SCHEMAT WARSTW STROPOWYCH

-strop bezpośredni , zespół warstw stropowych, który pod wpływem własnego ciężaru odspaja się od warstwy wyżej leżących a nie podpartych obudową o odpowiedniej podporności załamuje się i odpada do wyrobiska tworząc gruzowisko zwałowe,

-strop zasadniczy, który stanowią mocne i sztywne warstwy skał zalegających nad stropem bezpośrednim albo bezpośrednio nad złożem, które po wybraniu załamuje się trudno i w dużych odstępach,

-strop fałszywy występujący bezpośrednio nad złożem (ok. 1m) i niskich parametrach wytrzym. ,który trudno wytrzymać w postaci zwartej przestrzeni roboczej przodku, stąd odpada on wraz z urabianiem złoża.

Strop bezpośredni >1,5 g_z

-system eksploatacji z zawałem stropu

Strop bezpośredni <1,5 g_z

-system eksploatacji z częściowym zawałem stropu lub z częściową podsadzką.

Strop zasadniczy

-system z podsadzką (również w przypadku występowania stropu bezpośredniego gdy wymagana jest ochrona powierzchni lub warstw nadległych

Z ugięciem stropu - gdy występuje pakiet warstw spoistych i zwięzłych zdolnych do uginania bez przerywania ciągłości

Rodzaje stropów - strop są to warstwy skał zalegające nad pokładem.

a) strop bezpośredni - tworzą warstwy skalne zalegające bezpośrednio za pokładem i załamujące się do pustki eksploatacyjnej w ślad za postępem frontu. Strop bezpośredni budują skały o wyraźnej podzielności zarówno warstwowej jak i łupliwości pionowej (łupki piaszczyste).

b) strop zasadniczy - zbudowany z warstw skalnych o dużej wytrzymałości, ze skał mocnych bez wyraźnej podzielności. Zbudowane są przeważnie z piaskowców drobno lub grubo ziarnistych, nie ulegający samoczynnemu załamaniu do pustki eksploatacyjnej po zabraniu obudowy.

c) strop fałszywy - nazywa się cienką warstwę (od 0,1 do 0,8 m) łupku zalegającą bezpośrednio nad pokładem węgla i opadającą zaraz po urobieniu węgla.

15. Klasyfikacja skał stropowych - według Budryka

1. I Klasa - strop bezpośredni złożony ze skał kruchych łatwo załamujących się o grubości przekraczającej pięcio krotną grubość złoża

2. II Klasa - strop bezpośredni złożony ze skał kruchych łatwo załamujących się o grubości mniejszej od pięcio krotnej grubości złoża

3. III Klasa - strop utworzony jest ze skał sztywnych i mocnych zaliczanych do stropu zasadniczego który ma tendencję do załamania się w znacznej odległości od frontu eksploatacyjnego.

4. IV Klasa - strop tworzą skały zdolne do znacznych i ciągłych ugięć bez kruchego załamania się, eksploatacja z ugięciem stropu lub podsadzką suchą.

Klasyfikacja według GiG

1. I Klasa - liczba wskaźnikowa L w granicach 0<L≤18, Stropy bezpośrednie najsłabsze, odpadające natychmiast po odsłonięciu (przy dolnych wartościach wskaźnika) lub z pewnym opóźnieniem. Dla utrzymania tego rodzaju stropu niezbędne jest przypinanie łaty węgla.

2. II Klasa - liczba wskaźnikowa L w granicach 18<L≤35, Stropy bezpośrednie bardzo trudne i trudne do utrzymania. Stropy rozpadające się (L = 30), pełne dziur, obwałów i spękań. Stropy wiszące na obudowie, bardzo zawalające się , kruche, niebezpieczne.

3. III Klasa - liczba wskaźnikowa L w granicach 35<L≤60, Stropy przy dolnej granicy wartości L spękane z lokalnie występującymi obwałami, słabe stopniowo przechodzące w coraz mocniejsze . Przy górnej granicy L - dość dobre, łatwo przechodzące w stan zawału

4. IV Klasa - liczba wskaźnikowa L w granicach 60<L≤130, Stropy przy dolnej granicy wartości L dobre, stopniowo coraz trwalsze, następnie bardzo dobre, stwarzające dobre warunki pracy, typowo zawałowe , w pobliżu górnej granicy L przechodzą jednak trudno w stan zawału.

5. V Klasa - liczba wskaźnikowa L w granicach 130<L≤250, Stropy bardzo mocne i trwałe. Prowadzenie ścian z zawałem stropu wymaga stosowania odpowiednich technik powodowania zawału

6. VI Klasa - liczba wskaźnikowa L w granicach L>250, Stropy wybitnie mocne i trwałe. W obecnych warunkach technicznych nie przewiduje się przy takich stropach prowadzenia ścian z zawałem

Likwidacja zrobów

Bezpośredni wpływ na wybór sposobu likwidacji zrobów ma rodzaj skał stropowych. Dla ułatwienia wyboru systemu eksploatacji opracowano różne klasyfikacje skał stropowych]:- klasa 1 — strop bezpośredni utworzony ze skał kruchych, łatwo się rabujących, przy czym miąższość ich jest większa, niż 5-krotna grubość pokładu, - klasa II —strop bezpośredni utworzony ze skal kruchych, łatwo się rabujących, przy czym miąższość ich jest mniejsza niż 5-krotna grubość pokładu, - klasa III — stropu bezpośredniego brak, strop zasadniczy nad pokładem utworzony z grubej

warstwy skał mocnych i nie uginających się,

klasa IV — strop utworzony ze skał zdolnych do uginania się, a więc plastycznych lub

drobnouwarstwionych.

Przy I klasie stropu zalecano stosowanie systemów z zawałem stropu, przy II klasie stropu systemów z zawałem częściowym z podtrzymywaniem stropu zasadniczego pasami podsadzki suchej, przy III klasie systemów z podsadzką hydrauliczną i przy IV klasie systemów z ugięciem stropu [8].

Późniejsze badania wykazały, że systemy z zawałem stropu można z powodzeniem stosować przy mniejszej grubości stropu bezpośredniego. Z wyjątkiem tej uwagi podana klasyfikacja dobrze ujmuje podstawowe zasady doboru sposobu likwidacji zrobów. Podana klasyfikacja ma charakter jakościowy — opisowy.

Likwidacja zrobów przez wywołanie zawału stropu

Systemy eksploatacji z zawałem stropu należy stosować wszędzie tam, gdzie pozwalają na to warunki geologiczne i nie zachodzi potrzeba ochrony obiektów podziemnych i powierzchnio­wych. Ten sposób należy do najtańszych technologii likwidacji przestrzeni pozłożowych. Pod pojęciem systemu z zawałem stropu rozumie się świadomy zabieg technologiczny zmie­rzający do odspojenia i opadnięcia stropu w ślad za postępującym przodkiem. Przy eksplo­atacji z zawałem stropu wydziela się wzdłuż osi głębokości następujące strefy

— strefę zawału,— strefę spękań,— strefę osiadania (ugięcia).

Strefa zawału obejmuje te warstwy skalne, które pozbawione podparcia opadają do wyrobi­ska wraz z obrotem brył i tworzą gruzowisko zawałowe, podpierające wyższe warstwy skalne. Przebieg zawału oraz stopień wypełnienia zrobów uzależniony jest od rodzaju skał stropowych oraz od ich uławicenia i łupności. Powierzchnie uławicenia powstały przy tworzeniu się skał osa­dowych i były pierwotnie poziome, a dopiero wskutek działania sił tektonicznych otrzymały one pewne nachylenie. W czasie procesów tektonicznych powstała tzw. łupność oraz uskoki. Nachy­lenie płaszczyzn łupności wynosi najczęściej 70-^-85°. Piaskowce mają bardzo rzadką sieć łupności i słabe uławicenie, stąd trudno ulegają zawałowi. Z reguły stanowią one strop zasadniczy w kopalniach węgla kamiennego. Strop bezpośredni stanowią najczęściej łupki lub inne skały z rozwiniętą siatką podzielności.

Wypełnienie wyrobiska gruzowiskiem zawałowym charakteryzuje tzw. wskaźnik rozluźnie­nia (dezintegracji) zawalonej skały Zależy on od kształtu i wielkości brył skalnych i wynosi orientacyjnie — dla piaskowca kruchego 2,0,— dla piaskowca i łupku 1,8,—dla łupku piaszczystego 1,75,— dla łupku ilastego 1,2+1,45.

Wynika stąd, że dla uzyskania pełnego podparcia stropu powinna ulec zawałowi warstwa skał o grubości 1,0 do 5,0 krotnej grubości złoża lub wybieranej warstwy, gdyż:

Technologia wywoływania zawału polega na usuwaniu podparcia stropu w wyrobisku eksploatacyjnym Strop pozbawiony podparcia powinien samoistnie ulec zawałowi. W przy­padku stosowania obudów indywidualnych strop pozbawia się podparcia poprzez rabowanie (usuwanie) obudowy w ostatnim polu obudowy od strony zrobów Jest to czynność niebezpieczna i wykonują ją najbardziej doświadczeni górnicy. Obudowę rabuje się odcinkami postępując ze wzniosem. Rabowanie polega na opasaniu liną lub łańcuchem rabowanych stoja­ków, poluzowaniu zamków w stojakach i wyciągnięciu obudowy przy użyciu kołowrotu usta­wionego w chodniku nadścianowym. W przypadku stosowania obudów zmechanizowanych za­wal następuje w momencie przesuwania sekcji obudowy do przodku czoła ściany.

Za szczególny należy uważać okres rozruchu ściany. Pod pojęciem rozruchu ścian rozumie się jej wybieg, po przekroczeniu którego następuje pierwszy wysoki zawał stropu. Przed po­wstaniem pierwszego wysokiego zawału obserwuje się gwałtowny przyrost konwergencji, której wielkość może przekraczać kilkakrotnie wielkość konwergencji obserwowaną w normalnym biegu ściany, Proporcjonalnie do przyrostu konwergencji pogarszają się warunki utrzymania wyrobiska. Okres rozruchu ściany należy traktować jako szczególnie niebezpieczny. Do czasu uzyskania pierwszego pełnego zawału muszą być zachowane szczególne środki ostrożności.

Wymuszanie zawału

W czasie rozruchu ścian lub w warunkach zawisania stropu poza linią zawału przy normal­nym biegu ściany stosuje się wymuszanie zawału. Polega to na wywierceniu otworów strzałowych w stropie między rzędami lub sekcjami obudowy i odpaleniu ładunków MW. Zasięg pionowy otworów strzałowych powinien wynosić co najmniej dwukrotną wysokość ściany. Roboty strzałowe w stropie mają w takich przypadkach charakter interwencyjny. Wymuszanie zawału stropu może być również normalną czynnością technologiczną, gdy w stropie zalegają skały trudno rabowalne o wysokich parametrach wytrzymałościowych. Przykładowo przez okres około 30 lat powszechnie stosowano w polskich kopalniach rud miedzi systemy komorowo-filarowe z wymuszanym zawałem skał stropowych. Stropy w tych kopalniach stanowią uwarstwione wapienie dolomityczne o wytrzymałości na ściskanie od około 50 do 130 MPa. Zawal wymu­szano w ostatnim rzędzie filarów i komór po przybraniu filarów do minimalnych resztkowych wymiarów Szerokość odcinka przeznaczonego do zawału była zatem równa sumie szerokości komory i filara (około 14 m) a długość odcinka sumie długości filara i szerokości komory (10 do 30 m.). W oddziałach zagrożonych tąpaniami stosowano strzelania wstrząsowe w odstępach wybiegu 50 do 80 m. W przypadkach strzelań wstrząsowych zwiększano w otwo­rach strzałowych ilość MW i wydłużano odcinki przeznaczone do wywołania zawału {30 do 60 m). Dla wywołania zawału w stropie wiercono długie otwory strzałowe o średnicy od 50 do 100 mm. Za optymalną uważano średnicę 76 mm. Otwory wiercono początkowo wiertnicami a następnie samojezdnymi wozami wiercącymi (DONG-2). Długość otworów wynosiła od 8 do 12 m. Otwory pochylone były w stronę zrobów pod kątem 60 do 75°, Otwory wiercono jako rów­noległe lub w układzie wachlarzowym. W układzie wachlarzowym uzyskiwano nierównomierne rozłożenie MW w masywie skalnym, ale zmniejszano ilość przemieszczeń wozu do wiercenia

Podsadzka hydraulicznaMateriał podsadzkowy mogą stanowić niepalne i nietoksyczne ciała stale. Najczęściej są to piaski, skała płonna i żwi­ry. Jako materiał podsadzkowy można stosować również odpady przemysłowe, np. żużle elektrowniane, odpady flotacyjne i inne, które z reguły stanowią dodatek do materiału piaskowego. W skrajnych przypadkach materiał za tamą może przez długi okres czasu występować w postaci ciekłej (tzn. kurzawki), wywierając duży napór na tamy podsadzkowe i stwarza zagrożenie przerwania tam oraz zalania czynnych wyrobisk górni­czych Poza tym drobne frakcje materiału są wymywane przez odsączającą się wodę podsadz­kową i następuje szybkie wypełnienie szlamem osadników polowych i głównych Podsadzka sucha Wykonanie podsadzki suchej polega na wypełnieniu przestrzeni poeksploatacyjnej ma­teriałem skalnym pozyskiwanym na dole z wyrobisk górniczych lub dowożonym z po­wierzchni. Materiałem podsadzkowym mogą być również odpady produkcyjne poza górni­cze, np. żużle hutnicze. Materiał podsadzkowy dostarcza się do rejonu przodków eksploatacyj­nych klasycznymi środkami transportu dołowego, a więc wozami szynowymi, przenośnikami ta­śmowymi, samojezdnymi wozami odstawczymi itp. Wykorzystywanie do podsadzki suchej ma­teriału skalnego pozyskiwanego na dole kopalni jest operacjązalecaną i korzystną z uwagi na od­ciążenie głównych dróg transportowych (szybów) oraz unikanie składowania odpadów skalnych na powierzchniPodsadzka utwardzana wykonanie podsadzki utwardzonej polega na wypełnieniu zrobów mieszaniną, wieloskładnikową,, która po pewnym czasie twardnieje i uzyskuje określoną wytrzymałość.Aby uzyskać mieszaninę wiążącą, należy do materiału podsadzonego dodać materiały wiążące takie jak cement, wapno, anhydryt, gips lub odpady przemysłowe wykazujące własno­ści wiążące. Podsadzka utwardzona stosowana jest przy eksploatacji cennych kopalin użytecz­nych oraz w przypadku konieczności ochrony obiektów powierzchniowych. Podstawową zaletą podsadzki jest możliwość wybrania złóż z minimalnymi stratami oraz ograniczenie deformacji górotworu

Podsadzka hydrauliczna

Materiał podsadzkowy

Materiał podsadzkowy mogą stanowić niepalne i nietoksyczne ciała stale, spełniające wymagania określone w normie PN-93/G-11010. Najczęściej są to piaski, skała płonna i żwi­ry. Jako materiał podsadzkowy można stosować również odpady przemysłowe, np. żużle elektrowniane, odpady flotacyjne i inne, które z reguły stanowią dodatek do materiału piaskowego. Dodawanie materiałów odpadowych powoduje oszczędności piasku, którego pozyskiwanie jest stosunkowo kosztowne, oraz ogranicza problem składowania odpadów na powierzchni. Ilość dodawanych materiałów odpadowych jest ściśle określana, aby zachować wymagania fizyczne dla poszczególnych klas materiału podsadzkowego. Wydziela się trzy klasy materiału podsadz­kowego.

W przypadku występowania innych zanieczyszczeń toksycznych należy odnieść się do Rozporządzenia Ministra Ochrony Środowiska, Zasobów Naturalnych i Leśnictwa.

Na podstawie doświadczeń praktycznych ustalono, że ziarna materiału podsadzkowego nie powinny przekraczać wymiaru (średnicy) 60 mm, to jest 1/3 średnicy rurociągu podsadzkowego. Zależnie od klasy materiału podsadzkowego zawartość ziaren o wymiarach poniżej 0,1 mm nie powinna być większa od 10^20%. Drobne frakcje (< 0,1 mm) utrudniają odsączanie wody z ma­teriału osadzonego w otamowanej przestrzeni poeksploatacyjnej, wydłużają czas osadzania się materiału, zwiększają, ściśliwość materiału. W skrajnych przypadkach materiał za tamą może przez długi okres czasu występować w postaci ciekłej (tzn. kurzawki), wywierając duży napór natamy podsadzkowe i stwarza zagrożenie przerwania tam oraz zalania czynnych wyrobisk górni­czych Poza tym drobne frakcje materiału są wymywane przez odsączającą się wodę podsadz­kową i następuje szybkie wypełnienie szlamem osadników polowych i głównych. Skład ziarno­wy materiału ustala się na podstawie analizy sitowej. Badania przeprowadza się na próbkach ma­teriału wysuszonego w temperaturze 105°C.

Dla oznaczenia zawartości ziaren poniżej 0,1 mm pobiera się próbkę o masie 2000 g wsypuje do naczynia pomiarowego o pojemności 4 1, dolewa wody do pełna i dokładnie miesza wodę z materiałem. Następnie mieszaninę odsącza się na sicie z oczkami kwadratowymi o boku 0,1 mm, przepłukując materiał dodatkowo wodą. Pozostałość na sicie suszy się w temperaturze 105°C i waży z dokładnością 0,1 g.

Oznaczenie przeprowadza się co najmniej na trzech próbkach, przyjmując za wynik końcowy wielkość średnią arytmetyczną.

Podsadzka sucha

Wykonanie podsadzki suchej polega na wypełnieniu przestrzeni poeksploatacyjnej ma­teriałem skalnym pozyskiwanym na dole z wyrobisk górniczych lub dowożonym z po­wierzchni. Materiałem podsadzkowym mogą być również odpady produkcyjne poza górni­cze, np. żużle hutnicze. Materiał podsadzkowy dostarcza się do rejonu przodków eksploatacyj­nych klasycznymi środkami transportu dołowego, a więc wozami szynowymi, przenośnikami ta­śmowymi, samojezdnymi wozami odstawczymi itp. Wykorzystywanie do podsadzki suchej ma­teriału skalnego pozyskiwanego na dole kopalni jest operacjązalecaną i korzystną z uwagi na od­ciążenie głównych dróg transportowych (szybów) oraz unikanie składowania odpadów skalnych na powierzchni. Dostarczanie materiału podsadzkowego z powierzchni jest operacją uciążliwą i kosztowną. Transport materiału wymaga odpowiedniej koordynacji wykorzystania możliwości transportowych istniejących środków i urządzeń jak również budowy nowych środków transpor­towych i odpowiednich składowisk materiału.

W bliskim sąsiedztwie polskich rejonów przemysłu wydobywczego znajdują się wystar­czające zasoby piasku. Ten czynnik zdecydował o rozwoju podsadzki hydraulicznej w polskich kopalniach podziemnych. Zorganizowanie hydrotransportu piasku w wyrobiskach podziemnych jest czynnością prostą i nie narusza zasadniczej funkcji wyrobisk. Stąd w górnictwie polskim podsadzka sucha miała i ma marginalne znaczenie w likwidacji zrobów. Podsadzka sucha ma znaczący udział w likwidacji zrobów w zagranicznych rejonach górniczych, w których brak jest zasobów piasku. W przypadku transportu materiału podsadzkowego z powierzchni najtrudniej­szym ogniwem jest transport pionowy. W kopalniach o pełnej zdolności wydobywczej „wąskim gardłem" transportowym są na ogół szyby. Wykorzystanie urządzeń do opuszczania materiału może być brane pod uwagę przy istniejącej rezerwie wydajności tych urządzeń W przypadku braku takiej rezerwy pionowy transport można realizować grawitacyjnie rurociągami Przy trans­porcie grawitacyjnym materiał w rurociągach osiąga duże prędkości opadania. Jest to niekorzyst­ne z uwagi na rozdrabnianie materiału, zużycie rurociągów i zagęszczenie materiału w przyszybowym zbiorniku podziemnym. W rurociągach pionowych minimalna prędkość opadania wyno­si około 10 m/s a maksymalna nie powinna przekraczać 30 m/s. Zmniejszenie prędkości można uzyskać stosując pośrednie skrzynie hamujące lub leje pośrednie. W tym celu wykorzystuje się również strumień sprężonego powietrza skierowany przeciwnie do kierunku ruchu materiału. Do składowania materiału podsadzkowego w podszybiu i w rejonie prowadzonej eksploatacji buduje się zbiorniki materiału. Są to zbiorniki szybowe pochyłe, lub poziome, a ich celem jest zapewnie­nie ciągłości dostawy materiału i uniezależnienie od nierytmiczności transportu. Spełniają zatem taką samą rolę jak zbiorniki retencyjne dla urobku.. W szybie montuje się rurociągi stalowe o średnicy 250+300 mm —jeśli materiał ma uziamienie 80+100 mm lub 150+180 mm przy uziarnieniu do 40 mm. W odstępach co około 35 m montuje się leje pośrednie. Optymalna długość pionowego odcinka rurociągu wynosi do 250+300 m. Przy większych głębokościach zaleca się budowanie pochyłych przesypowych zbiorników podziemnych wykonanych pod kątem 55+75°. Żywotność rurociągów pionowych o średnicy 250 mm i grubości 8 mm wyrażona przepustowością materiału

podsadzkowego wynosi około 200 tys. m^J [6].

kach zachodzi potrzeba przesiewania materiału i kruszenia materiału grubego. Lokalizacja punk­tów przygotowania materiału zależy od przyjętej technologii, Mogą to być miejsca na pow.erzch-ni lub pod ziemią. Dobór sposobu układania materiału w pustkach poeksploatacyjnych zależy głównie od kąta nachylenia złoża i rodzaju środków transportowych w jakie wyposażone są przodki eksploatacyjne. W złożach silnie nachylonych i stromych (a > 30°) stosuje się grawita­cyjne sposoby układania materiału, wykorzystując naturalną cechę złoża i możliwość samosta-czania się materiału po spągu. W złożach (warstwach) poziomych i słabo nachylonych w pierw­szej kolejności rozważa się możliwość wykorzystania istniejącego wyposażenia przodków eks­ploatacyjnych do dostawy i ułożenia materiału podsadzkowego. W tym celu można wykorzysty­wać przenośniki taśmowe, ładowarki zgarniakowe, wozy ładująco-odstawcze, spychacze i inne. W przypadku braku możliwości racjonalnego wykorzystania istniejących środków podejmuje się decyzję o zastosowaniu specjalnych urządzeń, np. pneumatycznych maszyn podsadzkowych.

Podsadzka utwardzana

wykonanie podsadzki utwardzonej polega na wypełnieniu zrobów mieszaniną, wieloskładnikową,, która po pewnym czasie twardnieje i uzyskuje określoną wytrzymałość.Aby uzyskać mieszaninę wiążącą, należy do materiału podsadzonego dodać materiały wiążące takie jak cement, wapno, anhydryt, gips lub odpady przemysłowe wykazujące własno­ści wiążące. Podsadzka utwardzona stosowana jest przy eksploatacji cennych kopalin użytecz­nych oraz w przypadku konieczności ochrony obiektów powierzchniowych. Podstawową zaletą podsadzki jest możliwość wybrania złóż z minimalnymi stratami oraz ograniczenie deformacji górotworu. W ostatnich latach prowadzi się intensywne badania zmierzające do obniżenia kosz­tów podsadzania poprzez stosowanie materiałów odpadowych w charakterze wypełniaczy, jak też w charakterze materiału wiążącego. W wyniku tych prac wzrasta w świecie udział systemów eksploatacji z podsadzką utwardzoną.

Cementy są to spoiwa hydrauliczne, które po zmieszaniu z wodą tworzą mieszaninę pla­styczną, twardniejącą na powietrzu i pod wodą. Cementy szeroko stosuje się w budownictwie po­wierzchniowym i podziemnym. Najpopularniejszymi są cementy portlandzkie i hutnicze. Ce­menty portlandzkie uzyskuje się przez zmielenie klinkieru portlandzkiego. Klinkier portlandzki otrzymuje się przez spieczenie odpowiednio dobranych surowców składających się głównie z krzemianów wapniowych, w których skład chemiczny wchodzą: tlenek wapniowy (CaO) dwu­tlenek krzemu (SiO₂), tlenek glinowy (A1₂O₃) i tlenek żelazowy (Fe,O₃). Cementy hutnicze są to mieszanki klinkieru portlandzkiego z żużlem wielkopiecowym i dodatkiem SOj Zasadniczą cechą cementów hutniczych w porównaniu do cementów portlandzkich jest większa odporność, cementu, określany w przyrządzie Vicata. Do pierścienia aparatu Vicata wlewa się badaną próbkę i swobodnie opuszcza metalową igłę o średnicy 1,1 m, zgodnie z instrukcją badawczą. Czas od chwili zmieszania cementu z wodą do chwili gdy igła zanurza się na głębokość 2-5-4 mm od dna pierścienia nazywamy początkiem czasu wiązania. Czas od początku zmieszania do chwi­li gdy igła zanurza się w próbce na głębokość nie większą niż 1 mm nazywamy końcem czasu wiązania. Po zakończeniu wiązania rozpoczyna się okres twardnienia zaczynu. Przyjmuje się, że proces twardnienia dla cementów zwykłych związany z przyrostem wytrzymałości na ści­skanie trwa 28 dni. Po tym okresie uzyskuje się pełną, docelową wytrzymałość na ściskanie. Z ce­mentów sporządza się zaprawy cementowe, betony oraz różnego rodzaju wyroby. Zaprawa ce­mentowa jest mieszaniną cementu, drobnego kruszywa (zwykle piasku) i wody. Zaprawy ce­mentowe używa się do łączenia elementów budowlanych (cegła, betonity, kamień itp.) oraz jako wyprawy (tynki) ochronne. Beton — sztuczny kamień — uzyskuje się przez zmieszanie ce

Charakterystyka stropów wyrobisk: Bezpośredni wpływ na wybór sposobu likwidacji zrobów ma rodzaj skał stropowych. Według klasyfikacji wydzielono następujące klasy stropów: klasa 1 — strop bezpośredni utworzony ze skał kruchych, łatwo się rabujących, przy czymmiąższość ich jest większa, niż 5-krotna grubość pokładu, klasa II —strop bezpośredni utworzony ze skal kruchych, łatwo się rabujących, przy czym miąższość ich jest mniejsza niż 5-krotna grubość pokładu, klasa III — stropu bezpośredniego brak, strop zasadniczy nad pokładem utworzony z grubej warstwy skał mocnych i nie uginających się, klasa IV — strop utworzony ze skał zdolnych do uginania się, a więc plastycznych lub drobnouwarstwionych. Przy I klasie stropu zalecano stosowanie systemów z zawałem stropu, przy II klasie stropu systemów z zawałem częściowym z podtrzymywaniem stropu zasadniczego pasami podsadzki suchej, przy III klasie systemów z podsadzką hydrauliczną i przy IV klasie systemów z ugięciem stropu. Późniejsze badania wykazały, że systemy z zawałem stropu można z powodzeniem stosować przy mniejszej grubości stropu bezpośredniego.

ZAGROŻENIA

STOPNIE ZAGROŻENIA TĄPANIAMI

1 stop. - dokonano odpręż eksploa. Pokładu poprzez wcześniejsze wybranie tzw. Pokł. Odpręż.

2 stop. dok. odpręż. pokł. ale bez warunków ustalonych dla 1 st. i mogą wystąpić tąpnięcia

3 stop.- wyst. Tąpania mimo odprężenia pokładu lub wyst. Nieodpręż. pokł. Lub ich części w filarach ochronnych
Wstrząs górotworu- wyład. Energii nagromadzonej w górotworze objawiające się drganiami

Tąpnięcie - przekroczenie granicznego wytężenia górotworu połączonego z gwałtownym wyładowaniem energii w wyniku którego wyrobisko ulega zniszczeniu

PODST. ZASADY EKSPLOATACJI W PRZYP. ZAGR. TĄP.

*ekspl. Prowadzić czysto. (nie zostawiać resztek)

*zmniejszyć napręż. w pokł przez wybranie pokładu odprężającego

*w zakresie odl. Pionowej do 200m fronty robót nie mogą krzyżować się mijać wyprzedzać

*w rejonach 2 i 3 stop. zagr. tąp. Nie może przekraczac 6m[przy wybieraniu z zawalem stropu] 7m[wyb. Z podsadzką sucha] 10m [wyb. Podsadza hydrauliczna]

*unikać zbliżania się 2 frontów eksploatacji

*zaleca się stosować strzelanie wstrząsowo urabiające

*zaniechać eksploatacje w rejonach o wysokim stopniu zagrożenia tąp.

ZAGROŻENIA METANEM

Metan CH4- gaz bezb. Bez zapa i smaku lżejszy od powietrza. Zaw. w szczalinach peknieciach skał. Granica wybuchu od 5%-16%. Temp zapłonu 650-750

Dopuszczalna zawartość CH4
*0% w szybie wdechowym*1% na wylocie z rejonowych pól cos tam

*0,75 % w szybie wydechowym

W przodkach za niebezpieczne uważa się 1,5% a przy 2% wstrzymuje się prace

Kategorie zagrożenia metanowego

*1-metanowość od 0,1-2,5m3/Mg c.s.w*2-met. od 2,5-4,5 m3/Mg

*3-met. od 4,5 -8 m3/Mg*4-met. pow. 8m3/Mg

Stopnie zagrożenia wybuchem

*stop A nagromadzenie metanu pow. 0,5% jest wykluczone

*stop B w których przy norm. Przewietrzeniu nagrom. met pow. 1% jest wykluczone

*stop C w których przy norm. Przewietrzeniu nagrom. met może przekroczyć 1%

Sposoby postępowania w polach przy zagr. met.

*intensywnie przewietrzać

*doprowadzać powietrze do ściany chodnikami nie stykającymi się ze zrobami, preferowany kierunek wybierania ścian jest od pola

*eliminowanie odstaw urobku z yrobisk doprowadzając świeże powietrze do ścian

*stosowanie odmetanowania

ZAGROŻENIA WYRZUTAMI GAZÓW I SKAŁ

Wskaźnik PROTODIOKOWA

*pobiera się 5 próbek o uziarnienu 10mm i masie próbki 40-80g. *pobranie próbki umieszcza się w spec. Przyrządzie i opuszcza się na te próbki stalowy bijak o masie 2,4kg z wys. 60cm.uderza się od 3-5 razy. *5 tak rozkruszonych porcji przesiewa się przez sito z otw 0,5mm Wskaźnik F = 20n/l n- ilość uderzeń l- wys. Przesiewu z 5 porcji odczytana w objętości o śred 23mm.

Kategoria zagroż. Wyrzutami Gazów

*1- pokłady skłonne do wyrzutów gazu i skał (metan 8m3/Mg ,>1,2kPa , f>0,3)

*2-wyst. Wyrzut metanu i skał lub nagły wypływ metanu lub stwierdzono inne objawy wzrostu zagrożenia wyrzutami met. i skał

Oznaki zagrożenia wyrzutami

*wypychanie wiertła, wydmuchy zwiercin *odpryskiwanie węgla z ociosów oraz trzaski z calizny * zwiększona ilośc urobku po robotach strzałowych *wypychanie węgla z przodku

Wpływ wyrzutu na bezpieczeństwo

*zagrożenie uduszenia gazami i zasypania wyrzucona skałą

*zagazowanie części kopalni *zmniejszenie postępu robót z konieczności wybierania wyrzuconych skał

Sposoby unikania wyrzutów

*wybieranie pokłady odprężającego *wiercenie otworów odprężających * strzelanie wstrząsowe w pokładzie *strzelanie odprężające w skała łach otaczających * zwolnienie postępu fronut robót górniczych

Zasady prowadzenia robot górniczych przy wyrzutach

*eksploatacja od granic * wyrobi pochyłe drążyć po upadzie

*unikanie narzędzi udarowych * urabianie techni strzelniczą *otwory o fi>46mm zabezpieczac głowicą przeciwerupcyjną

*wykonanie w przodkach otw wyprzedzających o dł min10m

*wyposaż górników w aparaty regeneracyjne

*stosow. Automattyczny pomiar zawartości metanu lub CO2 połączonego z sygnalizacją alarmową

ZAGROŻENIA WYBUCHEM PYŁU WĘGLOWEGO

Pył węgl. - cząstki węgla o uziarnieniu <1mm unoszące się w powietrzu. Powoduję pylicę , tworzy mieszankę wybuchową w stężeniu 50-1000g/m3. Temp zapłonu 550 C

Klasy zagrożenia wybuchem

A *nie wyst. Strefy z niebezpiecznym pyłem *wyst niebezpi strefy ale krótsze niż 30m *wyst. Strefy dłuższe niż 50m ale znajdują się w odl min 300m od przodku w polach niemetalowych i 500m w polach metanowych

B wyst strefy z pyłem na odcinkach >30m i znajdują się w bliższych odl niż 300 i 500 m

Środki zapobiegające wybuchom pyłu

*nawadnianie pokładu węgla *wiercenie otworów z płuczką H2O *zraszanie urobku i calizny w czasie urabiania mechanicznego. *usuwanie nagromadzonego pyłu lub pozbawienie go lotności poprze zraszanie *opylanie wyrobisk pyłem kamiennym * wyposaż górników w maski przeciwpyłowe *intensywne przewietrzanie wyrobisk

Pył kamienny- wytwarza się z wapnienia ,gipsu. W przodkach buduje się zapory pyłowe lub wodne. Zap. Pyłowe w czasie wybuchu rozpylają kamień tłumiąc wybuch

System eksploatacji rozumie się w sposób planowanego wybierania złoża za pomocą wyrobisk eksploatacyjnych o określonych wymiarach, z ustalonym kierunkiem przesuwania się przodków eksploatacyjnych i ustalonym sposobem likwidacji przestrzeni.

Podstawowe zalety systemów ścianowych:

-mała ilość robót przygotowawczych

-niskie straty eksplot.

-duża koncentracja wydob.

-łatwe kierowanie stropem

-możliwość pełnej mechanizacji

-łatwy nadzór nad ruchem

PODZIAŁ SYSTEMÓW

Rodzaj wyrobiska eksploatacyjnego

-ubierkowe:

Długość przodku

1. ścianowe

2. filarowo-ubierkowe

3. ubierkowe pasami

-zabierkowe

Długość Zabierki

1. długich zabierek

2. filarowo-zabierkowe

-komorowe

Sposób wybierania złoża

1. komorowo-właściwe

2. komorowo-filarowe

3. ubierkowo-komorowe

-blokowe

Sposób wypuszczania urobku

1. z czołowym wypuszczaniem urobku

2. z wypuszczaniem urobku przez otwory wysypowe

Sposób kierowania stropem

-Z ochroną stropu

Sposób utrzymania stropu

a) utrzymanie przestrzeni poeksploatacyjnej

b)z podsadzką (hydrauliczną, suchą, utwardzaną)

c)zmagazynowaniem urobku

-Z zawałem stropu

Grubość stropu bezpośredniego

1. zawał pełny

2. zawał częściowy

- Z ugięciem stropu

Ze wz. na własności skał stropowych i grubość złoża

1. ugięcie całkowite

2. ugięcie częściowe

-Kierunek wybierania

a)podłużny

b)poprzeczny

c) przekątny

-Na grubość złoża

a)na całą grubość

b)eksploatacja warstwami

-Sposób podziału na warstwy:

a)równoległe do uławicenia

b)poziome

c) pochyłe.

Zabierka- wyrobisko o wąskim przodku

(4-8m) , w którym likwidacja zrobów następuje po wybraniu części złoża objętego zabierką.

ZALETY- możliwość dostosowania wysokości zabierki do grubości złoża

-możliwość regulacji % zawartości składnika użytecznego w urobku poprzez odpowiednie obłożenie zabierek w polu eksploatacyjnym.

Systemy komorowe

Między komorami zostawia się filary oporowe ciągłe, których zadaniem jest stałe (system komorowy właściwy ) lub okresowe utrzymanie stateczności stropu. Podstawową cechą jest utrzymywanie przestrzeni poeksploatacyjnej o dużej powierzchni odsłoniętego stropu przez długi okres. Stosuje się je do grubych złóż , głównie w kopalniach soli .

Grube złoża rud (system komorowo-filarowy).Złoże w komorze urabia się na całą miąższość lub z podziemnych warstwy. Przestrzenie poeksploatacyjne obejmujące wiele komór likwiduje się przez wywołanie zawału lub podsadzania.

Systemy blokowe

Stosuje się do wybierania grubych złóż, w przypadku występowania słabych skał stropowych lub jeżeli strop naruszony został wcześniejszą eksploatacją górniczą. Ogólnie są to systemy z zawałem i powodują duże deformacje. Wydziela się bloki o dużej wysokości lub dużej długości. Urabianie realizowane jest długimi otworami strzałowymi. Odstrzelony urobek odbierany jest w chodnikach, w których wykonuje się roboty strzałowe( z czołowym wypuszczeniem) lub w chodnikach wykonanych pod blokiem ( wypuszczenie urobku przez otwory).

WADA- zubożenie rudy, które wzrasta z ilością wypuszczanego urobku.

ZALETA- olbrzymie wydajności przodkowe.

MOJE - WYDAJE MI SIĘ ŻE TYLE WYSTARCZY??

Czynniki decydujące o wyborze systemu eksploatacji -

1. grubość pokładu - wybieranie jednowarstwowe lub wielowarstwowe wpływa na technologię eksploatacji

2. kąt nachylenia pokładu - przy dużych nachyleniach występuje zagrożenie opadu urobku

3. rodzaj skał stropowych - strop bezpośredni, zasadniczy, fałszywy 0,1do 0,8 m

4. rodzaj skał spągowych -

5. zagrożenia naturalne - wodne, tąpaniami, metanowe, skłonność węgla do samozapalenia itp.

6. głębokość zalegania - ze wzrostem głębokości wzrasta ciśnienie i temp.

7. tektonika - złoża zaburzone

8. ochrona powierzchni - eksploatacja z podsadzką

9. stopień mechanizacji - poziom techniczny i technologiczny

10. urabialność węgla -

11. gazo nośność złoża -

12. wpływ już dokonanej eksploatacji

stosunki społeczne

Sposoby likwidacji zrobów - w górnictwie węglowym występują trzy podstawowe sposoby (kierowania stropem) likwidacji zrobów:

1. system zawałowy - polegający na zawaleniu warstw stropowych w pustce eksploatacyjnej

2. system podsadzkowy - polegający na wypełnieniu powstałej pustki poeksploatacyjnej różnego rodzaju materiałem podsadzkowym dostarczonym najczęściej spoza likwidowanego wyrobiska. Wyróżniamy podsadzkę suchą i mokrą (hydrauliczną).

3. system z całkowitym ugięciem się stropu - polegający na łagodnym obniżeniu warstw stropowych nad pustką poeksploatacyjną bez przerywania ciągłości tych warstw, ma on zastosowanie ograniczone tylko do przypadków wybierania bardzo cienkich pokładów, przy sprzyjających dla tego systemu warunkach stropowych

Klasyfikacja podziemnych systemów eksploatacji - ze względu na rodzaj wyrobiska eksploatacyjnego wydzielono systemy: ubierkowe, zabierkowe, komorowe i blokowe.

a) Elementami decydującymi o zaliczaniu systemu do grupy systemów ubierkowych są: - długość frontu eksploatacyjnego i sposób likwidacji przestrzeni poeksploatacyjnej. Największe długości przodka mają ściany rzędu 50 do 300 m i wybiegi od 100 do 2500 m. Systemy ścianowe stosuje się do wybierania złóż pokładów regularnych słabo zaburzonych tektonicznie. W systemach tych uzyskuje się duże wydajności przodkowe, stosowane są przeważnie w kopalniach węgla kamiennego.

b) systemy zabierkowe - zabierka jest to wyrobisko o większym przodku, zwykle 4 - 8 m szerokości w którym likwidacja zrobów następuje po wybraniu części złoża objętego zabierką. Wysokość zabierki jest równa grubości złoża lub wydzielonej warstwy do 8 m. Systemy filarowo - zabierkowe stosuje się do wybierania złóż rud o zmiennej miąższości. Systemy długich zabierek stosuje się do wybierania resztek złóż lub złóż zalegających w filarach ochronnych

c) systemy komorowe - między komorami pozostawia się filary ciągłe prostokątne lub kołowe. Zadaniem filarów jest stałe lub okresowe utrzymanie stateczności stropu. Podstawową cechą tych systemów jest utrzymanie przestrzeni poeksploatacyjnej o dużej powierzchni przez duży okres. Systemy komorowe właściwe i komorowo - filarowe stosuje się do wybierania złóż grubych, które eksploatuje się na całą miąższość lub z podziałem na poziomy piętra i warstwy.

d) systemy blokowe - stosowane przy skałach stropowych o niskiej wytrzymałości lub jeżeli strop został naruszony wcześniejszą eksploatacją. Dzieli się na systemy wybierania blokami poziomymi i pionowymi.

INNE:

Przez system eksploatacji rozumie się sposób planowego wybierania złoża za pomocą wyrobisk eksploatacyjnych o określonych wymiarach, z ustalonym kierunkiem przesuwania się przodków eksploatacyjnych i ustalonym sposobem likwidacji przestrzeni poeksploatacyjnych(zrobów). Ze względu na rodzaj wyrobiska eksploat wydzielono systemy ubierkowe, zabierkowe, komorowe, blokowe. Zasadniczymi elementami decydującymi o zaliczeniu systemu do grupy systemów ubierkowych są długość frontu eksploat. i sposób likwidacji przestrzeni poeksploatacyjnej. Czynniki wpływające na wybor systemu eksploatacji : grubosc pokladu, kat nachylenia, rodzaj skal stropowych i spogowych, zagrozenia naturalne, głębokość zalegania, tektonika, ochrona powierzchni, kliważ pokladu, cios skal stropowych, stopien mechanizacji, urabialność, gazonośność, zaszłości górnicze, relacje ekonomiczne i stosunki społeczne.1)Systemy ubierkowe a)ścianowe stosuje się głównie do wybierania złóż foremnych (pokłady, żyły, soczewki) regularnie zalegających, słabo zaburzonych tektonicznie. Podstawowymi zaletami systemów ścianowych są: mała ilość robot przygotowawczych, niskie straty eksploat, duża koncentracja wydobycia, łatwe kierowanie stropem, możliwość pełnej mechanizacji robot, łatwy nadzór nad ruchem w ścianie. Z uwagi na kierunek wybierania przygotowanej części złoża wydziela się systemy: podłużne (równoległy do rozciągłości) , poprzeczne(prostopadły do rozciągłości) i przekątne(skośny do rozciągłości). System ścianowy podłużny z czołem prostoliniowym można stosować w złożach typu pokładowego o kacie nachylenia od 0 do 30 stopni w pokładach cienkich i średnich z uwagi na mniejsza liczbę chodników przygotowawczych posiada najdłuższe wybiegi i najdłuższe okresy wybierania. Powyżej 30 stopni kierunki przekątny lub schodkowy. Systemy poprzeczne ścianowe - rzadziej stosowany ze względu na możliwość staczania się urobku po nachylonym spągu do przestrzeni roboczej. Mniejsze długości ścian i wybiegi prowadzone w kierunku wzniosu. W kierunku upadu tylko do 10 stopni. W KWK stosuje się przy eksploat pokładów grubych z podziałem na warstwy. b)filarowo- ubierkowy - różnią się od systemów ścianowych mniejsza długością przodka poniżej 50m. Wady: większą ilość robot przygotowawczych, dekoncentracja wydobycia, krótkie przodki, mało ekonomiczne. Stosuje się je ze względów geologicznych i bezpieczeństwa pracy gdy nie można systemów ścianowych (resztki złóż zaburzonych tektonicznie, znaczne ciśnienie, pokłady grube i strome) c)ubierkowe pasami - złoża silnie nachylone, szerokość pasa calizny ok. 6m, stosuje się samojezdne maszyny. Systemy zabierkowe - Zabierka- wyrobisko o wąskim przodku zwykle od 4- 8m, które likwidacja zrobów następuje po wybraniu części złoża objętego zabierka. Wybieranie złoża postępuje w kierunku prostopadłym do dłuższej krawędzi filara lub pola a) filarowo-zabierkowy: długość zabierek do 50m, stosuje się do wybierania złóż rud charakteryzujących się zmienna miąższością i okruszcowaniem, miedzy zabierkami można pozostawiać niewielka cześć calizny zwana płotem lub noga która częściowo lub w całości wybiera się w ostatnim stadium istnienia zabierki b) dlugich zabierek : stosuje się do wybierania resztek zloz lub zloz zalegajacych w filarach ochronnych, w systemach tych nie wydziela się filarow eksploat. a rozciecie zloza dostosowuje się do istniejącej sytuacji górniczej. Systemy te stosuje się do wybierania zloz rud i innych kopalin, przy nieregularnym ich zaleganiu zmiennej miąższości i okruszcowani. Zalety: możliwość stosowania wysokości zabierki do zmieniającej się grubości zloza, regulacji procentowej składnika użytecznego w urobku poprzez odpowiednie oblozenie się zabierek w polu eksploat. Systemy komorowe a) komorowo właściwe b) komorowo- filarowe, c)ubierkowo- komorowe . Systemy blokowe a) z czolowym wypuszczaniem urobku, b) z wypuszczaniem urobku poprzez otwory wysypowe. 2) Wyrobiska przygotowawcze - roboty przygotowawcze polegaja na drazeniu w zlozu roznego rodzaju wyrobisk korytarzowych, których celem jest podzial zloza na pola wybierania, stworzenie najkrótszych drog transportowych, drog do obiegu powietrza i do prowadzenia podsadzki, odprowadzenia wody.

---