany podsadza się zwykle przestrzeń odpowiadającą jednemu lub dwom zabiorom. Przestrzeń tę odgradza się od pola roboczego ściany przepierzeniem wykonanym z siatki drucianej lub z drewna (okorków). Największa odległość czoła ściany od linii pełnej podsadzki suchej nie może przekraczać:

- 8 m w pokładach grubości do 1,0 m,

- 6 m w pozostałych pokładach.

Wnęki mogą wyprzedzać czoło ściany pod warunkiem od­powiedniego wzmocnienia obudowy.

Temat 1.7.8. Systemy ścianowe z podsadzką hydrauliczną.

1.7.8.1. Warunki stosowania i odmiany.

Systemy ścianowe z podsadzką hydrauliczną stosuje się:

- przy stropach klasy III,

- w przypadkach konieczności ochrony powierzchni lub po­kładów wyżej zalegających,

- przy wybieraniu pokładów grubych,

- w pokładach o dużej skłonności do samozapalenia.

Dobrze wykonana i szczelna podsadzka hydrauliczna pozwala na prawidłowe utrzymanie wyrobisk pod sztywnym stropem klasy III, zapewnia ochronę obiektów powierzchniowych w znacznie, większym stopniu niż podsadzka sucha oraz pozwala na skuteczne zwalczanie pożarów podziemnych. Zwiększa ona jednak koszt produkcji zaku­pem materiału podsadzkowego (piasku lub kruszonego kamienia), utrzymaniem urządzeń podsadzkowych, kosztem budowy tam, pod­sadzania i odwadniania. Ściekająca z podsadzki woda musi być oczyszczona i odpompowana, co również zwiększa koszt, a poza tym jest przyczyną zawilgocenia powietrza i pogarsza klimatyczne warunki pracy.

W polskim górnictwie węglowym udział wydobycia z zastosowa­niem podsadzki hydraulicznej wynosił w roku 1970 około 41%, po czym zmniejszał się, osiągając w 1992 roku 13,2% całkowitego wydobycia.

W zależności od warunków geologiczno-górniczych stosuje się system ścianowy w odmianach podłużnej lub poprzecznej (rys. 1.47).

System ścianowy poprzeczny można stosować w zasadzie przy nachyleniu pokładu do 20° przy urabianiu całym frontem.

Przy większych nachyleniach (nawet do 90°) stosuje się systemy pośrednie, stanowiące pewną odmianę systemu ścianowego poprze­cznego. Od typowego systemu ścianowego poprzecznego różnią się tym, że urabianie ściany nie jest prowadzone frontalnie, lecz kilkoma krótkimi przodkami (zabierkami) usytuowanymi prostopadle do czoła ściany. W Polsce znane są one pod nazwą systemu, miechowickiego lub jankowickiego.

System ścianowy podłużny z podsadzką hydrauliczną stosowany może być w pokładach poziomych lub prawne poziomych.

W ścianach podsadzkowych podłużnych przy większych nachyle­niach nacisk mieszaniny podsadzkowej na dolną tamę boczną i dolną część tamy czołowej jest większy. Tamy te muszą mieć silniejszą konstrukcję, a więc koszt ich jest większy. Nie występuje to w od­mianie poprzecznej i tym można wytłumaczyć jej szersze zastosowanie. Pokłady grubości większej od 4 m należy dzielić na warstwy.

Temat 1.7.8.2. 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, która 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.

Urabia i ładuje się tymi samymi sposobami, co w systemach zawałowych. Do odstawy urobku stosuje się przenośniki zgrzebłowe pancerne, najczęściej w pierwszym polu. Obudowa 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, a więc stawia­nie tam, montaż rurociągów podsadzkowych, przygotowanie odpływu wody wykonuje się równolegle z cyklami urabiania. Przestrzeń otamo­waną wypełnia się mieszaniną podsadzkową przy zatrzymanym wydo­byciu i na ten czas załoga ścianowa powinna przejść do przodka rezerwowego. Często na dokonanie tej czynności przeznacza się specjalną zmianę. Na przykład urabia się na zmianach A, B, C, a na zmianie D wykonuje się podsadzanie.

Temat 1.7.8.3. Obudowa ścian z podsadzką hydrauliczną.

W ścianach z podsadzką hydrauliczną można stosować obudowę:

- drewnianą,

- mieszaną stalowo-drewnianą,

- stalowo-czlonową,

- zmechanizowaną.

Obudowa drewniana. Może ona 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 0,8 do 1,2 m, najczęściej 1,0 m. Strop na przestrzeni między stropnicami powinien być zabezpieczony za pomocą okorków.

Obudowa drewniana podłużna ma tę niedogodność, że przenośnik ścianowy nie może pracować w pierwszym polu, co wyklucza moż­liwość przesuwania go w całości i mechanizację wybierania. Przekład­kę wykonuje się z rozbieraniem przenośnika i dlatego najczęściej, co dwa pola. Ograniczenie odległości stropnic do 1,2 m zmniejsza zabiór również do 1,2 m.

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. W dążeniu do umożliwienia utrzymywania przenośnika ścianowego w pierwszym polu i umożliwienia jego przekładki w całości oraz mechanizacji dalszych czynności wybierania węgla, w ścianach z obudową drewnianą podłużną zastosowano wzmocnienie jej w przestrzeni roboczej odrzwiami obudowy stalowo-członowej, zabudowanymi prostopadle do czoła przodka. Obudowę taką stanowi obudowa typu Saturn.

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, 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 muszą 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.

Obudowa stalowo-członowa. Stosowanie jej pozwala na mechanizację urabiania i ładowania oraz oszczędność drewna i przyspieszenie cyklu urabiania. Może być stosowana w układzie „w linię" lub „w trójkąt". Cykl ścianowy musi być równy wielokrotności cyklu urabiania.

Rys. 1.48. Fazy cyklu podsadzkowego w ścianach z obudową stalowo-członową

Na rys. 1.48 przedstawiono poszczególne fazy cyklu ścianowego w ścianach z obudową stalowo-członową w układzie „w trójkąt". W pokazanym przykładzie zastosowano stropnice członowe długości 1,6 m. Zabiór urabiany kombajnem wynosi 0,8 m. Cykl ścianowy złożony jest z pięciu cykli urabiania i z podsadzania wybranej przestrzeni. Na rysunku ujęto cykl ścianowy w siedmiu fazach, z których pierwsza przedstawia stan wyjściowy, następne, druga do szóstej; stany po wykonaniu kolejnych cykli urabiania, siódma stan gotowy do wykonania podsadzania.

Faza 1 - (wyjściowa) po wykonaniu poprzedniego kroku pod­sadzania szerokości około 4,0 m pozostało pole robocze szerokości 4,0 m zabudowane obudową stalowo-członową „w trójkąt";

Faza 2 - po urobieniu kombajnem pierwszego zabioru (0,8 m) i wykonaniu pierwszego cyklu urabiania stawia się odrzwia drewniane (tzw. bramki) złożone ze stropnic długości 2,0 m podpartych dwoma stojakami;

Faza 3 i 4 - to stan odpowiadający wykonaniu drugiego i trzecie­go cyklu urabiania;

Faza 5 - po wykonaniu czwartego cyklu urabiania stawia się następne odrzwia drewniane w sposób pokazany na rysunku;

Faza 6 - po wykonaniu piątego cyklu urabiania rozpiętość ściany wynosi 8 m, następuje rabowanie obudowy stalowej z przestrzeni przeznaczonej do podsadzania (pas szerokości 4,0 m od strony tamy podsadzkowej czołowej); odrzwia drewniane (bramki) stanowią roz­rzedzoną obudowę zabezpieczającą strop do czasu wykonania pod­sadzania;

Faza 7 - stan gotowy do wykonania kroku podsadzkowego. Po wykonaniu podsadzenia otamowanej przestrzeni uzyskuje się stan wyjściowy.

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.

Temat: 1.7.8.4. Ściany zmechanizowane z podsadzką hydrauliczną.

W ścianach zmechanizowanych wybieranych z podsadzką hydrauliczną tamowanie i podsadzanie można prowadzić sposobem tradycyjnym (podobnie jak przy obudowie stalowo-członowej) stosując tamy opisa­ne w rozdz. 4.2.6.3 i rozrzedzoną obudowę drewnianą pozostawianą w tamowanym polu, stawianą poprzecznie pomiędzy zestawami obu­dowy zmechanizowanej. Takie rozwiązanie nie pozwala na pełne wykorzystanie możliwości obudowy zmechanizowanej i uzyskanie zadowalających wyników ekonomicznych.

Dlatego też 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.

Zestawy obudów zmechanizowanych z przesuwną tamą łańcuchową zastosowano po raz pierwszy w kop. Wujek. Przesuwną tamę podsadzkową wprowadzono po raz pierwszy w kop. Porąbka-Klimontów.

W kop. Wujek zastosowano obudowę Fazos-70 początkowo z tamą tradycyjną, a następnie z tamą przesuwną (rys. 1.49). Spośród wielu tam przesuwnych stosowanych w tej kopalni, tama pokazana na rysunku wyróżnia się prostotą konstrukcji i łatwością wykonania. 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 licznikami 3 oraz przymocowuje się drutem lub gwoździami do łańcuchów 4. Od dołu uszczelnia się tamę tradycyjnie fartuchem wzmocnionym deskami lub okorkami.

1 - płótno podsadzkowe,

2 - obudowa zmechanizowana,

3 - ramię do mocowania łańcucha,

4 - łańcuch,

5 - stropnica,

6 - stropnica dolna,

7 - stojak drewniany

Po dokonaniu podsadzania, zluzowaniu i rozpięciu łańcuchów (oddzielenie ich od 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.

Rys. 1.50. Tama podsadzkowa przesuwna współpracująca z obudową zmechanizowaną SOW-8TP/MP

1 - obudowa zmechanizowana,

2 - górna część tamy,

3 - dolna część tamy,

4 - cięgno,

5 - przenośnik,

6 - tkanina podsadzkowa,

7 - uszczelnienie,

8 - rurociąg podsadzkowy,

9 - siłownik,

10 - kotwie

Obudowę SOW-8TP/MP z tamą przesuwną (rys. 1.50) stosowano w kop. Porąbka-Klimontów w I i II warstwie pokładu 510. W celu zapobieżenia pękaniu i luzowaniu się warstw stropowych zastosowano kotwienie stropu.

Przewód podsadzkowy może być umocowany do przesuwnej tamy podsadzkowej (przesuwny rurociąg) lub podwieszony na obudowie zmechanizowanej i przesuwany razem z nią. Zazwyczaj jest on złożony ze specjalnych gumowych rur o średnicy 150 mm i długości 4,5 m, łączących usytuowane, co 6 m trójniki z klapami doprowadzającymi mieszaninę podsadzkową do przestrzeni podsadzanej. Klapy urucha­miane są siłownikami hydraulicznymi.

Obecnie polski przemysł maszyn górniczych oferuje następujące zestawy zmechanizowane do eksploatacji z podsadzką hydrauliczną:

- podporowe:

Glinik BOK-12/25, Glinik-13/25-Pp, LOP-18/32-Pp, Fa­zos-18/32-Pp, Fazos-18/32-Pp/30, Fazos-19/37-Pp, Glinik OK-21/37, Glinik BOK-30/40,

- podporowo-osłonowe:

Glimk-14/30-OzKp, Fazos-17/31 0p, Fazos-17/36-POz/PO, Tagor-17/37 LV-Op.

Jedną z nich jest obudowa Fazos-18/32 Pp-A ze zmechanizo­waną tamą typu łańcuchowego. Obudowa ta pracuje w kop. Pokój w górnej warstwie pokładu 510 (a więc po piasku).

'

Rys. 1.51. Obudowa Fazos -18,32 Pp-A ze zmechanizowaną tamą czołową typu łańcuchowego

1 - rurociąg podsadzkowy, 3 - tama przesuwna,

2 - szpula z płótnem, 4 - przejście dla załogi

Zestaw obudowy Fazos-18/32 Pp-A pokazano na rys. 1.51. Tama podsadzkowa przesuwa się razem z zestawem, a płótno pod­sadzkowe rozwija się ze szpuli podwieszonej na tylnej stropnicy ze­stawu. Krok podsadzki wynosi 2,2 m i przestrzeń podsadzana nie jest wzmacniana drewnem; gdyż dobry strop tego nie wymaga. Zabiór wynosi 0,8 m. Dzięki stosowaniu tego typu obudowy i takiej tamy przesuwnej zużycie drewna zostało zredukowane do minimum. Zmniejszyło się również zatrudnienie w ścianie i przy transporcie materiałów.

Temat: 1.7.8.5. 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 pod­sadzkowego i wysokości ściany.

W okresie rozruchu należy stosować dodatkowe rygory, a mianowicie:

- zagęścić obudowę lub wzmocnić ją przez zabudowanie pod­ciągów, dodatkowych stojaków, a w wyjątkowych przypadkach nawet stosów; w przypadku obudowy zmechanizowanej wska­zane jest zagęszczenie obudowy drewnianej w podsadzanym polu;

- wzmocnić skrzyżowanie ściany z chodnikami (pochylniami) przyścianowymi;

- przy urabianiu robotami strzelniczymi 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 powinny być możliwie najmniejsze.

Temat: 1.8. Systemy wybierania ubierkowo-filarowe.

System ubierkowo-filarowy różni się od systemu ścianowego długością czoła przodku, która jest mniejsza od 50 m.

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

Stosowany jest również przy wybieraniu połaci pokładów silnie zaburzonych tektonicznie lub cechujących się zmiennym nachyleniem. Może być stosowany w odmianie podłużnej lub poprzecznej (rys. 1.52).

Rys. 1.52. Systemy wybierania ubierkowo-filarowe a - podłużny, b - poprzeczny

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 się 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 strzelniczymi. Urobek ładuje się ręcznie z wykorzystaniem samoładowania. Odstawa urobku w przodkach odbywa się przenośnikami pancernymi, zgrzebłowymi lekkimi lub rynnami stałymi (przy upadach większych od 30°). 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.

Temat 1.9. 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° (rys. 1.53),

- miechowicki, stosowany w pokładach o nachyleniu od 45° do 90° (rys. 1.54).

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, jak pokazano na rys. 1.53.

Węgiel urabia się robotami strzelniczymi. 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 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 - 1 podsadza otamowaną pustkę, podobnie jak przy systemie ścianowym z podsadz­ką hydrauliczną. Przy nachyleniach większych od 30° budowa tam podsadzkowych czołowych nie jest konieczna.

Rys. 1.54. System ścianowy poprzeczny z podsadzką hydrauliczną w pokładzie stromym, tzw. system miechowicki.

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 zrobow szybik przedłuża się przez dokręcanie nowych odcinków rur.

Wybieranie prowadzi się dwoma parami przodków po obu stro­nach szybiku zsypnego. Urabia się robotami strzelniczymi. Około 65% urobku ładuje się samoczynnie na przenośniki zgrzebłowe podające urobek do szybiku zsypnego.

Obudowę zabierki pokazano na rys. 1.55. Składa się ona 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.

Temat 1.10. Systemy wybierania zabierkowe.

1.10.1. Wiadomości ogólne

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 4,0 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 dowierzchni (rys. 1.10), 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) i sys­temy długich zabierek.

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 (rys. 1.56a), w której kierunek posuwania się frontu wybierania przebiega po rozciągłości, a przodki zabierek posuwają się po wzniosie lub po upadzie,

- w odmianie poprzecznej (rys. 1.56b), w której front wybierania posuwa się po nachyleniu pokładu, a przodki zabierek po rozciągłości.

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.

System zabierkowy był kiedyś powszechnie stosowanym systemem wybierania w Górnośląskim Zagłębiu Węglowym. To właśnie tu został wypracowany system zabierkowy filarowy podłużny na zawał, znany powszechnie pod nazwą systemu filarowego śląskiego.

Obecnie systemy zabierkowe zostały w polskim górnictwie węglowym zastąpione systemami ścianowymi. W roku 1961 wydobycie z systemów zabierkowych stanowiło 28% ogólnego wydobycia węgla kamiennego, w roku 1970 spadło do 6,8%, a w roku 1992 do 0,05%. O tak wielkim spadku wydobycia z zabierek zdecydowały:

- brak ekonomicznie opłacalnej mechanizacji zabierek, zapewniającej osiąganie wysokiego wydobycia i wydajności,

- względy bezpieczeństwa (trudności w opanowaniu ciśnień góro­tworu na głębokościach większych od 400 m i zwiększone zagrożenie tąpaniami),

- większe straty eksploatacyjne,

- większe zagrożenie pożarowe w pokładach samozapalnych.

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.

Temat 1.10.2. Wybieranie zabierkami z zawałem stropu.

Może być ono stosowane w pokładach grubości od 2,5 do 4,0 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 (rys. 1.56).

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 strzelniczymi. Typowy schemat rozmieszczenia otworów strzałowych w zabierce przedstawiono na rys. 1.57. Urobek ładowany jest najczęś­ciej ręcznie.

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 podwieszkach.

Wybraną zabierkę likwiduje się po całkowitym jej wybraniu. Zawalenie stropu wywołuje się przez wyrabowanie obudowy z zabie­rki. Jest to czynność bardzo niebezpieczna, wymagająca dużego doświadczenia od zatrudnionych przy niej, górników-rabunkarzy, pra­cujących pod nadzorem przodowego drużyny rabunkowej.

Przed rozpoczęciem rabowania należy:

- zabezpieczyć wejście do zabierki dodatkową obudową, aby mieć dogodną i bezpieczną drogę odwrotu,

- skontrolować prawidłowość zabudowania zabierki.

Rabowania dokonuje się z bezpiecznego miejsca za pomocą urządzeń mechanicznych. Najczęściej stosowany jest kołowrót rabun­kowy zabudowany przy wejściu do zabierki (rys. 1.58).

W czasie rabowania należy przestrzegać, co następuje:

- rabunek powinien być dokonywany bezpośrednio po ukoń­czeniu zabierki,

- przy rabowaniu powinno się mieć jak najlepsze oświetlenie,

- zachować ciszę, aby słychać było trzaski drewna sygnalizujące wzrost ciśnienia i łamanie się skał,

- do rabowanego wyrobiska nie wolno dopuszczać ludzi niezatrudnionych przy rabowaniu,

- nie wolno wchodzić do przestrzeni zarabowanej - znajdujące się tam drewno można wyciągać tylko osękami,

- przy nachyleniu zabierki większym od 20° rabowanie obudowy powinno odbywać się tylko no wzniosie.

Rys. 1.58. Rabowanie obudowy w zabierce kołowrotem rabunkowym

1 - kołowrót rabunkowy, 2 - rabowany stojak

Gdy strop jest mocny i po usunięciu obudowy zawał nie następuje, zawał należy sprowokować robotami strzelniczymi.

Temat: 1.10.3. 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.

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). Pole wybierania przy systemie filarowym zabierkowym podłużnym przedstawiono na rys. 1.59.

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 2,0 do 4,0 m, w którym drąży się pod stropem zabierki kanał podsadzkowy dla doprowadzenia rurociągu podsadzkowego (rys. 1.59, przekrój A-A). Front wybierania zabierkami powinien być regularny, jak to pokazano na rysunku.

Jeżeli zabierki były wybierane z wcinek, to pozostały wzdłuż chodnika wybierania filar oporowy wybiera się tzw. zabierkami czołowymi prowadzonymi po rozciągłości.

Temat: 1.11. Wybieranie pokładów grubych warstwami.

1.11.1. Systemy wybierania wielowarstwowego.

Pokłady grubości powyżej 4,0 m powinny być wybierane warstwami. Pokład taki można podzielić na warstwy:

- równoległe do uławicenia (rys. 1.60a),

- poziome (rys. 1.60b),

- przekątne do płaszczyzny poziomej (rys. 1.60c).

Rys. 1.60. Podział pokładu grubego na warstwy

a - równolegle do uławicenia,

b - poziome,

c - przekątnie usytuowane 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).

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 przyspągowej, 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.

Temat 1.11.2. Wybieranie warstwami równoległymi do spągu z zastosowaniem podsadzki hydraulicznej.

Kolejne wybieranie warstw. Każdą warstwę wybiera się oddzielnie. Pierwszą warstwę wybiera się po spągu pokładu, drugą i następne należy wybierać bezpośrednio po podsadzce, przy czym grubość warstwy nie powinna przekraczać 3,5 m. Przeważnie wybiera się systemem ścianowym poprzecznym.

Na rys. 1.61 przedstawiono dwa sąsiednie pola, w jednym wybiera się warstwę drugą po wybranej i podsadzonej warstwie pierwszej, a w drugim wybiera się warstwę pierwszą.

Bardzo ważne jest dokładne podsadzenie dowierzchni §ścianowych po wybraniu ścian, gdyż w przeciwnym razie mogą zawalić się, a w powstałym zawale węglowym może nastąpić samozapalenie węgla i po­żar.

W warstwie drugiej i następnych:

- dowierzchnie ścianowe prowadzi się po piasku, przy czym drąży się je w odległości 10 do 20 m od zlikwidowania (podsadzonych) dowierzchni ścianowych warstwy pierwszej,

- ściany rozpoczyna się z przecinek ścianowych wykonanych nad podsadzoną przestrzenią z przesunięciem w stosunku do prze­cinki wykonanej w warstwie niższej,

- stojaki drewniane na piasku należy stawiać zgodnie z zasadami podanymi poprzednio; stojaki stalowe należy budować na specjalnych podkładkach indywidualnych wkopanych w piasek na głębokość około 30 cm lub na podkładach zespołowych (dwa lub więcej stojaków na wspólnej podkładce). Kolejne wybieranie ścian stwarza niejednokrotnie możliwości powstania pożarów w warstwach wyższych, po wybraniu, bowiem warstwy pierwszej pozostała część pokładu ulega odprężeniu, a często lokalnemu spękaniu i rozkruszeniu, co sprzyja samozapale­niu węgla.

Rys. 1.61. Kolejne wybieranie warstw równoległych do spągu systemem ścianowym poprzecznym z podsadzką hydrauliczną

Niebezpieczeństwo powstania pożaru w warstwach wyższych jest tym bardziej prawdopodobne, im mniej szczelne i dokładne było podsadzenie pustek w warstwach niższych. Równoczesne wybieranie warstw (system blokowy). System blokowy polega na wydzieleniu w grubym pokładzie pola ścianowego (bloku) szerokości 120 do 200 m i długości równej pochyłej wysokości piętra (300 do 500 m), a następnie na wybieraniu tego bloku od spągu do stropu ścianami bliźniaczymi, prowadzonymi z jednej upadowej dostawczej. Jednocześnie prowadzi się tyle par ścian, na ile warstw podzielono pokład (rys. 1.62).

Roboty przygotowawcze stanowią chodniki piętrowe, upadowe odstawcze i przecinki ścianowe. Chodnik piętrowy górny pełni funkcję chodnika odstawczego i wentylacyjnego. Wykonuje się go pod stropem pokładu dla złagodzenia skutków tąpań i uniknięcia samozapale­nia węgla w piętrze węglowym.

Rys. 1.62. Blokowy system wybierania §ścianami z podsadzką hydrauliczną czterema warstwami jednoczenie (I, II, III, IV) na całą grubość pokładu

1 - chodnik wentylacyjno-odstawczy, 4 - dowierzchnie wentylacyjne (wygradzane),

2 - upadowa odstawcza, 5 - chodnik podstawowy,

3 - dukle wentylacyjne, 6 - przecinki ścianowe warstw II, III, IV

Piętro rozcina się na poszczególne pola eksploatacyjne, drążąc upadowe odstawcze w odległościach 120 do 200 m. Upadowe drąży się z chodnika piętrowego górnego z upadem około 15^o aż do osiągnięcia spągu pokładu, a następnie po spągu aż do chodnika piętrowego dolnego.

Upadowa odstawcza stanowi upadową zbiorczą dla wszystkich ścian w bloku i dlatego nazywa się również upadową zbiorczą. Aby nie transportować urobku z par ścian założonych w warstwach wyż­szych, „podnosi się ją”, podsadzając częściowo od dołu (podnosząc uprzed­nio przenośnik) i przybierając węgiel w jej piętrze (rys, 1.63).

Rys. 1.63. „Podnoszenie" upadowej odstawczej

Przybierkę wykonuje się zazwyczaj od mocnej ławicy stanowiącej pułap warstwy wyższej, jednak do wysokości najwyżej 5 m. Jako obudowę stosuje się odrzwia proste drewniane o odpowiedniej wysokości stojaków.

Ściany długości 60 do 100 m rozpoczynane są w poszczególnych warstwach z przecinek przesuniętych względem siebie o około 15 m, jak pokazano na rys. 1.62.

Dowierzchnie wentylacyjne wygradza się w poszczególnych war­stwach ze ścian - bocznymi tamami podsadzkowymi, przy czym są one przesunięte względem siebie o 3 do 5 m.

Temat 1.11.3. Wybieranie warstwami równoległymi do spągu z zawałem stropu.

Kolejność wybierania warstw jest odwrotna do stosowanej przy wybieraniu z podsadzką hydrauliczną. Jako pierwszą wybiera się warstwę najwyższą pod stropem pokładu, a następnie kolejno warstwy niższe.

Warstwy wybiera się najczęściej systemem ścianowym podłużnym. Poszczególne warstwy można wybierać po kolei, stosując w uzasad­nionych przypadkach nawet kilkuletnie przerwy między wybraniem jednej i drugiej warstwy w tym samym polu. Można też wybierać wszystkie warstwy pokładu równocześnie, podobnie jak w systemie blokowym.

Pole wybierania z równoczesnym wybieraniem trzech warstw systemem ścianowym podłużnym pokazano na rys. 1.64.

Rys. 1.64. Wybieranie grubego pokładu na trzy warstwy systemem ścianowym podłużnym z zawałem stropu

Zasadniczym problemem przy wybieraniu na warstwy z zawałem stropu jest umożliwienie wybierania warstwy niższej pod zrobami zawałowymi warstwy wyższej, a więc takie zabezpieczenie zawału z warstwy wyższej, aby nie przedarł się on do pola roboczego w warstwie niższej.

Zabezpieczenie takie można uzyskać przez:

- pozostawienie półki węglowej lub skalnej między wybieranymi warstwami,

- wykonanie sztucznego stropu dla kolejnej niższej warstwy w trakcie wybierania warstwy wyższej,

- rekonsolidację skał tworzących zawał w warstwie wyższej.

Pozostawienie półki. W przypadku występowania w pokła­dzie wytrzymałego przerostu skalnego lub mocnej ławicy węglowej prowadzić można wybieranie warstwy wyższej po tym prze­roście (lub mocnej ławicy). Dla warstwy niższej stanowią one pułap, który dobrze podbudowany zezwala na utrzymanie pola roboczego ściany.

Półka węglowa nie powinna być zbyt gruba, gdyż węgiel w niej zawarty zostaje bezpowrotnie stracony, a w pokładach samozapalnych może być przyczyną zaognienia pokładu.

Tworzenie sztucznego stropu. Sztuczny strop można wykonać:

- przez ułożenie na spągu wybieranej warstwy wyższej podłogi, na którą zawala się kamień stropowy,

- przez ułożenie pod stropem wybieranej warstwy wyższej (na stropnicach) osłony z siatki stalowej, na której po wyrabowaniu obudowy osiądzie zawał stropu.

Podłoga może być wykonywana z drewna, filarówek, połowic, okorków lub desek.

Przy obudowie stalowo-członowej stosowano podłogę ułożoną z pasów siatki stalowej przeplatanej bednarką (rys. 1.65).

Rys. 1.65. Sztuczny pułap złożony z siatek stalowych i bednarki

Siatka położona na spodku warstwy I (przystropowej) stanowi pułap dla warstwy II, a po jej zawaleniu opada na spodek, tworząc sztuczny strop dla warstwy III.

Przy obudowie zmechanizowanej SOW, która przemieszcza się pod stropem, sztuczny strop można montować na spągu w polu roboczym.

Przy obudowach zmechanizowanych osłonowych sztuczny strop można montować tylko pod stropem ściany.

Rekonsolidacja. Nabranie spoistości przez rozkruszenie skały jest możliwe, gdy skały te zawierają dużo składników ilastych (lupki ilaste lub piaszczyste). Rekonsolidacja zachodzi w warunkach dużej wilgot­ności, ciśnienia i temperatury.

W kop. Miechowice w pokł. 510 grubości 4,0 do 5,2 m, zalegającym na głębokości 720 do 800 m, wybrano w latach 1963 do 1971 przystropową warstwę pokładu grubości 1,8 m systemem z zawałem.Do zrobów wprowadzano wodę podsadzkową zawierającą znaczną ilość części ilastych, traktując wymienione zroby jako osadnik. Po ośmiu latach rozpoczęto wybieranie warstwy dolnej (przyspągowej) systemem ścianowym z zawałem stropu, początkowo pozostawiając półkę grubości 40 cm, a potem wybierając bezpośrednio pod zawałem warstwy górnej. Rozkruszona skała w zawale uległa jak gdyby scementowaniu i miała spoistość wystarczającą do zapewnienia utrzy­mania obnażonego pułapu o szerokości 1 m, na odcinku kilkunastu metrów przez okres potrzebny na dosunięcie do calizny (czoła ściany) kolejnych zestawów obudowy zmechanizowanej.

W kop. Miechowice najodpowiedniejszą w tych warunkach okazała się obudowa zmechanizowana Fazos-,12/280z, której sekcje tworzą szczelny ciąg chroniący wyrobisko przed przedostaniem się do niego skał stropowych.

Temat: 1.11.4. Wybieranie warstwami poziomymi (płytami).

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 (rys. 1.66).

Główne przekopy, kierunkowy 1 i wentylacyjny 2, 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 3 w odległościach 150 do 200 m. Po osiągnięciu pokładu, 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 każdym przypadku 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.

Odstawa z każdej warstwy kierowana jest do pochylni przewozo­wej, a następnie przecznicą do chodnika przewozowego. Powietrze świeże z głównego chodnika przewozowego przepływa przecznicą, a następnie pochylnią przewozową. W aktualnie wybiera­nej warstwie rozgałęzia się na dwa skrzydła, płynąc chodnikami drążonymi przy stropie pokładu i pełniącymi funkcje chodników podścianowych ubierek. Po przewietrzeniu ubierek powietrze zużyte odpływa chodnikami przyspągowymi nadścianowymi, a następnie chodnikiem wygrodzonym w podsadzce z przecinki i krótkim szybi­kiem 4 do pochylni transportowej odprowadzającej powietrze do pochylni i przecznicy wentylacyjnej.

Warstwami poziomymi wybiera się pokłady silnie nachylone 1ub strome oraz pokłady o zmiennym nachyleniu i zmiennej grubości. Zaletą systemu jest dogodna pozycja ludzi przy pracy, prosta organizacja, a wadami - duża ilość robót przygotowawczych, straty eksploatacyjne oraz nierówność spodku i pułapu powodujące trudności w obudowie przodku oraz utrzymaniu wyrobisk.

Temat: 1.12. Eksploatacja złóż węglowych metodą podziemnego zgazowania.

Teoretyczną podstawę zgazowania węgla stanowią reakcje chemiczne zachodzące przy wprowadzeniu pary wodnej na rozżarzony koks.

Przebiegającą reakcję chemiczną można wyrazić wzorem C+H₂0 = CO+H2

Uzyskuje się, więc mieszaninę wodoru i tlenku węgla stanowiącą wysokowartościowy gaz opałowy. Ponieważ jest to reakcja endotermiczna, tzn. pochłaniająca ciepło, przeto dla podtrzymania jej przez warstwę rozżarzonego koksu przepuszcza się naprzemian prąd powietrza (powodujący spalanie wydzielające ciepło) i parę wodną. W efekcie otrzymuje się gaz o wartości opałowej 3350 do 6200 kJ/kg zawierający, obok wodoru oraz tlenku węgla, również azot i dwutlenek węgla. Gaz ten zwany jest gazem powietrzno-wodnym lub wodno-czadowym. Wytwarzany jest w specjalnych urządzeniach zwanych czadnicami lub gazogeneratorami.

Podziemne zgazowanie węgla jest metodą eksploatacji złóż węglowych, (węgla kamiennego i brunatnego), polegającą na zamianie węgla w złożu na paliwo gazowe.

Obecnie istnieją już opracowane struktury podziemnych generato­rów gazowych oraz sposoby ich wykonania i eksploatacji. Nie są one jeszcze na tyle doskonale i proste, aby można je było zastosować powszechnie na szeroką skalę przemysłową, niemniej jednak prowadzo­ne w dalszym ciągu prace badawcze zdążają do wyboru możliwie najlepszej metody zgazowania węgla oraz usprawnienia jej technologii. 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.

Czynnikiem zasadniczym, można powiedzieć siłą napędową, 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.

Otwory, w których dokonywane będzie zgazowanie wykonuje się metodą wiertniczą.

Kanały przepala się metodami:

- filtracyjno-ogniową (rys. 1.67a),

- elektrokarbonizacji (rys. 1.67b).

Metoda filtracyjno-ogniowa polega na wypaleniu kanału w węglu działaniem powietrza pod zwiększonym ciśnieniem. Wysokość ciśnienia zależy od przenikalności węgla dla gazów, od głębokości i od odległości otworów udostępniających, pomiędzy którymi ma być wykonany kanał.

Metoda elektrokarbonizacji polega na założeniu do otworów udo­stępniających elektrod, pomiędzy którymi następuje przepływ prądu elektrycznego. Węgiel, przez który przepływa prąd elektryczny, roz­grzewa się i odgazowuje (wydzielają się z niego części lotne); tym sposobem powstaje porowaty koks, przez który mogą przepływać gazy.

Zgazowanie węgla w złożu można prowadzić metodą otworów generatorowych otwartych lub ślepych.

Metoda otworów generatorowych otwartych. Otwory otwarte wykonuje się miedzy dwoma chodnikami (rys. 1.68). 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.

Rys. 1.68. Schemat generatora z otworami otwartymi.

Metoda otworów generatorowych ślepych. Polega na zgazowaniu węgla ze 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.

W Stanach Zjednoczonych w kopalni Hanna (Wyoming) prze­prowadzono zgazowanie pokładu węgla grubości 9,2 m, zalegającego z niewielkim nachyleniem. Po udostępnieniu pokładu otworami pio­nowymi, zapalono węgiel w jednym z otworów opuszczonym na dno elementem grzewczym. Następnie zmieniono kierunek doprowadzane­go pod wysokim ciśnieniem powietrza, uzyskując przepalenie kanałów ogniowych wstecznie do kierunku przepływu powietrza.

Rys. 1.69. Schemat przepalania kanału metodą filtracyjno-ogniową i zgazowanie pokładu węgla między pionowymi otworami w kop. Hanna (USA)

a - udostępnienie pokładu otworami wiertniczymi, P - powietrze,

b - sytuacja po zapaleniu węgla w jednym z otworów, G - gaz opałowy

c - zmiana kierunku wtłaczania powietrza,

d - przepalenie kanału między otworami,

e, f - zgazowanie pokładu węgla;

Schemat przepalania kanału metodą filtracyjno-ogniową i zgazo­wanie pokładu między pionowymi otworami pokazano na rys. 1.69. Po uzyskaniu połączenia ciśnienie gwałtownie spadło, ale wzrosła znacznie ilość powietrza przepływającego przez kanał i zasilające­go zgazowanie. Ilość wyprodukowanego gazu wynosiła od 1400 do 8400 kg/d, a wartość opałowa od 1700 do 17 000 kJ/kg w okresie zatrzymanego podmuchu powietrza. W sumie zgazowano 5500 t węgla.

Osiągnięcia polskie nad zgazowaniem węgla. W Polsce przyjęto kieru­nek prac preferujący badanie podziemnego zgazowania metodą ot­worów generatorowych przy stosowaniu sposobu szybowego. Celem badań było określenie warunków, w których zachodzi możliwość uzyskania w sposób ciągły gazu o dostatecznie wysokiej wartości opałowej. Na podstawie badań stwierdzono, że można to osiągnąć przy stosowaniu tlenu i przy dostatecznie wysoko ogrzanym powietrzu (minimum 1700°C) - co stosowane jest w metodzie regeneracyjnej. Badania wykazały, że ilość tlenu łącznie z tlenem pochodzącym z rozkładu pary wodnej powinna mieścić się w granicach od 150 do 500 Nm³/h na 1 m² powierzchni czoła węglowego, zaś szybkości w granicach 3 do 20 dm/s. Podane warunki pozwoliły na rów­nomierne przebieganie procesu oraz uzyskanie gazu o wartości opało­wej ponad 2000 kcal/Nm³.

Stwierdzono również, że otwory generatorowe przebiegające wzdłuż wzniosu pokładu powodują bardziej regularny przekrój wyro­biska niż otwory prowadzone po rozciągłości:

Wynikiem badań polskich uczonych jest polska metoda analizy procesów fizykochemicznych zachodzących w generatorze, co będzie w przyszłości wykorzystywane do oceny efektywności podziemnego zgazowania danego złoża w danych warunkach i odpowiedzią na pytania dotyczące opłacalności jego eksploatacji.

Do osiągnięć polskich uczonych należy tez zaliczyć:

- stwierdzenie możliwości zgazowania resztek pokładów w po­lach już wyeksploatowanych (kop. Siersza),

- skonstruowanie palnika do bezpłomieniowego spalania gazu o niskiej wartości opałowej.

Podsumowując wyniki, badań i doświadczeń nad podziemnym zgazowaniem węgla należy stwierdzić, że metoda ta będzie wykorzys­tywana do pozyskania energii ze złóż węglowych zanieczyszczonych i resztek pokładów.

Pytania kontrolne

1. Co określa definicja system wybierania?

2. Jakie znasz zasady eksploatacji złóż węglowych?

3. Wymień znane ci klasy stropu.

4. Jakie znasz sposoby kierowania stropem najczęściej stosowane w polskich kopalniach?

5. Podziel systemy pod względem sposobu wybierania.

6. Które czynniki decydują o wyborze systemu wybierania?

7. Jakie są cechy ścianowego systemu wybierania?

8. Jakie muszą być spełnione warunki, aby można było zastosować system ścianowy podłużny z zawałem?

9. Co stanowią roboty przygotowawcze w systemie ścianowym podłużnym z zawałem?

10. Wymień maszyny do urabiania oraz odstawy urobku w systemach ścianowych z zawałem

11. Jakie korzyści wynikają z obudowania pola ściany obudową zmechanizowaną?

12. W jaki sposób obudowuje się skrzyżowania ściany z chodnikami podścianowymi?

13. Jak odbywa się przewietrzanie ścian?

14. Wyjaśnij pojęcie cykliczno-potokowa organizacja pracy.

15. Co powinna zawierać dokumentacja techniczna ściany? 16. Podaj różnicę między systemem ścianowym z zawałem a sys­temami z podsadzką suchą.

17. W jakich warunkach stosuje się systemy z podsadzką hydraulicz­ną?

18. Wyjaśnij, na czym polega różnica w obudowie ścian z podsadzką hydrauliczną a ścian z zawałem?

19. Wymień nazwy systemów pośrednich stosowanych w polskim górnictwie.

20. Kiedy stosuje się systemy zabierkowe - jakie są ich odmiany? 21. W jaki sposób wybiera się pokłady grube?

22. Co wiesz na temat polskich osiągnięć w dziedzinie podziemnego zgazowania węgla?

Ad 1. Przez eksploatację rozumie się pozys­kanie 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.

Ad 2. Zasady eksploatacji złoża wynikają:

- z ogólnych zasad ekonomicznych obowiązujących w gospodar­ce narodowej,

- z konieczności zapewnienia załogom górniczym bezpieczeństwa i higieny pracy.

Zasady ekonomiczne obowiązujące w gospodarce narodowej nakazują prowadzenie eksploatacji złoża w taki sposób, aby:

- kopalnia była rentowna i zapewniała planowaną ilość i jakość minerału użytecznego dla gospodarki narodowej;

- złoże wybierane było czysto, z minimalnymi stratami kopaliny użytecznej pozostawionej w zrobach i straconej bezpowrotnie dla gospodarki narodowej; kopalina użyteczna przedstawia majątek narodowy i eksploatacja prowadzona z nadmiernymi stratami przynosi szkodę narodowi - eksploatacja taka nosi nazwę gospodarki rabunkowej;

- zapewniona była należyta ochrona środowiska naturalnego oraz zabezpieczenie obiektów powierzchniowych ważnych dla gospodarki narodowej, jak również budowli o znaczeniu his­torycznym i architektonicznym.

Ad 3. Dla umożliwienia właściwego doboru systemu wybierania przyjęta została następująca klasyfikacja skał stropowych:

Klasa I - strop bezpośredni stanowią skały kruche, łatwo rabujące się o miąższości większej od 5-krotnej grubości pokładu.

Klasa II - strop bezpośredni stanowią skały kruche, łatwo rabujące się o miąższości mniejszej od 5-krotnej grubości pokładu.

Klasa III - strop bezpośredni stanowią skały sztywne, trudno rabujące się lub też nad pokładem zalega strop zasadniczy w postaci grubej warstwy skał mocnych.

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

Ad 4. Rozróżnia się następujące sposoby likwidacji zrobów:

- wywoływanie całkowitego (pełnego) zawału powodującego wy­pełnienie powstałej pustki (samopodsadzenie), czyli podparcie wyższych warstw stropu zrabowaną skałą stropową tworzącą podsadzką naturalną,

- wywoływanie częściowego zawału tworzącego częściową podsadzkę naturalną,

- przez osiadanie uginającego się stropu na spągu pokładu,

- podtrzymywanie stropu podsadzką suchą lub hydrauliczną.

---