Szablon projektu TPEZ II

23
UPROSZCZONY PROJEKT UDOSTĘPNIENIA, ROZCIĘCIA I EKSPLOATACJI ZŁOŻA POKŁADOWEGO Spis treści 1. Mapa spągu pokładu, głębinowy wykres zasobów oraz przekrój pionowy przez złoże 2. Charakterystyka warunków górniczo-geologicznych 2.1. Miejsce zalegania złoża 2.2. Kategoria ochrony powierzchni 2.3. Głębokość zalegania złoża jego grubość i kąt nachylenia 2.4. Rodzaj skał stropowych i spągowych w otoczeniu pokładu węgla wraz z profilem 2.5. Klasyfikacja skał stropowych wg GiG 2.6. Występujące zagrożenia naturalne 2.7. Zaburzenia tektoniczne i sedymentacyjne 3. Sposób udostępnienia i rozcięcia złoża do eksploatacji 3.1. Określenie kategorii powierzchni Z uwagi na lokalizację rozpatrywanej parceli eksploatacyjnej względem powierzchni terenu rejon eksploatacji został zaliczony do……………………………………. Tabela 1. Kategorie ochrony powierzchni Uproszczony podział terenów i obiektów wg kategorii ochrony powierzchni Kategoria ochrony powierzch ni Dopuszczalne deformacje Rodzaje obiektów E max [mm/m] T max [mm/m] R min [km] I 1,5 2,5 20 Zabytkowe obiekty, ważne urządzenia przemysłowe, główne gazociągi, zbiorniki wodne. II 3,0 5,0 12 Obiekty przemysłowe, piece hutnicze, szyby, duże miasta, główne szlaki, stacje kolejowe, mosty. III 6,0 10,0 6 Główne drogi, mniej ważne budynki, rurociągi, kanalizacja, wysokie kominy. IV 9,0 15,0 4 Stadiony sportowe, pojedyncze budynki mieszkalne, inne mało ważne budynki, obiekty. V >9,0 >15,0 <4 Występują poważne uszkodzenia oraz zniszczenia obiektów i terenów (łąki, lasy)

Transcript of Szablon projektu TPEZ II

UPROSZCZONY PROJEKT UDOSTĘPNIENIA, ROZCIĘCIA I EKSPLOATACJI ZŁOŻA POKŁADOWEGO

Spis treści

1. Mapa spągu pokładu, głębinowy wykres zasobów oraz przekrój pionowy przez złoże2. Charakterystyka warunków górniczo-geologicznych

2.1. Miejsce zalegania złoża2.2. Kategoria ochrony powierzchni2.3. Głębokość zalegania złoża jego grubość i kąt nachylenia2.4. Rodzaj skał stropowych i spągowych w otoczeniu pokładu węgla wraz z profilem2.5. Klasyfikacja skał stropowych wg GiG2.6. Występujące zagrożenia naturalne2.7. Zaburzenia tektoniczne i sedymentacyjne

3. Sposób udostępnienia i rozcięcia złoża do eksploatacji3.1. Określenie kategorii powierzchni

Z uwagi na lokalizację rozpatrywanej parceli eksploatacyjnej względem powierzchni terenu rejon eksploatacji został zaliczony do…………………………………….

Tabela 1. Kategorie ochrony powierzchni

Uproszczony podział terenów i obiektów wg kategorii ochrony powierzchniKategoria ochrony

powierzchni

Dopuszczalne deformacjeRodzaje obiektówEmax

[mm/m]Tmax

[mm/m]Rmin

[km]

I 1,5 2,5 20 Zabytkowe obiekty, ważne urządzenia przemysłowe, główne gazociągi, zbiorniki wodne.

II 3,0 5,0 12 Obiekty przemysłowe, piece hutnicze, szyby, duże miasta, główne szlaki, stacje kolejowe, mosty.

III 6,0 10,0 6 Główne drogi, mniej ważne budynki, rurociągi, kanalizacja, wysokie kominy.

IV 9,0 15,0 4 Stadiony sportowe, pojedyncze budynki mieszkalne, inne mało ważne budynki, obiekty.

V >9,0 >15,0 <4 Występują poważne uszkodzenia oraz zniszczenia obiektów i terenów (łąki, lasy)

Sprawdzenie maksymalnych wartości deformacji powierzchni (Emax [mm/m], Tmax [mm/m], Rmin km) dla rozpatrywanej parceli eksploatacyjnej.

gdzie:

εmax – największe odkształcenia poziome

Wmax – największe obniżenie terenu

Tmax – największe nachylenie terenu

Rmin – promień krzywizny zbocza niecki obniżeniowej

a – współczynnik eksploatacji (dla zawału skał stropowych a = 1 ÷ 0,8, dla podsadzki hydraulicznej a = 0,35)

g – miąższość pokładu

tgβ – kąt zasięgu wpływów głównych (550 – 750)

H – średnia głębokość eksploatacji ( w waszym przypadku średnia głębokość eksploatowanego piętra lub poziomu eksploatacyjnego)

Umax – maksymalne przemieszczenia poziome

Odliczenie deformacji powierzchni dla zawału skał stropowych

Po przeprowadzenie obliczeń i porównaniu z dopuszczalnymi wartościami odkształceń dla ………………………………………………… (tab. 1) przyjmuje się, system eksploatacji z zawałem stropu/podsadzką hydrauliczną (gdy wartości obliczone są mniejsze od wartości dopuszczalnych wybieramy zawał skał stropowych, w przypadku gdy wartości obliczeniowe są większe przyjmujemy podsadzkę hydrauliczną.

Obliczenie deformacji powierzchni dla podsadzki hydraulicznej

3.2. Określenie stateczności stropu zawałowego

Klasyfikację skał stropowych dla Polskich warunków górniczo-geologicznych zamieszczono w tab. 2.

Tabela 2.Klasyfikacja skał

Rodzaje skał Wytrzymałość laboratoryjna na ściskanie Rc [MN/m2] Zwięzłość f

skały węgiel skały węgielA1 Bardzo kruche łupki gęsto uławicone 5 – 12 0,4 – 0,7

A Łupki ilaste uławicone, względnie bardzo mało zwięzły węgiel 13 – 24 15 – 24 0,8 – 1,2 0,6 – 1,0

B Łupki ilaste średnio uławicone, względnie zwięzły węgiel

25 – 39śr. 32

25 – 35śr. 30 1,3 – 2,0 1,1 – 1,4

C Łupki piaszczyste lub piaskowce średnio uławicone, względnie zwięzły węgiel

40 – 45śr. 58

36 – 43śr. 40 2,1 – 3,0 1,5 – 1,7

D Łupki piaszczyste lub piaskowce grubo uławicone, względnie bardzo zwięzły węgiel

55 – 75śr. 65

44 – 52śr. 48 3,1 – 4,0 1,8 – 2,0

E Piaskowce bardzo grubo uławicone 75 – 110śr. 90 4,1 – 6,0

Fig. 2. Uproszczony profil skał otaczających pokład

Na stateczność pakietu warstw skalnych stropu zawałowego ściany składa się szereg zasadniczych czynników, jak:

rodzaj warstw, ich wzajemny układ, stopień zawilgocenia, właściwości wytrzymałościowe, naturalna podzielność warstwowa.

Stateczność tych warstw określa się liczbą wskaźnikową – L:

gdzie:

Sandstone

Shale

Coal

Shale -parting

Coal

Shale

Sandstone

Rc – wytrzymałość skał na ściskanie [MPa],

K1, k2, k3 – współczynniki.

Tabela 3. Wartość współczynników obliczeniowych dla liczby "L"

Rodzaj skałwspółczynnik

k1 k2 k3

Piaskowce 0,33 0,7 0,7

lub

0,8

Mułowce 0,42 0,6

Iłowce 0,5 0,6

Wyznaczenie liczby „L” dla:

stropu bezpośredniego,

Rc = [MPa],

L1 =

pakietu skał stropowych o miąższości 5×mp (miąższość pokładu)

Rcśrednie = [MPa],

L2 =

Tabela 4. Klasa stropu zawałowego

Klasa stropu zawałowego

Liczba wskaźnikowa stropu zawałowego Charakterystyka stropu zawałowego

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

II 18 < L ≤ 35Stropy bezpośrednie bardzo trudne i trudne do utrzymania, stropy rozpadające się ( do L=30), pełne dziur, obwałów i spękań. Stropy wiszące na obudowie, bardzo zawalające się, kruche, niebezpieczne

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

IV 60 < L ≤ 130Stropy przy dolnej granicy L dobre stopniowo coraz trwalsze, następnie bardzo dobre, stwarzające dobre warunki pracy, typowo zawałowe, w pobliżu górnej granicy L przechodzą trudno w stan zawału

V 130 < L ≤ 250 Stropy bardzo mocne i trwałe. Prowadzenie ścian z zawałem stropu wymaga stosowania odpowiednich technik powodowania zawału

VI L > 250 Stropy wybitnie mocne i trwałe. W obecnych warunkach technicznych nie przewiduje się przy takich stropach prowadzenia ścian z zawałem.

Z obliczonej liczby wskaźnikowej stropu zawałowego wynika, iż: ………..…………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………

…………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………………...

3.3. Dobór systemu eksploatacji z uwagi na warunki górniczo-geologiczne oraz klasyfikację systemów eksploatacji w kopalniach węglowych

3.4. Sposób udostępnienia i rozcięcia złoża (rysunek)3.5. Określenie wymiarów poprzecznych chodnika przyścianowego

Metoda minimalnych obrysów

Metoda minimalnych obrysów polega na wyznaczeniu minimalnej wysokości i szerokości wyrobiska w oparciu o zastosowanie maszyny i urządzenia w tym wyrobisku. W tej metodzie należy zsumować wszystkie szerokości urządzeń oraz minimalne odstępy ruchowe pomiędzy tymi urządzeniami i odstępy ruchowe pomiędzy urządzeniami i obudową chodnikową.

Poniżej pokazany został przykład (fig.2) doboru szerokości i wysokości wyrobiska z uwagi na zainstalowane w nim urządzenia i maszyny.

Na podstawie przykładu proszę dobrać maszyny i urządzenia znajdujące się w przodku i wykonać schemat przekroju wyrobiska wraz z konturami maszyn górniczych.

Wymiaru maszyn i urządzeń znajdują się w katalogach, odstępy ruchowe PN-G-06009 lub Rozporządzenie ministra w sprawie prowadzenia ruchu zakładu górniczego.

Fig. 3. Przykładowy schemat doboru przekroju wyrobiska z uwagi na szerokości maszyn górniczych

1

2

3

4

1 – lutniociąg, 2 – kolejka podwieszana, 3 – przejście dla ludzi, 4 – przenośnik taśmowy.

Gdzie:Sw min – minimalna szerokość wyrobiskaXi – szerokość urządzeń, maszyn przejścia dla ludzi oraz odstępy ruchowe

Gdzie:Hw min – maksymalna wysokość wyrobiskaYi – wysokości urządzeń, maszyn przejścia dla ludzi oraz odstępy ruchowe

Obliczanie kryterium wentylacyjnego dobranej obudowyDla projektowanego wyrobiska powinno zostać spełnione kryterium wentylacyjne

Vrz= Vdop

gdzie:Vrz- rzeczywista prędkość powietrza [m/s]Q- natężenie przepływu powietrza [m3/s]S- przekrój użyteczny wyrobiska (w świetle obudowy) [m2]Vdop- dopuszczalna prędkość powietrza w wyrobisku [m/s]

Obliczenie wydatku powietrza ze względu na ilość ludzi

Q1 = a*N [m3/min]

współczynnik zależny od głębokości dla H 120 m ; a= 10 m3/minN- ilość ludzi na najliczniejszej zmianie w danym oddziale

Q1= [m3/min]

Obliczanie wydatku powietrza ze względu na wydobycie

Q2=Wd*gw [m3/min];

gdzie:gw - współczynnik najmniejszego wydatku powietrza przypadającego na 1 tonę wydobycia PN-63/G-05162Wd- wydobycie dobowe [T]

Q2= [m3/min]

Obliczanie wydatku powietrza ze względu na głębokość zalegania złożą

Q3=kz*Q2 [m3/min]

kz – współczynnik zależny od głębokości [m3/min] PN-63/G-05162

Q3= [m3/min]

Prędkość przepływu powietrza:

Vrz= Vdop

Z uwagi na zmniejszenie przekroju wyrobiska z powodu umieszczenia tam maszyn i urządzeń i wydzielania przez nie ciepła zwiększamy ilość powietrza do ……. [m3/min], Vdop = ……. [m/s] warunek został ………………..Parametry wentylacyjne zostały wyznaczone wg PN-63/G-05162

Obliczenie obciążenia obudowyStatyczne obciążenie stropowe

gdzie:qw – ciśnienie warunkowe [MPa]Ww – wysokość wyrobiska w wyłomie [m]ko – współczynnik wpływu kąta tarcia wewnętrznego skał w ociosach

tab.5 Wartość współczynnika ko w zależności od wytrzymałości skał w ociosach Rco

Rco

[MPa]10 15 20 25 30 35 40 45 50

ko 0,8284 0,6055 0,4721 0,3852 0,3245 0,2862 0,2462 0,2195 0,1980

Wartość ciśnienia warunkowego qw dobieramy z tablic (zamieszczone poniżej). Zależy ona od głębokości posadowienia wyrobiska „H”, obliczeniowej szerokości wyrobiska „Sobl” oraz wytrzymałości na ściskanie skał stropowych „Rc”.

Sobl = Sw

Sw – szerokość wyrobiska w wyłomie [m]

Obciążenie obliczeniowe

gdzie:kg – współczynnik osłabienia górotworu (przyjąć z tablic poniżej)Rs – wspł. Wpływu wilgotności skał na ich wytrzymałość (przyjąć 0,95÷0,75)

ku – współczynnik wpływu uskoku, przyjąć 1,2kα – współczynnik nachylenia warstw stropowych względem wyrobiska, przyjąć 1,15kβ – współczynnik wpływu nachylenia podłużnego wyrobiska

Kąt nachylenia wyrobiska kβ

0o < β <15o 1,015o < β <25o 1,1525o < β <35o 1,2

ke – współczynnik wpływów eksploatacyjnych, przyjąć 1ks – współczynnik wpływu wyrobisk sąsiadujących

xs – odległość pomiędzy wyrobiskamiqdyn – wpływ spodziewanych wstrząsów[MPa], należy przyjąć odległość warstwy tąpiącej od pułapu wyrobiska oraz spodziewaną energię wstrząsu „Ew”. Wartość qdyn dobrać z poniższej tabeli.

Obliczona wartość obciążenia:

Dobór obudowy polega na porównaniu wartości obciążenia obliczeniowego obudowy „qo” z wartościami wskaźnika nośności odrzwi obudowy „WN”. W ten sposób określamy rozstaw odrzwi obudowy „d”:

Wartość wskaźnika nośności odrzwi WNobl należy przyjąć wg następujących zależności:

WN – przyjąć z poniżej tablicy

kwykł – współczynnik wpływu wykładki pomiędzy wyłomem a odrzwiami obudowy (rodzaj wykładki dowolny), dobrać z poniżej tablicytab. 6. Wartość współczynnika wpływu wykładki kwykł pomiędzy wyłomem a odrzwiami obudowy, przy nieciągłej opince

Sposób zabezpieczenia kontaktu odrzwi z wyłomem Ez [MPa] kwykł

Wykładka mechaniczna, oklinowanie lub inne rozwiązania 40 1,0Wykładka szczelna 7,0 0,8

Wykładka luźna 1,5 0,6Brak wykładki - 0,4

3.6. Opis technologii drążenia wyrobiska przyścianowego4. Określenie podstawowych parametrów systemu eksploatacji złoża

4.1. Opis technologii urabiania złoża systemem ścianowym4.2. Określenie zasobów złoża w polu ścianowym

Zasoby

Do wyliczenia zasobów złoża w projektowanej parceli eksploatacyjnej przyjmujemy, iż eksploatowana parcelo tworzy sześcian w wymiarach W×S×h, gdzie:

W – wybieg ściany [m],

S – długość ściany [m],

g– miąższość pokładu [m].

Ciężar objętościowy węgla γ= 1,25÷1,45 [T/m3],

Zasoby -

Wydobycie dobowe

Przyjmujemy:

zc - 4 zmiany robocze, 3 zmiany eksploatacyjne i 1 konserwacyjna, Ilość cięć kombajnu na jedna zmianę ic = 3, Zabiór z = 0,8 [m]

Postęp dobowy - Pd = zc × ic ×z = [m/dobę]

Wydobycie dobowe - Wd = S × g × Pd × γ = [T]

4.3. Określenie wielkości wydobycia dobowego oraz postępu dobowego4.4. Kalendarz robót eksploatacyjnych

Kalendarz robót eksploatacyjnych wykonać na rysunku pola ścianowego.

4.5. Dobór kompleksu ścianowego

4.5.1. Dobór obudowy hydraulicznej

Przed przystąpieniem do obliczeń proszę z katalogów maszyn dobrać obudowę zmechanizowaną zawałową lub podsadzkową w zależności od systemu eksploatacji oraz zakresu pracy obudowy (dobrać do wysokości pokładu „g”).

Warunek dobrego utrzymania stropu zostanie spełniony wówczas, gdy wartość wskaźnika nośności stropu wynosi 0,7. Jest to wartość graniczna, poniżej której występuje zagrożenie zawałem i złe warunki utrzymania stropu. Przyjęto, że przy wskaźnikach nośności stropu w przedziale 0,7≤gs<0,8 należy liczyć się z utrudnieniami w prowadzeniu ściany. Utrudnienia związane są z zagrożeniem opadu skał stropowych lub przemieszczeniem pionowym bloków skalnych.

Dla określenia wartości wskaźnika nośności stropu „gs” korzystamy ze wzoru:

z1 – jednostkowe nachylenie stropu

zg – wartość granicznego nachylenia stropu

Określenie wskaźnika „gs” ma za zadanie scharakteryzowanie stanu utrzymania stropu wyrobiska (tab.4.1).

Tabela 5. Wartości wskaźnika nośności stropu „gs”

Wartość wskaźnika nośności stropu „gs”

Stan utrzymania stropu wyrobiska

gs < 0,7 Złe utrzymanie stropu, zagrożenie zawałem

0,7 ≤ gs < 0,8 Występowanie opadu stropu lub progów o charakterze schodowym

gs > 0,8 Dobre i bardzo dobre utrzymanie stropu

Po przekroczeniu pewnej wartości osiadania, następuje rozpad warstwy skalnej. Taka graniczna wartość osiadania jest różna dla różnych rodzajów skał. Dla skał mocnych jest większa. Dla skał słabych bardzo mała. Wiąże się to z gęstością uwarstwienia skał. Im cieńsze są poszczególne warstwy elementarne, tym większa jest możliwość całkowitego obluzowania bloku wzdłuż utworzonej szczeliny. Na podstawie obserwacji prowadzonych w wyrobiskach ścianowych, można określić wartość granicznego nachylenia stropu utworzonego danego rodzaju skał, po przekroczeniu której staje się on zbiorowiskiem luźnych bloków skalnych. Wyraża się ona nachyleniem tego stropu (zg) [mm] przypadająca na 1 [m] rozpiętości stropu:

gdzie:

ke – współczynnik zależny od systemu eksploatacji, (dla zawału 0,8, dla podsadzki hydraulicznej 0,35)

Rc – wytrzymałość stropu [MPa]

Wartość jednostkowego nachylenia stropu z1 [mm/m] czyli nachylenia występującego na pierwszym metrze rozpiętości wyrobiska od czoła ściany jest decydującym czynnikiem o wielkości osiadania stropu na całym wyrobisku.

Dla ścian zawałowych wartość z1 wylicza się ze wzoru:

Dla ścian podsadzkowych z1 wylicza się ze wzoru:

gdzie: mp – stosunek wartości momentu podporności obudowy Mp [MNm] do wartości momentu obciążenia wyrobiska MQ [MNm].

Przy obliczaniu jednostkowego nachylenia stropu niezbędne jest wyznaczenie momentu wypadkowej podporności sekcji obudowy zmechanizowanej „MP” oraz podporności średniej obudowy zmechanizowanej „Pz”, który obliczany jest dla odcinka ściany, na którym jedna z sekcji rozparta jest podpornością wstępną a druga przemieszczana jest w kierunku ociosu a kolejna nie została jeszcze przesunięta, jest to najmniej korzystna sytuacja w trakcie normalnej pracy ściany.

gdzie:

i – ilość stojaków hydraulicznych obudowy zmechanizowanej,

nk – współczynnik redukcyjny podporności stojaka (1÷0,8),

nw – współczynnik przenoszenia podporności sekcji obudowy na strop wyrobiska (0,7÷1)

Pr – podporność robocza stojaków sekcji obudowy zmechanizowanej [MN],

n0 -

Pw – podporność wstępna stojaków sekcji obudowy zmechanizowanej [MN],

– przyjmujemy, 1,2÷1,5,

ncz – współczynnik pracy obudowy przyjmujemy, 0,2÷0,9,

zśr – średnia wartość zaciskania wyrobiska ścianowego na odcinku , przyjmujemy,

60÷140 [mm/m],

nm – współczynnik wpływu małej wytrzymałości otoczenia – w tym przypadku przyjmujemy 1.

Moment podporowy obudowy zmechanizowanej wynosi:

lz – ramię działania siły podporności Pz, przyjmujemy 3,5÷4,2 [m].

Ciężar górotworu działający na wyrobisko ścianowe jest równy ciężarowi wycinka bryły górotworu o szerokości 1 [m], licząc wzdłuż frontu ściany oraz długości podstawy, prostopadłej do tego frontu, równej rozpiętości wyrobiska. Wysokość wycinka oraz kształt ścian bocznych zależy od przyjętego systemu eksploatacji i wytrzymałości stropu.

Obciążenie wyrobiska ścianowego, przypadające na 1 [m] bieżący jego długości, dla systemu zawałowego wynosi:

dla systemu z podsadzką hydrauliczną:

gdzie:

nQ – współczynnik obliczeniowy, przyjmujemy 0,02÷0,09,

hs = g – zredukowana wysokość wyrobiska eksploatacyjnego [m],

Li – rozpiętość wyrobiska [m],dla zawału 4,5÷5,7, dla podsadzki hydraulicznej 5÷7,5,

h0 – zero podsadzkowe [m], 0,2÷0,4,

Rcw – wytrzymałość węgla na ściskanie, przyjmujemy 15÷30 [MPa]

Moment obciążenia wyrobiska ścianowego wynosi:

Jeśli gs<0,7 nie możemy zastosować dobranej obudowy zmechanizowanej. Należy dobrać obudowę o większej podporności.

4.5.2. Dobór kombajnu ścianowego

Wkk – wydajność katalogowa kombajnu

Warunek Wkk > Wd

4.5.3. Dobór przenośnika ścianowego

Wkp – wydajność katalogowa przenośnika

Wkp = [T/min]

Wydajność katalogowa dla (zc) trzech zmian wydobywczych

Wkpzc = Wkp × zc [T]

Warunek Wkkzc > Wd

4.6. Charakterystyka dobranych maszyn i urządzeń4.7. Ustalenie rozruchu ściany „R”Za okres rozruchu ściany uważa się prowadzenie ściany od jej rozpoczęcia do czasu wystąpienia i

przejścia pierwszego wzmożonego ciśnienia stropu zasadniczego i powstania pełnego zawału na całej długości ściany.

W nierozeznanych pokładach lub ich częściach za okres rozruchu ściany uważa się wybieg ściany co najmniej 30 metrów na całej jej długości.

Za okres rozruchu ściany podsadzkowej uważa się okres od jej uruchomienia do chwili uzyskania podparcia stropu przez pas podsadzkowy o szerokości 15 do 25 metrów na całej długości ściany.

L – liczba wskaźnikowa stropu

4.8. Określenie dopuszczalnej ścieżki przystropowej „s”Ścieżka przystropowa jest to odległość pomiędzy końcem stropnicy a czołem ściany

L – liczba wskaźnikowa stropuh – wysokość odpadającej warstwy stropu

h≤10 [cm] – normalne warunki prowadzenia ściany10<h≤20 [cm] – utrudnione warunki prowadzenia ścianyh>20 [cm] – niebezpieczne warunki prowadzenia ściany

4.9. Szczegółowy rysunek eksploatacji złoża systemem ścianowym

4.10. Sposób zabezpieczenia wyrobiska przyścianowego przed frontem ściany (w jednostronnym otoczeniu zrobów)

4.11. Sposób zabezpieczenia skrzyżowania ściana-chodnik5. Charakterystyka zagrożeń naturalnych i ich zwalczanie