Wyniki wyszukiwania - BazTech

1

The quality of coal in Poland, Russia and Ukraine and its effect on dust emission into the atmosphere during combustion

Małkowski P., Tymoshenko I.

Technical Transactions

|

2018

|

Vol. 115, iss. 9

141--161

EN

This paper presents the characteristics of coal quality in Poland as well in Ukraine and Russia – the two largest import sources. The analysis was carried out on the energy coal market for domestic use in all three countries from the perspective of the supply, demand and current prices. Thereupon was the analysis of the potential dust emission during combustion that results from the natural ash content in the coal, and with consideration to the efficiency of the furnace and the combustion method. The results of the analysis and the computation show that there are no significant differences in the quality of the coal from Poland, Ukraine or Russia. However, the important factor is the calorific value and, closely related to it, the content of non-combustible solids and dust emission. The analysis of dust emission proves that the impact on the environment can be significantly reduced by burning coals with a minimum calorific value of 27,000 kJ/kg.

PL

W artykule przedstawiono charakterystyki jakościowe węgla kamiennego występującego i wydobywanego w Polsce oraz na Ukrainie i w Rosji – dwóch najbliższych źródeł jego importu. Przeprowadzono analizę rynku węgla energetycznego ww. krajach pod kątem celów komunalno-bytowych, analizując jego dostępność, zapotrzebowanie oraz aktualne ceny. Następnie wykonano analizę potencjalnej emisji pyłu węglowego wynikającego z naturalnej zawartości popiołu w spalanym węglu, uwzględniając możliwą sprawność kotła i metodę spalania. Wyniki analiz i obliczeń pokazują, że nie ma istotnych różnic jakościowych pomiędzy węglem polskim, ukraińskim i rosyjskim. Istotnym szczegółem jest jednak jego kaloryczność, która ściśle przekłada się na zawartość w nim cząstek stałych i emisję pyłu do atmosfery. Wpływ spalania węgla na środowisko naturalne będzie ograniczony, gdy będą spalane węgle o wartości opałowej minimum 27 000 kJ/kg.

2

Właściwości mechaniczne wybranych spoiw mineralnocementowych i ich znaczenie dla zastosowania jako wykładki mechanicznej

Małkowski P., Sekta D.

Przegląd Górniczy

|

2018

|

T. 74, nr 11

35--45

PL

W ostatnich latach w polskim górnictwie węgla kamiennego coraz częściej stosowana jest obudowa podporowa z wykładką mechaniczną. Zasadniczym problemem przy doborze właściwego materiału wypełniającego worki lub rękawy wykładki mechanicznej jest brak informacji na temat rzeczywistych parametrów mechanicznych spoiwa. Producenci podają najczęściej tylko jego wytrzymałość na ściskanie lub dodatkowo np. wytrzymałość na zginanie, co znacznie utrudnia wykonanie projektu. W artykule przedstawiono wyniki badań laboratoryjnych czterech spoiw przeznaczonych do stosowania w górnictwie, w proporcjach S:W zalecanych przez producentów. Określono dla nich: gęstość objętościową, wytrzymałość na ściskanie, wytrzymałość na rozciąganie, moduł Younga i współczynnik odkształcalności poprzecznej, temperaturę hydratacji oraz wilgotność, kontrolując stale stan mieszaniny. Badania prowadzono od 1 do 28 dnia dojrzewania spoiw. Badania wykazały, że każde przebadane spoiwo wykazuje pewien własny zakres parametrów fizycznych, które wykazują określoną zmienność i które często mogą się obniżać w czasie postępującej hydratacji. Zwykle właściwości fizyczne spoiw zmieniają się w trakcie dojrzewania sinusoidalnie. Dodatkowo stwierdzono duże różnice sięgające 30-40% dotyczące rzeczywistej wytrzymałości na ściskanie spoiw w porównaniu do deklarowanych wartości katalogowych. Dla właściwego doboru parametrów wykładki mechanicznej wcześniejsze wykonanie odpowiednich badań laboratoryjnych wydaje się być niezbędne.

EN

In the last few years the standing support with the lining sleeves (similar to Bullflex system) is increasingly applied in the Polish mining industry. The crucial problem in its designing is the lack of information about the mechanical properties of a binder which fills the sleeves (or bags) of the lining. The manufacturers usually provide only the compressive strength of the binder or sometimes its tensile or shear strength, what makes the design process more complicated. This paper presents the results of laboratory tests for four different mineral-cement binders. The mixtures were prepared according to the recommended binder: water ratio given by the manufacturer. The following parameters have been studied: bulk density, compressive strength, tensile strength, Young modulus, transversal strain coefficient (similar to Poisson ratio), the temperature of hydration and water content. The research has been carried out from the 1st to the 28th day of the mixture curing. The research has shown that every binder reveals its own set of physical parameters which have common variation and which can also decrease in time during hydration. The tested parameters usually vary sinusoidally while curing. The essential variation considers the compressive strength described in the catalogues and the results obtained in the laboratory tests show that it is up to 30-40%. It proves that to obtain proper lining sleeves it is necessary to carry out proper laboratory tests first.

3

Stateczność wyrobiska korytarzowego drążonego w strefie uskokowej w świetle badań kopalnianych i numerycznych

Małkowski P., Ostrowski Ł., Bachanek P.

Przegląd Górniczy

|

2018

|

T. 74, nr 2

17--27

PL

Na długości wyrobiska korytarzowego często dochodzi do zmian warunków górniczo-geologicznych, a jedną z przyczyn zaistniałych zmian jest obecność nierozpoznanej wcześniej strefy uskokowej. Doświadczenia pokazują, że jest to jeden z głównych czynników wpływających na problemy z utrzymaniem stateczności wyrobiska korytarzowego. Największym problemem przy ocenie wpływu strefy uskokowej na obciążenia obudowy jest ocena zasięgu strefy osłabienia (spękania) górotworu, jak i ilościowej oceny spadku właściwości mechanicznych skał. Według światowych badań strefa może wynosić od 1-2 metrów lub sięgać aż do czterokrotnej wartości wysokości zrzutu danego uskoku. Ponieważ w rejonie Górnośląskiego Zagłębia Węglowego zjawisko występowania małych uskoków na wybiegu wyrobiska jest bardzo powszechne, w artykule przedstawiono wpływ strefy uskokowej na stateczność chodnika podścianowego D-2 w kopalni KWK „Borynia- Zofiówka-Jastrzębie”. Wpływ ten przedstawiono na podstawie pomiarów dołowych konwergencji wyrobiska oraz za pomocą metod numerycznych. Wykonane badania pokazały, że dla celów inżynierskich można to zadanie wykonać za pomocą modelu płaskiego. Odpowiednie odwzorowanie uskoku modelem sprężysto-plastycznym z 20-procentowym osłabieniem pozwoliło otrzymać wyniki obliczeń numerycznych charakteryzujące się dużą zgodnością z wynikami pomiarów konwergencji wyrobiska w warunkach in situ. Stwierdzono, że zasięg zniszczenia górotworu w pionie sięga w stropie do wysokości dwóch zrzutów uskoku, w spągu do 3 zrzutów uskoku, a w ociosach do dwukrotnej wartości zrzutu uskoku. Na jego zasięg wpływa przede wszystkim wytrzymałość warstw skalnych znajdujących się poza strefą uskokową, a nachylenie sprawia, że strefa uplastycznienia jest niesymetryczna. Konwergencja chodnika o prawidłowo dobranej obudowie, znajdującego się w strefie uskoku nawet o małym 5-metrowym zrzucie jest 3,5–4,5-krotnie większa niż na odcinkach niezaburzonych tektonicznie. Najistotniejsze jest przy tym wypiętrzanie spągu, które może lokalnie dochodzić do 1,8 m, co zawsze będzie sprawiać problemy z utrzymaniem stateczności wyrobiska korytarzowego na odcinku z osłabionymi i przesuniętymi względem siebie warstwami skalnymi.

EN

There are many cases where geological and mining conditions change along the mining roadway. The primary unknown throw fault zones are often the reason of the problems for mining engineers. Based on experience, this is one of the main factor influences on mining workings stability. The key problem is to determine the range of the weaken zone in the vicinity of a fault zone which affects the load on a designed support. The worldwide research has shown that the range can be 1-2 m or reaches even 4-fold of the fault throw. As the small throw fault zones are very common in the conditions of Upper Silesia Coal Basin, this paper presents the research of fault zone influence on the roadway stability. The results of the numerical calculations are shown and in situ convergence measurements carried out in the maingate D-2 in the “Borynia-Zofiówka- Jastrzębie” coal mine as well. The proper modelling – elastic-plastic model with 20% weakening of rock mass properties – provided good accuracy between the calculations and measurements. Based on the results of research, it may be concluded that the rock mass displacements around roadway section within a fault zone reach: in the roof - two times the throw of the fault, in the floor - three times the throw, and horizontally nearly up to two times the width of the modelled fault zone. The convergence of the working, even whether the support has been designed properly, in the case of a 5-meter throw of the fault will be 3.5-4.5 higher than for the section of the roadway unaffected by the fault zone. A floor heaving which can reached even 1.8 m, is the most important for mining practice. It will always cause problems with the roadway maintenance, as the rock mass is strongly disturbed in such a zone and the rock beds are dislocated.

4

Analysis of Young's modulus for Carboniferous sedimentary rocks and its relationship with uniaxial compressive strength using different methods of modulus determination

Małkowski P., Ostrowski Ł., Brodny J.

Journal of Sustainable Mining

|

2018

|

Vol. 17, iss. 3

145--157

EN

Young’s modulus (E) is one of the basic geomechanical parameters used in rock engineering in practice. It is determined based on uniaxial compressive test (UCS). However, according to International Society of Rock Mechanics it can be calculated by three different ways: as the tangent, secant and average modulus. The results from each method are significantly different. The UCS tests was carried out on 237 rock specimens with the slenderness ratio 2 of Carboniferous claystones, mudstones and sandstones. The axial deformation was always measured automatically by the displacement measurement device (LVDT) built into the testing machine and connected to the hydraulic piston. Then the Young’s modulus was calculated for each test by all three methods. The analysis of the results is presented in this paper to show the difference between all the three moduli calculated for each specimen, and to recommend the best method of Young’s modulus determination. First, the typical range of the elastic linear deformability for the chosen rock types was determined as 25-75% of the peak strength at confidence interval 95% for these sedimentary rocks. The modulus value distributions obtained from each calculation method were compared using statistical parameters: mean value, median, minimum, maximum, standard deviation, mean difference at confidence interval 95%, and non-uniformity coefficient. The proportions between average-secant modulus (Eav/Esec) and average-tangent modulus (Eav/Etan) for the rock samples were estimated. For the studied rocks the obtained values were: 1.10-1.32% for Eav/Esec, 1.08-1.25% for Etan/Esec and 1.01-1.06 for Eav/Etan (for Etan with the range of 20-80% of peak strength). These values show low coherence between secant and average modulus (ca. 23% difference) and good consistency of average and tangent modulus. Based on the analysis, tangent Young’s modulus is recommended as the guiding one at the constant range of 30-70% of the ultimate stress. Secant Young’s modulus, as it comprises not only elastic strain but the pore compaction as well, should be named as modulus of deformability. This conclusion was further confirmed by the regression analysis between UCS and E. The highest regression coefficients and the lowest standard error of the regression was obtained for tangent Young’s modulus determination method. In addition, modulus ratio MR for claystones, mudstones and sandstones was studied and determined as 274, 232 and 223 respectively.

5

The impact of the low throw fault on the stability of roadways in a hard coal mine

Małkowski P., Ostrowski Ł., Bachanek P.

Studia Geotechnica et Mechanica

|

2017

|

Vol. 39, nr 1

63--72

EN

Ensuring roadways stability in hard coal mines is one of the main challenges faced by engineers. A changeable geological structure have caused the roadway’s conditions to vary, thus influencing its stability. One of the causes of those changes is the presence of a previously undiscovered fault zone (small faults crossed the roadway) within which a significant convergence or support deformation may occur. The paper presents the impact of low throw faults on the degree of convergence of roadways. Convergence is determined for two roadways in the hard coal mine. A special measuring stations have been installed in one of the roadways, and they have carried out constant measurements for 15 months. In the other roadway, the degree of convergence has been determined on the basis of an on-site verification and comparison of the measurements obtained and the initial values, based on the roadway’s records. On the basis of the obtained convergence results, the impact of a single fault and the entire fault zone on the roadway stability has been determined. The impact of a single, low throw fault results in a 30% higher vertical convergence than in the case of roadways free of geological disturbance. In the roadway section located in the fault zone, vertical convergence is 4 times higher than in the case of sections free of disturbance impact. The floor heaving constitutes ca. 90% of vertical convergence both for roadway sections situated within the faulted zones and for sections free of the influence of any additional factors.

6

Zastosowanie kotwi dla zwiększania rozstawu odrzwi obudowy podporowej w wyrobiskach korytarzowych

Małkowski P., Majcherczyk T., Niedbalski Z.

Przegląd Górniczy

|

2017

|

T. 73, nr 7

12--22

PL

Obudowa stalowa podporowa podatna jest najczęściej stosowanym zabezpieczeniem wyrobisk korytarzowych w polskich kopalniach węgla. Wobec wzrastającej głębokości prowadzonej eksploatacji i związanych z nią ciśnień górotworu musi ona przenosić coraz większe obciążenia. Zmiana typu stali i przekroju kształtownika jest w tym zakresie często niewystarczająca, stąd w projekcie obudowy zmniejsza się rozstaw odrzwi obudowy podporowej. Kolejnym krokiem jest zastosowanie wzmocnień, których podstawowym elementem są często kotwy. Zastosowanie kotew w istotny sposób zmienia jednak zachowanie się górotworu wokół wyrobiska i praktyka pokazuje, że przy wystarczająco wysokich parametrach mechanicznych skał stropowych oraz podzielności blokowej górotworu, można zmniejszyć rozstaw odrzwi obudowy łukowej podatnej. W artykule przedstawiono przykłady wykorzystania kotew do rozrzedzania łuków obudowy podporowej. Skuteczność działania zaprojektowanych i zastosowanych schematów obudowy podporowo-kotwowej była monitorowana pomiarami dołowymi. Schematy obejmowały przykotwienie łuków stropnicowych oraz kotwienie pomiędzy łukami. W ramach badań prowadzono pomiar konwergencji, rozwarstwień stropu, oraz obciążeń kotew i obciążenia odrzwi. Wyniki pomiarów potwierdzają, że w określonych warunkach górniczo-geologicznych przy zastosowaniu kotew istnieje możliwość zwiększenia odległości między odrzwiami obudowy podporowej wyrobisk korytarzowych w kopalniach węgla do 1,2 m lub nawet 1,5 m.

EN

Steel chock-flexible support is the most commonly applied protection of galleries in Polish coal mines. In the light of the increasing depth of the exploitation and related rock mass pressures, it must carry even more loads. Changing the steel type and cross-section of the shape is often insufficient, hence in the support design, the spacing of the chock support door frame decreases. The next step is the application of reinforcements which are often mainly composed of anchors. However, the application of anchors changes significantly the behaviour of rock mass surrounding the excavation and experience has shown that with sufficiently high mechanical parameters of roof rocks and rock mass block divisibility, it is possible to decrease the spacing of yielding arch support door frame. This paper presents examples of anchor application in stratification of chock support arches. The efficiency of operation of the designed and applied schemes of anchored-chock support was controlled by underground measures. The schemes included anchoring of the roof-bar arches and anchoring between the arches. Within the study, convergence, roof stratification and anchor and door frame loads were measured. The measurements results confirm that in particular mining-geological conditions by the use of anchors, there is a possibility of increasing the distance between door the frame of the galleries’ chock support in coal mines even up to 1.2m or 1.5m.

7

Zarządzanie monitoringiem zagrożeń w górnictwie

Małkowski P.

Inżynieria Mineralna

|

2017

|

R. 18, nr 2

215--224

PL

Zagrożenia naturalne są nieodłączną częścią prowadzenia działalności górniczej. Dotyczy to prowadzenia zarówno eksploatacji podziemnej, jak i odkrywkowej. Zagrożenia powodują nie tylko opóźnienia realizacji planowanych robót górniczych będąc przyczynami awarii maszyn i urządzeń, ale często w sposób ciągły stanowią ryzyko utraty zdrowia i życia dla pracujących górników. W celu zapobiegania zdarzeniom, które naraziłoby na straty zakład górniczy oraz w celu kontroli poziomu zagrożenia prowadzony jest zwykle specjalny monitoring – stały, okresowy lub doraźny. Dostarcza on aktualnych danych o stanie górotworu, pokazuje parametry dotyczące zagrożeń naturalnych oraz jest praktycznie jedyną metodą zweryfikowania poprawności przyjętych założeń projektowych dotyczących stateczności wyrobisk, stateczności filarów lub skarp i zboczy oraz doboru obudowy. W artykule przedstawiono wytyczne dotyczące planowania i projektowania monitoringu zagrożeń w górnictwie. Dotyczy on zarówno zagrożeń kwalifikowalnych, które znalazły się w rozporządzeniu Ministra Środowiska w sprawie zagrożeń naturalnych w zakładach górniczych, jak i niekwalifikowalnych, jak np. zagrożenie zawałowe występujące w polskich kopalniach miedzi. Choć przepisy górnicze generalnie wskazują czynniki naturalne lub techniczne, które powinny być kontrolowane, to zakres monitoringu oraz wybór i dobór parametrów technicznych urządzeń pomiarowych pozostawiają w gestii dozoru wyższego, a przede wszystkim kierownika ruchu zakładu górniczego. Wymaga to od inżynierów odpowiedniego zarządzania monitoringiem i umiejętności jego właściwej organizacji. W artykule przedstawiono zatem schemat postępowania, który musi zostać zrealizowany by wdrożony system kontroli zagrożenia był skuteczny. Tylko wówczas można ocenić poziom ryzyka i dobrać odpowiednie metody zwalczania zagrożenia. Należy przy tym podkreślić, że monitoring należy na bieżąco dostosowywać do zmieniającej się sytuacji górniczej i zmieniających się warunków geologicznych wraz z postępem robót górniczych.

EN

The natural hazards are an inherent part of any mining activity. They concern both, underground and open-pit methods. The hazards cause not only the delay against the mining operational plans but can also be a source of equipment damage and are often very likely to create a significant risk to health and safety of employees. In order to prevent natural hazard related incidents and to control their levels, some special monitoring systems are introduced in mining operations. They can be permanent, periodic or short-term. The mentioned systems deliver actual and live data about the rock mass condition, show the parameters representing the natural hazards and are in fact the only method which can verify the design assumptions used for evaluating the stability of underground roadways, their support, pillars stability or slope stability in open pit mines. It should also be highlighted that described monitoring systems should be always adjusted accordingly to changing mining and geological conditions taking also into account advancing mining works. This paper presents a discussion concerning certain guidelines for monitoring, predicting and controlling of the mining hazards in mining. It includes both; the hazards called by Ministry of Environment of Poland as “qualified mining hazards” in its ordinance as well “unqualified mining hazards” defined in the same document. The latter include for example roof fall hazard often occurring in Polish copper mines. Despite the mining regulations generally pointing the natural and mining factors to be controlled for the hazard risk assessment; the choice of equipment, adjustment of its technical parameters and design of the monitoring system itself, are left to the supervisory level personnel in the mine, primarily the Mine Manager. Such approach requires from mining engineers to properly manage the monitoring systems and learn to organize them in the best possible manner. Hence, the paper presents a flowchart showing a sequence of tasks to be introduced and implemented for an effective monitoring system. Author believes that only by having the system implemented correctly, it is possible to assess the risks and select the proper methods to reduce the hazards.

8

The impact of the mineral composition of Carboniferous claystones on the water-induced changes of their geomechanical properties

Małkowski P., Ostrowski Ł., Bożęcki P.

Geology, Geophysics and Environment

|

2017

|

Vol. 43, no. 1

43--55

EN

In this article, the authors describe the characteristics and changes of geomechanical properties of Carbonifeorus claystones as related to their mineral composition and the time of soaking in water. Geomechanical properties, including bulk density, Young modulus, Poisson ratio, unconfined compressive strength, durability index, and swelling index were examined in dry rock samples, and in water-soaked samples after 3 hours of soaking, and 6 hours of soaking respectively. Changes in the geomechanical properties of rocks were also examined as a function of their mineralogical composition. In particular, the properties of rocks were examined in relation to present aluminosilicates and layered aluminosilicates, respectively. Changes in the geomechanical properties were also examined relative to the presence of minerals anatase and siderite. Correlation coefficients between physical parameters and mineral composition were examined. It was determined that the total quantity of aluminosilcates is a better predictor of geomechanical properties after soaking, than only the content of layered aluminosilicates. Calculated correlation coefficients were generally higher for most samples after 6 hours of soaking than after 3 hours of soaking. It was also determined that the increase of bulk density correlates much better with the mineral anatase content, than with the siderite content.

9

Wskaźnik utrzymania funkcjonalności wyrobisk korytarzowych - przykłady zastosowania

Niedbalski Z., Majcherczyk T., Małkowski P.

Przegląd Górniczy

|

2016

|

T. 72, nr 4

31--37

PL

Ze względu na dużą liczbę oraz zmienność czynników geologicznych, geomechanicznych, górniczych i technicznych na wybiegu wykonywanych wyrobisk, proces projektowania i utrzymania wyrobisk korytarzowych w kopalniach podziemnych jest zagadnieniem niezwykle złożonym. W artykule przedstawiono metodę, która pozwoliła na sformułowanie i określenie wskaźnika utrzymania funkcjonalności wyrobiska korytarzowego Nuf. Przedmiotowy wskaźnik uwzględnia czynniki geologiczno-górnicze i techniczne związane z rodzajem obudowy, jej nośnością, wielkością wyrobiska oraz planowanym czasem jego utrzymania. Wpływ poszczególnych czynników na możliwość utrzymania wyrobiska oparto na badaniach za pomocą AHP (Analiza Hierarchiczna Problemu). Z kolei na podstawie badań dołowych prowadzonych w kilkunastu wyrobiskach różnych kopalń węgla kamiennego, przedstawiono porównanie zaproponowanego wskaźnika z wynikami pomiarów. Analiza wskazuje, że zaproponowany wskaźnik może być przydatny do projektowania obudowy oraz prognozowania stopnia trudności w utrzymaniu wyrobisk w określonym czasie.

EN

Due to the large number and variability of geological, geomechanical, mining and technical factors on the run of driving excavation, the design and maintenance of roadways in underground mines is a very complicated problem. The article presents a Roadway Functionality Maintenance index RFM. The present index takes into account the geological, mining factors and technical factors related to the type of support, the capacity, the size of the excavation and the lifetime. The impact of each factor on the ability to maintenance the excavation was based on research using the AHP method (Analytic Hierarchy Process). The in situ researches have been carrying out in several coal mines, to determine the rock mass and support behavior. The results were compared with the proposed RFM index values for chosen roadways. The analysis shows that the proposed index may be useful for the roadways support design and forecasting the degree of difficulty in maintenance excavations in a specified period of time.

10

Wskaźnik skuteczności projektowania wyrobisk korytarzowych

Małkowski P., Niedbalski Z., Majcherczyk T.

Przegląd Górniczy

|

2016

|

T. 72, nr 3

1--7

PL

Zaprojektowanie wyrobiska podziemnego oraz jego obudowy, nawet jeżeli jest oparte na wieloletnim doświadczeniu, dość dobrym rozpoznaniu warunków geologicznych i wykorzystaniu odpowiedniej metody obliczeń, zawsze niesie za sobą element niepewności. Nowo projektowane wyrobisko w zasadzie nigdy nie będzie się znajdować w identycznych warunkach geologiczno-górniczych, jak sąsiednie wyrobiska, w rejonie których warunki te zostały rozpoznane. Jednym z największych problemów na etapie projektowania jest właściwa ocena możliwości utrzymania stateczności wyrobiska. W artykule Autorzy zidentyfikowali i ocenili czynniki naturalne (w tym niezależnie właściwości geomechaniczne), górnicze i techniczne (w tym niezależnie rodzaj obudowy), które w głównej mierze decydują o możliwości utrzymania wyrobiska. Następnie zaproponowali, aby proces projektowania wyrobiska podzielić na dwa etapy: pierwszy, w którym ocenione zostają warunki górniczo-geologiczne panujące wokół wyrobiska, oraz drugi związany z zastosowaną w wyrobisku obudową. Wówczas w pierwszym etapie ocenia się cechy geologiczne i geomechaniczne górotworu, które predysponują dany fragment masywu skalnego do niszczenia, przemieszczeń i odkształceń w aspekcie danej sytuacji górniczej. W drugim etapie ocenia się możliwość utrzymania wyrobiska, wynikającą z dokładności jego wykonania i doboru konstrukcji obudowy i użytych w tym celu materiałów. Opierając się na istniejących metodologiach oraz dotychczas prowadzonych badaniach własnych, Autorzy przedstawili wskaźnik wspomagający proces projektowania wyrobisk podziemnych: wskaźnik skuteczności projektowania wyrobisk korytarzowych Nsp, który ocenia potencjalną możliwość utrzymania wyrobiska w danym rejonie kopalni.

EN

This paper presents a classification of geological, geomechanical, mining and technical factors (and type of support independently) based on Analytic Hierarchy Process analysis. These factors determine the roadway stability. To assess the probability and consequences of mine working instability, the authors propose to divide the process of design into two stages. The first stage consists in the assessment of potential difficulties in ensuring roadway stability and rock mass deformation and damage, based on geological, geomechanical and mining data. The second stage evaluates the success of roadway maintenance in a given time period for selected technical solutions (roadway dimensions, support construction, chosen materials and workmanship). Basing on the existing methods of design as well as the authors' own research, a new method of hard coal mine roadways stability assessment has been developed. The Roadway Design Efficiency index Nsp was developed to assess the possibility of roadway maintenance in advance of working drivage in local conditions.

11

Wpływ zawodnienia na wypiętrzanie skal spągowych wyrobiska korytarzowego

Ostrowski Ł., Małkowski P.

Przegląd Górniczy

|

2016

|

T. 72, nr 3

28--38

PL

Wypiętrzanie spągu jest niezwykle uciążliwym zjawiskiem, wpływającym nie tylko na stateczność czy funkcjonalność wyrobisk korytarzowych, ale również na wzrost kosztów eksploatacji węgla. W artykule przedstawiono wyniki obliczeń numerycznych oraz badań in situ wypiętrzania spągu wyrobiska niepoddanego bezpośrednio wpływom eksploatacji, gdy spąg tworzą zawodnione lub suche skały ilaste. Wpływ wody na zmianę właściwości mechanicznych skał spągowych wyznaczono na podstawie badań laboratoryjnych. Badania te objęły wyznaczenie wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie, modułu sprężystości liniowej, liczby Poissona, rozmakalności oraz rozmiękalności. Na podstawie otrzymanych z obliczeń numerycznych map naprężeń normalnych wokół wyrobiska określono zasięg stref zniszczenia w spągu i w kolejnych etapach uwzględniono wpływ wody na parametry mechaniczne spągowego iłowca. Obniżenie parametrów wytrzymałościowo-odkształceniowych zawodnionych skał spągowych w obliczeniach numerycznych przyniosło efekt w postaci zmiany zarówno konwergencji wyrobiska korytarzowego, jak również samej zmiany wartości wypiętrzania spągu. Otrzymane wartości w dużym stopniu pokrywają się z przeprowadzonymi w kopalni badaniami in situ.

EN

Floor heaving is a troublesome phenomenon which influences the stability and functionality of roadways. It influences exploitation costs as well. There are results of numerical calculations and results of in situ floor heaving research, included in this paper, where the floor rocks are composed of dry and wet claystones and the roadways are not affected by other mining works. The change of the mechanical properties of rocks in the floor have been investigated through laboratory tests. The research comprised uniaxial compressive strength tests, Young modulus, Poisson ratio and slakeability tests. The range of damage zone in the roadway's floor was determined on the basis of numerical calculations. Then, in the calculation stages, water influence on mechanical claystone parameters was taken into consideration. The stress-strain parameters reduction of wet floor rocks have changed roadway convergence and its floor heaving as well. The obtained calculation results coincide with the underground in-situ measurement results carried out in the roadway.

12

XXXIX Zimowa Szkoła Mechaniki Górotworu i Geoinżynierii

Małkowski P.

Nowoczesne Budownictwo Inżynieryjne

|

2016

|

Nr 3

59

PL

14–18 marca 2016 r. w hotelu Stok w Wiśle odbyła się XXXIX Zimowa Szkoła Mechaniki Górotworu i Geoinżynierii. Głównym organizatorem konferencji była Fundacja Nauka i Tradycje Górnicze działająca przy Wydziale Górnictwa i Geoinżynierii Akademii Górniczo-Hutniczej w Krakowie oraz Katedra Geomechaniki, Budownictwa i Geotechniki tego Wydziału.

EN

The conference was attended by 172 participants working in the field of geotechnics, construction, geomechanics and mining.

13

Zagospodarowanie odpadów górniczych powęglowych w budownictwie drogowym i hydrotechnicznym

Małkowski P., Tymoszenko E.

Geoinżynieria : drogi, mosty, tunele

|

2016

|

nr 4

52--55

PL

Istnieje wiele przykładów udanego wykorzystywania odpadów górniczych. Największe ku temu możliwości stwarza skała płonna, czyli głównie karbońskie iłowce, mułowce i piaskowce, lokalnie z węglem, syderytem i pirytem. Przygotowanie odpowiedniej frakcji skał odpadowych powoduje, że staje się ono kruszywem, które z powodzeniem można wykorzystać np. w budownictwie drogowym czy hydrotechnicznym.

14

Obudowa kotwowa wczoraj i dziś w aspekcie obowiązujących przepisów

Małkowski P.

Bezpieczeństwo Pracy i Ochrona Środowiska w Górnictwie

|

2016

|

nr 11

3--13

PL

Samodzielna obudowa kotwowa w polskich kopalniach węgla kamiennego nie jest stosowana od 2009 r. Ostatni dokument prawny w zakresie kotwienia powstał w 2002 r., stanowiąc modyfikację pierwszego rozporządzenia z 1997 r. Rozwój techniki górniczej oraz technologii kotwienia w odniesieniu do materiałów, urządzeń, rozwiązań konstrukcyjnych oraz możliwości jej stosowania sprawił, że wiele przepisów dotyczących projektowania, wykonywania i kontroli obudowy kotwowej jest nieaktualnych i wymaga dostosowania do obecnego stanu wiedzy. W artykule odniesiono się do niektórych z nich, przedstawiając wyniki ostatnich badań dotyczących kotwi, prowadzonych w Polsce i na świecie oraz sugestie możliwych poprawek, jakie należałoby uwzględnić przy opracowywaniu nowych dokumentów prawnych w zakresie kotwienia wyrobisk w kopalniach węgla.

EN

Roofbolting support in Polish hard coal mines haven’t been used from 2009. The last legal document in this regard has been written in 2002, which modified the first ordinance from 1997. Mining technique and bolting technology development considering materials, machines, bolting equipment, construction solutions and their applications made some points in above-mentioned documents being out-of-date. So the appendix concerning designing, executing and bolting controlling should be adapted to the current knowledge in this matter. Author of the paper has refered to some records included in the last document regarding bolting, presenting results of the recent research related to bolting techniques. Some corrections in this regard have been suggested. They should be take into account during new legal documents formulations concerning rockbolting at the hard coal mines in Poland.

15

Ocena wpływu jakości wykładki na stateczność wyrobiska korytarzowego

Małkowski P., Ostrowski Ł.

Wiadomości Górnicze

|

2015

|

R. 66, nr 1

33--43

PL

W artykule przedstawiono rozważania dotyczące wielkości deformacji zachodzących wokół wyrobiska korytarzowego, do zadanych oddziaływań statycznych i dynamicznych, w zależności od parametrów mechanicznych otaczających go skał, w układzie strop - pokład - spąg oraz różnych parametrów mechanicznych wykładki. Zaprezentowane wyniki obliczeń dotyczą wyrobiska drążonego na głębokości 1000 metrów, na które - obok ciężaru nadkładu - działa obciążenie dynamiczne wynikające ze wstrząsu o energii 106 J. Obliczenia wykonano metodą numeryczną z wykorzystaniem programu Phase2.

EN

The paper presents the considerations on the size of the deformation occurring around a roadway, with regard to determined static and dynamic impacts depending on the mechanical parameters of the rocks surrounding the roadway in the arrangement of roof-seam-floor and various mechanical parameters of the strengthening lining. Presented results of calculations relate to the working being driven at the depth of 1000 meters, which - apart from the weight of the overburden - is exposed to the impact of dynamic load resulting from the shock of energy 106 J. The calculations were performed using numerical method Phase2 software.

16

Analiza utrzymania stateczności wyrobisk korytarzowych w długim okresie

Majcherczyk T., Małkowski P., Niedbalski Z.

Przegląd Górniczy

|

2015

|

T. 71, nr 1

53--60

PL

W artykule przedstawiono przykłady obserwacji wyrobisk korytarzowych wykonywanych w górotworze karbońskim w różnych warunkach stropowych, dla których testowano różne schematy obudowy. Obserwacje takie wykonywano nawet przez okres kilku lat. Wykonywane pomiary pozwoliły na ocenę intensywności ruchów górotworu wokół wyrobiska, a także na oszacowanie granicznego czasu intensywnych przemieszczeń skal wokół niego. Na podstawie pomiarów można wskazać pewne warunki naturalne i techniczne, które sprzyjają utracie stateczności wyrobiska oraz ocenić skuteczność wybranych schematów obudowy dla przeciwdziałania zagrożeniu zawałowemu w warunkach górotworu karbońskiego.

EN

This paper presents the examples of observations of dog headings driven in Carboniferous rock mass in different roof conditions for which different schemes of housing were tested. Such observations were performed during a period of up to several years. The measurements allowed to evaluate the intensity of rock mass movements in the surroundings of a dog heading as well as to estimate the boundary time of the intense rock movements around it. The measurements allow to indicate certain natural and technical conditions which favour the loss of the stability of a dog heading as well as to assess the efficiency of the selected housing schemes in order to meet the threat of caving in the conditions of Carboniferous rock mass.

17

Współpraca kotwi z górotworem

Małkowski P., Stępień A.

Bezpieczeństwo Pracy i Ochrona Środowiska w Górnictwie

|

2015

|

nr 11

24--33

PL

W artykule opisano zasady współpracy kotwi z górotworem, charakteryzując działanie kotwi wklejanych i mocowanych mechanicznie oraz mocowanych odcinkowo i na całej swojej długości. Omówiono także wpływ czynników technicznych, decydujących o skuteczności pracy pojedynczej kotwi. Stwierdzono, że największą nośność oraz najlepszy efekt wzmocnienia można uzyskać stosując kotwy iniekcyjne. Wskazano także najważniejsze czynniki wpływające na bezpieczeństwo pracy kotwi. Z analizy wynika, że o powodzeniu stosowania kotwi decydują przede wszystkim mocne niespękane skały, dobre wymieszanie spoiwa lub też proporcja wody i cementu równa 0,30–0,35 oraz średnica otworu kotwiowego większa o 4–5 mm od średnicy kotwi. Niezbędna jest także weryfikacja projektu kotwienia przy zmieniających się warunkach naturalnych oraz górniczych.

EN

The rules of bolt – rock mass interaction were described in the paper. The bound and frictional bolts were considered as well as bolts fully grouted to the rock body and bolts fixed in the short segment. The charts normal/shear stress vs. bolt lenght were presented to show the work difference. The technical factors decided on the bolts’ work effectiveness were discussed. The length of fixing, rock mass type, the bar construction, the way of fixing, the typy and thickness of the bound and pre-tension were considered. It was stated that the highest load bearing capacity and reinforcement effect one can get using fully grouted bolts. The most important factors influenced the rockbolting safety were discussed as well. Looking through the cases of study the success of rockbolting depends on: hard unjointed rocks, well mixed resin-grout or mortargrout and w/c proportion no higher than 0,3-0,35 and the borehole diameter 4-5 mm bigger than the bolt diameter. The bolt design verification is also very essential to use bolts successfully. It is very important when the natural conditions (eg. change of the lithology and rock properties, water inflow) or the mining conditions (changed distance to a gob or an exploiataion edge) were changed. The polish, english and american experiences were mainly taken into account during the analysis.

18

Wpływ uwarstwienia górotworu na zasięg stref spękań wokół wyrobisk korytarzowych

Małkowski P.

Wiadomości Górnicze

|

2014

|

R. 65, nr 5

259--269

PL

W artykule przedstawiono metody analityczne, dzięki którym można określać zasięg stref spękań wokół wyrobisk korytarzowych. Metody te zastosowano dla jedenastu odcinków pomiarowych wyrobisk, znajdujących się w górotworze uwarstwionym i jednorodnym. Obliczenia te zweryfikowano wynikami badań endoskopowych, które prowadzone były w wybranych wyrobiskach przez kilkanaście miesięcy.

EN

The paper presents the analytical methods by which one can determine the extent of fracture zones around roadways. These methods were used for eleven measurement sections of roadways, located in the stratified and homogeneous rock mass. The calculations were verified by the results of endoscopy, which were conducted in selected roadways for several months.

19

Wpływ właściwości mechanicznych skał otaczających wyrobisko korytarzowe na zjawisko wypiętrzania spągu

Małkowski P., Ostrowski Ł.

Przegląd Górniczy

|

2014

|

T. 70, nr 12

78--90

PL

Zjawisko wypiętrzania spągu jest jedną z głównych przyczyn utraty stateczności oraz funkcjonalności wyrobisk korytarzowych. Jest ono szczególnie uciążliwe przy odstawie urobku przenośnikami zgrzebłowymi i taśmowymi stawianymi na spągu oraz transporcie materiałów kolejkami spągowymi. Dodatkowo zmniejszenie przekroju wyrobiska przez wyciskany spąg jest również ważne z punktu widzenia wentylacji wyrobisk górniczych, m.in. poprzez zwiększenie oporów ruchu na drodze przepływającego powietrza. Badania prowadzone bezpośrednio w chodnikach pokazują, że deformacja spągu może stanowić nawet 80÷90% całkowitej konwergencji pionowej. Przyczynę zjawiska upatruje się, przede wszystkim, w słabych skałach spągowych przy jednoczesnym występowaniu dużych koncentracji naprężeń wokół wyrobiska.Ponieważ prognozowanie zaciskania wyrobisk jest zależne od wielu czynników i nie zawsze daje zadowalające rezultaty, autorzy artykułu przedstawili rozważania dotyczące wielkości wypiętrzania spągu w wyrobiskach korytarzowych w zależności od wytrzymałości i odkształcalności otaczających je skał, w układzie strop – pokład – spąg. W artykule przedstawiono wyniki obliczeń dla wyrobisk drążonych na dwóch głębokościach 700 i 1200 metrów, a więc przy różnych naprężeniach pierwotnych występujących dookoła wyrobiska. Obliczenia wykonano w oparciu o metody numeryczne z wykorzystaniem programu Phase.

EN

The phenomenon of floor upheaval is one of the main causes of losing stability and functionality of the dog heading. It is particularly arduous during output haulage with scraper and belt conveyors placed on the floor as well as by transporting materials with floor railway. Additionally, the reduction of excavation section due to floor heave is also important from the point of view of ventilation, for instance due to increased resistance to motion against airflow. Tests performed directly in headings show that the floor deformation may be over 80-90% of the total vertical convergence. The cause of this lies mainly in the weakness of bottom rocks with the simultaneous occurrence of high stress concentration around the excavation. Since forecasting of excavation tightening depends on many factors and is sometimes unsatisfactory, the authors have considered the issue of floor upheaval in dog headings in the field of strength and deformation of the surrounding rocks in the roof-bed-floor arrangement. This paper presents the results of calculations for excavations driven at the depth of 700 and 1200 meters which is by different primary stresses around the excavation. The calculations were performed on the basis of numerical methods by the use of Phase2 program.

20

Optymalizacja grubości łaty węglowej pozostawionej w stropie wyrobiska ścianowego z uwagi na zawodnienie skał stropowych

Małkowski P., Ulaszek A., Ostrowski Ł.

Przegląd Górniczy

|

2014

|

T. 70, nr 3

48--57

PL

W artykule przedstawiono wyniki obliczeń numerycznych stanu naprężenia i odkształcenia wokół wyrobiska ścianowego znajdującego się w otoczeniu słabych skał karbońskich. Pokazano efekt pozostawiania w stropie łaty węgla dla ograniczania deformacji skał stropowych. Analizę wykonano dla skał suchych oraz zawodnionych. W celu ilościowej oceny zmian właściwości mechanicznych skał karbońskich na skutek działania wody dla piaskowca i iłowca przeprowadzono badania laboratoryjne. Wykonano je dla warstw łaziskich pochodzących ze wschodniego rejonu Górnośląskiego Zagłębia Węglowego. Badania objęły wyznaczenie wytrzymałości na jednoosiowe ściskanie, modułu sprężystości podłużnej oraz rozmakalności. Stwierdzono ok. 30-procentowy spadek wytrzymałości piaskowców oraz 80-procentowy spadek wytrzymałości iłowców oraz rozpad iłowców już po trzech godzinach kontaktu z wodą. Obniżenie parametrów wytrzymałościowo-odkształceniowych skał w obliczeniach numerycznych pokazało, że technologia pozostawiania w stropie łaty węgla podczas prowadzenia eksploatacji ścianowej jest zasadna dla utrzymania stateczności wyrobiska. Przeprowadzona analiza udowodniła, że obliczenia numeryczne mogą być podstawą doboru grubości łaty. Niezbędnym warunkiem skuteczności takich obliczeń jest dobre rozpoznanie właściwości skał, które stanowią otoczenie wyrobiska oraz precyzyjna dyskretyzacja modelu numerycznego.

EN

This paper presents the results of numerical calculations relating to the state of stress and strain around the longwall face surrounded by weak carboniferous rocks. The efficiency of a coal roof for decreasing roof rock deformation has been shown. The analysis was carried out for both wet and dry rocks. Laboratory investigations were carried out in order to assess the quantitative change of mechanical rock properties treated with water. The Laziskie strata from the eastern part of the Silesian Coal Basin was tested. Compressive strength, Young modulus and slakeability tests were used for this investigations. 30% decrease in compressive strength of sandstones and 8O% decrease in strength of claystones was observed. Claystones decayed in water after three hours. Lowering the strength-and-strain properties of rocks in numerical models showed that the roof coal technology in longwall exploitation system is essential to ensure longwall face stability. The results of the numerical analysis can be used as a basis for the selection of roof coal thickness in longwall mining. A factor necessary to obtain the effectiveness of such calculations is a good recognition of the properties of rocks which surround the excavation, and the distinct numerical model discretization.