Türkiye 18. Kömür Kongresi Bildiriler Kitabı Proceedings of ... - Hata
Türkiye 18. Kömür Kongresi Bildiriler Kitabı Proceedings of ... - Hata
Türkiye 18. Kömür Kongresi Bildiriler Kitabı Proceedings of ... - Hata
Create successful ePaper yourself
Turn your PDF publications into a flip-book with our unique Google optimized e-Paper software.
TMMOB<br />
MADEN MÜHENDİSLERİ ODASI<br />
ISBN: 978-605-01-0373-1<br />
PROCEEDINGS OF THE 18 th COAL CONGRESS OF TURKEY<br />
TÜRKİYE <strong>18.</strong> KÖMÜR KONGRESİ BİLDİRİLER KİTABI<br />
2012<br />
TÜRKİYE <strong>18.</strong> KÖMÜR KONGRESİ<br />
BİLDİRİLER KİTABI<br />
PROCEEDINGS OF THE 18 th COAL CONGRESS OF TURKEY<br />
6-8 HAZİRAN/JUNE 2012 • ZONGULDAK<br />
Editörler / Edited By<br />
Kemal BARIŞ – Nergiz ŞAHİN – Özgür YILMAZ<br />
1955<br />
MADEN MÜHENDİSLERİ ODASI ZONGULDAK ŞUBESİ<br />
TMMOB<br />
Maden Mühendisleri Odası<br />
Zonguldak Şubesi<br />
20.yıl<br />
Bülent Ecevit<br />
Üniversitesi<br />
Zonguldak
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong><br />
<strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong><br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey<br />
06-08 Haziran / June 2012<br />
ZONGULDAK, TÜRKİYE / TURKEY<br />
Editörler/Edited by<br />
Kemal BARIŞ – Nergiz ŞAHİN – Özgür YILMAZ<br />
TMMOB MADEN MÜHENDİSLERİ ODASI ZONGULDAK ŞUBESİ<br />
UCEAT the ZONGULDAK BRANCH <strong>of</strong> CHAMBER <strong>of</strong> MINING ENGINEERS
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong><br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Turkish Coal Congress<br />
06-08 Haziran / June 2012<br />
Zonguldak, <strong>Türkiye</strong> / Turkey<br />
© 2012 TMMOB Maden Mühendisleri Odası Zonguldak Şubesi<br />
Bu bildiriler kitabının yayım hakkı TMMOB Maden Mühendisleri Odası Zonguldak<br />
Şubesi’ne aittir. Kaynak gösterilerek alıntı yapılabilir.<br />
All right reserved © 2012<br />
No parts <strong>of</strong> this book may be reproduced in any form or by any means, without written<br />
permission <strong>of</strong> the Zonguldak Branch <strong>of</strong> Chamber <strong>of</strong> Mining Engineers <strong>of</strong> Turkey.<br />
ISBN : 978-605-01-0373-1<br />
Baskı : Alka Matbaacılık, K. Karabekir Cad. 41/14 İskitler-ANKARA<br />
İsteme Adresi : TMMOB Maden Mühendisleri Odası Zonguldak Şubesi<br />
Liman Cad. No: 9 67030 ZONGULDAK<br />
Tel : +90 (372) 251 13 55 – 259 53 81<br />
Faks : +90 (372) 253 10 80<br />
Web : http://www.maden.org.tr<br />
E-posta : zonguldak@maden.org.tr
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak-TÜRKİYE<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak-TURKEY<br />
SUNUŞ<br />
Maden Mühendisleri Odası Zonguldak Şubesi’nin düzenlediği <strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong><br />
<strong>Kongresi</strong> 06–08 Haziran 2012 tarihleri arasında Zonguldak’ta yapılmaktadır. 1978<br />
yılından beri yılaşırı yapılmakta olan <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong>’nin temel amacı, kömür<br />
madenciliği ve teknolojisiyle ilgili bilgi alışverişini özendirmek ve desteklemektir.<br />
Kongre bu yıl 20. yaşını kutlayan Bülent Ecevit Üniversitesi’ne ithaf edilmiş olup<br />
çalışmalar ortaklaşa yürütülmektedir. Kongre, Bülent Ecevit Üniversitesi, Pr<strong>of</strong>. Dr.<br />
Arif Amirov ve Tahir Karauğuz Konferans Salonları’nda yapılacak olup, aynı zamanda<br />
Kapalı Spor Salonu’nda “Maden Makinaları ve Donanımı Sergisi” de kongre<br />
süresince delegelere açık olacaktır.<br />
34 yıl önce ulusal ölçekte başlayan <strong>Türkiye</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong>, zaman zaman uluslararası<br />
boyuta da ulaşmıştır. Bu yıl ki kongrede “<strong>Kömür</strong> Madenciliğinin Bilim<br />
ve Teknolojisi”, “<strong>Kömür</strong> Madenciliğinde İş Güvenliği ve İşçi Sağlığı” ve “<strong>Kömür</strong><br />
Madenciliğinin Ekonomi Politikası ve Sosyal Sorunları” ana temaları işlenecektir.<br />
Son dönemlerde ülkemiz ve dünya ölçeğinde ortaya çıkan enerji açığı ve özellikle<br />
arz güvenliğine ilişkin mevcut sorunlar; başta kömür olmak üzere, enerji gereksiniminin<br />
ulusal kaynaklarımızdan yararlanma önceliğini tüm kamuoyunun gündemine<br />
taşımış bulunmaktadır. Kongre bu düşüncelerin ışığı altında düzenlenecektir. Çağrılı<br />
bildirilerle ve “Enerji ve <strong>Kömür</strong>” başlıklı konusunda uzman isimlerin katıldığı<br />
özel bir oturumla, Kongre’nin ana temalarının yeterince işlenebilmesi amaçlanmıştır<br />
Kongre kapsamındaki teknik oturumlarda bilimsel kurul tarafından seçilen<br />
ve <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>’nda da yayımlanan 12 yurtdışı ve 29 yurtiçinden olmak üzere<br />
toplam 41 adet bildiri sunulacaktır.<br />
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong>’nin gerçekleştirilmesinde, bildiriler kitabının basımında<br />
maddi ve manevi destek veren tüm kişi, kurum ve kuruluşlara; kongrenin<br />
amaçlarına ulaşabilmesi için katkıda bulunan Yürütme, Danışma ve Bilimsel Kurul<br />
Üyeleri’ne, oturum yöneticilerine ve tüm yazarlara teşekkür eder, kongrenin ülkemize<br />
yararlı olmasını dileriz.<br />
Yrd. Doç. Dr. Erdoğan KAYMAKÇI Doç. Dr. Tuğrul ÜNLÜ<br />
Maden Mühendisleri Odası <strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong><br />
Zonguldak Şubesi Başkanı Kongre Yürütme Kurulu Başkanı<br />
iii
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak-TÜRKİYE<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak-TURKEY<br />
PREFACE<br />
The 18th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey organized by the Zonguldak Branch <strong>of</strong> the Chamber<br />
<strong>of</strong> Mining Engineers <strong>of</strong> Turkey is held between June 6-8, 2012 in Zonguldak. The<br />
primary objective <strong>of</strong> the Coal Congress which has been held biannually since 1978<br />
is to promote and support the information exchange related to coal mining and technology.<br />
This year the Congress is dedicated to Bülent Ecevit University celebrating<br />
the 20th anniversary <strong>of</strong> the foundation. The Congress takes place at the Conference<br />
Halls <strong>of</strong> Bülent Ecevit University, where the “Mining Machinery and Equipment<br />
Exhibition” is also open to delegates during the Congress.<br />
The Coal Congress first started 34 years ago with Turkish participants. Since then,<br />
from time to time, there have been international participants. The themes <strong>of</strong> the<br />
Congress will be “Science and Technology <strong>of</strong> Coal Mining”, “Health and Safety in<br />
Coal Mining” and “Economic Policy and Social Problems <strong>of</strong> Coal Mining”. Recent<br />
energy shortages and particularly existing problems related to supply reliability formed<br />
public opinion regarding the utilisation <strong>of</strong> national natural resources in Turkey’s<br />
energy needs. With this scope, during the technical sessions, 41 papers, which have<br />
been selected by the Scientific Committee, are presented, and these are printed in the<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the Congress. Besides, a panel discussion on “Coal and Energy” is<br />
also realised.<br />
We thank to the people and firms who helped to the 18th Coal Congress in various<br />
ways for the printing <strong>of</strong> <strong>Proceedings</strong>; to the people who worked in the Executive,<br />
Scientific and Advisory Committees; chairpersons and authors for helping to achieve<br />
the Congress’ goals.<br />
Organizing Committee wishes that the congress will be beneficial to the coal mining<br />
sector.<br />
Assist. Pr<strong>of</strong>. Dr. Erdoğan KAYMAKÇI Assoc. Pr<strong>of</strong>. Dr. Tuğrul ÜNLÜ<br />
President <strong>of</strong> Zonguldak Branch <strong>of</strong> Chairman <strong>of</strong> the<br />
Chamber <strong>of</strong> Mining Engineers Organising Committee<br />
iv
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak-TÜRKİYE<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak-TURKEY<br />
TMMOB MADEN MÜHENDİSLERİ ODASI<br />
YÖNETİM KURULU<br />
UCEAT DIRECTORIAL BOARD OF CHAMBER OF<br />
MINING ENGINEERS<br />
Başkan / President : Mehmet TORUN<br />
Bşk. Yrd. / Vice President : Ayhan YÜKSEL<br />
Yazman / Secretary : Cemalettin SAĞTEKİN<br />
Sayman / Treasurer : Necmi ERGİN<br />
Üyeler / Members : Emre DEMİR<br />
Onat BAŞBAY<br />
Özlem ALTINÇELİK<br />
MADEN MÜHENDİSLERİ ODASI<br />
ZONGULDAK ŞUBESİ YÖNETİM KURULU<br />
CHAMBER OF MINING ENGINEERS<br />
ZONGULDAK BRANCH OF THE EXECUTIVE COMMITTEE<br />
Başkan / President : Yrd. Doç. Dr. Erdoğan KAYMAKÇI<br />
Bşk. Yrd. / Vice President : Hüsnü MEYDAN<br />
Yazman / Secretary : A. Haşim DEMİRLER<br />
Sayman / Treasurer : A. Birol KASAPOĞLU<br />
Üyeler / Members : Emine UZUN<br />
Tülay SUİÇMEZ<br />
Alper GÜLŞEN<br />
v
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak-TÜRKİYE<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak-TURKEY<br />
DÜZENLEYENLER / ORGANIZERS<br />
Bülent Ecevit Üniversitesi<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Mahmut ÖZER (Rektör)<br />
TMMOB Maden Mühendisleri Odası Zonguldak Şubesi<br />
Yrd. Doç. Dr. Erdoğan KAYMAKÇI (Yönetim Kurulu Başkanı)<br />
KONGRE YÜRÜTME KURULU<br />
EXECUTIVE COMMITTEE OF THE CONGRESS<br />
Başkan / President : Doç. Dr. Tuğrul ÜNLÜ<br />
Bşk. Yrd. / Vice President : Doç. Dr. Melih GENİŞ<br />
Yazman / Secretary : Tülay SUİÇMEZ<br />
Sayman / Treasurer : A. Birol KASAPOĞLU<br />
Üyeler / Members :<br />
Yrd. Doç. Dr. Alaaddin ÇAKIR A. Haşim DEMİRLER<br />
Yrd. Doç. Dr. Kemal BARIŞ Hasan KARAÜZÜM<br />
Dr. Nergiz ŞAHİN Çiğdem K. TAŞKIRAN<br />
Arş. Gör. Dr. İlknur EROL Emine UZUN<br />
Arş. Gör. Özgür YILMAZ Pınar YILMAZ<br />
Arş. Gör. Utku SAKIZ Birol KARAÇAM<br />
KONGRE DANIŞMA KURULU<br />
ADVISORY COMMITTEE OF THE CONGRESS<br />
Mehmet TORUN Enver KARAÇAM<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Yılmaz YILDIRIM (Dekan) Kemal Reşit KUTLU<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Yadigar V. MÜFTÜOĞLU Mesut ÖZTÜRK<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Vedat DİDARİ Ayhan YÜKSEL<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Hasan GERÇEK Birhan ŞAHİN<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. İhsan TOROĞLU Çağlar ÖZTÜRK<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Sait KIZGUT<br />
Doç. Dr. Dilek ÇUHADAROĞLU<br />
vi
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak-TÜRKİYE<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak-TURKEY<br />
BİLİMSEL KURUL / SCIENTIFIC COMMITTEE<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. A. Erhan TERCAN<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Ahmet DEMİRCİ<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Ahmet Günhan PAŞAMEHMETOĞLU<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Ahmet Hakan ONUR<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Ali İhsan AROL<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Ayhan Ali SİRKECİ<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Bahtiyar ÜNVER<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Celal KARPUZ<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Çetin HOŞTEN<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Gündüz ÖKTEN<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Halim DEMİREL<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Levent ERGÜN<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Nuri Ali AKÇIN<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. R. Mete GÖKTAN<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Saim SARAÇ<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Suphi URAL<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Şinasi ESKİKAYA<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Tevfik GÜYAGÜLER<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Vedat ARSLAN<br />
Pr<strong>of</strong>. Dr. Yaşar ÜÇBAŞ<br />
Doç. Dr. Ekrem YÜCE<br />
Doç. Dr. Hale SÜTÇÜ<br />
Doç. Dr. Hürriyet AKDAŞ<br />
Doç. Dr. İhsan ÖZKAN<br />
Yrd. Doç. Dr. Feridun BOYLU<br />
Yrd. Doç. Dr. Hakan AKÇİN<br />
Yrd. Doç. Dr. Nuray DEMİREL<br />
Atilla YURDAŞEN<br />
Baki ALTIPARMAK<br />
Cumali TAŞTEKİN<br />
Ekrem Murat ZAMAN<br />
Mesut ÖZTÜRK<br />
Mustafa SUVAR<br />
Nail DEĞİRMENCİ<br />
Necdet PAMİR<br />
Oğuz TÜRKYILMAZ<br />
Oktay ERARSLAN<br />
Tayfun ÖZUSLU<br />
vii
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak-TÜRKİYE<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak-TURKEY<br />
KATKIDA BULUNAN KURUMLAR VE FİRMALAR<br />
CONTRIBUTING ESTABLISHMENTS AND COMPANIES<br />
BÜLENT ECEVİT ÜNİVERSİTESİ<br />
CİNER ENERJİ VE MADENCİLİK<br />
GENEL MADEN İŞÇİLERİ SENDİKASI<br />
HEMA A.Ş.<br />
İMBAT A.Ş.<br />
KIRLIOĞLU PATLAYICI MADDE<br />
ÖZKAN DEMİR ÇELİK SANAYİ A.Ş.<br />
SOMA GRUP<br />
TÜRKİYE KÖMÜR İŞLETMELERİ<br />
TÜRKİYE TAŞKÖMÜRÜ KURUMU<br />
ZONGULDAK TİCARET VE SANAYİ ODASI<br />
viii
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak-TÜRKİYE<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak-TURKEY<br />
MADEN MAKİNALARI VE DONANIMI SERGİSİ’NE<br />
KATILAN FİRMALAR<br />
COMPANIES PARTICIPATING IN THE EXHIBITION OF<br />
MINING MACHINERY<br />
DEKA ENERJİ<br />
DMT GMBH & CO. KG<br />
DRAGER GROUP<br />
ELEKTRİK ÜRETİM A.Ş.<br />
ER-Dİ MAKİNE<br />
FERİT<br />
KARBOMET<br />
KIRLIOĞLU PATLAYICI MADDE<br />
KONSPEK MADENCİLİK MAKİNE<br />
LABRİS MADENCİLİK<br />
MADEN TETKİK VE ARAMA GENEL MÜDÜRLÜĞÜ<br />
MEPA<br />
MFA MASKE<br />
ORİCA-NİTRO<br />
ÖZKAN DEMİR ÇELİK SANAYİ A.Ş.<br />
PROTAŞ PROJE<br />
ŞEN PLASTİK<br />
TÜRKİYE KÖMÜR İŞLETMELERİ KURUMU<br />
TÜRKİYE TAŞKÖMÜRÜ KURUMU<br />
VEN MADEN MAKİNELERİ<br />
ix
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak-TÜRKİYE<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak-TURKEY<br />
İÇİNDEKİLER<br />
Contents<br />
Amasra-B Taşkömürü Madeni Projesi ....................................................................1<br />
Amasra-B Hardcoal Mine Project<br />
Mustafa Suvar, Cihan Ersoy<br />
Hema Zonguldak Amasra-B Projesinde Üretim Öncesi ve<br />
Sonrası Gaz Drenajları ............................................................................................7<br />
Hema Zonguldak Amasra-B Project Pre-Production and<br />
Post Production Gas Drainage<br />
Bohdan Lazak<br />
<strong>Türkiye</strong> de Enerji Verimliliği ve Yeni Nesil Termik Santrallerin Önemi ..............15<br />
Energy Efficency in Turkey and the Impotance <strong>of</strong> New Generation Coal Power<br />
Plants<br />
M. Suat Delibalta, Ö. Yusuf Toraman, Sair Kahraman<br />
Avrupa ve <strong>Türkiye</strong> <strong>Kömür</strong> Endüstrisi ve Enerji Üretim Verileri ..........................29<br />
Coal Industry and Energy Production Data at Europe and Turkey<br />
Ekrem Yüce<br />
Stability Investigations <strong>of</strong> a Tunnel in a Deep Coal Mine in China .....................45<br />
Çin’deki Derin Bir <strong>Kömür</strong> Ocağı Galerisinde Duraylık Araştırmaları<br />
Pinnaduwa Kulatakile, Zheng-Xing Yu, Fuxing Jiang<br />
Rock Failure Criterion for Coal Basin Rocks .......................................................63<br />
<strong>Kömür</strong> Havzası Kayaçları için Kaya Yenilme Kriteri<br />
Kourosh Shahriar, Navid Hosseini<br />
Permeability Testing <strong>of</strong> Bulli Seam Coal Under Triaxial Condition ....................71<br />
Bulli Damarı <strong>Kömür</strong>ünün Üç eksenli Koşulda Permeabilite Testi<br />
Lei Zhang, Naj Aziz, Ting Ren, Jan Nemcik, Zhongwei Wang<br />
3D Numerical Modeling for Prediction <strong>of</strong> First Weighting Distance in<br />
Longwall Coal Mining – A Case Study ................................................................85<br />
Uzun Ayak <strong>Kömür</strong> Madenciliğinde İlk Kırılma Mesafesinin Tahmini İçin<br />
3 Boyutlu Nümerik Modelleme<br />
Kouroush Shahriar, Haile Manteghi, Rahman Torabi<br />
xi
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak-TÜRKİYE<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak-TURKEY<br />
Modeling <strong>of</strong> Airflow and Dust Suppression Above an Underground Bin ............99<br />
Bir Yeraltı Silosu Üzerinde Hava Akışı ve Toz Bastırma Modellemesi<br />
Zhongwei Wang, Ting Ren, Brian Plush, Graeme Cooper, Lei Zhang<br />
Çukurova Bölgesindeki <strong>Kömür</strong> Briketleme Fabrikalarına İstatistiksel<br />
Kalite Kontrol Uygulaması ................................................................................. 111<br />
The Application <strong>of</strong> Statistical Quality Control in Cukurova<br />
Region Briquette Factories<br />
Volkan Arslan, Oktay Bayat<br />
Yüksek Küllü Oltu Linyitlerinin Çeşitli Yöntemlerle Hazırlanması ..................123<br />
Dressing <strong>of</strong> Oltu High Ash Lignites by Various Techniques<br />
Öykü Bilgin, Ercüment Koç<br />
Ağır Ortam Siklonu Performans Değişiminin Zamana Bağlı olarak<br />
Simülasyon ile İncelenmesi ................................................................................135<br />
Investigation <strong>of</strong> the Variation in Performance <strong>of</strong> Heavy Media Cyclone<br />
with Respect to Time by Simulation<br />
Yakup Umucu, Vedat Deniz, M. Emin Göksu, Tuncer Dinç<br />
Şırnak Asfaltitinin Piroliz Özelliklerinin Karakterizasyonu ...............................143<br />
Characterisation <strong>of</strong> Pyrolysis Properties <strong>of</strong> Sirnak Asphaltite<br />
Aydan Aksoğan Korkmaz, Kazım Eşber Özbaş<br />
Altın Adsorpsiyonunda Gölbaşı Linyitinden Üretilmiş<br />
Aktif Karbon Kullanımı .....................................................................................155<br />
The Usability <strong>of</strong> Activated Carbon Derived from Gölbaşı<br />
Lignite for Gold Adsorption<br />
Tolga Depçi<br />
Training for the Mining Industry in the UK ......................................................163<br />
İngiltere’de Madencilik Endüstrisinde Eğitim<br />
Dave Kranmer<br />
Investigation into Variations in the Drainability <strong>of</strong> Coal in Different<br />
Sections <strong>of</strong> The Bulli Seam, NSW, Australia .....................................................173<br />
NSW, Avustralya Bulli Damarı’nın Farklı Bölümlerindeki <strong>Kömür</strong>ün Drene<br />
Edilebilirliğindeki Değişimlerin Araştırılması<br />
Lei Zhang, Ting Ren, Naj Aziz, Jan Nemcik, Zhongwei Wang<br />
xii
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak-TÜRKİYE<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak-TURKEY<br />
Source Term and Control <strong>of</strong> Methane Accesses in Areas with<br />
Subsurface Coal Mining .....................................................................................185<br />
Yeraltı <strong>Kömür</strong> Ocağı Bulunan Alanlarda Metan Gelirlerinin Kaynağı ve Kontrolü<br />
Frank Otto, Tansel Doğan<br />
Methane Drainage Utilisation and Mine Safety in Germany ..............................197<br />
Almaya’da Metan Drenajı ve Ocak Güvenliği<br />
Tim Hegemann, Tansel Doğan, Heribert Meiners<br />
Model Based Prognosis <strong>of</strong> Flooding Impacts in Hard Coal Mining ...................211<br />
Taşkömürü Madenciliğinde Su Baskını Etkilerinin Tahminine Dayalı Model<br />
Christoph Klinger, Michael Eckart<br />
Fast-Tracking Exploration in Protected Areas and Resource Definition <strong>of</strong> Coal<br />
Deposits by Using High Resolution Seismic Surveys ........................................221<br />
Koruma Alanlarında Hızlı İzlemeli Arama ve Yüksek Çözünürlüklü Sismik<br />
İnceleme ile <strong>Kömür</strong> Yataklarında Kaynak Tanımlaması<br />
Hartwig Gielisch, Bernd Loske, Ernst B. Teigler<br />
Risk Evaluation and Management in Underground Mines – A Case Study .......233<br />
Yeraltı Ocaklarında Risk Değerlendirme ve Yönetimi – Bir Vaka Sunumu<br />
Kourosh Shahriar, Sanaz Nejati, Ezzeddin Bakhtavar<br />
Silopi (Üçkardeşler Harbuli) Asfaltit Filonunun Modellenmesi ve<br />
Rezerv Tespiti .....................................................................................................241<br />
The Modelling <strong>of</strong> Silopi (Uckardesler Harbul) Asphaltite Filons and<br />
Determination <strong>of</strong> Reserve<br />
Ahmet M. Kılıç, Barış Çakır, Özen Kılıç<br />
Afşin-Elbistan Linyit Sahası Çöllolar Sektörünün Netpro/Mine ile Rezerv<br />
Dağılımın İncelenmesi .......................................................................................253<br />
Investigation <strong>of</strong> Reserve Distribution <strong>of</strong> the Collolar Sector in<br />
Afşin-Elbistan Lignite Field by the NETPRO/MINE<br />
Derya Arıöz, Alican Özdemir, Ahmet Dağ<br />
<strong>Türkiye</strong>’de Elektrik Üretiminde <strong>Kömür</strong> Kullanımının Stratejik Açıdan<br />
Değerlendirilmesi ...............................................................................................267<br />
Evaluation <strong>of</strong> Strategic Perspective <strong>of</strong> the Use <strong>of</strong> Coal for Electricity<br />
Generation in Turkey<br />
Ahmet M. Kılıç, Özen Kılıç<br />
xiii
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak-TÜRKİYE<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak-TURKEY<br />
Tunçbilek <strong>Kömür</strong>lerinde Kendiliğinden Yanmanın Doğal Sıkışma<br />
Etkisine Bağlı Olarak İncelenmesi ......................................................................281<br />
Research on the Spontaneous Combustion <strong>of</strong> GLI Tunçbilek Coal with<br />
Regards to the Natural Compaction<br />
İsa Biçer, A. Hadi Özdeniz, Sadan Kelebek<br />
Vantilasyon Havasındaki Metanın Oksidasyonu ...............................................289<br />
Ventilation Air Methane Oxidation<br />
Bekir Zühtü Uysal, Göksel Özkan, Mehmet Türkarslan,<br />
Serdar Altınalev, Emre Güray<br />
Yeraltı <strong>Kömür</strong> Ocaklarında Jeolojik Özelliklerle Gaz Degajlarının İlişkisi .......299<br />
The Relationship Between Gas Outbursts and Geological Features in<br />
Underground Coal Mines<br />
Ali Baltaş, Özcan Öney<br />
Tunçbilek <strong>Kömür</strong>lerinde Kendiliğinden Yanmanın Güneş Işınları<br />
Etkisine Bağlı Olarak İncelenmesi .....................................................................313<br />
Investigation <strong>of</strong> the Spontaneous Combustion with Respect to<br />
Time on the Effect <strong>of</strong> the Sun Rays in Tuncbilek Coals<br />
Mehmet G. Parlak, A. Hadi Özdeniz, Sadan Kelebek<br />
GLİ Açık İşletmelerindeki <strong>Kömür</strong> Kamyonlarının Duruş Süreleri Analizi ........323<br />
Downtime Analysis <strong>of</strong> Off-Highway Coal Trucks in Surface Coal Mines-GLI<br />
Hürriyet Akdaş, Ece Kundak<br />
Soma-Kınık Bölgesinde Bir <strong>Kömür</strong> Ocağının Galeri Kazısı için ......................335<br />
Kollu Galeri Açma Makinesi Seçimi ve Performans Tahmini<br />
Roadheader Selection and Performance Prediction for Excavation <strong>of</strong><br />
Galleries for a Coal Mine in Soma-Kınık Region<br />
Hanefi Çopur, Cemal Balcı, Mustafa Tokat<br />
<strong>Kömür</strong> Üretim Bölgelerinde Zamansal Tasman Kestirimine İlişkin Yeni Bir<br />
Yaklaşım Modeli .................................................................................................353<br />
A New Approach for the Prediction <strong>of</strong> Temporal Subsidence in<br />
Underground Coal Mining Basins<br />
Hakan Akçın, Özgür Yılmaz, Tuğrul Ünlü<br />
xiv
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak-TÜRKİYE<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak-TURKEY<br />
Tam Mekanize Çayırhan Yeraltı Linyit İşletmesinde 2008-2011 Yılları Arasında<br />
Meydana Gelen İş Kazalarının Değerlendirilmesi ..............................................369<br />
Statistical Evaluation <strong>of</strong> Work Related Accidents at the<br />
Çayırhan Mechanised Underground Lignite Mine Between the Years 2008-2011<br />
Şebnem Tarhan, Ergin Kahraman, H.Hakan Erdem, Cemalettin Sığırcı,<br />
Fatih Bülent Taşkın<br />
Yeraltı Madenleri için Kablosuz Takip, Gözetim ve Haberleşme Sistemi ..........383<br />
Wireless Tracking, Monitoring and Communication System for<br />
Underground Mines<br />
A.Kemal Dumlupınar, A.Necdet Alpmen<br />
Atatürk’ün Zonguldak <strong>Kömür</strong> Havzası Gezisi ...................................................395<br />
(26 Ağustos 1931)<br />
Atatürk’s Visit <strong>of</strong> Zonguldak Hardcoal Basin<br />
(26 August 1931)<br />
Yücel Namal<br />
Zonguldak <strong>Kömür</strong> Havzasında İşçi Problemi .....................................................409<br />
Labour Problem at Zonguldak Hardcoal Basin<br />
Mustafa Yüce<br />
Gölgedeki Hayatlar .............................................................................................419<br />
Lives in Shadow<br />
Şükran Uzun Kırömeroğlu, Emine Uzun<br />
GLİ, Ömerler Mekanize Uzunayakta Yürüyen Tahkimat Ünitelerindeki<br />
Basınçların İstatistiksel Değerlendirilmesi ........................................................433<br />
Statistical Evaluation <strong>of</strong> Pressures on Powered Supports in<br />
Mechanised Longwall at Omerler Coal Mine, GLI<br />
Soner Öğretmen, Hürriyet Akdaş<br />
Elektrikli Maden Yerkazarlarında Üretim, Üretkenlik ve<br />
Toplam Yerkazar Etkinliği ..................................................................................447<br />
Production, Productivity and Overall Equipment Effectiveness <strong>of</strong><br />
Electric Mining Shovels<br />
Metin Özdoğan<br />
xv
Çayırhan Linyit İşletmesi G Sahasında Ocak Yangınları ile<br />
Mücadele Yöntemlerinin İncelenmesi ................................................................459<br />
Investigation <strong>of</strong> Mine Fire Combatting Methods in G Field at<br />
Çayirhan Lignite Mine<br />
Ergin Kahraman, Cemalettin Sığırcı, Şebnem Tarhan, F. Bülent Taşkın<br />
Taşkömürü Havzası <strong>Kömür</strong>lerinin Tutuşma Sıcaklıkları ile<br />
İlgili Özgün Kriterlerin Belirlenmesi .................................................................471<br />
Determination <strong>of</strong> Specific Criteria About Spontaneous Combustion <strong>of</strong> the<br />
Coal Seams in thr Zonguldak Hardcoal Basin<br />
Bekir Salih, Mesut Öztürk, Feyza Sarıçam<br />
Nem Miktarının Afşin-Elbistan Linyitinin Dayanım ve<br />
Öğütülebilirlik Özelliklerine Olan Etkisinin Belirlenmesi .................................487<br />
Determination <strong>of</strong> Effect <strong>of</strong> Moisture Content on Strength and<br />
Grindability Properties <strong>of</strong> Afşin-Elbistan Lignite<br />
Mahmut Altıner, Mehmet Yıldırım<br />
xvi
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
AMASRA-B TAŞKÖMÜRÜ MADENİ PROJESİ<br />
AMASRA-B HARDCOAL MINE PROJECT<br />
Mustafa Suvar *<br />
HEMA Dış Ticaret A.Ş., Amasra Taşkömürü işletmesi, İşletme Müdürlüğü<br />
Cihan Ersoy<br />
HEMA Dış Ticaret A.Ş., Amasra Taşkömürü işletmesi, Etüd Plan proje Müdürlüğü<br />
ÖZET Bu bildiride <strong>Türkiye</strong>’nin ana taşkömürü rezervine sahip olan Amasra B sahası için HEMA<br />
Dış Ticaret A.Ş. tarafından geliştirilen tam mekanize uzunayak madenciliği projesi hakkında temel<br />
bilgiler anlatılmıştır. Bölgenin özet jeolojik bilgisi ve rezerv tahminlerinin yanı sıra projede<br />
uygulanacak olan sistemlere de değinilmiştir.<br />
ABSTRACT In this paper, basic information about full mechanized longwall mining project,<br />
which is being developed by HEMA Dış Ticaret A.Ş., for Amasra B field that has the principal<br />
hardcoal reserves <strong>of</strong> Turkey is given. In addition to summarized geological information <strong>of</strong> the<br />
region and reserve estimations, systems that are going to be applied in this project have also been<br />
given.<br />
* mustafasuvar@hattat.com.tr<br />
1
1 GİRİŞ<br />
<strong>Türkiye</strong>’nin en büyük taşkömürü rezervlerini içeren Amasra’da üretim çalışmaları<br />
1848 yılında özel kişilerce başlatılmıştır. 50 km 2 alana sahip olan saha (Şekil 1), 1953<br />
yılında EKİ Müessesesine devredilmiştir. TTK ATİ Müessesesi tüzel kimliği ile<br />
üretim ise 1984 yılından bu yana devam etmektedir.<br />
Şekil 1. Amasra Taşkömürü Sahası.<br />
Amasra Sahası A (14,4 km 2 ) ve B (35,6km 2 ) sahaları olmak üzere ikiye ayrılmış olup<br />
B sahası kömürlerinin ve A sahası -400 kotu altında kalan kömürlerin işletmecilik<br />
hakkı 15 Nisan 2005 tarihinde rödevans usulü ile TTK tarafından HEMA Dış Ticaret<br />
A.Ş.’ye (HEMA) verilmiştir (Şekil 2).<br />
Saha teslimi Mayıs 2006 tarihinde yapılmış olup çalışmalar HEMA tarafından<br />
ivedilikle başlatılmıştır. Bu tarihten itibaren hem sondaj çalışmaları sürdürülmüş hem<br />
de DMT, IMC, SRK, CITIC ve DATONG adlı firmalara ön etüd çalışmaları<br />
yaptırılmıştır.<br />
2
2 BÖLGE JEOLOJİSİ<br />
Şekil 2. İşletmecilik hakkı sınırları.<br />
Amasra bölgesinde kömür damarlarını içeren Karbonifer yaşlı birimler diskordans ile<br />
doğuda Permiyen ve Kretase yaşlı, batıda ise Kretase yaşlı birimler ile örtülmüştür.<br />
Karbonifer sonu (Permiyen öncesi) Hersiniyen tektonik hareketi ile Karbonifer yaşlı<br />
birimler sıkışmaya maruz kalmıştır. Bu sıkışma sonucu sahayı batıdan sınırlayan<br />
kuzey-güney yönlü bir ters fay; sahayı ortadan doğu ve batı blokları olarak ayıran<br />
kuzey-güney yönlü bir ters fay (Merkez Bindirme Fayı); doğu bloğunda birbirine<br />
paralel birkaç ters fay oluşmuştur.<br />
Merkez Fayı batısında bindirmenin etkisiyle Karbonifer birimleri yükselmiş ve<br />
üstteki Karadon Serisi aşınmıştır. Kretase örtü birimleri altında Karbonifer, Kozlu<br />
serisinden başlamaktadır. Merkez Fayı doğusunda Karadon serisi korunmuş, Kozlu<br />
serisi derinlerde kalmıştır.<br />
Sahanın makro fayları çoğunlukla Hersiniyen tektonizmasına bağlıdır ve konumları<br />
yaklaşık olarak bilinmektedir. Makro fayları oluşturan tektonik etkinin henüz<br />
belirlenmemiş birçok mikro fay oluşturduğu ise kesindir.<br />
Kretase sonrası Alpin tektonik hareketi sahanın kuzeyinde (A sahasında) etkili<br />
olmuştur. Bu tektonik hareketin etkisiyle kuzeyde yükselen bloklardaki Kretase örtü<br />
zamanla aşınmış ve yer yer Karbonifer penceresi ortaya çıkmıştır.<br />
3 REZERV<br />
Amasra B sahası için rezerv çalışmaları 1950’lerden beri devam etmektedir. MTA bu<br />
sahada 81 tanesi sediman, 53 tanesi karotlu olmak üzere toplam 134 sondaj yapmıştır.<br />
2006 yılından bu yana HEMA, tamamı karotlu olmak üzere 62 adet sondaj yapmıştır.<br />
HEMA’nın yaptığı sondajların ortalama derinliği 1000 metre olup, toplam sondaj<br />
derinliği 60000 metreyi aşmaktadır.<br />
3
Bu bölge için yapılan ilk işletme projesi İTÜ Maden Fakültesi Maden Mühendisliği<br />
Bölümü tarafından 1984 yılında yapılmıştır. Bu çalışmaya göre sahanın görünür<br />
kömür rezervi 331 milyon ton olarak hesaplanmıştır (Birön vd. 1984). Saha için<br />
rezerv çalışmaları çeşitli kurum ve kuruluşlarca devam ettirilmiş olup artan sondaj<br />
verisi ile bölgenin kömür potansiyeline ilişkin bilgiler güncellenmiştir. En son<br />
yaptırılan çalışmaya göre bölgenin kömür kaynağı 573 milyon ton olup bu miktarın<br />
268 milyon tonu işletilebilir rezerv olarak sınıflandırılmaktadır (SLR, 2009). Hala<br />
sürdürülmekte olan sondaj çalışmaları ile bu miktarın artacağı tahmin edilmektedir.<br />
4 MADEN PLANLARI<br />
Mevcut bilgiler ışığında Amasra sahası için maden planları hazırlanmıştır. Saha,<br />
hazırlık ve üretim için 3 bölgeye ayrılmıştır. Maden planları Doğu sahasında 4 damar,<br />
Batı sahasında 7 damar ve Güneydoğu sahasında 2 damar için hazırlanmıştır. Örnek<br />
bir maden planı Şekil 3’te gözükmektedir.<br />
Şekil 3. Örnek maden planı<br />
4
İşletilebilir olarak saptanan ve maden planları hazırlanan bu damarların eğimleri 6-<br />
20° arasında değişmekte olup kalınlıkları 1,10-4,50 metre arasındadır. Bu sahada<br />
işletme yöntemi olarak tam mekanize geri dönümlü uzunayak madenciliği<br />
uygulanacaktır.<br />
Mekanize pano boyları 500-2200 metre arasında ve ayak boyları da 140-245 metre<br />
arasında değişmektedir. Aynı anda 4 tam mekanize pano işletilerek yıllık 5 milyon<br />
ton üretim hedefinin gerçekleştirilmesi planlanmaktadır.<br />
5 HAZIRLIK ÇALIŞMALARI<br />
Hazırlık çalışmaları kapsamında 3 adet kuyu açma çalışması tamamlanmıştır. Kuyu<br />
derinlikleri 700, 730 ve 579 metredir. 3 kuyunun da net çapı 8 metredir. Kuyuların<br />
mevcut teçhizatları ile ana kat galeri açma çalışmaları başlatılmıştır. Proje<br />
kapsamında açılacak olan ana katların 24 m 2 net kesitte olması planlanmıştır.<br />
Nisan 2012 itibari ile ilerlemeler; 1 No’lu kuyudan -510 katından başlatılan galeri<br />
açma çalışmalarında birbirine paralel iki kat galerisinde 185 metre ve 260 metre, 3<br />
No’lu kuyudan -410 katından başlatılan galeri açma çalışmasında 315 metredir. Bu<br />
çalışmalarda jumbo deliciler ve elektro-hidrolik yükleyici kepçeler kullanılmaktadır.<br />
Sürdürülen galeri açma çalışmalarında 87 metre/ay gibi önemli ilerleme değerlerine<br />
ulaşılmıştır. 2 No’lu kuyudan galeri açma çalışmasına ise AM 105 model kollu galeri<br />
açma makineleri ile başlanacaktır.<br />
6 ÜRETİM MAKİNE-EKİPMANI<br />
Tam mekanize geri dönümlü uzunayak madenciliğinin uygulanacağı sahada üretim<br />
için kalın damarlarda kesici yükleyici makinelerin ve ince damarlarda saban<br />
sistemlerinin kullanılması planlanmaktadır. Ayak tahkimatı ise kullanılacak kömür<br />
kesici makineye uyumlu yürüyen tahkimatlar şeklinde olacaktır.<br />
Ayak üretimi, arından zincirli konveyörlerle aktarma konveyörü vasıtasıyla<br />
tabanyolundaki bant konveyörüne buradan da ana nakliyat hattındaki bant<br />
konveyörlere aktarılacaktır. Üretim kuyusu olarak planlanan 1 No’lu kuyu dibine<br />
getirilecek olan kömür, bu kuyuda kurulacak olan skip sistemi ile yeryüzüne<br />
çıkarılacaktır.<br />
Personel ve malzeme nakliyatı düz galerilerde akülü lokomotifler ve eğimli<br />
galerilerde ise tavan askılı monoraylar ile yapılacaktır.<br />
7 SONUÇLAR<br />
<strong>Türkiye</strong>’nin ana taşkömürü rezerv sahası olan Amasra’da hayata geçen ve havza için<br />
bir ilk olacak olan bu tam mekanize madencilik projesi ülke kaynaklarının<br />
değerlendirilmesi açısından son derece önemlidir. Bu önemli projenin başarıya<br />
ulaşması için çalışmalar son sürat devam etmektedir.<br />
5
KAYNAKLAR<br />
Birön, C. Vd, 1984. TTK Amasra B Ana Hazırlık Ön Projesi, İTÜ Maden Fakültesi, Proje No<br />
12/84, 123 s.<br />
SLR, 2009. Updated Report on the Amasra Coal Project.<br />
HEMA, 2012. Durum Değerlendirme Raporu.<br />
6
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
HEMA ZONGULDAK AMASRA-B PROJESİNDE ÜRETİM<br />
ÖNCESİ VE SONRASI GAZ DRENAJLARI<br />
HEMA ZONGULDAK AMASRA-B PROJECT PRE-<br />
PRODUCTION AND POST PRODUCTION GAS DRAINAGE<br />
Bohdan Lazak<br />
Director for Coal Mine Methane Services, Green Gas DPB, a.s.<br />
ÖZET Bu bildiride Zonguldak-Amasra havzasında HEMA Dış Ticaret A.Ş. tarafından geliştirilen<br />
Amasra-B tam mekanize uzunayak madenciliği projesi kapsamında üretim öncesinde ve üretim<br />
sonrasında yapılması planlanan gaz drenaj yöntemleri için konusunda uzman Çek Cumhuriyeti<br />
firması GreenGas ile birlikte yürütülen projede hakkında temel bilgiler verilmiştir.<br />
ABSTRACT In this paper, basic information about pre-production and post production phases gas<br />
drainage project, ongoing by the cooperation <strong>of</strong> Czech Republic company GreenGas, for Amasra-B<br />
full mechanized longwall mining project, which is being developed by HEMA Dış Ticaret A.Ş., at<br />
Zonguldak-Amasra, have been given.<br />
7
1 GİRİŞ<br />
<strong>Kömür</strong> fosil kaynaklı önemli bir enerji kaynağıdır. <strong>Kömür</strong>ün yanı sıra, kömür<br />
denilince ilk akla gelenlerden olan metan gazı da uygun koşullarda<br />
değerlendirildiğinde verimli bir enerji kaynağı olarak kullanılabilmektedir. Bu<br />
durum, metanı kömür için bir tehlike olmaktan çıkaran ve kömürü daha avantajlı bir<br />
yakıt haline getiren bir unsur olarak değerlendirilebilir.<br />
<strong>Kömür</strong>leşme ile birlikte oluşmaya başlayan metan, kömür damarlarından yapılan gaz<br />
drenajları ile elde edildikten sonra gazdaki metan miktarına ve bileşimine göre<br />
zenginleştirmeyle veya zenginleştirilmeden yakıt olarak kullanılabilmektedir. Metan<br />
emisyonunu oluşturan kaynaklar sektörel bazda ele alındığında, toplam metan<br />
emisyonunun % 6-8’i madencilik faaliyetlerine bağlı olarak oluşmaktadır (Kruger ve<br />
Franklin, 2006). Bu da metan kaynaklı enerji potansiyelinin bir göstergesidir.<br />
Ülkemiz kömür madenciliğinde de metan gazı, üretim değerlerini, iş güvenliği ve işçi<br />
sağlığını etkileyen göz ardı edilemeyecek bir unsurdur. Zonguldak-Amasra<br />
havzasındaki metan potansiyeli de bu duruma karşı bölge madencilerinin harekete<br />
geçmesine neden olmuştur. HEMA Dış Ticaret A.Ş. (HEMA) tarafından<br />
yürütülmekte olan Amasra-B Taşkömürü Madeni Projesi’ne entegre olacak şekilde,<br />
bu potansiyelin değerlendirilmesi planlanmaktadır. Bu bağlamda HEMA, Çek<br />
Cumhuriyeti firması GreenGas ile çalışmalarını sürdürmektedir.<br />
2 METANIN SAPTANMASI<br />
<strong>Kömür</strong> damarları içerisinde depolanmış olan metan;<br />
i. Çatlaklarda, kırıklarda ve gözenek içinde serbest gaz olarak,<br />
ii. Çatlaklarda ve gözeneklerde kömür yüzeyine tutunmuş olarak ve<br />
iii. Su içerisinde çözünmüş olarak bulunmaktadır.<br />
<strong>Kömür</strong> damarı içerisindeki metan miktarını ölçmek için dolaylı ve doğrudan<br />
yöntemler mevcuttur. Dolaylı yöntemler; kömür damarının içerebileceği gaz<br />
miktarını saptamak için ortam sıcaklığının belirlendiği, yerinde gaz basıncının<br />
ölçüldüğü ve laboratuvarda kömür damarına ait eşsıcaklık eğrilerinden çıkarılarak<br />
yerinde basınç değerlerine karşılık damarın içerebileceği gaz miktarının saptandığı<br />
yöntemlerdir (Didari ve Ökten, 1989). <strong>Kömür</strong> damarından numune alınarak, bu<br />
numunenin içerdiği gazın çözülmesi esnasında yapılan ölçümlerle gaz içeriğinin<br />
saptandığı doğrudan yöntemler ise daha uygun ve yaygın olan yöntemlerdir.<br />
Amasra-B Taşkömürü Madeni Projesi’nde de karot numunelerine yapılan analizlerle<br />
kömür damarlarının gaz içerikleri saptanmaktadır. Sondajlardan alınan karot<br />
numuneleri sızdırmaz kanisterlere konulduktan sonra kabın vanası açılarak dışarıya<br />
çıkan gazın miktarı kaydedilmektedir. Bunu takiben, gaz miktarı göz ardı<br />
8
edilebilecek bir seviyeye düşürülene kadar ölçmelere devam edilmektedir. Kayıp gaz<br />
miktarı ise grafik bir teknikle tespit edilmektedir (Çizelge 1).<br />
Çizelge 1. Laboratuvar Gaz Ölçüm Grafiği<br />
HEMA’ya ait gaz desporsiyon laboratuvarında yapılan ölçümlere ek olarak,<br />
Zonguldak Karaelmas Üniversitesi’nde de gaz bileşenlerine yönelik analizler<br />
yaptırılmaktadır. HEMA gaz desorpsiyon laboratuvarından bir görüntü Şekil 1‘de<br />
verilmiştir.<br />
Şekil 1. HEMA Gaz Desorpsiyon Laboratuvarı<br />
HEMA laboratuvarında saptanan bazı gaz içerik değerleri Çizelge 2‘de verilmiştir.<br />
9
Çizelge 2. Karot numunelerinden saptanan metan içerikleri<br />
Sondaj No <strong>Kömür</strong> Derinliği (m) Gaz İçeriği (m 3 /ton)<br />
Hema-25 527,70 7,7-10,05<br />
Hema-44 787,00 5,81-7,57<br />
Hema-47 1054,90 13,16-17,17<br />
Hema-52 716,65 5,48-7,15<br />
Hema-52 790,80 6,19-8,07<br />
Saptanan metan içeriklerinin maden işletmesi için güvenli, hızlı ve yüksek<br />
miktarlardaki üretimi engelleyici bir neden olmaması için gaz drenaj yöntemlerinin<br />
uygulanmasına karar verilmiştir. Bu drenaj yöntemleri hem üretim öncesi hem de<br />
üretim sonrası aşamalarda uygulanacaktır. Bu çalışmaları gerçekleştirmek üzere<br />
projede Çek Cumhuriyeti firması GreenGas ile beraber çalışılmaktadır<br />
3 GREENGAS FİRMASI<br />
GreenGas firması merkezi Ostrava, Çek Cumhuriyeti olan gaz arama, çıkarma ve<br />
değerlendirme konularında uzman olan bir firmadır. GreenGas firması 50 yılı aşkın<br />
bir süredir Çek Cumhuriyeti Upper Silesian <strong>Kömür</strong> Havzasında taşkömürü<br />
madenlerine üretim öncesi, üretim aşaması ve üretim sonrası gaz çıkarma ve<br />
değerlendirme konularında hizmet vermektedir.<br />
GreenGas toplamda 200 km 2 alana sahip kendine ait 15 ruhsat sahasından toplamda<br />
153 km’lik bir boru hattıyla yılda 45 milyon m 3 gaz üretimi yapmaktadır. Toplamda<br />
28,3 MWe kurulu güçte, yılda 200,5 GWhe elektrik üretim (2010) kapasitesi ve 141<br />
TGJ ısı üretim kapasitesine sahip kojenerasyon tesisleriyle 2005 yılından bu yana<br />
üretim yapmaktadır.<br />
4 UYGULANACAK METAN DRENAJ YÖNTEMLERİ<br />
<strong>Kömür</strong> damarlarından gaz elde edilmesiyle ilgili olarak; jeomekanik, je<strong>of</strong>izik,<br />
hidrojeolojik, çalışmaların yanı sıra jeolojik ve rezerv çalışmalarının yapılması<br />
gerekmektedir. Bu kapsamda çalışmalar jeolojik pr<strong>of</strong>il ve kesitlerin<br />
değerlendirilmesi, kömür damarlarının tanımlanması, kömür ve yankayaçlara ait<br />
mekanik, fiziksel ve kimyasal özelliklerin saptanması şeklinde sürdürülmüştür.<br />
HEMA, kömür damarlarına ait metan içeriğiyle ilgili elde ettiği mevcut bilgiler<br />
ışığında Amasra-B Projesi üretimini güvenli, hızlı ve yüksek kapasitelerde<br />
gerçekleştirebilmek için GreenGas firması ile birlikte çalışarak maden için bir gaz<br />
drenaj projesi hazırlamaktadır. GreenGas firması bu proje kapsamında HEMA’ya ait<br />
2 adet sabit gaz drenaj istasyonunu (Şekil 2) inceleyerek gerekli montaj çalışmalarına<br />
öncülük edecektir. Yine aynı şekilde Türk personelin konuyla ilgili uzmanlık<br />
eğitimleri de GreenGas tarafından verilecektir.<br />
10
Maden işletmesi için uygulanacak metan drenaj yöntemleri, üretim öncesi<br />
hazırlıklarda yapılacak drenajlar ve üretim sonrasında yapılacak drenajlar olarak<br />
sınıflandırılabilir. Drenaj sondajlarının delinmesi, borulanması ve ana hatta<br />
bağlanması aşamaları Şekil 3‘te gösterilmiştir.<br />
Şekil 2. HEMA'ya ait gaz drenaj istasyonu.<br />
Şekil 3. Gaz drenaj sondajı aşamaları<br />
11
4.1 Galeri İlerlemeleri Esnasında Yapılacak Drenajlar<br />
Amasra-B Taşkömürü Madeni Projesi kapsamında sürülecek olan galerilerde arına ve<br />
tavan, tabantaşın doğru 78 mm çaplarla yapılacak olan drenaj sondajları ile elde<br />
edilecek metan, vakum pompası tarafından boru hattı aracılığıyla gaz drenaj<br />
istasyonuna çekilecektir (Şekil 4).<br />
Şekil 4. Birinci Gaz Drenaj Yöntemi<br />
4.2 Tabanyollarında Yapılacak Drenajlar<br />
Üretim panoları oluşturulurken, alt tabanyolu ve üst tabanyolunda arına doğru 150<br />
metre uzunluğunda, jeolojiye göre 5-30° açılarla, yine 76 mm çaplı drenaj sondajları<br />
yapılarak çıkan gaz, miktarına göre 200-500 mm’lik borularla ana gaz hattına<br />
beslenecektir (Şekil 5). Bu yöntemde çıkarılan gazın metan içeriği %40’a kadar<br />
çıkmaktadır.<br />
Şekil 5. İkinci Gaz Drenaj Yöntemi<br />
12
4.3 Göçüğe Yapılacak Drenajlar<br />
Üretimi gerçekleştirilen bölgenin ayak arkası göçüklerinde birikecek olan gazı drene<br />
etmek için göçüklere yapılacak sondajlarla buradaki gazdan da enerji etmek mümkün<br />
olacaktır. Göçüğe yapılan drenajlar hızlı ilerleyen uzunayak aynalarında metan<br />
içeriğinin azaltılması için en etkili seçenektir.<br />
5 GAZ SONDAJLARININ FAYDALARI VE SONUÇLAR<br />
Zonguldak-Amasra havzasında sürdürülen Amasra-B Taşkömürü Madeni Projesi’nde<br />
tam mekanize üretim yöntemleri ile yıllık 5 milyon ton üretim hedeflenmektedir. Bu<br />
üretimin güvenli bir şekilde gerçekleştirilmesi için kömürdeki metan içeriğiyle ilgili<br />
çalışmaların da yapılması gerekmektedir. HEMA’nın konusunda uzman GreenGas<br />
firması ile sürdürdüğü gaz drenaj projesi, maden işletmesinde güvenli bir şekilde<br />
yüksek üretim değerlerine ulaşılmasını sağlamakla kalmayıp, çıkarılacak gazdaki<br />
metan içeriğinin değerlendirilmesiyle de enerji elde edilmesini sağlayacaktır.<br />
Gaz drenajlarının faydaları şu şekilde sıralanabilir:<br />
Ocak havasındaki metan oranında azalma<br />
Kendiliğinden yanma riskinin azaltılması<br />
Sürekli ve hızlı bir kömür üretiminin sağlanabilmesi<br />
Drene edilen gazdaki metanın değerlendirilerek sistemin kendini amorti etmesi<br />
Örneğin; gaz içeriği ortalama 10 m 3 /ton alındığında yıllık 1 milyon ton kömür<br />
üretimde 1700 m 3 /saat gaz elde edilebilmektedir. Standart koşullara indirgendiğinde<br />
bu değer 850 m 3 /saat olmaktadır. Planlanan gaz drenajları ile metanın<br />
değerlendirilmesi sonucu, yıllık 1 milyon/ton üretim için yaklaşık 3 MW elektrik<br />
enerjisi elde edilebilecek olup ayrıca yerüstü tesislerindeki her türlü ısınma (sıcak su,<br />
kalorifer vb.) ihtiyacı karşılanabilecektir. Amasra-B projesinde yıllık üretimin daha<br />
fazla olacağı göz önüne alındığında, elde edilecek gaz miktarı ve enerji de buna<br />
paralel olarak daha fazla olacaktır.<br />
KAYNAKLAR<br />
Didari, V. ve Ökten, G., 1989. Taşkömürün İçerdiği Gaz Miktarının Ölçülmesinde Uygulanan<br />
Yöntemler, Madencilik Cilt XXVII, Sayı 1, Zonguldak, s.17-23<br />
HEMA, 2012. Durum Değerlendirme Raporu.<br />
Kruger, D. ve Franklin, P., 2006. The Methane to Markets Partnership: Opportunities for coal mine<br />
methane utilization, 11th U.S./North American Mine ventilation symposium, June, 3-8.<br />
13
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
TÜRKİYE’DE ENERJİ VERİMLİLİĞİ VE YENİ NESİL<br />
TERMİK SANTRALLERİN ÖNEMİ<br />
ENERGY EFFICIENCY IN TURKEY AND THE IMPORTANCE<br />
OF NEW GENERATION COAL POWER PLANTS<br />
M. Suat Delibalta *<br />
Niğde Üniversitesi Mühendislik Fakültesi Maden Mühendisliği Bölümü,51245<br />
Kampüs, Niğde<br />
Ö. Yusuf Toraman, Sair Kahraman<br />
Niğde Üniversitesi Mühendislik Fakültesi Maden Mühendisliği Bölümü,51245<br />
Kampüs, Niğde<br />
ÖZET Dünya genelinde enerji taleplerindeki hızlı artış ve bunun yol açtığı çevresel etkiler, ülkeleri<br />
daha stratejik enerji politikalarına yönlendirmektedir. Enerji kaynakları arasında arz güvenliği ya da<br />
çevresel etki bakımından sıfır riskli olan kaynak bulunmamaktadır. <strong>Kömür</strong>, 21. yüzyılda dünyanın<br />
en önemli ve güvenilir enerji kaynağı olarak görülmektedir. Her enerji kaynağı belirli ölçülerde risk<br />
taşımaktadır. Ancak; enerji verimli yöntemler, daha çevreci sistemlerdir. <strong>Türkiye</strong>’de enerji OECD<br />
ülkelerine göre iki kat daha verimsiz kullanılmaktadır. Ülkemiz ciddi bir enerji arz güvenliği ile<br />
karşı karşıyadır. Fosil kaynakların gelecekte de ekonomik ve ekolojik kullanımı için, temiz kömür<br />
teknolojisi devreye girmektedir. Bunun en iyi örnek uygulamalarını Almanya’da görmekteyiz. Bu<br />
çalışmada; ülkemizin enerji politika ve stratejilerine katkıda bulunmak, yeni teknolojilerin<br />
sektörümüze kazandırılması maksadıyla, termik santraller ve enerji verimliliğinin önemi ele<br />
alınarak incelenmiştir.<br />
ABSTRACT The rapid increase in energy demands and its environmental impacts directs countries<br />
for more strategic energy policies. In terms <strong>of</strong> environmental impact <strong>of</strong> energy and security <strong>of</strong><br />
supply, there is no source which has zero risk. In 21 century, coal is regarded as the world's most<br />
important and reliable source <strong>of</strong> energy. Each energy source has a certain degree <strong>of</strong> risk. However,<br />
energy-efficient systems are more environmental friendly methods. In Turkey, the energy is used<br />
inefficiently more than twice in comparison with OECD countries. Our country is facing a serious<br />
energy supply security. In the future, to use <strong>of</strong> more economic and ecological fossil resources, clean<br />
coal technologies are activated. It can be seen in Germany the best example <strong>of</strong> this practice. In this<br />
study, It is contributed to our country's energy policies and strategies in order to acquire new<br />
technologies in sector, and analyzed by considering the importance <strong>of</strong> power plants and energy<br />
efficiency.<br />
* msdelibalta@nigde.edu.tr<br />
15
1 GİRİŞ<br />
Enerji sektörü başta sosyo-ekonomik gelişim ve insanların yaşam standartlarının<br />
yükseltilmesi bağlamında, ulusal ve uluslararası ekonomiler için büyük bir öneme<br />
sahiptir. Ancak; dünya enerji talebindeki sürekli artış, yükselen enerji fiyatları,<br />
küresel ısınma ve iklim değişikliği gibi nedenler, ülkelerin enerji arz güvenliği<br />
konusundaki kaygılarını her geçen gün daha da artırmaktadır.<br />
Enerji sadece ülke gelişimini etkileyen bir unsur olmanın ötesinde, dünya barışı için<br />
de çok önemli rol oynamaktadır. Bu nedenle Dünya Enerji Konseyi (World Energy<br />
Council-WEC) “insanlar için enerji, barış için enerji (energy for people, energy for<br />
peace)” anlayışı ile hareket edilmesi kararı almıştır. Bu sebeple enerji, stratejik<br />
özelliği olan bir sektördür (Delibalta, 2011).<br />
Küresel iklim değişikliğinin önlenmesi sürecinde petrol, doğalgaz ve kömür gibi fosil<br />
yakıtların giderek daha tehditkâr bir durum arz etmesi ve fosil kaynakların tükenebilir<br />
nitelikte olması gerçeği ile artık ülkeler enerji üretim ve tüketim kompozisyonlarında<br />
yeni arayışlara yönelmektedirler. Bu arayışların iki ana eksende yürütüldüğü<br />
söylenebilir: Kaynak çeşitliliğinin artırılması ve enerji verimliliği. Kaynak<br />
çeşitliliğinin artırılması konusunda, ülkelerin hem uluslararası boyutta stratejik hem<br />
de sürdürülebilir olan yenilenebilir enerji kaynakları üzerinde teknolojik yönelimleri<br />
ortaya çıkmaktadır. Enerji verimliliği konusunda ise, gelişmekte olan ülkeler için<br />
önemli bir potansiyel mevcuttur. Özellikle, enerjinin yoğun olarak kullanıldığı<br />
sanayi, konut ve ulaşım sektörlerinde yapılacak iyileştirmeler ile enerji tüketimlerini<br />
düşürmek ve enerji taleplerinin ekonomik gelişmeyi engellemeden yönetilmesi<br />
mümkündür (Ergün ve Özkara, 2012).<br />
2 AMAÇ VE KAPSAM<br />
Gelişmiş ülkelerde olduğu gibi, ülkemizde de enerji sektöründe dışa bağımlılığın<br />
azaltılması ve enerji arz güvenliğinin sağlanması ile birlikte enerji verimliliğinin<br />
arttırılması, yenilenebilir enerji kaynakları kullanımının yaygınlaştırılması ve<br />
çevrenin korunması temellerine dayalı rekabetçi bir serbest piyasa ekonomisi<br />
oluşturulması hedeflenmektedir. Ülkemizin bu enerji politika ve stratejilerine katkıda<br />
bulunmak, yeni teknolojilerin sektörümüze kazandırılması maksadıyla, termik<br />
santraller ve enerji verimliliğinin önemi ele alınarak detaylı olarak incelenmiştir.<br />
3 TEMİK SANTRALLER VE ENERJİ VERİMLİLİĞİ<br />
<strong>Kömür</strong> 21. yüzyılda dünyanın en önemli ve güvenilir enerji kaynağı olarak<br />
görülmektedir. Dünyada üretilen elektriğin; %41’i kömürden, %20,1’i doğalgazdan,<br />
%16’sı hidroelektrik, %14,8’i nükleer santrallerden, %5,8’i petrol ve %2,3’ü diğer<br />
kaynaklardan sağlanmaktadır. Küresel ısınma tehdidine karşın, elektrik üretimindeki<br />
en büyük payın kömürde oluşu dikkat çekicidir (MadenMO, 2010).<br />
16
Ülkemizde elektrik üretiminde kurulu güç, çeşitli enerji kaynaklarına dayalı olarak<br />
toplam 52.000 MW mertebesindedir (Şekil 1). Bu değerin 8.500 MW'lık bölümü<br />
linyite dayalı termik santraller kapsamında olup, toplam gücün yaklaşık olarak<br />
%20'sine karşılık gelmektedir (Şekil 2).<br />
MW<br />
100000<br />
90000<br />
80000<br />
70000<br />
60000<br />
50000<br />
40000<br />
30000<br />
20000<br />
10000<br />
100%<br />
90%<br />
80%<br />
70%<br />
60%<br />
50%<br />
40%<br />
30%<br />
20%<br />
10%<br />
0%<br />
0<br />
2005 2006 2007 2008 2009 2010 2011 2012 2013 2014 2015 2016 2017 2018 2019 2020<br />
LİNYİT TAŞ KÖMÜRÜ İTHAL KÖMÜR DOĞAL GAZ F.OIL+ DIZEL<br />
NUKLEER RÜZGAR HIDROLIK PUANT TALEP<br />
Şekil 1. Toplam kurulu gücün yakıt cinslerine göre gelişimi ve puant talep<br />
(TEİAŞ, 2010).<br />
2005 2006 2007 2008 2009 2010 2011 2012 2013 2014 2015 2016 2017 2018 2019 2020<br />
LİNYİT TAŞ KÖMÜRÜ İTHAL KÖMÜR DOĞAL GAZ<br />
F.OIL+ DIZEL NUKLEER RÜZGAR HIDROLIK<br />
Şekil 2. Kurulu gücün yakıt cinslerine göre % dağılımı (TEİAŞ, 2010).<br />
17
Bilindiği üzere, ülkemiz fosil yakıtları arasında yegâne güvenilir enerji kaynağı<br />
kömürdür. Bu nedenle; sürdürülebilirlik ve güvenilirlik kıstasları açısından<br />
değerlendirildiğinde, ülkemiz elektrik enerjisi üretiminde linyit kömürüne dayalı<br />
termik santraller özel bir öneme sahiptir. Fakat; elektrik enerjisi üretimindeki<br />
verimlilikte gözlenen ciddi kayıplar, bir yandan kömür kaynaklarından mümkün<br />
olduğunca çok ve uzun vadede faydalanılmasını olumsuz yönde etkilemekte, diğer<br />
yandan birim enerji başına daha fazla parasal kaynağın sarf edilmesine yol<br />
açmaktadır (Elevli ve Demirci 2004, Tamzok 2005).<br />
3.1 Elektrik Üretiminde <strong>Kömür</strong>ün Rolü<br />
Genel olarak bakıldığında, enerji kaynakları arasında arz güvenliği ya da çevresel etki<br />
bakımından sıfır riskli olan kaynak bulunmamaktadır. Her enerji kaynağı belirli<br />
ölçülerde risk taşımaktadır. Ancak; enerji planlamalarında kaynaklarının<br />
çeşitlendirilmesi suretiyle, bir kaynağın olumsuz özelliği diğerinin olumlu tarafı ile<br />
karşılanarak, toplam risk en aza indirgenebilir.<br />
Petrol ve doğalgaz rezervlerinin belirli bölgelerde toplanmış olması ve fiyatlarındaki<br />
yüksek değişkenlik derecesi, nükleer kaynakların atık sorunu ve kamuoyu tepkisi,<br />
yeni-yenilenebilir kaynakların yüksek maliyetleri, kömürü; günümüz dünyasında<br />
elektrik üretiminde en yaygın kullanılan yakıt konumuna getirmektedir (Şekil 3).<br />
Şekil 3. Ülkelere göre elektrik üretiminde kaynakların payı (Ersoy, 2009).<br />
Yukarıdaki veriler ışığında değerlendirildiğinde, <strong>Türkiye</strong> kömür rezervi bakımından<br />
zengin ülkeler arasında bulunmasına rağmen, elektrik üretiminde kömür kullanım<br />
davranışı bakımından önemli ölçüde farklılık gösterdiği anlaşılmaktadır. Söz konusu<br />
ülkelerin hemen hemen tamamı, bir diğer yerli kaynağın ağırlıklı kullanımı söz<br />
konusu değilse, yerli kömürlerinin kullanımına yönelmiş oldukları görülmektedir.<br />
İncelenen 20 ülke arasında, dış kaynağa en fazla bağımlı hale gelmiş ülkenin <strong>Türkiye</strong><br />
olduğu açıktır. Ülkemiz, doğalgazı satın aldığı Rusya’dan daha yüksek oranda<br />
elektrik üretiminde doğalgaz kullanmaktadır (Karadeniz 2008, Şensöğüt vd. 2009).<br />
18
3.2 Termik Santrallerde Kurulu Güç ve Kapasite Kullanımı<br />
Termik santraller; katı, sıvı ya da gaz halindeki fosil yakıtların kimyasal enerjisinin<br />
elektrik enerjisine dönüştürüldüğü elektrik santralleridir. 2009 yılı sonu itibariyle<br />
<strong>Türkiye</strong>’nin kurulu gücü içerisinde EÜAŞ %54,2, üretim şirketleri %16,4, yap-işlet<br />
santralleri %13,7, otoprodüktörler %8,1, yap-işlet-devret santralleri %5,5, işletme<br />
hakkı devredilen santraller %1,5 ve mobil santraller %0,6 pay almışlardır (Çizelge 1,<br />
2). Aynı yıl elektrik üretimimizin %48,6'sı doğalgazdan, %28,3'ü kömürden, %18,5'i<br />
hidrolikten, %3,4'ü sıvı yakıtlardan ve %1,1'i yenilenebilir kaynaklardan elde<br />
edilmiştir. <strong>Kömür</strong>den üretilen elektriğin ise %27'si taşkömürü ve ithal kömür, %73'ü<br />
yerli linyit kömüründen üretilmiştir (ETKB, 2010).<br />
Çizelge 1. <strong>Türkiye</strong> kurulu güç ve elektrik üretim miktarlarının gruplara göre dağılımı<br />
(EÜAŞ, 2010).<br />
19
Çizelge 2. EÜAŞ termik santralleri kurulu güç ve yakıt cinsleri (EÜAŞ, 2010).<br />
Termik santrallerde genel olarak verim (r|), belirli bir zaman dilimi içerisinde<br />
santralde net olarak üretilen enerjinin, yine bu zaman dilimi içerisinde santrale<br />
verilen enerjiye oranı olarak tanımlanmaktadır. Bir termik santralde verim<br />
düşüklüğüne yol açan en büyük kayıp, elektrik üretim teknolojisinden<br />
kaynaklanmakta ve yaklaşık olarak %61 civarındadır. Başka bir deyişle, üretilen her<br />
1 kWh elektrik enerjisi karşılığında yaklaşık 1,6 kWh elektrik ısı olarak çeşitli<br />
yollarla çevrimde harcanarak boşa gitmektedir. Nispeten kontrol edilebilir bir<br />
parametre olan işletmecilik kökenli kayıplar arasında ise yönetim, eğitim, kontrol ve<br />
testler, malzeme özellikleri, bakım ve revizyonlar ile kullanılan yakıt özelliklerini<br />
saymak mümkündür. Bu kapsamda sıralanan kayıpların modern termik santral<br />
işletmeciliğinde %2'yi geçmemesi beklenir. <strong>Kömür</strong>le çalışan termik santrallerde ana<br />
girdi kömür olduğundan, kazanda yakılacak olan kömürün fiziksel ve kimyasal<br />
özelliklerinin (ısıl değer, kül, nem ve kükürt içeriği) kazanın dizayn edildiği<br />
parametrelere uygun olması gerekir. Ancak bu durumda, santralden daha yüksek<br />
verim elde edilebilmektedir.<br />
20
Bilindiği üzere elektrik üretiminde kullanılan kömürlerin kalitesini belirleyen<br />
yukarıda sıralanan özellikler, kömür üreticileri ile termik santraller arasında yapılan<br />
protokoller ile belirlenmektedir. Protokollerde belirtilen kömür özelliklerinin eksik<br />
veya santral tasarım parametreleri ile uyumsuz oluşu, santral verimliliğinde ve<br />
çevresel koşullarda çeşitli olumsuzluklara neden olmaktadır (Elevli ve Demirci,<br />
2004).<br />
Ülkemizde yerli kömür kaynaklarımıza dayalı kurulmuş olan termik santrallerin<br />
mevcut kapasiteleri kullanılmamakta, söz konusu santrallerdeki üretimler her geçen<br />
yıl düşmektedir (Çizelge 3). Temiz kömür teknolojilerinin bugün ulaştığı nokta<br />
gözönüne alındığında, linyit esaslı termik santrallerin sayısının artırılması gerekirken,<br />
mevcut santrallerde ciddi kapasite düşüşleri, bu santrallerin kömür ihtiyacını<br />
karşılayan kurumları da zor duruma sokmaktadır.<br />
Çizelge 3. Santrallerin fiili işletim kapasitesi ve ortalama değerleri MW<br />
(Güyagüler ve Güler, 2011).<br />
Santraller 2000 2001 2002 2003 2004 2005 2006 2007 2008 Ortalama<br />
Çatalağzı B 328 278 255 256 283 242 251 261 253 279<br />
Afşin-Elbistan A 1.095 1.152 1.058 1.064 1.027 1.001 959 965 936 1.038<br />
Afşin-Elbistan B 2.075 1.099 1.107 1.103<br />
Çan 424 284 294 289<br />
Kangal 405 464 386 348 370 353 367 369 370 368<br />
Kemerköy 518 512 509 513 468 494 528 516 522 517<br />
Orhaneli 220 198 182 180 176 181 177 179 188 196<br />
Seyitömer 569 577 550 544 550 554 534 529 555 558<br />
Soma B 849 829 845 848 814 779 798 789 812 822<br />
Tunçbilek 285 332 264 273 321 326 333 381 384 377<br />
Yatağan 571 563 530 528 508 529 532 562 590 572<br />
Yeniköy 337 337 338 325 326 322 330 347 349 342<br />
Toplam 4.971 4.612 4.247 4.315 4.621 6.897 6.420 6.083 6.318 6.294<br />
3.3 Enerji Verimliliği<br />
Enerjinin verimli kullanıp kullanılmadığını gösteren en önemli gösterge enerji<br />
yoğunluğu yani gayri safi milli hâsıla başına tüketilen enerji miktarıdır. Ekonomik<br />
Kalkınma ve İşbirliği Teşkilatı (Organization for Economic Cooperation and<br />
Development-OECD) ülkeleri ortalaması 0,19 iken ülkemizde bu oran 0,38’dir.<br />
Bunun anlamı, ülkemizde enerji OECD ülkelerine göre iki kat verimsiz<br />
kullanılmaktadır. Ülkemizin 2008 yılı toplam birincil enerji tüketimi 106,3 milyon<br />
ton eşdeğer petrol (mtep) olup, yaklaşık %25–30 civarında enerji tasarruf<br />
potansiyelimiz bulunmaktadır (ETKB, 2010). Bunun parasal değeri yıllık 7,5 Milyar<br />
TL olup, bununla 4 adet Keban hidroelektrik santrali yapılabilmektedir.<br />
Enerji verimliliği için nereden başlanmalı sorusuna, enerjinin en çok nerelerde<br />
kullanıldığına bakarak yanıt aranmalıdır. Sanayi kesimi <strong>Türkiye</strong>’de birincil enerjinin<br />
%24’ünü, elektriğin ise %47’sini kullanmaktadır. Elektriğin yaklaşık dörtte biri de<br />
21
meskenlerde tüketilmektedir. Bu veriler, enerji verimliliğinde hangi alanlara<br />
odaklanılması gerektiğini göstermektedir.<br />
<strong>Türkiye</strong>, OECD ülkeleri içerisinde geçtiğimiz 10 yıllık dönemde enerji talep artışının<br />
en hızlı gerçekleştiği ülke konumundadır. Aynı şekilde ülkemiz, dünyada 2000<br />
yılından bu yana elektrik ve doğalgazda Çin’den sonra en fazla talep artışına sahip<br />
ikinci büyük ekonomi konumundadır. Artan enerji ihtiyacı ile birlikte enerji<br />
yatırımları da artacak, bu da ekonomik ve finansal gereksinimleri ve çeşitli sektörel<br />
güçlükleri beraberinde getirecektir. Oysa enerji verimliliği, yatırım ihtiyacını azaltan,<br />
atıl kapasitelerin kullanılmasını ve etkin kaynak kullanımını gerektiren bir olgudur.<br />
Enerji yoğunluğu incelendiğinde ülkelerarası ciddi farklılıklar olduğu<br />
gözlenmektedir. Bu durum gerek teknolojik farklılıklardan, gerekse ülke<br />
sanayilerinin yapısal farklılıklarından kaynaklanmaktadır. Aşağıda bazı seçilmiş<br />
ülkeler ile <strong>Türkiye</strong>’nin enerji yoğunlukları verilmiştir (Şekil 4).<br />
Şekil 4. <strong>Türkiye</strong> ve bazı seçilmiş ülkelerde yıllara göre enerji yoğunlukları<br />
(Ergün ve Özkara, 2012).<br />
Şekil 4’de verilen değerlere bakıldığında <strong>Türkiye</strong>’nin (2009 yılında) dünyanın enerji<br />
yoğunluğu en az ülkesi olan Japonya’ya kıyasla yaklaşık üç kat daha enerji yoğun bir<br />
ekonomiye sahip olduğu görülmektedir. Oysa Japonya, enerjide dışa bağımlılığı<br />
oldukça yüksek bir ülke olmasına rağmen, enerji yoğunluğunda dünyadaki en başarılı<br />
ülke konumundadır. Gelişmiş ülkeler olan ABD, Japonya, Almanya ve Fransa’da<br />
2000 yılından bu yana bir düşüş eğilimi göze çarpmaktadır. Bu durum, ülke olarak<br />
enerji verimliliği konusunda kat edeceğimiz uzun bir yol olduğunu göstermektedir.<br />
Enerji yoğunluğunda kısa ve orta vadede bir azalma yaşanması, enerji verimliliği ile<br />
mümkün olacaktır.<br />
22
4 YENİ NESİL TERMİK SANTRALLER VE ÇEVRE<br />
Dünya genelinde enerji taleplerindeki hızlı artışlar ve bunun yol açtığı çevresel etkiler<br />
ülkeleri daha çevreci enerji politikalarına yönlendirmektedir. Eko-Verimlilik (temiz<br />
üretim) ve enerji verimliliği gibi yaklaşımlarla sağlanacak kaynak tasarrufu ile bir<br />
yandan aşırı enerji kullanımı, tüketim ve atık oluşumu kaynağında önlenebilecek;<br />
diğer yandan zarar gören çevrenin kendini yenileyebilmesine, küresel ısınmanın<br />
hızının azaltılmasına ve doğal çevreden gelecek nesillerin de faydalanmasına olanak<br />
sağlanacaktır (Hekimci, 2012). Bu süreçte yapılabilecek en akılcı şey ise sınırlı<br />
kaynakların verimli, bilinçli ve ekolojik kullanılmasıdır. Bu da ancak, “Sürdürülebilir<br />
Tüketim ve Üretim (STÜ)” ile sağlanabilir.<br />
Fosil kaynakların gelecekte daha ekonomik ve ekolojik kullanımı için, temiz kömür<br />
teknolojisiyle karşılaşmaktayız. Bu kavram zamana bağlı olarak üç anlayışa sahiptir.<br />
Görüş 1’de bugün gelinen seviye ve klasik santrallerin iyileştirilmesi veya kapasite<br />
artırılması söz konusudur. Görüş 2’de halen devam eden verimlilik artış olanaklarının<br />
endüstriyel doygunluk seviyesine kadar geliştirilmesidir. Görüş 3’te karbon tutma ve<br />
depolama (Carbon Capture and Storage-CCS) tekniğini geleneksel kullanılabilir<br />
yapmak için konseptini geliştirmektir. Ayrıca, karbondioksit (CO2) azaltım<br />
koşullarını benimsemek için CO2’in farklı kullanım alanları araştırılmaktadır.<br />
Almanya’da gerçekleştirilen aşağıdaki örnekler, linyit’in üç görüşe uygun temiz<br />
kömür teknolojisindeki aktif kullanımını kanıtlamaktadır (Şekil 5).<br />
Niederaußem santrali, Blok K (BoA 1) Neurath santrali, Bloklar F/G (BoA 2/3)<br />
Teknik Veriler BoA 1 BoA 2/3<br />
Yakıt türü Linyit kömürü Linyit kömürü<br />
Max. Buhar kapasitesi 2.662 t/h 2.960 t/h<br />
Buhar parametresi 275 bar/ 580 ˚C 272 bar/ 600 ˚C<br />
ZÜ Buhar parametresi 60 bar/ 600 ˚C 53 bar/ 605 ˚C<br />
Elektriksel net kapasite 965 MW 1.050 MW<br />
Elektriksel net verim > %43 > %43<br />
Statüsü 2003’ten<br />
işletmede<br />
beri<br />
2011’de işletmeye alındı<br />
Şekil 5. Yeni nesil termik santrallerin bazı teknik özellikleri (DEBRIV, 2011).<br />
23
Yeni kullanıma sunmak (kapasite artışı): RWE Power firması 2005 yılı başlarında<br />
net verimi > %43 ve kapasitesi 1.050 MW olan iki bloklu modern termik santral ile<br />
başlamıştır. 2011 yılında hizmete alınan bu tesis için yatırım tutarı yaklaşık 2,2<br />
Milyar Avro’dur. Ayrıca, Wattenfall Euorpe firması da Boxberg’de 660 MW<br />
kapasiteli termik santrali aynı dönemde hizmete sunmuştur (Şekil 6).<br />
Yeni termik santrallerde kapasite artışı, MW<br />
Şekil 6. Yeni nesil termik santrallerde kapasite gelişimi (DEBRIV, 2011).<br />
Santral tekniğinin geliştirilmesi: RWE Power firması tarafından; linyit’in ön<br />
kurutmalı kullanımı ve termik santrale entegrasyonu ile %4 verim artışı, proses<br />
parametrelerindeki buhar sıcaklığının 700 ˚C ve buhar basıncının 350 bar’a<br />
yükseltilmesiyle de %4 verim artışı sağlanmıştır. 15 Milyon Avro bütçeli COMTES<br />
projesi kapsamında 2005-2009 yılı pilot tesislerde testler yapılmıştır. Her iki yenilikle<br />
toplam %8 verim artışı sağlanarak, etkinlik düzeyi %50’nin üzerine çıkmıştır.<br />
CO2 tutma ve depolama (CCS) ile santral konseptinin geliştirilmesi: Bu ikincil<br />
tasarım, atmosfere salınan CO2’i azaltılma potansiyeli sunmaktadır. Bugün ki teknik<br />
ve ekonomik imkânlar vasıtasıyla üç önemli yöntem izlenmektedir.<br />
Yakma sonrası depolama (Post Combustion Capture): Yakıt geleneksel santral<br />
prosesinde yakılır. Yanma sonrası CO2 bir yıkama işleminde baca gazından<br />
ayrılır ve sıvı hale getirilir.<br />
Yakma öncesi depolama (Pre-Combustion Capture): Yakıt yanma öncesi CO<br />
ve Hidrojen olarak bir sentez gaza dönüştürülür. Sonraki adımda CO su buharı<br />
ile CO2’e ve Hidrojene dönüştürülür. CO2 sıvı halde ayrıştırılır, Hidrojen enerji<br />
üretimi için kullanılır.<br />
Oksijen / yakıt yöntemi (Oxyfuel Verfahren): <strong>Kömür</strong> atmosferdeki hava yerine<br />
saf oksijen ve çevrimsel baca gazı ile yakılır. Baca gazının temizlenmesi ve<br />
yoğuşturulmasıyla CO2 ayrıştırılır ve yüksek basınç’ta sıvılaştırılır.<br />
24<br />
Modern Tesisler (BoA)<br />
max. kapasite 1000 MW<br />
min. kapasite 500 MW<br />
Güç değişimi 30 MW/dak<br />
Eski (klasik) Tesisler<br />
max. kapasite 300 MW<br />
min. kapasite 200 MW<br />
Güç değişimi 11 MW/dak
Bu pozitif gelişmeler ileride daha da cesaret kazanacaktır. Bugün ki bilgi ve teknoloji<br />
düzeyine göre verimlilik artışı %10’dur. Yakıt teknolojisindeki gelişmelere göre söz<br />
konusu verimin %20’e kadar çıkması bekleniyor. Tabi ki güvenilir ve kabul edilebilir<br />
koşul, emisyonsuz santrallerin (sıfır emisyon) gerçekleştirilmesidir. Buna paralel<br />
olarak CO2 depolama sorununun aşılmasıdır. Üretilmiş doğalgaz alanları ve derin tuz<br />
akiferleri potansiyel depolama sahalarıdır. Depolamaya ek olarak CO2’in kimyasal,<br />
biyolojik ve biyoteknolojik ürünlerde (yapay madde, mikroorganizmalar ve<br />
fotosentez gibi) kullanılabilirliği araştırılıyor (DEBRIV, 2011).<br />
Enerji verimliliğinin bir başka boyutu da çevresel etkileridir. Genel olarak, enerji<br />
verimli yöntemler daha çevreci sistemlerdir. Daha az enerji ile daha çok üretim yapan<br />
sistemler, başta CO2 olmak üzere daha az sera gazı salımına sebep olmaktadırlar.<br />
Dünyanın önemli gündem başlıklarından biri olan küresel iklim değişikliği ve sera<br />
gazlarının azaltılması konuları, enerji verimliliği ile birlikte düşünülmektedir.<br />
Özellikle enerji üretiminin artık sadece ekonomik maliyetleri olmadığı, bunun<br />
yanında çevresel etkilerinin ve hatta bazı durumlarda sosyal etkilerinin de olduğu<br />
durumlar ortaya çıkmaktadır. Bu ve benzeri tartışmalar, fosil yakıtların giderek<br />
azalması ve çevresel etkilerinden dolayı ülkemizde de yenilenebilir enerji<br />
kaynaklarını gündemde ön plana çıkmaktadır. Ülkemiz 2009 yılında yayımlanan<br />
Elektrik Enerjisi Piyasası ve Arz Güvenliği Strateji Belgesi’nde 2023’e kadar elektrik<br />
enerjisi üretiminde yenilenebilir kaynakların payını %30’a çıkarmayı hedeflemektedir<br />
(Ergün ve Özkara, 2012). Böylece; yerli, yenilenebilir ve temiz enerji kaynakları hem<br />
ekonomik hem de çevresel anlamda kalkınmamıza olumlu etkiler yapacaktır.<br />
5 SONUÇLAR<br />
Ülkelerin kalkınmasında enerji sektörünün rolü her zaman önemli olduğu gibi, içinde<br />
bulunduğumuz sosyal ve siyasal dönüşümler paralelinde gelişen teknoloji ve<br />
ekonomiler ile günümüzde daha da artmıştır. Özellikle, dünya genelinde enerji<br />
taleplerindeki hızlı artış ve bunun yol açtığı çevresel etkiler, ülkeleri daha çevreci<br />
enerji politikalarına yönlendirmektedir.<br />
Elektrik enerjisi; başta kömür, petrol ve doğalgaz olmak üzere fosil yakıtlardan,<br />
uranyumdan, su, güneş, rüzgâr ve jeotermal gibi yenilenebilir kaynaklardan elde<br />
edilmektedir. Söz konusu enerji kaynakları sınırlı olan ülkeler için bu durum, yüksek<br />
enerjisi maliyetleri anlamına gelmekte, artan maliyetler doğrudan sanayi sektörlerini<br />
etkilemektedir. Bu nedenle, dünyadaki tüm ülkeler enerji maliyetlerini düşürmek<br />
amacıyla, elektrik üretiminde önceliği sınırlı da olsa kendi kaynaklarına<br />
vermektedirler.<br />
Yeni nesil termik santrallerin en iyi örnekleri Almanya’da gerçekleştirilen linyit’in üç<br />
görüşe uygun (kapasite, verimlilik ve CCS konsepti) temiz kömür teknolojisindeki<br />
aktif kullanımında görülmektedir. Ayrıca; ABD’li bilim adamları, 300 MegaWatt<br />
(MW) civarında enerji üretecek mini nükleer santrallerin (Small Modular Reactors-<br />
SMR) seri üretimi üzerinde çalışmaktadır. 2016 yılında piyasaya sürülebileceği<br />
hesaplanan bu mini santraller, mevcut nükleer santrallerden çok daha güvenli bir<br />
sisteme sahip olacağı öngörülmektedir (Törüner, 2012).<br />
25
<strong>Türkiye</strong>, zengin enerji kaynakları potansiyeline sahip olmasına rağmen, arz<br />
bakımından net ithalatçı bir ülke konumundadır. Zira yerli kaynakların talebi<br />
karşılamada yetersiz kullanımı nedeniyle, 2008 yılında enerji arzının petrol’de %93,<br />
doğalgaz’da %97, kömür’de ise %20 oranında olmak üzere toplam %74’lük bölümü<br />
ithalat ile karşılanmıştır. Ülkemiz ciddi bir enerji arz güvenliği ile karşı karşıyadır.<br />
Dışa bağımlılığın azaltılması amacıyla, yerli kömürle çalışan termik santral ve<br />
hidroelektrik santrallere öncelik verilmesi, kaynak çeşitliliği ve enerji verimliliğinin<br />
artırılması gerekmektedir. Ülkemizde bugüne kadar üç temel sütun (doğalgaz, kömür<br />
ve hidrolik) üzerine kurulu olan enerji sektörümüz, yenilenebilir kaynaklar ve nükleer<br />
enerjiyi de içerecek şekilde beş sütunlu bir yapıda yeniden yapılandırılmaktadır.<br />
Enerji verimliliğinde esas olan, toplumsal bir bilinç ve farkındalık yaratmaktır.<br />
Gerçek başarı ise, toplumun tüm kesimlerinin ortak akıl ve kararlılıkla enerji<br />
verimlilik kavramına sahip çıkmasından geçmektedir. Çünkü enerji verimliliği,<br />
enerjide dışa bağımlı olan ülkemiz için ekonomik bir zorunluluktur. Doğal<br />
kaynaklarımızı verimli şekilde kullanmak bir yandan sosyal sorumluluk, diğer<br />
yandan gelecekte bizleri bekleyen iklim değişikliği, küresel ısınma gibi tehlikelerden<br />
uzaklaşmak için çevresel bir sorumluluktur. Sonuç olarak; sürdürülebilir yarınlar<br />
ancak, yaşamını bilinçle sürdüren gelişmelere duyarlı insanlara bağlı olarak<br />
şekillenebilecektir.<br />
KAYNAKLAR<br />
DEBRIV, 2011. Braunkohle in Deutschland 2011 Pr<strong>of</strong>il eines Industriezweiges, Bundesverband<br />
Braunkohle (DEBRIV), Köln, 84s.<br />
Delibalta, M.S., 2011. Sürdürülebilir Kalkınmada AB-<strong>Türkiye</strong> Enerji ve Çevre Politikalarının Rolü,<br />
22.Uluslararası Madencilik <strong>Kongresi</strong> ve Sergisi, TMMOB Maden Mühendisleri Odası Yayını,<br />
Ankara (<strong>Türkiye</strong>), 3-10.<br />
Elevli, S. ve Demirci, A., 2004. Bazı <strong>Kömür</strong> Özelliklerinin Termik Santral Verimliliği ve <strong>Kömür</strong><br />
Fiyatları Üzerine Etkilerinin Araştırılması, <strong>Türkiye</strong> 14. <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong>, TMMOB Maden<br />
Mühendisleri Odası Yayını, Zonguldak (<strong>Türkiye</strong>), 285-291.<br />
Ergün, S. ve Özkara, Y., 2012. Enerji ve Verimlilik”, Anahtar, Sayı: 277, 16-19.<br />
Ersoy, M., 2009. Sürdürülebilir Kalkınmada Avrupa Birliği ve <strong>Türkiye</strong> <strong>Kömür</strong> Madenciliği,<br />
3.Madencilik ve Çevre Sempozyumu, TMMOB Maden Mühendisleri Odası Yayın No: 157,<br />
Ankara, s.27-35<br />
EÜAŞ, 2010. Elektrik Üretim Sektör Raporu, Elektrik Üretim Anonim Şirketi (EÜAŞ), Ankara,<br />
16s.<br />
ETKB, 2010. Enerji, Enerji ve Tabi Kaynaklar Bakanlığı (ETKB), (http://www.enerji.gov.tr), Şubat<br />
2012.<br />
Güyagüler, T. ve Güler M., 2011. Yerli <strong>Kömür</strong> ile Çalışan <strong>Kömür</strong> Santrallerinin <strong>Kömür</strong> Rezervleri<br />
ile Birlikte Değerlendirilmesi, 22.Uluslararası Madencilik <strong>Kongresi</strong> ve Sergisi, TMMOB Maden<br />
Mühendisleri Odası Yayını, Ankara (<strong>Türkiye</strong>), 41-50.<br />
Hekimci, F., 2012. Sürdürülebilir Yarınlar İçin “Sürdürülebilir Tüketim ve Enerji Verimliliği”,<br />
Anahtar, Sayı:277, 10-15.<br />
Karadeniz, M., 2008. Kyoto Protokolü Üzerine, Madencilik Bülteni, TMMOB Maden Mühendisleri<br />
Odası, Sayı: 86, Ankara, 52-58.<br />
MadenMO, 2010. Taşkömürü Raporu, TMMOB Maden Mühendisleri Odası (MadenMO), Yayın<br />
No: 168, Ankara, 56s.<br />
26
Şensöğüt, C., Akçakoca, H. ve Aydın, M., 2009. <strong>Türkiye</strong>’de <strong>Kömür</strong>ün Enerji Üretimindeki Rolü,<br />
21.Uluslararası Madencilik <strong>Kongresi</strong> ve Sergisi, TMMOB Maden Mühendisleri Odası Yayın<br />
No:155, Antalya, 57-70.<br />
Tamzok, N., 2005. <strong>Kömür</strong> Rezervlerine Sahip Ülkelerde Elektrik Üretiminde Kullanılan<br />
Kaynakların Seçimi ve <strong>Türkiye</strong>’nin Konumu, TMMOB V.Enerji Sempozyumu, Ankara, 11s.<br />
TEİAŞ, 2010. <strong>Türkiye</strong> Elektrik Üretim-İletim İstatistikleri 2010, <strong>Türkiye</strong> Elektrik İletim A.Ş. Genel<br />
Müdürlüğü, (http://www.teias.gov.tr/), Şubat 2012.<br />
Törüner, Y., 2012. Nükleer santral gerekli mi?, (http://www.milliyet.com.tr), Şubat 2012.<br />
27
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
AVRUPA VE TÜRKİYE KÖMÜR ENDÜSTRİSİ VE<br />
ENERJİ ÜRETİM VERİLERİ<br />
COAL INDUSTRY AND ENERGY PRODUCTİON DATA AT<br />
EUROPE AND TURKEY<br />
A. Ekrem Yüce * , Onur Güven, Mustafa Özer<br />
İTÜ Maden Fakültesi, Cevher Hazırlama Müh. Bölümü, Maslak , İstanbul<br />
ÖZET 2010 yılında global anlamda tüketilen enerji miktarı 18 milyar ton kömüre eşdeğerdir.<br />
Dünya kömür üretimi 2010 yılında 7.2 milyar tona ulaşmıştır. Bu üretimin 6.2 milyar tonu<br />
taşkömüründen, geriye kalan 1.0 milyar tonu ise linyit kömüründen oluşmaktadır. Bu bağlamda taş<br />
kömürü bitümlü kömürlerin 5.3 milyar tonunu ve kok kömürünün 0.9 milyar tonunu<br />
oluşturmaktadır.. Avrupa Ekonomik İşbirliği örgütüne üye ülkelerde, kömür tüketimi önemli ölçüde<br />
artış göstermiştir. Bu ülkeler dışında kalan ülkelerde son on yıl içerisinde %94 ‘lük bir artışla 1.7<br />
Gtce’ye yükselmiştir. <strong>Kömür</strong> yalnızca temel bir enerji kaynağını oluşturmayıp, ayrıca Avrupa<br />
Birliği endüstriyel yarışında ve iş güvenliği açısından da büyük öneme sahiptir. Öte yandan,<br />
<strong>Türkiye</strong> çok genç nüfusa ve gelişen bir ekonomiye sahip bir ülkedir. 2010 yılında toplam enerji<br />
tüketimi 150 Mtce olup, resmi kaynakların olası senaryolarına göre önümüzdeki on sene içerisinde<br />
iki katına çıkacaktır. Bu tebliğde, <strong>Türkiye</strong> ve Avrupa ülkelerindeki kömür endüstrisi ve enerji<br />
istatistik verilerine dayalı bir değerlendirme yapılmıştır.<br />
ABSTRACT Global consumption <strong>of</strong> commercial energy totalled 18 billion tons <strong>of</strong> coal equivalent<br />
(Gtce) in 2010. Coal, with a 28% share, ranked second after oil as one <strong>of</strong> the major sources <strong>of</strong><br />
primary energy. World coal production reached 7.2 billion tons in 2010; 6.2 billion tons <strong>of</strong> hard<br />
coal and 1.0 billion tons <strong>of</strong> lignite. In turn, the hard coal comprised 5.3 billion tons <strong>of</strong> steam coal<br />
and 0.9 billion tons <strong>of</strong> coking coal. Trends in coal use differ by region. In OECD countries, coal<br />
consumption remained stable over the last decade; in the EU, there was a 14% drop. In contrast,<br />
coal demand in developing countries increased dramatically. Growth in non-OECD countries<br />
amounted to 1.7 Gtce over decade, a 94% increase. Coal makes naot only a major contribution to<br />
energy supply, but also sets a benchmark price in the power sector. This “coal benchmark” is an<br />
important macro-economic element <strong>of</strong> EU industrial competitiveness and job security. Both depend<br />
on the availability <strong>of</strong> competitive energy supplies.Turkey, on the other hand, has very young<br />
population and a rapidly growing economy. Total energy supply was 150 Mtce in 2010 and it is<br />
expected to double within in decade, according to the goverment’s most probable scenarios. In this<br />
paper, coal industry and energy statistics in the European countries as well as in Turkey were<br />
reviewed.<br />
* yucea@itu.edu.tr.<br />
29
1 GİRİŞ<br />
İnsan yaşamının ve endüstriyel faaliyetlerin vazgeçilemez bir gereksinimi olan enerji,<br />
güvenilir kaynak temini, kaynakların en etkin ve optimum maliyetlerle üretimi ve<br />
kullanıma sunulması gibi temel ekonomik kurallar dizgesi içinde üretilmelidir. Diğer<br />
yandan yerli kaynakların öncelikli ve zorunlu kullanımı ise, ulusal ekonominin göz<br />
ardı edilemez direnç noktalarından en önemlisini oluşturmaktadır. Bu amaçla<br />
ekonomik planlarda “KAYNAK”, “PLANLAMA”, “OPTİMİZASYON” gibi<br />
kavramlar gelişmenin sürdürülebilirliğinin sağlanmasında temel parametreler<br />
olmaktadır. Ulusal enerji politikaları ve uygulamalarında günümüzde yaşanan çarpık<br />
gelişim; bizi giderek daha çok dışa bağımlı hale dönüştürmektedir. Enerji<br />
kaynaklarımız ve kullanımında madenciliğimizi doğrudan ilgilendiren mühendislik<br />
verileri de ne yazık ki güvenli bir ekonomik geleceği anlatmamaktadır.<br />
2 DÜNYA KÖMÜR VE ENERJİ ÜRETİM VERİLERİ<br />
Dünyadaki gelişmeler yakından incelendiğinde, kömür madenciliği ve enerji üretimi<br />
arasındaki bağın çok güçlü olduğu ve enerji üretiminde bu fosil kaynakların<br />
kullanımının önem ve önceliği açıkça görülmektedir. Dünya enerji kaynakları, üretim<br />
ve tüketim trendleri, günümüzde fosil yakıtlarının hala öncelikli kaynaklar içinde<br />
olduğunu göstermektedir. Enerji temininde kaynak çeşitlendirme yaklaşımı yanlış<br />
olmamakla birlikte, yerli kaynaklardan yana öncelikli bir dengenin korunması, aynı<br />
zamanda ulusal güvenlik açısından da önem taşımaktadır.<br />
<strong>Kömür</strong> rezervleri açısından, Dünya’nın birçok ülkesinde işletilebilir önemli<br />
büyüklüklerde rezervler bulunmaktadır. Dünya taşkömürü ve linyit kömürü<br />
rezervlerinin petrol ve doğalgaz ile karşılaştırmalı bir değerlendirmesi Çizelge 1’de<br />
verilmektedir. Dünya toplam kömür rezervlerinin % 51’i antrasit ve bitümlü kömür,<br />
% 49’u ise linyit ve alt bitümlü kömürler grubundadır. Linyit ve alt bitümlü kömür<br />
rezervlerinin % 73,4’ü dört ülkede (Almanya-% 8,9; eski SSCB- % 27,5; ABD- %<br />
28,1 ve Avustralya -% 8,9) yer almaktadır. Antrasit ve bitümlü kömür rezervlerinin<br />
ise % 87,6’sı altı ülkede ( Eski SSCB-% 19,1; Çin-% 12,2; Hindistan- % 14,3; ABD-<br />
% 21,9; G.Afrika Cumhuriyeti- % 10,9 ve Avustralya- % 9,3) toplanmıştır.<br />
Çizelge 1. Dünya fosil yakıt rezervleri.<br />
<strong>Kömür</strong> (x10 9 Petrol<br />
ton)<br />
Bölge<br />
x10 9 Doğal gaz<br />
ton Trilyon m 3 Taşkömürü Linyit<br />
Kuzey Amerika 11.5 8.4 116.71 139.77<br />
Orta ve Güney Amerika 13.0 6.2 7.84 13.74<br />
Avrupa 2.7 5.2 41.64 88.19<br />
Eski SSCB Ülkeleri 9.1 56.7 97.48 132.70<br />
Ortadoğu 91.2 49.5 0.20 --<br />
Afrika 10.1 10.2 61.20 0.25<br />
Asya ve Okyanusya 5.8 10.2 184.45 107.90<br />
DÜNYA TOPLAM 143.4 146.4 509.52 482.55<br />
30
Günümüzde dünya enerji gereksiniminin %84’ü kömür, petrol ve doğal gaz gibi fosil<br />
yakıtlardan geri kalanı da başta hidrolik ve nükleer enerji olmak üzere diğer<br />
kaynaklardan karşılanmaktadır. Dünya kömür rezervinin 984 milyar ton olduğu,<br />
bunun 519 milyar tonunun taşkömürü ve geri kalanının da linyit rezervlerinden<br />
oluştuğu bilinmektedir. Bu rezerv miktarı içinde <strong>Türkiye</strong>’nin payı %0,4’dür. Dünya<br />
kömür rezervlerinin günümüz üretim seviyeleri göz önüne alındığında, bu yakıtın<br />
daha uzun yıllar kullanılabileceği ortaya çıkmaktadır.<br />
Fosil yakıtların Dünyada bilinen rezerv dağılımları; %68 kömür, %18 petrol ve %14<br />
doğal gazdır. Rezervin çokluğu kömürün uzun vadeli yeterliliğini de beraberinde<br />
getirmektedir. Mevcut üretim seviyeleri ile dünya kömür rezervlerinin 200 yılı aşkın<br />
bir sürede tüketilebileceğini göstermektedir. Nitekim Dünya enerji üretiminde, 1997<br />
yılında % 42 olan kömür payının, 2020 yılında % 48’e yükseleceği tahmin<br />
edilmektedir. Ayrıca komşumuz Yunanistan’da halen elektrik enerjisinin % 70’i<br />
kömürden üretilmektedir. Çeşitli Dünya ülkelerinin elektrik enerjisi üretiminde<br />
başlıca kaynak olarak kullandığı kömürün, elektrik üretimindeki paylarına ilişkin bir<br />
değerlendirme Şekil 1’de verilmektedir. Diğer yandan 2010 yılı toplam taş kömürü<br />
üretimi ve ihracat verileri ise Şekil 2’de verilmektedir. Yarı bitümlü ve koklaşabilir<br />
kömürler kategorisinde Atlantik ve Pasifik ülkeleri arasındaki arz talep ilişkisine ait<br />
değerlendirme Şekil 3’de verilmiştir.<br />
Şekil 1. Dünya ülkeleri kömürden elektrik üretimi payları (*OECD üyesi olmayan<br />
ülkelere ait 2009 verileri).<br />
31
Şekil 2. Taşkömürü üretimi ve ihracat verileri – 2010.<br />
Gelişen ülkelerde, öncelikli olarak arz güvenliği daha yüksek olan öz kaynaklar<br />
kullanılmaktadır. Bu aşamada, enerji kaynağı olarak çok önemli bir konuma sahip<br />
olan kömür kolay bir şekilde elde edilebilir ve aynı zamanda temiz bir kaynak olarak<br />
kabul edilebilmektedir. Rezerv açısından bir değerlendirme yapıldığındaysa kömürün<br />
100 yılı aşkın bir süre içerisinde tükenebileceği tahmin edilirken, diğer fosil yakıtlar<br />
olan doğalgaz ve petrol rezervlerinin 45 ve 60 yıl süreceği tahmin edilmektedir.<br />
Ayrıca dünya elektrik üretiminde %40’lık bir paya sahip olan kömür bu anlamda<br />
enerji endüstrisinin önemli bir yapı taşını oluşturmaktadır.<br />
Şekil 3. Atlantik ve Pasifik ülkeleri yarı bitümlü-koklaşabilir kömür arz ve talep<br />
verileri.<br />
32
Her ne kadar 100 yılı aşkın bir süre içerisinde tükenebileceği tahmin edilse de mevcut<br />
tüketim kapasiteleri ile kömür 230-240 yıllık bir potansiyele sahiptir. Dünya’daki<br />
kömür üretim-tüketimi değerlerine ilişkin bir değerlendirme de Şekil 4’de<br />
verilmektedir.<br />
Şekil 4. Dünya kömür tüketim değerleri – 2010.<br />
Yakın zamanda Japonya’da meydana gelen felaketle birlikte, Japonya’da elektrik<br />
enerjisi sıkıntısı başlamış ve Japonya’nın kimi bölgelerinde sınırlı oranda elektrik<br />
üretilebilirken, bazı bölgelerine elektrik sağlanamamıştır. Bu ve buna benzer<br />
durumları göz önüne alarak birincil enerji üretiminde kömürün rolü düşünüldüğünde,<br />
ortalama ihtiyacın %27’si kömürden, %11’i hidroelektrik kaynaklarından, %28’i<br />
nükleer ve %23’ü ise gaz ve diğer alternatif enerji kaynaklarından sağlanmaktadır.<br />
Global çapta bir değerlendirme yapıldığında 2010 yılında üretilen enerjinin miktarı<br />
18 milyar ton kömür eşdeğerine (Mtce) denk düşmektedir. Dünya kömür üretimi<br />
2010 yılında yaklaşık 7,2 milyar ton olup, bunun 6,2 milyar tonunu taş kömürü geri<br />
kalan 1 milyar tonunu ise linyit oluşturmaktadır.<br />
Her bir birincil enerji kaynağının son kullanım pr<strong>of</strong>illeri farklılıklar göstermektedir,<br />
örneğin benzin genelde ulaşım sektöründe yer alırken, doğal gaz güç üretiminde<br />
olduğu kadar ısınma alanında da kullanılmaktadır. <strong>Kömür</strong> ise genellikle enerji ve<br />
demir-çelik üretiminde kullanılırken, nükleer enerji ise sadece enerji üretiminde<br />
kullanılmaktadır. Yenilenebilir enerji kaynakları; hem ısı üretim anlamında hem de<br />
enerji üretiminde yer bulurken, bio-yakıtlar ulaşım sektöründe giderek artan<br />
kullanımlara sahiptir. Dünya birincil enerji kaynaklarının 2010 yılındaki dağılımları<br />
Şekil 5’te gösterilmektedir.<br />
33
Şekil 5. 2010 yılına ait dünya birincil enerji kaynaklarının dağılımı.<br />
3 AVRUPA VE TÜRKİYE KÖMÜR VE ENERJİ ÜRETİM VERİLERİ<br />
Bu tebliğ kapsamında, daha çok içinde bulunduğumuz Avrupa kıtası ülkelerin kömür<br />
ve enerji üretim verileri ve ülkelerin durumlarına ilişkin veriler derlenmiş ve<br />
değerlendirilmiştir.<br />
Avrupa ülkelerine ait 2010 taşkömürü, linyit üretimleri ve taşkömürü ithalat verileri<br />
Çizelge 2’de; yine Avrupa ülkelerinden kömür ithalatçısı olan bu ülkelere ait enerji<br />
üretim verilerinin bir değerlendirmesi ise Çizelge 3’de verilmiştir.<br />
<strong>Kömür</strong> endüstrisi; Dünya’da ve Avrupa’da olduğu gibi, ülkemizde de emek yoğun ve<br />
istihdam yaratıcı etkisi oldukça yüksek bir endüstri koludur. Üretimlerde<br />
mekanizasyon ne denli geliştirilirse geliştirilsin, istihdam sağlayıcısı gücü son derece<br />
yüksek bir endüstri koludur. 2010 yılında Avrupa ülkelerinde 140 milyon tona yakın<br />
taşkömürü ve yaklaşık 400 milyon ton linyit üretilmiştir. Gerek kömür gerekse enerji<br />
üretiminde 255.000’den fazla istihdam sağlanmıştır. Çerçeve biraz daha<br />
genişletilerek <strong>Türkiye</strong> ve Ukrayna’da dahil edildiğinde bu rakam 600.000’lere kadar<br />
yükselmektedir<br />
2008 ve 2010 yıllarına ait istihdam verileri, nüfuslar ve kişi başına gayri safi hasıla<br />
değerleriyle birlikte Çizelge 4’de verilmiştir.<br />
3.1 Avrupa Ülkeleri <strong>Kömür</strong> ve Enerji<br />
BULGARİSTAN: Bulgaristan’da enerji üretimi; düşük kalorifik değerli linyitlerle<br />
ve çok az bir miktarda da olsa hidrtermal kaynaklardan sağlanmaktadır. Elektrik<br />
üretiminin 1/3’ü fosil kaynaklardan sağlanmakta olup yaklaşık olarak 3 milyar<br />
34
ton’luk bir rezerve karşılık gelmektedir. Rezervin % 88.7’si linyit, %10.9’u<br />
kahverengi kömür ve geri kalan %0.4’lük kısmını ise taş kömürü oluşturmaktadır.<br />
Çizelge 2. <strong>Kömür</strong> üretim ve ithalat verileri-2010.<br />
(Avrupa Birliği Ülkesi – milyon ton)<br />
Ülke Taşkömürü Linyit Taşkömürü<br />
üretimi üretimi ithalatı<br />
Avusturya -- -- 3.0<br />
Belçika -- -- 3.0<br />
Bulgaristan 3.0 27.2 3.5<br />
Çek Cumh. 11.4 43.8 1.9<br />
Danimarka -- -- 4.5<br />
Finlandiya -- -- 5.9<br />
Fransa -- -- <strong>18.</strong>5<br />
Almanya 12.9 169.4 45.1<br />
Yunanistan -- 56.5 0.6<br />
Macaristan -- 9.1 1.8<br />
İrlanda -- -- 1.6<br />
İtalya -- -- 22.7<br />
Hollanda -- -- 12.8<br />
Polonya 76.6 56.3 13.4<br />
Portekiz -- -- 2.7<br />
Romanya 2.2 27.0 1.0<br />
Slovakya -- 2.4 3.4<br />
Slovenya -- 4.4 --<br />
İspanya 8.4 -- 12.8<br />
İsviçre -- -- 3.3<br />
İngiltere <strong>18.</strong>4 -- 26.5<br />
Toplam 132.9 396.1 188.0<br />
Günümüzde Bulgaristan’da elektriğin 1/3’ü bu yerli fosil yakıtlardan üretilmektedir.<br />
Bulgaristan’ın enerji açısından mevcut kurulu kapasitesi 11215 MW olup, bunun<br />
4410 MW’ı kömür yakıtlı santrallerden, 2000 MW’ı nükleer enerji santrallerinden,<br />
3010 MW’ı yenilenebilir kaynaklardan ve 1795 MW ise diğer katı yakıtlardan ve<br />
hidrolik kaynaklardan elde edilmektedir. 2010 yılı toplam enerji tüketimi ise 37.5<br />
TWh olmuştur.<br />
Linyit üretimi ağırlıklı olarak açık ocak işletmeciliğiyle üretilmekte olup, başlıca üç<br />
bölgeden çıkarılarak, yıllık ortalama 30 milyon tondan fazla üretim<br />
yapılabilmektedir.<br />
ÇEK CUMHURİYETİ: Çek Cumhuriyetindeki yerli enerji kaynağını da kömür<br />
oluşturmaktadır. <strong>Kömür</strong>ün tahmini rezervi 2.4 milyar tondur. Kahverengi kömür bu<br />
kaynakların %70’ini oluşturmaktadır. 2010 yılında birincil enerji kaynakları<br />
açısından Çek Cumhuriyeti’nin enerji ihtiyacının %41’i kömürden (25.5 Mtce),<br />
35
%19’u doğal gazdan (11.7 Mtce) ve %20’si petrolden sağlanmıştır. Çok az bir payda<br />
ithal edilmektedir.<br />
2010 yılında kömür kullanılan termik santrallerin kurulu gücü 10.8 GW’tır. Çek<br />
cumhuriyetinin enerji kuruluna göre kömür 2030 yılına kadar en önemli enerji<br />
kaynakları arasında yer alacağı öngörülmektedir.<br />
Çizelge 3. Avrupa Birliği kömür ithalatçısı ülkelere ait enerji verileri (2010).<br />
Ülke Nüfus<br />
(milyon)<br />
Birincil<br />
enerji<br />
üretimi<br />
(Mtke)<br />
Birincil<br />
enerji<br />
tüketimi<br />
(Mtke)<br />
2011 2011<br />
Taş <strong>Kömür</strong>ü Linyit Toplam Taş <strong>Kömür</strong>ü Linyit Toplam<br />
Gayri Safi Milli<br />
Hasıla ($) Nüfus/milyon<br />
2008 2010<br />
Bosna Hersek - 1500 1500 - 1300 1300 8.970 4 622 163<br />
Bulgaristan 4700 8600 13300 4600 8200 12800 13.250 7 504 868<br />
Çek Cumhuriyeti 17000 13000 30000 13700 10200 23900 23.640 10 532 770<br />
Almanya 31200 16500 47700 24200 16700 40900 38.140 81 751 602<br />
Yunanistan - 8400 8400 - 8400 8400 27.380 11 309 885<br />
Macaristan - 3100 3100 - 2400 2400 19.270 9 985 722<br />
Polonya 118800 17400 136200 114100 16300 130400 19.010 38 200 037<br />
Romanya 11500 14400 25900 8800 13500 22300 14.060 21 413 815<br />
Sırbistan - 12500 12500 - 12500 12500 11.230 7 310 555<br />
Slovakya - 4500 4500 - 3900 3900 23.120 5 435 273<br />
Slovenya - 2100 2100 - 1800 1800 27.140 2 050 189<br />
İspanya 8200 - 8200 5400 - 5400 31.640 46 152 926<br />
<strong>Türkiye</strong> 17500 36000 53500 18500 37000 55500 ???? 73 722 988<br />
Ukrayna 271300 - 287300 271000 - 271000 6.570 4 5134 707<br />
Birleşik Krallık 6100 - 6100 6000 - 6000 36.590 62 435 709<br />
Toplam 502300 138000 640300 466300 132200 598500<br />
36<br />
Toplam<br />
Enerji<br />
Üretimi<br />
(TWh)<br />
Enerji<br />
üretimi<br />
taşkömürü<br />
(TWh)<br />
Linyit<br />
termik<br />
kapasitesi<br />
(GW)<br />
Avusturya 8.4 16.0 47.2 67.0 6.3 3.0<br />
Belçika 10.8 21.9 81.1 95.1 7.8 2.2<br />
Danimarka 5.5 33.2 28.1 38.6 16.9 6.4<br />
Finlandiya 5.4 24.5 50.9 80.4 15.8 7.5<br />
Fransa 64.7 194.0 377.5 567.6 26.5 7.1<br />
İrlanda 4.5 2.8 21.3 28.3 4.4 0.9<br />
İtalya 60.4 41.2 243.1 295.0 41.6 10.4<br />
Lüksemburg 0.5 0.1 6.0 3.2 -- --<br />
Hollanda 16.6 99.6 119.0 114.7 25.2 4.2<br />
Portekiz 10.6 8.5 33.6 52.7 7.2 2.2<br />
İsviçre 9.4 46.5 72.5 152.8 2.8 1.1<br />
Çizelge 4. Avrupa Birliği ülkeleri kömür-enerji sektöründe istihdam verileri.
ALMANYA: Almanya’da; önemli miktarlarda taş kömürü (2500 milyon ton) ve<br />
linyit (40500 milyon ton) rezervleri vardır. 2010 yılında nükleer enerji dışında<br />
üretilen enerji 137.3 Mtce olup, bunun 52.3 Mtce’sini linyitten (%38.1), 13.2<br />
Mtce’sini taş kömüründen (%9.6) ve geri kalan miktarını ise doğal gaz ve<br />
yenilenebilir enerji kaynakları gibi kaynaklardan elde etmişlerdir. Enerji tüketimi<br />
yaklaşık olarak 480 Mtce’ye karşılık gelmekte, bunun %22.8’ini kömürden<br />
karşılamaktadır. Bu verilere göre, kömür enerji üretiminde ikincil bir rol oynamakla<br />
birlikte, kömüre dayalı istasyonlardan yapılan üretimle gelecek dönemlerde<br />
yenilenebilir enerji kaynaklarının yeterli olamadığı durumlarda enerji tüketiminde<br />
oluşacak olan enerji eksiği tamamlayacak nitelikte olacaktır.<br />
YUNANİSTAN: Yunanistan’da çok az miktarda kömür rezervi bulunmasına rağmen<br />
yerli enerji kaynakları arasında en önemlisi olarak yine kömür yer almaktadır. Enerji<br />
üretimi genel anlamda petrol ürünlerinden elde edilmekte olup, yaklaşık %9’luk bir<br />
kısmını ise ithal edilen doğal gazdan sağlamaktadır. Taş kömürü açısından bir<br />
değerlendirme yapıldığında ise toplam enerji tüketiminin %1.3’ünü oluşturduğu<br />
görülmektedir. Yunanistan’ın linyit rezervi 4.9 milyar ton civarında olup bunun 3.1<br />
milyar tonu işletilebilir durumdadır.<br />
MACARİSTAN: Macaristan’da 8.5 milyar tonluk bir kömür rezervi bulunmakta<br />
olup bunun % 80’ini linyitik kömürler oluşturmaktadır. Toplam elektrik üretimi 2010<br />
yılında 37.5 TWh ve bunun %17’si kömür kaynaklı enerji üretiminden<br />
sağlanmaktadır. Macaristan’da linyit bazlı enerji üretiminin çoğu termik santral<br />
Matrai Eromi Zrt adı verilen MATRA termik santralinden sağlanmakta olup, enerji<br />
üretimi pazar payının % 15’ini oluşturmaktadır. Bu termik santralin enerji kapasitesi<br />
toplamda 935 MW’tır. Macaristan’da üretilen kömürün % 95’i ısı ve enerji<br />
üretiminde kullanılmakta olup, geri kalan kısım belediyelerde, evsel kullanımlarda ve<br />
diğer tüketim alanlarında kullanılmaktadır.<br />
POLONYA: Polonya’da kahverengi kömür ve linyit yerel enerji üretim kaynakları<br />
açısından son derece önemli ve stratejik yakıtlardır. Günümüzde enerji üretiminde<br />
kömür ve linyit en yaygın olarak kullanılan katı yakıtlar olup, orta vadede daha da<br />
geliştirilebileceği düşünülmektedir. Polonya toplamda 16.9 milyar tonluk bir<br />
taşkömürü rezervine sahip olup, işletilebilir linyit rezervleri ise yaklaşık 15 milyar<br />
ton civarındadır. Polonya’da termik santraller enerji üretiminde önemli bir yere sahip<br />
olup günümüzde olmasa da 2020 yılında bu santrallere ek olarak bir nükleer santral<br />
inşaası düşünülmektedir. Polonya’da 2030 yılına kadar planlanan enerji politikasında,<br />
kömür yine temel yakıt olarak kullanılacak olup, %30 artış olan enerji ihtiyacında gaz<br />
tüketimi %42 oranında ve petrol ürünlerinin tüketimi ise %7 oranında artacaktır. Bu<br />
anlamda kömürün, Polonya’da en azından 2030 yılına kadar en çok kullanılan enerji<br />
hammaddesi olacağı öngörülmektedir.<br />
ROMANYA: Romanya’da kömür ve doğal gaz gibi enerji kaynakları önemli<br />
miktarlarda olup, kömürün işletilmesi ise 150 yıl öncesine dayanmaktadır. Ülkenin<br />
birincil enerji ihtiyacının %70’i yerel kaynaklarla sağlanmaktadır. Doğal gaz<br />
37
ezervleri 180 milyar m 3 olup, yıllık üretim miktarı 12 milyar m 3 ’tür. Romanya’nın<br />
taş kömürü rezervi 650 milyon ton olup, bunun 252.5 milyon tonu işletilebilir<br />
niteliktedir. Linyit rezervleri ise 490 milyon ton ve bunun ancak %80’i<br />
işletilebilmektedir. Romanya’daki taş kömürü ve linyit, ısı ve enerji üretimi için<br />
kullanılmaktadır. Toplam enerji üretim kapasitesi 15300 MW olan ülkede, termik<br />
santraller bu ihtiyacın %38.5’lik bir kısmını, diğer fosil yakıtlarla çalışan tesisler<br />
4514 MW, hidrotermik santraller 2627 MW ve nükleer enerji ise 1310 MW’lık<br />
bölümünü oluşturmaktadır. Potansiyel rüzgar enerjisi üretimi 14000 MW olup,<br />
günümüze kadar 2000 MW‘ı üretime alınmıştır. Çevrenin korunmasıyla ilgili Avrupa<br />
Birliğince oluşturulan yasalar çerçevesinde Romanya, yeni kurulacak olan enerji<br />
tesislerinde CO2 tutunumu ve depolanmasıyla ilgili önlemler alacağını deklare<br />
etmektedir.<br />
SIRBİSTAN: Sırbistan’da linyit üretimi, nakliyesi, enerji üretimi, dağıtımı gibi<br />
konularda EPS veya diğer adıyla Sırbistan Elektrik Enerjisi Endüstrisi görev<br />
almaktadır. Linyit, Sırbistan’da enerji üretiminde önemli kaynaklar arasında olup,<br />
2010 yılında Sırbistan’da üretilen 35.9 TWh enerjinin 25 TWh’i linyit bazlı tesislerde<br />
üretilmiştir.<br />
SLOVAKYA: Slovakya’da işletilebilir miktarda yerel enerji kaynakları son derece<br />
sınırlıdır. Ancak sınırlı kaynaklara sahip olsa da yaklaşık petrol rezervi 2 milyon ton,<br />
linyit rezervi ise 420 milyon ton civarındadır. 2010 yılında 2.38 milyon ton linyit<br />
üretimi gerçekleştirilmiş ve üretilen bu linyitle toplam güç üretiminin % 6.8’ini<br />
oluşturan 1.89 TWh ‘lik bir enerji elde edilmiştir. 2011 yılında devreye alınan CCGT<br />
termik santrali ile 436 MW’lık bir enerji tesisi daha eklenmiş olup, Slovakya’nın<br />
enerji ithalat ve ihracat dengesine yeni bir boyut kazandırmıştır.<br />
İSPANYA: İspanya’nın enerji tüketimi her yıl ortalama %1 oranında artarak,<br />
geçtiğimiz 2010 yılında 199.8 Mtce’ye ulaşmıştır. İspanya’nın tek yerel enerji<br />
kaynağı kömür olup, toplam rezervi 4500 milyon tondur. Bu rezervlerin önemli bir<br />
kısmını taş kömürü oluşturmasına rağmen, düşük kalorifik değer, yüksek kül<br />
içeriğine sahip kömür kaynakları enerji santrallerinde kullanıma uygun<br />
bulunmamaktadır. Ancak termik santrallere eklenen baca gazı desülfürizasyon<br />
üniteleriyle günümüzde enerji santrallerinde kullanılabilmektedir.<br />
İspanya’daki enerji tesislerinin çevresel kırısıltmaları karşılamaları için zorunlu temel<br />
hedefleri bulunmaktadır; Bunlar; sülfürdioksidin giderilmesi, azot oksidin ve partikül<br />
emisyonlarıyla birlikte karbondioksit emisyonlarının düşürülmesidir. Çünkü<br />
İspanya’daki kömür yakıtlarından yaklaşık %15’lik bir CO2 salınımı olmaktadır. Bu<br />
şartlar gözönüne alındığında İspanya’nın gelecekte kurulacak olan tesislerde, sıfır<br />
emisyon ve temiz kömür teknolojisi ile çalışacak santrallerin kurulması önem<br />
kazanacaktır.<br />
38
3.2 <strong>Türkiye</strong> <strong>Kömür</strong> Endüstrisi ve Enerji Verileri<br />
<strong>Türkiye</strong>’de genç nüfusun artmasıyla beraber enerji tüketimide artmaktadır ve 2010<br />
yılında toplamda 150 Mtce olan enerji ihtiyacı, resmi kaynaklı senaryolara göre<br />
ilerleyen yıllarda daha da artacaktır. 2010 yılı itibariyle toplam elektrik üretiminin<br />
%48,6’sı doğalgazdan, %21,7’si yerli kömürden, %6,6’sı ithal kömürden, %18,5’i<br />
hidrolik kaynaklardan, %3,4’ü petrolden, %0,8’i rüzgardan, %0,4’ı ise diğer<br />
yenilenebilir kaynaklardan üretilmiştir. <strong>Türkiye</strong> enerji üretimi kurulu gücünün büyük<br />
bir bölümünü termik santraller oluşturmaktadır. <strong>Türkiye</strong>’de 2010 yılı elektrik<br />
üretiminin dağılımına bakıldığında doğalgazdan üretimin payının yüzde 49 civarında<br />
olduğu görülmektedir (Şekil 6 ve 7).<br />
Kaynak<br />
Kaynak<br />
Yenilenebilir<br />
Rüzgar<br />
Petrol<br />
Hidrolik<br />
İthal kömür<br />
Yerli kömür<br />
Doğalgaz<br />
0,4<br />
2,6<br />
4,2<br />
6,6<br />
39<br />
17,4<br />
32<br />
36,8<br />
0 5 10 15 20<br />
%<br />
25 30 35 40<br />
Şekil 6. <strong>Türkiye</strong> enerji üretimi kurulu güç dağılımı-2010.<br />
Yenilenebilir<br />
Rüzgar<br />
Petrol<br />
Hidrolik<br />
İthal kömür<br />
Yerli kömür<br />
Doğalgaz<br />
0,4<br />
0,8<br />
3,4<br />
6,6<br />
18,5<br />
21,7<br />
48,6<br />
0 10 20 30 40 50 60<br />
Şekil 7. <strong>Türkiye</strong> enerji üretiminin kaynaklara göre dağılımı-2010.<br />
<strong>Türkiye</strong> linyit bakımından zengin bir ülke olup, en büyük linyit rezervleri Afşin<br />
Elbistan bölgesinde yer almaktadır. Ancak bu bölgede yer alan linyitler düşük<br />
kalorifik değerli linyitlerdir. Soma bölgesi linyitleri rezerv açısından Afşin’den sonra<br />
gelmektedir. Soma ve Afşin-Elbistan haricinde Tunçbilek, Seyitömer, Bursa, Çan,<br />
Muğla, Beypazarı, Sivas ve Konya Karapınar gibi birçok bölgede de linyit rezervleri<br />
bulunmaktadır. <strong>Türkiye</strong>’de çıkarılan linyitlerin yaklaşık olarak sadece %6’sı 3000<br />
%
kcal/kg üzerinde ısıl değere sahiptir. 2010 yılında çıkarılan linyit toplamda 69 milyon<br />
ton olup, bunun %80’i açıkocak madenciliğiyle üretilmiştir. Ancak Soma, Tunçbilek<br />
ve Beypazarı gibi bölgelerde yeraltı madenciliği de yapılmaktadır. <strong>Türkiye</strong>’de 2009<br />
yılında linyitin kullanıldığı termik santrallerden elde edilen toplam enerji miktarı ise<br />
8334 MW olmuştur.<br />
Taşkömürü açısından bir değerlendirme yapıldığında ise Zonguldak havzasında,<br />
toplam taşkömürü rezervi 1,322 milyar ton, buna karşılık görünür rezerv ise 519<br />
milyon ton düzeyinde bulunmaktadır. Bu kömürlerin kalorifik değeri 6200 ila 7200<br />
kcal/kg arasında değişmektedir. <strong>Türkiye</strong> 2010 yılında termik santrallerde, çelik<br />
üretiminde, endüstride ve yerel ısınma amaçlı olarak 26.9 milyon ton taşkömürünün<br />
%38.3’ünü Rusya’dan, %10.6’sını Kolombiya’dan, %9.0’unu Amerika Birleşik<br />
Devletleri’nden ve %7.6’sını ise Güney Afrika’dan ithal etmektedir.<br />
4 GENEL DEĞERLENDİRME<br />
Dünyada nüfus artışı, sanayileşme ve kentleşme olguları, küreselleşme sonucu artan<br />
ticaret olanakları, doğal kaynaklara ve enerjiye olan talebi giderek artırmaktadır.<br />
Uluslararası Enerji Ajansı (UEA) tarafından yapılan projeksiyonlar, mevcut enerji<br />
politikaları ve enerji arzı tercihlerinin devam etmesi durumunda dünya birincil enerji<br />
talebinin 2007–2030 arasındaki dönemde yüzde 40 oranında artacağına işaret<br />
etmektedir.<br />
Referans senaryo olarak adlandırılan ve yıllık ortalama yüzde 1,5 düzeyinde talep<br />
artışına karşılık gelen bu durumda dünya birincil enerji talebi 2007’deki 12 milyar<br />
ton petrol eşdeğeri (tep) düzeyinden 2030 yılında 16,8 milyar tep düzeyine<br />
ulaşacaktır. Referans senaryoya göre fosil yakıtlar, 2007 ve 2030 arasındaki dönemde<br />
enerji tüketimindeki artışın dörtte üçünden fazlasına karşılık gelerek birincil enerjide<br />
hakim kaynaklar olarak kalmaya devam edecektir.<br />
Söz konusu talep artışının zamanında ve güvenli bir şekilde karşılanabilmesi için,<br />
2030 yılına kadar küresel çapta enerji sektörü arz altyapısına 26 trilyon dolar<br />
tutarında yatırım gerçekleştirilmesi ön görülmekte olup, yalnızca elektrik sektörüne<br />
üretim, iletim ve dağıtım için 13,7 trilyon dolar yatırım gerçekleşmesi gerekmektedir.<br />
Yapılan kestirimlerde, elektrik enerjisi talebinde 2030 yılana kadar yıllık artış<br />
tahminlerine ilişkin bir değerlendirme Çizelge 5’de; 2009 yılı itibariyle kişi başına<br />
enerji tüketim değerleri ise Çizelge 6’da özetlenmektedir.<br />
Çizelge 5. Elektrik enerjisi talebinde 2030’a kadar yıllık artış tahminleri.<br />
Yıllık talep artış oranı -%-<br />
Dünya ortalaması 2,4<br />
Gelişmiş ülkeler (ort.) ≤ 2,0<br />
Gelişmekte olan ülkeler (ort.) ≥ 4,0<br />
<strong>Türkiye</strong> 6,0 – 7,5<br />
40
Çizelge 6. Kişi başına enerji kullanım oranları.<br />
kWsa<br />
Dünya ortalaması 2 500<br />
Gelişmiş ülkeler (ort.) 8 900<br />
ABD 12 322<br />
<strong>Türkiye</strong> 2 791<br />
Avrupa ülkelerinde üretilen enerjinin kaynaklarına göre bir sınıflandırma<br />
yapıldığında, en yüksek payın doğal gaza ait olduğu, kömürün ise ikinci sırada yer<br />
aldığı görülmektedir (Çizelge 7).<br />
Çizelge 7. Kaynaklarına göre Avrupa ülkelerinde enerji üretimi.<br />
Toplam <strong>Kömür</strong> &<br />
<strong>Kömür</strong> Ürünleri Petrol Doğal Gaz Nükleer Enerji Hidro & Diğerleri Toplam Üretilen Güç<br />
% % % % % Avrupa Payı (%) TWh<br />
EU-27 26 3 23 28 20 100 3210,06<br />
Avusturya 7 2 18 0 73 2,1 68,99<br />
Belçika 7 1 32 51 9 2,8 91,23<br />
Bulgaristan 48 1 5 36 10 1,3 42,96<br />
Kıbrıs 0 99 0 0 1 0,2 5,23<br />
Çek Cumhuriyeti 60 0 1 33 6 2,6 82,25<br />
Danimarka 48 3 19 0 30 1,1 36,36<br />
Estonya 92 1 1 0 6 0,3 8,78<br />
Finlandiya 22 1 14 32 31 2,3 72,06<br />
Fransa 5 1 4 76 14 16,9 542,35<br />
Almanya 43 2 13 23 19 18,5 592,46<br />
Yunanistan 55 13 18 0 14 1,9 61,37<br />
Macaristan 18 2 29 43 8 1,1 35,91<br />
İrlanda 23 3 58 0 16 0,9 28,24<br />
İtalya 15 9 50 0 26 9,1 292,64<br />
Letonya 0 0 36 0 64 0,2 5,57<br />
Litvanya 0 5 14 71 10 0,5 15,36<br />
Lüksemburg 0 0 73 0 27 0,1 3,88<br />
Malta 0 99 0 0 1 0,1 2,17<br />
Hollanda 23 1 61 4 11 3,5 113,5<br />
Polonya 89 2 3 0 6 4,7 151,72<br />
Portekiz 26 7 29 0 38 1,6 50,21<br />
Romanya 38 2 13 20 27 1,8 58,02<br />
Slovakya 16 2 8 54 20 0,8 26,16<br />
Slovenya 31 0 4 35 30 0,5 16,4<br />
İspanya 13 6 36 18 27 9,1 293,85<br />
İsviçre 1 1 1 38 59 1,3 136,72<br />
Birleşik Krallık 28 1 45 18 8 11,7 375,67<br />
Enerji bağlamında, dünyada baş döndürücü gelişmeler, küreselleşme ve sonuçları,<br />
ülkemizin konumu, yerli kaynaklarımız; “Ulusal Bir Planlama” kapsamında hızla<br />
gözden geçirilmeli, uzun soluklu politikalar uygulamaya alınmalı, yerli<br />
kaynaklarımızın önemi, önceliği ve etkin kullanımı, dönemsel değişimlerden<br />
etkilenmeyecek biçimde sağlanmalıdır. Rezerv miktarının fazlalığının yanında yaygın<br />
41
ve güvenilir olmasıyla kömür halen dünyanın ve ülkemizin en önemli enerji<br />
kaynaklarından biridir.<br />
Enerji hammaddeleri çeşitlendirmesi uygun bir politik tercih gibi düşünülmesine<br />
karşın, yerli kaynaklarından yeterli miktarlarda faydalanmak yerine kaynağı dışarıda<br />
enerji politikalarına yönelmenin bedeli ağır ve aşılmaz krizlere neden olmaktadır.<br />
Hâlihazırda % 48’lere varan ve 10 yıllık bir gelecekte % 70’leri geçecek gibi gözüken<br />
kaynağı dışarıda bir doğalgaz bağ(sap)lantısı ile “Ulusal Enerji Politikasından” söz<br />
etme olanağı görülmemektedir. Uzun ömürlü yapılmış olan doğalgaz anlaşmalarından<br />
hukuki olarak kurtulmanın yolları aranmalı, en azından yerli kaynaklarımızın<br />
kullanım oranlarını doğalgaz kullanım seviyelerinin altına düşürmeyen gerçek<br />
anlamda “Ulusal Enerji Politikasının” tesisi sağlanmalıdır.<br />
<strong>Türkiye</strong> ulusal güvenliğini sağlamak ve ekonomik büyümesini sürdürebilmek için<br />
yerel kaynaklarına önem vermek zorundadır. Doğalgaz ve petrol rezervimiz az<br />
miktarda - yetersiz olduğu için ve dünyada bu kaynaklarda meydana gelebilecek<br />
“krizlere müdahale şansı olmadığı için, fosil yakıt olarak tek ve önemli kaynağı olan<br />
“kömüre” ve hidrolik kaynak olarak “suya” önem ve öncelik vererek bu konularda<br />
gerekli iyileştirmeleri hızla gerçekleştirmelidir. <strong>Kömür</strong> dışında en önemli ve<br />
vazgeçilemez ikinci kaynağımız hidrolik kaynaklarımız olup, mevcut koşullarda irili<br />
ufaklı 10.500 MW toplam kapasiteli potansiyel’den hızla yararlanmak için gerekli<br />
öncelikler derhal yürürlüğe alınmalıdır<br />
ETKB verilerine göre ise; “1990–2008 döneminde ülkemizde birincil enerji talebi<br />
artış hızı aynı dönemde dünya ortalamasının 3 katı olarak yüzde 4,3 düzeyinde<br />
gerçekleşmiştir. <strong>Türkiye</strong>, OECD ülkeleri içerisinde geçtiğimiz 10 yıllık dönemde<br />
enerji talep artışının en hızlı gerçekleştiği ülke durumundadır. Aynı şekilde ülkemiz,<br />
dünyada 2000 yılından bu yana elektrik ve doğal gazda Çin’den sonra en fazla talep<br />
artışına sahip ikinci büyük ekonomi konumunda olmuştur.”<br />
Öte yandan enerji ithalatı payının son dört yıldan bu yana toplam ithalatın %<br />
20’lerinin üzerinde seyrettiği de ayrıca üzerinde düşünülmesi gereken önemli bir<br />
nokta olmaktadır Çizelge 8).<br />
Çizelge 8. <strong>Türkiye</strong> Enerji kaynakları ithalatı/toplam ithalat verileri ( milyon $).<br />
2003 2004 2005 2006 2007 2008 2009<br />
Petrol, doğalgaz 7.766 9.366 14.140 19.220 21.784 31.109 16.378<br />
<strong>Kömür</strong> 929 1.222 1.579 1.978 2.570 3.315 3.055<br />
Kok kömürü, rafine<br />
petrol ürünleri<br />
2.833 3.797 5.507 7.631 9.492 13.829 10.437<br />
Enerji ithalatı 11.528 14.384 21.226 28.828 33.846 48.252 29.870<br />
Toplam ithalat 69.340 97.540 116.774 139.576 170.063 201.964 140.775<br />
Enerji ithalat payı,<br />
%<br />
16,6 14,7 18,2 20,7 19,9 23,9 21,2<br />
42
2008 yılının başlangıcında, elektrik tarifelerine %19,5’lık zam yapılmıştır. Aslında<br />
OECD ortalama elektrik fiyatının üzerinde elektrik fiyatlarına sahip <strong>Türkiye</strong>’nin, bu<br />
yeni fiyat artışı tartışma konusu olmuştur. <strong>Türkiye</strong>’de 2008 yılının 2. çeyreğinde<br />
sanayide elektrik satış fiyatı 12,6 cent/kWh olarak gerçekleşmiştir. Aynı dönemde,<br />
sanayide elektrik satış fiyatı, ABD’de 6,6 cent/kWh, Kore’de 5,9 cent/kWh,<br />
İsviçre’de 9,7 cent/kWh olmuştur.<br />
Bu durum, sanayiciler arasında, <strong>Türkiye</strong>’nin endüstriyel üretiminin uluslararası<br />
pazarda rekabetçi olmayacağı değerlendirmesinin yapılmasına neden olmuş ve bu<br />
pahalı fiyatların gözden geçirilmesi istenmiştir. 2008 içinde yapılan zamlarla elektrik<br />
fiyatı %56.13 oranında artmıştır. En son Şubat 2010 da yürürlüğe giren zamla, artış<br />
oranı 2008 başına göre %74,70 e ulaşmıştır.<br />
5 SONUÇ<br />
Günümüzde enerjinin önemi;<br />
- birim tüketime karşın efektif birim üretim,<br />
- yerli kaynakların optimal düzeyde kullanım önceliği,<br />
- enerjide arz güvenliği,<br />
- enerji üretim kaynaklarından efektif yararlanma seviyesi<br />
ile son derece ilintili olup, sorunun doğru çözümünde anahtar kavramlar olarak<br />
düşünülmektedir. Yerli bir kaynak olan KÖMÜR ise; tüm enerji kaynakları arasında;<br />
KALKINMANIN ve ENERJİNİN SÜRDÜRÜLEBİLİRLİĞİNİ ve GÜVENLİĞİ<br />
sağlayıcı en önemli kaynak olarak vazgeçilemez olup, hidrolik kaynaklarımızla<br />
birlikte, enerji planlamalarında önceliğini korumak zorundadır. Bu kaynaklarımıza<br />
ilave olarak yenilenebilir kaynaklarımızdan da optimal ölçeklerle yararlanmak<br />
suretiyle, nükleer enerji bugün için ülke gündeminden düşürülmelidir.<br />
KAYNAKLAR<br />
Yüce, A.E., Kaymakçı, E., Mater, T., Eroğlu B., 2003. Sayılarla Enerji Kaynakları ve Enerji:<br />
Enerjinin Koptuğu Nokta, Ölçü; Mühendislikte, Mimarlıkta ve Planlamada, TMMOB, İstanbul<br />
İKK Yayını, Nisan 2003, İstanbul<br />
Torun, M., 2005. Neo-liberal politikaların <strong>Türkiye</strong> Madencilik Sektörüne Etkileri, İTÜ Maden<br />
Fakültesi Seminer Notları, Mayıs 2005, İstanbul.<br />
Yüce, A.E., Mater, T., Eroğlu, B., 2006. Enerjinin Güvenilirliği ve Sürdürülebilirliği: Yerli<br />
Kaynakların Önceliği”, TMMOB, İstanbul İl Koordinasyon Kurulu, Ölçü Gazetesi, Mart 2006,<br />
İstanbul.<br />
Coal industry across Europe 2011. Eurocoal, European Association for Coal and Lignite, AISBL,<br />
ISSN: 2034-5682<br />
Kaymakçı, E., Yüce, A.E., Doğan, T., 2007., “Madencilik Endüstrisi ve Sürdürülebilirlik”, <strong>Türkiye</strong><br />
20. Uluslar arası Madencilik <strong>Kongresi</strong>, Edt: C.Karpuz, M.A.Hindistan, E.Tercan, TMMOB<br />
Maden Müh.Odası, Yayını, ISBN: 978-9944-89—287-2, s:295-301, 6-8 Haziran, Ankara.<br />
<strong>Kömür</strong> Sektör Raporu (Linyit), 2009. <strong>Türkiye</strong> <strong>Kömür</strong> İşletmeleri Genel Müdürlüğü, Ankara<br />
43
<strong>Kömür</strong>; Ucuz, Temiz, Sürdürülebilir Enerji Kaynağı; Sektörmaden 4.Sayı, YMGV Yayını, 2011,<br />
İstanbul<br />
Dünyada ve <strong>Türkiye</strong>’de Enerji Verimliliği MMO Raporu<br />
Kayadelen, M., Türkyılmaz, O., 2009. Elektrik Enerjisi Üretiminde Yerli Kaynak Kullanımı-Bazı<br />
Sorunlar ve Politika Önerileri”; TMMOB <strong>Türkiye</strong> VII. Enerji Sempozyumu.<br />
<strong>Türkiye</strong>’nin Enerji Görünümü, TMMOB, Makine Müh.Odası Raporu, Mart 2011<br />
Enerji ve Doğal Kaynaklar Paneli, Vizyon 2023 Teknoloji Öngörüsü Projesi, 24 Ocak 2003, Ankara<br />
44
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
STABILITY INVESTIGATIONS OF A TUNNEL IN A<br />
DEEP COAL MINE IN CHINA<br />
ÇİN’DEKİ DERİN BİR KÖMÜR OCAĞI GALERİSİNDE<br />
DURAYLIK ARAŞTIRMALARI<br />
Pinnaduwa H.S.W. Kulatilake *<br />
Geological Engineering Program, University <strong>of</strong> Arizona, Tucson, Arizona, 85721,<br />
USA<br />
Zheng-xing Yu, Fuxing Jiang<br />
School <strong>of</strong> Civil and Environmental Engineering, University <strong>of</strong> Science and<br />
Technology Beijing, Beijing, China<br />
ABSTRACT Stability level <strong>of</strong> tunnels that exist in an underground mine has a great influence on<br />
the safety, production and economic performance <strong>of</strong> the mine. Ensuring stability for s<strong>of</strong>t-rock<br />
tunnels is an important task for deep coal mines located in high in situ stress conditions. Using the<br />
available information on stratigraphy, geological structures, in situ stress measurements and geomechanical<br />
properties <strong>of</strong> intact rock and discontinuity interfaces, a three-dimensional numerical<br />
model was built using the FLAC s<strong>of</strong>tware to simulate the stress conditions around a tunnel located<br />
in a coal rock mass in China. Analyses were conducted for several tunnel shapes and rock support<br />
patterns. Results obtained for the distribution <strong>of</strong> failed zones, and stress and displacement fields<br />
around the tunnel were compared to select the best tunnel shape and support pattern to achieve the<br />
optimum stability conditions. Also, a comparison is given between the numerical predictions and<br />
field deformation monitoring results.<br />
ÖZET Bir yeraltı ocağında bulunan tünellerin duraylık seviyeleri ocağın güvenliği, üretim ve<br />
ekonomik performansı üzerinde oldukça etkilidir. Yumuşak-kaya tünelleri için duraylığın<br />
sağlanması yüksek yerinde gerilme koşullarında derin kömür ocakları için önemli bir görevdir.<br />
Stratigrafi, jeolojik yapı, yerinde gerilme ölçümleri ve sağlam kaya ve süreksizlik ara yüzlerinin<br />
jeomekanik özellikleri kullanılarak Çin’de bir kömür kaya kütlesinde yer alan bir tünel çevresinde<br />
gerilme koşulları FLAC yazılımı kullanılarak model kurulmuştur. Analizler çeşitli tünel şekilleri ve<br />
yer değiştirme desenleri için yürütülmüştür. Tünel etrafında yenilen zonlar, gerilmeler ve dağılım<br />
alanları için elde edilen sonuçlar optimum duraylık koşullarına erişebilmek için en iyi tünel şekli ve<br />
tahkimat desenini seçmek için karşılaştırılmıştır. Ayrıca, numerik tahminler ve arazi deformasyon<br />
izleme sonuçları arasında da bir karşılaştırma verilmiştir.<br />
* kulatila@u.arizona.edu<br />
45
1 INTRODUCTION<br />
Due to increasing demand and exploitation, shallow resources are decreasing each<br />
day, and many mines all over the world exploit resources located at deep formations<br />
with time. Mines at depths <strong>of</strong> more than about 500 m may be called as deep mines.<br />
The depth <strong>of</strong> coal mine exploitation has increased at a rate <strong>of</strong> 8 to 12 meters per year<br />
in China, and 100 to 250 meters per ten years in Eastern China (He 2004). With<br />
increasing depth <strong>of</strong> exploitation, a series <strong>of</strong> problems, such as: (a) more complicated<br />
geological environment, (b) high in situ stresses, (c) high water flows, and (d) high<br />
earth temperatures are encountered. These features lead to: (a) difficult tunnel<br />
maintenance, (b) higher risk <strong>of</strong> rock burst, (c) difficult exploitation conditions, (d)<br />
reduction <strong>of</strong> safety, productivity and economic benefits, and (e) difficult ventilation<br />
design. Out <strong>of</strong> the aforementioned factors, the high in situ stress is the main factor<br />
that poses tremendous threat to safe and efficient exploitation <strong>of</strong> deep resources.<br />
Under high in situ stress, large deformations and failure around the tunnel become<br />
serious issues. Even with strong rock support systems, control <strong>of</strong> deformations and<br />
failure around the mine tunnel and maintenance <strong>of</strong> it become an expensive and<br />
challenging task. Superior tunnel designs and rock supporting technologies are<br />
required to stabilize deep mines having high in situ stresses. Different rock support<br />
systems such as rock bolts, cable bolts, shotcrete and wire meshes have been<br />
suggested in the literature to strengthen underground excavations (Niu et al. 2007;<br />
Windsor and Thompson 1993; Hoek et al. 1995; Han et al. 1998; Li et al. 2005; He et<br />
al. 2007; Dong et al. 2008).<br />
Xinwen coal area is one <strong>of</strong> the largest coalfields in Northern China that has been<br />
under production for a significant period <strong>of</strong> time. Most <strong>of</strong> the coal mines in this area<br />
have extended to a depth <strong>of</strong> almost 1000 m underground. Xiezhuang Coal Mine<br />
located in this area (see Fig. 1) is the case study dealt with in this paper. Several<br />
development tunnels have been excavated in this mine to a depth <strong>of</strong> more than 1200<br />
m. The tunnels are located in a sandy shale stratum, which belongs to the s<strong>of</strong>t rock<br />
category. When high in situ stress acts on a s<strong>of</strong>t stratum, large deformations and<br />
failure zones around the tunnels are expected if the tunnels are not supported. This<br />
increases the risk <strong>of</strong> fatalities and injuries with respect to the mine work force and<br />
damages to mine equipment. It slows down the mine production and reduces<br />
economic gains. Therefore, in order to ensure the safety <strong>of</strong> the mine work force and<br />
mine equipment, and steady, efficient exploration <strong>of</strong> coal, it is essential to have a<br />
stable tunnel system in the mine.<br />
In this paper, stability <strong>of</strong> underground excavations in the Xiezhuang Coal Mine is<br />
investigated using two different tunnel shapes and several different tunnel support<br />
patterns. Based on the results obtained from numerical modeling for deformation,<br />
stress and failure zones around the tunnel, the better tunnel shape out <strong>of</strong> the two<br />
investigated and the best rock support system out <strong>of</strong> the ones tried are determined. In<br />
addition, numerical predictions are compared with field deformation measurements<br />
46
performed around the tunnels at the mine. The stratigraphy obtained through field<br />
geological investigations, in situ stress measurements carried out in the mine,<br />
physical and mechanical properties <strong>of</strong> rock and discontinuity interfaces estimated<br />
through laboratory tests conducted on different rock material that exists around the<br />
tunnels are used in the performed study.<br />
China<br />
47<br />
Beijing<br />
Jinan<br />
Xiezhuang Coal Mine<br />
Figure 1. Location <strong>of</strong> Xiezhuang coal mine in China.<br />
2 CASES OF TUNNEL EXCAVATION AND SUPPORT<br />
For all coal seams in China, the maximum depth <strong>of</strong> exploitation is set to -1500 m. As<br />
depth increases, the effect <strong>of</strong> increasing in situ stress on the deformation, stress and<br />
failure zones around tunnels located in s<strong>of</strong>t strata increases. As the depth <strong>of</strong> a tunnel<br />
increase, in addition to observing instabilities increasing on the ro<strong>of</strong> and the sides <strong>of</strong><br />
the tunnel, fracture and floor heave increase on the floor <strong>of</strong> the tunnel (Li et al. 2005;<br />
Kang and Lu 1991; Liu and Zhang 2003). This will require reinforcing the floor <strong>of</strong><br />
the tunnel in addition to reinforcing the ro<strong>of</strong> and sides <strong>of</strong> the tunnel.<br />
In order to comprehensively research the deformation, stress and failure zones<br />
around a s<strong>of</strong>t rock tunnel under the condition <strong>of</strong> different rock support patterns, three<br />
types <strong>of</strong> support systems are used in the numerical modeling performed in this<br />
research. To study the effect <strong>of</strong> tunnel shape on stability around the tunnel, two<br />
tunnel shapes are considered: a horseshoe shape with a semicircle arch and an<br />
inverted arch tunnel shape based on the dimensions <strong>of</strong> the horseshoe shape. Figure 2<br />
shows the shapes and dimensions <strong>of</strong> the cross sections <strong>of</strong> the two tunnels used in this<br />
study.<br />
Numerical stress analyses were performed for the following cases:<br />
Case 1: Horseshoe shape without any support (Fig. 3a)<br />
Case 2: Inverted-arch shape without any support (Fig. 3b)<br />
Case 3: Horseshoe shape with normal bolt support on the ro<strong>of</strong> and sides as shown<br />
in Figure 4a<br />
Case 4: Inverted-arch shape with normal bolt support on the ro<strong>of</strong> and sides as shown<br />
in Figure 4b
Case 5: Inverted-arch shape with floor bolted besides normal bolt support on the<br />
ro<strong>of</strong> and sides as shown in Figure 5. Note that the broken and solid lines shown in<br />
Figures 4 and 5 represent first and second support bolts, respectively.<br />
3.8m<br />
1.6m 1.9m<br />
(a) (b)<br />
Figure 2. Dimensions <strong>of</strong> the two tunnel shapes used in this research: (a) Horseshoe<br />
shape; (b) Inverted-arch shape.<br />
48<br />
3.8m<br />
(a) Horseshoe shape (Case 1) (b) Inverted-arch shape (Case 2)<br />
Figure 3. Diagrams <strong>of</strong> tunnel shapes without rock support.<br />
(a) Horseshoe shape tunnel (Case 3) (b) Inverted-arch shape tunnel (Case 4)<br />
Figure 4. Diagrams <strong>of</strong> tunnel shapes with normal bolt support on the ro<strong>of</strong> and sides.<br />
1.0m 1.6m 1.9m
2.2m<br />
Figure 5. Diagram <strong>of</strong> inverted-arch tunnel shape with floor bolted in addition to<br />
bolting the ro<strong>of</strong> and sides (Case 5).<br />
The length <strong>of</strong> the model in the tunnel axis direction is 56m. Excavation and support<br />
are implemented step by step; the length excavated and then immediately supported<br />
is 3.2 m per step. The total length excavated and supported is 56 m. The normal<br />
support <strong>of</strong> the tunnel has two parts: the first support and second support. Fully<br />
deformed steel resin bolts <strong>of</strong> diameter 22 mm are used in the first support and the<br />
length <strong>of</strong> each bolt is 2.2 m. High intensity pre-tension bolts <strong>of</strong> diameter 28 mm are<br />
used in the second support and the length <strong>of</strong> each bolt is 2.5 m. The direction <strong>of</strong> the<br />
bolts is perpendicular to the tunnel surface, except for the bolts at the corner which<br />
follows the specific angle with the horizontal direction given in Figure 4. For both<br />
the first support as well as the second support, the spacing between adjacent bolts<br />
along the tunnel cross section as well as perpendicular to the tunnel cross section is<br />
0.8 m. The bolts <strong>of</strong> the second support system are placed at the centers <strong>of</strong> the square<br />
pattern support system formed by the bolts <strong>of</strong> the first support system. The bolts are<br />
grouted for the full length in the numerical simulations.<br />
3 NUMERICAL MODELING AND RESULTS<br />
3.1 Numerical Model Set Up<br />
FLAC 3D is a suitable s<strong>of</strong>tware package for simulating the stress-deformation<br />
behavior <strong>of</strong> three-dimensional domains built up <strong>of</strong> soil, rock and other materials<br />
(FLAC3D 2002; Xie et al. 1999; Yasitli and Unver 2005). The explicit finite<br />
difference formulation is adopted in FLAC 3D (FLAC3D 2002).<br />
In this paper, FLAC 3D has been used to simulate tunnel excavation and tunnel rock<br />
support system. For the selected tunnel, the general dip <strong>of</strong> the strata is approximately<br />
49<br />
0.4m<br />
2.5m
horizontal. On the cross sectional plane, the total width and height <strong>of</strong> the model area<br />
considered is 50 m. This means distance to each boundary from the tunnel center, on<br />
the tunnel cross sectional plane, is more than ten times the half width or half height<br />
<strong>of</strong> the tunnel. This means the modeling area chosen is well beyond the stressdeformation<br />
influenced area resulting from tunnel excavation and tunnel support.<br />
The center <strong>of</strong> the tunnel is located at a depth <strong>of</strong> 1325 m. The top boundary <strong>of</strong> the<br />
model is located approximately at a depth <strong>of</strong> 1300 m. In situ stress measurements are<br />
not available exactly at a depth <strong>of</strong> 1300 m. However three in situ stress<br />
measurements are available in the depth range <strong>of</strong> 790 to 1150 m (Table 1). These<br />
results were used to estimate the in situ stresses that should be applied at a depth <strong>of</strong><br />
1300 m. Accordingly, a vertical stress <strong>of</strong> 34.4 MPa (zz-stress in FLAC 3D ) was applied<br />
at the top boundary <strong>of</strong> the model. Based on the values given in Table 1, a minimum<br />
horizontal principal stress <strong>of</strong> 24.2 MPa (xx-stress in FLAC 3D ) was applied in the<br />
horizontal direction on the tunnel cross sectional plane at a depth <strong>of</strong> 1300 m.<br />
Similarly, based on the values given in Table 1, a maximum horizontal principal<br />
stress <strong>of</strong> 46.5 MPa (yy-stress in FLAC 3D ) was applied in the horizontal direction in<br />
the direction <strong>of</strong> tunnel axis at a depth <strong>of</strong> 1300 m. In situ zz-stress was increased from<br />
the top <strong>of</strong> the model to the bottom <strong>of</strong> the model according to the gravitational loading<br />
associated with the different strata in the model. The in situ xx-stress and yy-stress<br />
was increased from the top <strong>of</strong> the model to the bottom <strong>of</strong> the model according to the<br />
gravitational loading and the lateral earth pressure coefficients in the x- and y-<br />
directions, respectively. Roller boundaries are placed at five boundaries <strong>of</strong> the model<br />
except at the top boundary. The boundaries are “fixed” only in a specified direction<br />
(i.e., no displacement or velocity is allowed). Lateral boundaries cannot move in the<br />
horizontal direction. The bottom boundary cannot move in the vertical direction.<br />
The layer sequence and the thickness <strong>of</strong> each layer used in the model are given in<br />
Table 2. Physical and mechanical properties selected to represent the rock and coal<br />
masses and to perform stress-deformation analysis are also shown in Table 2. The<br />
values selected to represent Young’s Modulus, cohesion and tensile strength is about<br />
30% less than the intact rock values. The value used to represent Poisson’s ratio is<br />
about 20% higher than the intact rock value. Therefore, the selected mechanical<br />
property values represent the equivalent continuum properties <strong>of</strong> each rock mass<br />
resulting from the combined behavior <strong>of</strong> intact rock and discontinuities existing in<br />
each rock layer. Note that for a jointed rock mass, the friction angle value remains<br />
more or less at the intact rock value while cohesion drops significantly from the<br />
intact rock value (Kulatilake et al. 2004). Therefore, the friction angle value was kept<br />
at the intact rock level for each rock type. FLAC 3D has several built-in material<br />
behavior models. The failure <strong>of</strong> rock material is assumed to follow the Mohr-<br />
Coulomb criterion which is used for materials that yield when subjected to shear<br />
loading, but the yield stress depends on the major and minor principal stresses only;<br />
the intermediate principal stress is assumed to have no effect on yield. The model<br />
consists <strong>of</strong> 124880 intact rock cube elements.<br />
50
Test<br />
No.<br />
Table 1. In situ stress measurement results available for the mine site.<br />
Depth<br />
(m)<br />
Vertical<br />
stress<br />
(MPa)<br />
Maximum<br />
horizontal<br />
principal stress<br />
(MPa)<br />
51<br />
Minimum<br />
horizontal<br />
principal stress<br />
(MPa)<br />
Direction <strong>of</strong> maximum<br />
horizontal principal<br />
stress (MPa)<br />
1 790 20.94 32.39 16.56 N33.5°E<br />
2 1150 30.48 34.60 17.89 N12.5°E<br />
3 1071 28.38 39.77 20.64 N39.7°E<br />
Table 2. Physical and mechanical property values used for rock and coal masses in<br />
the numerical model.<br />
Layer sequence<br />
from top to bottom<br />
Thickness<br />
(m)<br />
Density<br />
(kg/m3)<br />
Elastic<br />
Modulus<br />
(103MPa)<br />
Poisson’s<br />
Ratio (ν)<br />
Cohesion<br />
(MPa)<br />
Internal<br />
friction<br />
angle<br />
(º)<br />
Tensile<br />
strength<br />
(MPa)<br />
Fine Sandstone 5 2400 20 0.25 5 35 1.00<br />
Sandy Shale #1 3 2150 7.5 0.27 3 30 0.75<br />
Coal #2 3 1400 2 0.30 1 25 0.50<br />
Sandy Shale #1 6 2150 7.5 0.27 3 30 0.75<br />
Sandy Shale #2 17 2100 5 0.28 2 28 0.70<br />
Coal #4 2.5 1400 2 0.30 1 25 0.50<br />
Fine Sandstone 3 2400 20 0.25 5 35 1.00<br />
Sandy Shale #1 4.5 2150 7.5 0.27 3 30 0.75<br />
Fine Sandstone 6 2400 20 0.25 5 35 1.00<br />
FLAC 3D allows one to include discontinuity interfaces that are characterized by<br />
Coulomb sliding and/or tensile and shear bonding. Material parameters used to<br />
characterize interfaces are friction angle, cohesion, normal stiffness, shear stiffness,<br />
and tensile and shear bond strengths (FLAC3D 2002). In the numerical simulations<br />
performed in this study interfaces are included between every two adjacent strata.<br />
Figure 6 shows the used numerical model with discontinuity interfaces between<br />
adjacent strata. Table 3 shows the mechanical property values used to represent the<br />
discontinuity interfaces between the different types <strong>of</strong> rocks and coal.<br />
Rock support systems are applied through the cable/bolt structure in FLAC 3D<br />
numerical simulations. Parameter values used to simulate cables/bolts in the<br />
numerical model are given in Table 4. FLAC 3D calculations are performed for each<br />
3.2 m excavation and support step <strong>of</strong> the tunnel. These calculation steps are repeated<br />
until the whole 56 m tunnel is excavated and supported.
Figure 6. Numerical model with discontinuity interfaces between adjacent strata.<br />
Table 3. Mechanical property values <strong>of</strong> the discontinuity interfaces included in the<br />
numerical model.<br />
Interface type<br />
Friction<br />
angle<br />
(º)<br />
Cohesion<br />
(MPa)<br />
52<br />
Tensile<br />
strength/<br />
Shear bond<br />
strength<br />
(MPa)<br />
Normal<br />
stiffness<br />
(10 3 MPa/m)<br />
Fine Sandstone - Sandy Shale #1 25 0 0 50 20<br />
Sandy shale #1 - Sandy shale #2 22.5 0 0 37.5 15<br />
Sandy Shale #2 - Coal 18 0 0 10 4<br />
Fine Sandstone - Coal 21 0 0 25 10<br />
Sandy Shale #1 - Coal 20 0 0 12.5 5<br />
Shear<br />
stiffness<br />
(10 3 MPa/<br />
m)<br />
Table 4. Parameter values used to represent cable/bolt structure in the numerical<br />
model.<br />
Parameter<br />
First<br />
support<br />
Second<br />
support<br />
Young’s modulus (10 3 MPa) 210 450<br />
Cross-sectional area (m 2 ) 3.8×10 -4 6.2×10 -4<br />
Tensile yield capacity (MN) 100 150<br />
Grout cohesive capacity per unit length (MN/m) 100 100<br />
Grout stiffness per unit length (MN/m 2 ) 2×10 3 2×10 3<br />
Grout exposed perimeter (m) 0.29 0.29
3.2 Comparison Between the Two Tunnel Shapes<br />
The plane perpendicular to the tunnel axis at y = 28 m is used to obtain plots for xxstress,<br />
zz-stress, principal stress directions, failure zones, x- and z- displacement after<br />
the tunnel has been fully excavated for 56 m length. Figure 7 shows the comparison<br />
<strong>of</strong> the xx-stress calculated for the two tunnel shapes without any rock support.<br />
Results show for both tunnel shapes xx-stress at the far field lateral boundaries <strong>of</strong> the<br />
model on the tunnel cross sectional plane agree with the applied minor horizontal in<br />
situ stress. A value <strong>of</strong> zero has been obtained for xx-stress at the side boundaries <strong>of</strong><br />
the tunnel excavation. In addition, the highest xx-stress appears at the intuitively<br />
expected locations in the model. Figure 8 shows the comparison <strong>of</strong> the zz-stress<br />
calculated for the two tunnel shapes without any rock support. Results show for both<br />
tunnel shapes zz-stress at the top boundary <strong>of</strong> the model agree with the applied<br />
vertical in situ stress. A value <strong>of</strong> zero has been obtained for zz-stress on the ro<strong>of</strong> and<br />
floor <strong>of</strong> the tunnel excavation boundary. In addition, the highest zz-stress appears at<br />
the intuitively expected locations <strong>of</strong> the model. Figure 9 shows the principal stress<br />
vectors obtained for the two tunnels without any rock support. These diagrams agree<br />
with what is expected intuitively.<br />
(a) Horseshoe shape (b) Inverted-arch shape<br />
Figure 7. xx-stress distribution around the tunnel for the two tunnel shapes without<br />
any rock support: (a) Case 1 and (b) Case 2; (Unit: MPa)<br />
(a) Horseshoe shape (b)Inverted-arch shape<br />
Figure 8. zz-stress distribution around the tunnel for the two tunnel shapes without<br />
any rock support: (a) Case 1 and (b) Case 2; (Unit: MPa).<br />
53
(a) Horseshoe shape (b) Inverted-arch shape<br />
Figure 9. Principal stress vectors around the tunnel for the two tunnel shapes without<br />
any rock support: (a) Case 1 and (b) Case 2; (Unit: MPa).<br />
In summary the results shown in Figures 7-9 show that inputs are applied correctly to<br />
FLAC 3D to simulate excavations for both tunnel shapes. Figure 10 shows the failure<br />
zones obtained for the two tunnel shapes without any rock support. The main<br />
difference is the presence <strong>of</strong> possible tensile failure in the floor area <strong>of</strong> the horseshoe<br />
tunnel and absence <strong>of</strong> that in the inverted-arch tunnel. The maximum distance <strong>of</strong> the<br />
failure zone from the tunnel excavation boundary in the ro<strong>of</strong>, floor and the sides are<br />
given in Table 5. The maximum failure zone distance in the ro<strong>of</strong> is slightly less in<br />
the inverted-arch tunnel (2.5 m) compared to that <strong>of</strong> the horseshoe tunnel (2.5-3.0<br />
m). The maximum failure zone distance in the floor also is slightly less in the<br />
inverted-arch tunnel (3.0 m) compared to that <strong>of</strong> the horseshoe tunnel (3.5 m). On the<br />
other hand, the maximum failure zone distance at the sides <strong>of</strong> the tunnel boundary is<br />
higher in the inverted-arch tunnel (3.5-4.0 m) compared to that <strong>of</strong> the horseshoe<br />
tunnel (3.0 m). Figure 11 and Table 5, respectively show the failure zones and<br />
maximum failure distances obtained for the two tunnel shapes with normal rock<br />
support (i.e. for the cases 3 and 4 stated earlier). As expected the failure zones and<br />
maximum failure distances have reduced for the cases 3 and 4 compared to that <strong>of</strong><br />
the cases 1 and 2. In cases 3 and 4, the active failure zones exist only at a very few<br />
spots compared to that <strong>of</strong> the cases 1 and 2. The main difference between the two<br />
types <strong>of</strong> tunnels again is the presence <strong>of</strong> possible tensile failure in the floor area <strong>of</strong><br />
the horseshoe tunnel and absence <strong>of</strong> that in the inverted-arch tunnel. The maximum<br />
failure zone distance in the ro<strong>of</strong> is more or less the same in both tunnels (0.5-1.0 m).<br />
The maximum failure zone distance in the floor is less in the inverted-arch tunnel<br />
(2.0 m) compared to that <strong>of</strong> the horseshoe tunnel (2.5-3.0 m). The maximum failure<br />
zone distance at the sides <strong>of</strong> the tunnel boundary is more or less the same in both<br />
tunnels (1.5 m). These results indicate that the bolt lengths used (2.2 and 2.5 m) are<br />
adequate to support the ro<strong>of</strong> and the sides <strong>of</strong> both tunnels.<br />
54
Table 5. Summary results <strong>of</strong> deformation and failure zones from numerical<br />
modeling for all the cases studied.<br />
Parameter<br />
Max. z<br />
displacement on<br />
the floor (cm)<br />
Max. z<br />
displacement<br />
the ro<strong>of</strong> (cm)<br />
Max.x<br />
displacement on<br />
the side <strong>of</strong> the<br />
excavation (cm)<br />
Max.distance <strong>of</strong><br />
the failure zone<br />
on the floor (m)<br />
Max.distance <strong>of</strong><br />
the failure zone<br />
on the ro<strong>of</strong> (m)<br />
Max. distance<br />
<strong>of</strong> the failure<br />
zone on the<br />
sides (m)<br />
Horseshoe<br />
tunnel with<br />
no support<br />
(case 1)<br />
Horseshoe<br />
tunnel with<br />
support on the<br />
ro<strong>of</strong> and sides<br />
(case 3)<br />
Inverted-arch<br />
tunnel with ,<br />
no support<br />
(case 2)<br />
55<br />
Inverted-arch<br />
tunnel with<br />
support on<br />
the ro<strong>of</strong> and<br />
sides (case 4)<br />
6.15 4.51 5.58 3.88 2.04<br />
6.55 1.81 7.06 1.90 1.92<br />
7.4-7.5 1.69-1.71 8.12-8.19 2.15-2.16 1.77-1.78<br />
3.5 2.5-3.0 3.0 2.0 1.5<br />
2.5-3.0 0.5-1.0 2.5 0.5-1.0 0.5-1.0<br />
3.0 1.5 3.5-4.0 1.5 1.5<br />
Inverted-arch tunnel with<br />
support on the floor, ro<strong>of</strong><br />
and sides (case 5)<br />
The z-displacement distributions obtained around the two tunnels for the cases<br />
without any rock support showed that (a) the maximum vertical floor displacements<br />
are 6.15 cm and 5.58 cm, respectively for horseshoe and inverted-arch tunnels (Table<br />
5) and (b) the maximum vertical ro<strong>of</strong> displacements are 6.55 cm and 7.06 cm,<br />
respectively for horseshoe and inverted-arch tunnels (Table 5).<br />
The z-displacement distributions obtained around the two tunnels for the cases 3 and<br />
4 with the normal rock support showed that (a) the maximum vertical floor<br />
displacements have reduced to 4.51 cm and 3.88 cm, respectively for horseshoe and<br />
inverted-arch tunnels (Table 5) and (b) the maximum vertical ro<strong>of</strong> displacements<br />
have reduced to 1.81 cm and 1.90 cm, respectively for horseshoe and inverted-arch<br />
tunnels (Table 5).<br />
The x-displacement distributions obtained around the two tunnels for the cases<br />
without any rock support showed that the maximum x-displacement on the vertical<br />
boundary <strong>of</strong> the excavation is 7.50 cm and 8.19 cm, respectively for horseshoe and<br />
inverted-arch tunnels (Table 5). The x-displacement distributions obtained around<br />
the two tunnels for the cases 3 and 4 with the normal rock support showed that the<br />
maximum x-displacement on the vertical boundary <strong>of</strong> the excavation has reduced to<br />
1.71 cm and 2.16 cm (Table 5), respectively for horseshoe and inverted-arch tunnels.
Among the two tunnel shapes, under the normal rock support, the maximum<br />
difference in displacement as well as the largest displacement around the tunnel<br />
excavation occurs on the floor. This means floor heave should be the factor that<br />
should be considered in selecting the better tunnel shape. With respect to the floor<br />
displacement, stability around the inverted-arch tunnel seems to be better than that <strong>of</strong><br />
the horseshoe tunnel. Therefore, the inverted-arch tunnel was selected out <strong>of</strong> the two<br />
tunnels for further numerical modeling to reduce the floor displacement.<br />
(a) Horseshoe shape (b) Inverted-arch shape<br />
Figure 10. Failure zones around the tunnel for the two shapes without any rock<br />
support: (a) Case 1 and (b) Case 2<br />
(Note: Two types <strong>of</strong> failure mechanisms are indicated on the legend: shear failure and tensile failure. The letter –p<br />
indicates that the zone has failed earlier in the model run, but now the stresses fall below the yield surface. The letter-n<br />
indicates that the zone is at active failure (that means currently on the yield surface).)<br />
(a) Horseshoe shape (b) Inverted-arch shape<br />
Figure 11. Failure zones obtained around the tunnel for the two tunnel shapes with the normal rock<br />
support: (a) Case 3 and (b) Case 4<br />
(Note: Two types <strong>of</strong> failure mechanisms are indicated on the legend: shear failure and tensile failure. The letter –p<br />
indicates that the zone has failed earlier in the model run, but now the stresses fall below the yield surface. The letter-n<br />
indicates that the zone is at active failure (that means currently on the yield surface).)<br />
3.3 Selection <strong>of</strong> Support Pattern for Inverted-arch Tunnel<br />
Figure 12 shows the comparison between the cases 4 and 5 for z-displacement<br />
distributions. The maximum floor heave has decreased from 3.88 cm (case 4) to 2.04<br />
56
cm (case 5) by applying the rock bolts to the floor in the inverted-arch tunnel (Table<br />
5). The maximum ro<strong>of</strong> z-displacement remains around 1.90 cm (case 4 = 1.90 cm;<br />
case 5 = 1.92 cm) (Tab. 5). Figure 13 shows the comparison between the cases 4 and<br />
5 for x-displacement distributions. The maximum x-displacement on the vertical<br />
boundary <strong>of</strong> the excavation has reduced from 2.16 cm (case 4) to 1.78 cm (case 5) by<br />
applying the rock bolts to the floor <strong>of</strong> the inverted-arch tunnel (Tab. 5). This means<br />
by applying the rock bolts as given in Figure 5 to the inverted-arch tunnel, all the<br />
displacements around the tunnel excavation has been controlled to less than 2.05 cm.<br />
Figure 14 shows the comparison between the cases 4 and 5 for the failure zones<br />
around the inverted-arch tunnel. Note that in case 5, no active failure exists. The<br />
maximum failure zone distance has decreased from 2.0 m to 1.5 m in the floor area<br />
by applying the rock bolts to the floor in the inverted-arch tunnel (Table 5). The<br />
maximum failure zone distances have remained the same between the cases 4 and 5<br />
for the ro<strong>of</strong> and the sides <strong>of</strong> the tunnel excavation by applying the rock bolts to the<br />
floor in the inverted-arch tunnel (Tab. 5). Therefore, the support system used in case<br />
5 has controlled the maximum failure zone distance to 1.5 m fully around the tunnel<br />
excavation. Note that this maximum distance is significantly less than the lengths <strong>of</strong><br />
the bolts (2.2 and 2.5 m) used in the support system in case 5. The calculated<br />
maximum bolt force turned out to be 53.5 MN and is well below the tensile yield<br />
capacities <strong>of</strong> the two types <strong>of</strong> bolts used (100 and 150 MN).<br />
3.4 Field Deformation Monitoring Results and Comparison with Numerical<br />
Predictions<br />
A section <strong>of</strong> each <strong>of</strong> the tunnel shapes was monitored to measure the maximum zdisplacements<br />
on the floor and ro<strong>of</strong>, and maximum x-displacements on the sides <strong>of</strong><br />
the excavation (rib) under the cases 3, 4 and 5 mentioned earlier. The convergence<br />
measurement technique with a tape extensometer has been used to measure the<br />
deformation <strong>of</strong> each tunnel; four target points have been used on each tunnel surface<br />
as follows: (1) at the middle <strong>of</strong> floor; (2) at the middle <strong>of</strong> ro<strong>of</strong>; (3) at the middle <strong>of</strong><br />
right rib and (4) at the middle <strong>of</strong> left rib. Table 6 shows the obtained results <strong>of</strong><br />
deformation from the field measurements. Numerical predictions given in Table 5<br />
compare quite well with the deformation measurement results given in Table 6.<br />
Both the numerical predictions and the monitoring results show the following: (a)<br />
The inverted arch tunnel is better than the Horseshoe tunnel in reducing the<br />
deformation on the floor; (b) The rock support is required on the floor to control the<br />
deformation to an acceptable level on the floor.<br />
57
(a) Case 4 bolt system (b) Case 5 bolt system<br />
Figure 12. z-displacement distribution obtained around the tunnel for the inverted<br />
arch shape tunnel for the Cases 4 and 5 bolt systems (Unit: m).<br />
(a) Case 4 bolt system (b) Case 5 bolt system<br />
Figure 13. x-displacement distribution obtained around the tunnel for the inverted-<br />
arch shape tunnel for the Cases 4 and 5 bolt systems (Unit: m).<br />
(a) Case 4 bolt system (b) Case 5 bolt system<br />
Figure 14. Failure zones obtained around the tunnel for the inverted-arch shape<br />
tunnel for the Cases 4 and 5 bolt systems.<br />
(Note: Two types <strong>of</strong> failure mechanisms are indicated on the legend: shear failure and tensile failure. The letter –p<br />
indicates that the zone has failed earlier in the model run, but now the stresses fall below the yield surface. The letter-n<br />
indicates that the zone is at active failure (that means currently on the yield surface).)<br />
58
Table 6. Field deformation monitoring results.<br />
Parameter<br />
Maximum z-displacement<br />
on the floor (cm)<br />
Maximum z-displacement<br />
on the ro<strong>of</strong> (cm)<br />
Maximum x-displacement<br />
on the side <strong>of</strong> the<br />
excavation (cm)<br />
Horseshoe tunnel with<br />
support on the ro<strong>of</strong><br />
and sides (case 3)<br />
4.7<br />
2.7<br />
1.8<br />
4 SUMMARY AND CONCLUSIONS<br />
59<br />
Inverted-arch tunnel<br />
with support on the<br />
ro<strong>of</strong> and sides (case<br />
4)<br />
3.7 1.6<br />
2.8 2.9<br />
2.2 1.7<br />
Inverted-arch tunnel<br />
with support on the<br />
floor, ro<strong>of</strong> and sides<br />
(case 5)<br />
Available field geologic data on stratigraphy, field data on in situ stress, laboratory<br />
data on physical and mechanical properties <strong>of</strong> different intact rock and interfaces<br />
were used to build a numerical model to investigate stability around a horseshoe<br />
tunnel and an inverted-arch tunnel under a high in situ stress situation (at a depth <strong>of</strong><br />
1325 m) without and with different rock support conditions. Under the without rock<br />
support condition, the two tunnels showed maximum displacements in the ranges <strong>of</strong><br />
5.6-6.2 cm, 6.6-7.1 cm and 7.4-8.2 cm, respectively on the floor, ro<strong>of</strong> and the sides <strong>of</strong><br />
the tunnel excavation. These maximum displacements reduced to the ranges 3.9-4.5<br />
cm, 1.8-1.9 cm and 1.7-2.2 cm, respectively on the floor, ro<strong>of</strong> and the sides <strong>of</strong> the<br />
excavation for the two tunnel shapes under the normal rock support system shown in<br />
Figure 4. Under no rock support condition, the maximum distances <strong>of</strong> the failed zone<br />
turned out to be in the ranges <strong>of</strong> 3.0-3.5 m, 2.5-3.0 m and 3.0-4.0 m, respectively on<br />
the floor, ro<strong>of</strong> and the sides <strong>of</strong> the tunnel excavation. These maximum distances<br />
reduced to the ranges 2.0-3.0 m, 0.5-1.0 m and 1.5 m, respectively on the floor, ro<strong>of</strong><br />
and the sides <strong>of</strong> the excavation for the two tunnel shapes under the normal rock<br />
support system shown in Figure 4. This indicated that even though the provided<br />
normal rock support system shown in Figure 4 is sufficient to control the<br />
deformation and failure to an acceptable level on the ro<strong>of</strong> and sides <strong>of</strong> the tunnel<br />
excavations, extra rock support is needed to control the floor heave <strong>of</strong> both tunnels.<br />
Even though tensile failures appeared on the floor <strong>of</strong> the horseshoe tunnel, it was not<br />
present on the floor <strong>of</strong> the inverted-arch tunnel. With respect to both the deformation<br />
and failure zone, the inverted-arch tunnel indicated better performance than the<br />
horseshoe tunnel in controlling the floor heave. Therefore, only inverted arch tunnel<br />
was selected to apply additional rock support to the floor as shown in Figure 5. This<br />
resulted in keeping the ro<strong>of</strong> displacement more or less the same around 1.90 cm and<br />
reducing the maximum floor heave and side displacement to 2.04 cm from 3.88 cm,<br />
and 1.78 cm from 2.16 cm, respectively. In addition, the floor rock support resulted<br />
in reducing the maximum distance <strong>of</strong> the failure zone on the floor to 1.5 m from 2.0<br />
m and kept the same parameter to the same values as for the normal rock support
condition for the ro<strong>of</strong> and the sides <strong>of</strong> the excavation. Therefore, by applying the<br />
rock bolts as given in Figure 5 to the inverted-arch tunnel, it was possible to limit all<br />
the displacements around the tunnel excavation to less than 2.05 cm and the<br />
maximum distance <strong>of</strong> the failure zone around the tunnel to less than 1.5 m. Note that<br />
this maximum distance <strong>of</strong> the failure zone is significantly less than the bolt lengths<br />
<strong>of</strong> 2.2 and 2.5 m used in the study. Safety factors <strong>of</strong> 1.87 and 2.80 have been<br />
obtained for the calculated maximum bolt force with respect to the two types <strong>of</strong> bolts<br />
used for the support system. In addition, the numerical predictions were found to<br />
agree well with the deformation monitoring results performed around the tunnel<br />
excavations in the field. Therefore, the inverted-arch tunnel with the rock support<br />
system given in Figure 5 seems to provide sufficient control on the deformation and<br />
failure zone around the tunnel excavation and hence stability for the tunnel to use it<br />
for exploitation <strong>of</strong> coal resources satisfactorily.<br />
ACKNOWLEDGEMENTS<br />
The second author <strong>of</strong> the paper is grateful to the Chinese Scholarship Foundation for<br />
providing a scholarship to conduct the research described in this paper as a Visiting<br />
Research Scholar at the University <strong>of</strong> Arizona. The authors would like to<br />
acknowledge Xiezhuang Coal Mine for providing funding and good quality<br />
laboratory and field data for this research. The help provided by Mr. Lu<strong>of</strong>eng Wang,<br />
working in China Molybdenum Co. Ltd, with respect to this research is very much<br />
appreciated.<br />
REFERENCES<br />
Dong, T., Xie, Y.Y., Zhu, H.L., 2008. Application <strong>of</strong> yield pressure and bolt-grouting in s<strong>of</strong>t rock<br />
roadway, J. Min. Saf. Eng. 25(1): 41-45.<br />
FLAC3D (Fast Lagrangian Analysis Continua in 3dimensions), 2002. Version 2.1, Itasca Consulting<br />
Group, Minneapolis, Minnesota, USA.<br />
Han, L.J., Chen, X.W., Li, F., 1998. Test <strong>of</strong> ro<strong>of</strong> bolting and grouting in a roadway in s<strong>of</strong>t rock<br />
under dynamic pressure, J. China Coal. Soc. 3 (3): 241-245.<br />
He, M.C., 2004. Present situation and prospect <strong>of</strong> rock mechanics in deep mining engineering, In:<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 8 th Chinese Conference on Rock Mechanics and Engineering, Edited by<br />
Chinese Society for Rock Mechanics and Engineering, Beijing, Science Press, 88-94.<br />
He, M.C., Yang, J., Qi, G., 2007. Optimized design and its application <strong>of</strong> coupling support for s<strong>of</strong>t<br />
rock roadway at great depth, J. Liaoning Tech. Univ. 26(1): 40-42.<br />
Hoek, E., Kaiser, P.K., Bawden, W.F., 1995. Support <strong>of</strong> Underground Excavations in Hard Rock,<br />
Balkema, Rotterdam, 215p.<br />
Kulatilake, P.H.S.W., Park, J., Um. J., 2004. Estimation <strong>of</strong> rock mass strength and deformability in<br />
3-D for a 30m cube at a depth <strong>of</strong> 485m at Äspö Hard Rock Laboratory, Sweden, Int. Jour. <strong>of</strong><br />
Geotech. and Geological Engg. 22(3): 313-330.<br />
Liu, Q.S., Zhang, H. 2003. Study on stability and support <strong>of</strong> rock masses surrounding deep coalmine<br />
roadway, Chin. J. Rock Mech. Eng. 22(S1): 2195-2220.<br />
Li, S.Q., Feng, T., Wang, C.L., 2005. Study on mechanism and control <strong>of</strong> s<strong>of</strong>t rock roadway floor<br />
heave in Gequan coal mine, Chin, J. Rock Mech. Eng. 24(8): 1450-1455.<br />
60
Kang, H.P., Lu, S.L., 1991. An analysis on the mechanism <strong>of</strong> roadway floor heave, Chin. J. Rock<br />
Mech. Eng. 10(4): 362-373.<br />
Niu, X.L., Fu, Z.L., Gao, Y.F., 2007. Grouting reinforcement test <strong>of</strong> surrounding rocks and stability<br />
controlling <strong>of</strong> roadways, J. Min. Saf. Eng. 24 (4): 439-443.<br />
Wang, L.F., Jiang, F.X., Yu, Z.X., 2009. Similar material simulation experiment on destressing<br />
effects <strong>of</strong> the deep thick coal seam with high burst liability after mining upper and lower<br />
protective seams, Chin. J. <strong>of</strong> Geotech. Eng. 31 (3): 442-446.<br />
Windsor, C.R., Thompson, A.G., 1993. Rock reinforcement-technology, testing, design and<br />
evaluation. In: J.A. Hudson, Editor, Comprehensive Rock Engineering, Principles, Practice &<br />
Projects Vol. 4, Pergamon Press, Oxford, UK, 451-484.<br />
Xie, H.P., Chen, Z.H., Wang, J.C., 1999. Three-dimensional numerical analysis <strong>of</strong> deformation and<br />
failure during top coal caving, Int. J. Rock Mech. Min. Sci. 36(5): 651-658.<br />
Yasitli, N.E., Unver, B. 2005. 3-D numerical modeling <strong>of</strong> longwall mining with top-coal caving, Int.<br />
J. Rock Mech. Min. Sci. 42(2): 219-235.<br />
61
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
ROCK FAILURE CRITERION FOR COAL BASIN ROCKS<br />
KÖMÜR HAVZASI KAYAÇLARI İÇİN KAYA YENİLME KRİTERİ<br />
Kourosh Shahriar *<br />
Department <strong>of</strong> Mining and Metallurgical Engineering, Amirkabir University <strong>of</strong><br />
Technology, Tehran, Iran<br />
Navid Hosseini<br />
Department <strong>of</strong> Mining Engineering, Islamic Azad University - South Tehran Branch,<br />
Tehran, Iran<br />
ABSTRACT Coal basin rocks have different individual geo-mechanical properties. This makes<br />
accurate prediction <strong>of</strong> the mechanical behavior using conventional rock failure criteria difficult or<br />
even impossible. In this paper, the application <strong>of</strong> conventional rock failure criteria for mechanical<br />
behavior and mechanisms <strong>of</strong> failure <strong>of</strong> these rocks are studied. Tri-axial compressive test data is<br />
then introduced; this is a new local rock failure criterion based on mechanical behavior <strong>of</strong> coal basin<br />
rocks. Using uncertainty statistical criterion, the accuracy and efficiency <strong>of</strong> this new local rock<br />
failure criterion are compared with other rock failure criteria. The results show that although<br />
determination <strong>of</strong> constants <strong>of</strong> this new criterion have some limits, it allows for a more precise<br />
prediction <strong>of</strong> the mechanical behavior <strong>of</strong> coal basin rocks when compared with other rock failure<br />
criteria. Prediction <strong>of</strong> this new criterion that is particularly developed for coal basin rocks is not<br />
only more than other criteria but also can be used for any rock engineering design in coal mines.<br />
ÖZET <strong>Kömür</strong> havzası kayaçları farklı joemekanik özelliklere sahiptir. Bu da mekanik davranışın<br />
geleneksel yenilme kriterleri ile tahminini ya çok zor ya da olanaksız hale getirmektedir. Bu<br />
makalede mekanik davranış için geleneksel kaya yenilme mekanizması uygulaması ve bu kayaların<br />
yenilme mekanizmaları incelenmiştir. Daha sonra üç eksenli basınç test verisi verilmiştir.<br />
Belirsizlik istatistik kriterini kullanarak bu yeni bölgesel kaya yenilme kriterinin verimliliği ve<br />
doğruluğu diğer kaya yenilme kriterleri ile karşılaştırılmıştır. Bu yeni kriter için sabitlerin<br />
tanımlanmasında bazı sınırlamalar olsa da sonuçlar kömür havzası kayaçlarının mekanik<br />
davranışlarının diğer kaya yenilme kriterlerine göre daha hassas tahminine olanak sağlamaktadır.<br />
Özellikle kömür havzası kayaçları için geliştirilen bu yeni kriterin tahmini sadece başka bir kaya<br />
yenilme kriteri değil aynı zamanda kömür ocaklarında herhangi bir kaya mühendisliği için<br />
kullanılabilmektedir.<br />
* k.shahriar@aut.ac.ir<br />
63
1 INTRODUCTION<br />
Knowledge <strong>of</strong> general behavior <strong>of</strong> rock mass, strength, and failure process play an<br />
important role in engineering design <strong>of</strong> access tunnels, galleries, entry tunnels, and<br />
other underground excavations (Edelbro, 2003). The research and study <strong>of</strong> rock<br />
strength started approximately 50 years ago (Goodman, 1989); however, the<br />
mechanism <strong>of</strong> rock failure is still unclear (Jaeger et al., 2007). The analysis <strong>of</strong> rock<br />
mass behavior is complicated due to deformation, along with discontinuities and<br />
failure <strong>of</strong> rock medium (Hosseini et al., 2010). Usually the process <strong>of</strong> mechanical<br />
rock mass behavior based on structure characteristics and the intact rock mechanical<br />
properties is controlled (Afrouz, 1992). Commonly, the surrounding rocks <strong>of</strong> coal<br />
mines, which are called coal basin rocks, have an individual mechanical behavior. In<br />
other words, their response under loading is different than other rocks (Oraee et al.,<br />
2008). In this study, the mechanical behavior <strong>of</strong> coal basin rocks is compared with<br />
the prediction <strong>of</strong> conventional rock failure criteria and the confidence level <strong>of</strong> results<br />
<strong>of</strong> rock failure criteria are studied. For this purpose, firstly a dataset has been created<br />
with data collected from several coal mines (Hosseini et al., 2010). Secondly, the<br />
curve <strong>of</strong> the equation for each rock failure criteria has been fitted on these data. Rock<br />
failure criteria used in this study include Hobbes, Murrel, Bodonyi, Hoek-Brown, and<br />
Bieniawski (Table 1).<br />
Table 1. Rock failure criteria (Singh and Goel, 1999; Sheorey, 1997; Hoek et al., 2002).<br />
Failure equation Originator(s)<br />
f<br />
1 c <br />
3 F 3<br />
Hobbs (1964)<br />
b<br />
c a 1 3<br />
Murrel (1965)<br />
a<br />
Bodonyi (1970)<br />
1<br />
c <br />
3<br />
2<br />
( m S<br />
) Hoek and Brown (1980)<br />
1 3<br />
c 3 c<br />
1<br />
<br />
a b<br />
Bieniawski (1974), Yudhbir et al. (1983)<br />
<br />
c<br />
3 <br />
( )<br />
c<br />
where, 1 is the major principal stress; 3 is the minor principal stress; c is the<br />
uniaxial compressive strength; and F , f , a , b , m , S and are constants.<br />
In order to evaluate the rock failure criteria, the first step, based on laboratory data<br />
(Hosseini et al., 2010), is estimating the constant parameters <strong>of</strong> each criteria.<br />
Secondly, the curve <strong>of</strong> equation <strong>of</strong> each rock failure criteria has been drawn using<br />
Curve Fitting toolbox <strong>of</strong> MATLAB s<strong>of</strong>tware (MATLAB, 2011) fitting on dataset and<br />
statistical parameters, such as correlation coefficient (R 2 ), adjusted correlation<br />
coefficient, root mean square error (RMSE), and sum <strong>of</strong> squares total (SST), are<br />
calculated (Bird, 2003). The reliability <strong>of</strong> rock failure criteria in prediction <strong>of</strong><br />
mechanical behavior <strong>of</strong> coal basin rocks will be determined after studying these<br />
statistical parameters.<br />
64
2 EVALUATION OF ROCK FAILURE CRITERIA<br />
To evaluate the rock failure criteria, the constants <strong>of</strong> each rock failure criteria are first<br />
determined (Hosseini et al., 2010), and then the equations <strong>of</strong> failure criteria are fitted<br />
on the data <strong>of</strong> coal basin rock. Furthermore, the upper and lower prediction bounds<br />
are drawn for each rock failure criteria equation with a precision <strong>of</strong> 95%. Figures 1 to<br />
5 show the state <strong>of</strong> each criterion with 95% precision and real data <strong>of</strong> coal basin rock<br />
failure. As can be seen in the figures and due to the properties <strong>of</strong> coal basin rock<br />
(Brady and Brown, 2004), the behaviors <strong>of</strong> all rock failure criteria are almost similar.<br />
The statistical parameters <strong>of</strong> fitting rock failure criteria, including R-square, adjusted<br />
R-square, SSE, and RMSE, are shown in Table 2.<br />
Figure 1. The curve <strong>of</strong> Hobbs with 95% prediction bounds and real data.<br />
Figure 2. The curve <strong>of</strong> Murrel with 95% prediction bounds and real data.<br />
65
Figure 3. The curve <strong>of</strong> Bodonyi with 95% prediction bounds and real data.<br />
Figure 4. The curve <strong>of</strong> Hoek-Brown with 95% prediction bounds and real data.<br />
Figure 5. The curve <strong>of</strong> Bieniawski with 95% prediction bounds and real data.<br />
66
Table 2. The statistical parameters <strong>of</strong> rock failure criteria fitting.<br />
Rock Failure<br />
Criteria<br />
Statistical<br />
Properties<br />
Hobbs Murrel Bodonyi Hoek-Brown Bieniawski<br />
SSE 1159 1411 1590 1370 754.2<br />
R-square 0.815 0.7748 0.7461 0.7813 0.8796<br />
Adjusted R-square 0.7885 0.7426 0.7098 0.7085 0.8624<br />
RMSE 12.87 14.2 15.07 15.11 10.38<br />
According to Table 2, the Bieniawski rock failure criterion has the most versatility,<br />
followed by Hobbes, Hoek-Brown, Murrel, and Bodonyi. However, due to the<br />
properties <strong>of</strong> laboratory data, suitable parameters are achieved with the correlation<br />
coefficient being higher, as was expected. Therefore, a study to present a suitable<br />
criterion was developed. For this purpose, the least square approximation method<br />
(LSA) is used.<br />
3 LEAST SQUARE APPROXIMATION METHOD<br />
An ideal fitting method would be one that is not only unambiguous but also deviation<br />
points from the curve at a minimum (Bird, 2003). Deviation is determined by<br />
measuring the distance <strong>of</strong> the points from the curve. Generally, the minimizing <strong>of</strong> the<br />
sum <strong>of</strong> deviations method is not an appropriate approach (Bird, 2003). Furthermore,<br />
the method that minimizes the sum <strong>of</strong> the absolute values <strong>of</strong> errors is not usually<br />
used, because it results in errors so large that it may remove data (Bird, 2003). A<br />
common approach is minimizing the sum <strong>of</strong> the least square errors which is known as<br />
the least square method that was developed by Gauss in 1794 (Hosseini et al., 2010;<br />
Bird, 2003).<br />
In this method, a unique result is created for each dataset. Moreover, it is matched<br />
with the maximum likelihood estimate (MLE) law in statistical science. The slope<br />
and point <strong>of</strong> interception line created by the least square method has the same<br />
properties as the MLE method line, and this shows that the measurement errors have<br />
a normal distribution and that the standard deviation <strong>of</strong> all data is fixed (Bird, 2003).<br />
However, the data in this study (which is the result <strong>of</strong> mechanical laboratory tests <strong>of</strong><br />
coal basin rock) is not linear (Hosseini et al., 2010). Thus, it is necessary to use a<br />
polynomial that has a degree that is greater than one fitted on these data.<br />
4 DETERMINATION OF THE DEGREE OF POLYNOMIAL<br />
Generally, it seems that the higher the degree <strong>of</strong> polynomial is, the higher the<br />
possibility that the deviation <strong>of</strong> the points from the curve will be decreased (Bird,<br />
2003). Let n be the polynomial degree and N be the number <strong>of</strong> pair data points.<br />
Match-curve is obtained when n is equal to N – 1 (Bird, 2003). The assumption in<br />
67
this case is that in for each value <strong>of</strong> x there only exists one value for y in the data. In<br />
this way the degree <strong>of</strong> polynomial based on statistical studies is determined. For this<br />
purpose, the degree <strong>of</strong> polynomial is statistically significant as there will be an<br />
increase in the reduction <strong>of</strong> the diffraction. Diffraction <strong>of</strong> a polynomial is calculated<br />
using Equation 1 below (Bird, 2003):<br />
2<br />
e 2<br />
i<br />
(1)<br />
<br />
1<br />
N n<br />
where 2<br />
e i is the sum <strong>of</strong> square errors.<br />
The analysis <strong>of</strong> this equation shows that when the degree <strong>of</strong> the polynomial is<br />
increased, the numerator and the sum <strong>of</strong> square deviation <strong>of</strong> points from the curve are<br />
decreased; therefore, the denominator causes the detraction to increase while passing<br />
the optimum degree. The correlation coefficient is increased with the degree <strong>of</strong><br />
polynomial to the extent that it becomes close to one; however, the number <strong>of</strong><br />
unknowns increases in this case. Thus, the measurement errors caused by each <strong>of</strong> the<br />
unknowns can reduce the amount <strong>of</strong> the equation optimality. Also, the changes in<br />
percentage <strong>of</strong> diffraction for a quadratic polynomial are more than other degree, and a<br />
quadratic polynomial will be up to three unknowns. Therefore, it is appropriate<br />
propose the new rock failure criterion as a quadratic polynomial (Hosseini et al.,<br />
2010).<br />
5 THE NEW LOCAL ROCK FAILURE CRITERION<br />
Based on this study, the best curve that is fitted on the data <strong>of</strong> coal basin rock<br />
(Hosseini et al., 2010) is a quadratic polynomial. The curve <strong>of</strong> this equation is shown<br />
in Figure 6.<br />
Figure 6. The fitting <strong>of</strong> new rock failure criterion.<br />
68
The upper and lower prediction bounds are <strong>of</strong> 95% precision. Furthermore, the<br />
statistical parameters <strong>of</strong> this fitting are shown in Table 3.<br />
Table 3. The statistical parameters <strong>of</strong> new rock failure criterion fitting.<br />
Parameter Value<br />
SSE 307.8<br />
R-square 0.9509<br />
Adjusted R-square 0.9345<br />
RMSE 7.162<br />
As can be seen, the new local rock failure criterion for predicting the state <strong>of</strong> coal<br />
basin rock is more suitable than other rock failure criteria. On the other hand, the<br />
equation <strong>of</strong> this criterion has only three unknowns. Therefore the effect <strong>of</strong> errors (due<br />
to an estimation <strong>of</strong> the unknown parameters) in the confidence level <strong>of</strong> the new<br />
failure criterion will be decreased. Furthermore, the mathematical equation <strong>of</strong> this<br />
failure criterion is simple. The initial form <strong>of</strong> new rock failure criterion for coal basin<br />
rock is shown in Equation 2.<br />
2<br />
a b<br />
c<br />
(2)<br />
1 3 3<br />
where 1 and 3 are the major and minor principal stresses respectively, and a , b and<br />
c are the constant parameters that are determined based on the mechanical properties<br />
<strong>of</strong> rock mass. In fact, a parameter is a function <strong>of</strong> uniaxial compressive strength, b<br />
parameter is related to the rock mass structure, and c parameter is a constant value.<br />
Using this criterion is easy because it is a simple mathematical equation. However, to<br />
accurately estimate the constant parameters, the establishment <strong>of</strong> larger dataset <strong>of</strong><br />
mechanical properties <strong>of</strong> coal basin rock is necessary. Based on available data in new<br />
rock failure criterion, a is -0.187 with range changes <strong>of</strong> -0.342 to -0.032; b is 7.38<br />
with range changes <strong>of</strong> 4.00 to 10.75; and c is 27.03 with range changes <strong>of</strong> 13.74 to<br />
40.33. These values are calculated by using the Curve Fitting toolbox <strong>of</strong> MATLAB<br />
s<strong>of</strong>tware, based on best fitting curve.<br />
6 CONCLUSION<br />
In this paper, various rock failure criteria for predicting the mechanical behavior <strong>of</strong><br />
rocks was presented. However, due to individual behavioral characteristics <strong>of</strong> coal<br />
basin rock, the results <strong>of</strong> conventional rock failure criteria usually do not match with<br />
the response <strong>of</strong> coal basin rocks. This situation is demonstrated by fitting the curve <strong>of</strong><br />
conventional rock failure criteria on coal basin rock data. However, the new rock<br />
failure criterion was developed specifically for coal basin rocks and predicts the<br />
behavior <strong>of</strong> coal basin rock with a high confidence. Furthermore, this criterion is<br />
69
eliable and user-friendly. The statistical parameters <strong>of</strong> fitting and upper and lower<br />
prediction bounds show that the results <strong>of</strong> the new failure criterion for coal basin rock<br />
are more favorable than other criteria. Therefore, the new failure criterion is more<br />
appropriate to use when compared to other criteria.<br />
REFERENCES<br />
Afrouz A. A. (1992). Practical handbook <strong>of</strong> rock mass classification systems and modes <strong>of</strong> ground<br />
failure. Boca Raton, FL: CRC Press. 195 p.<br />
Bird J. (2003). Engineering mathematics. Elsevier Science. 531 p.<br />
Brady B. H. G., Brown E. T. (2004). Rock mechanics for underground mining. London: George<br />
Allen & Unwin. 628 p.<br />
Edelbro C. (2003). Rock Mass Strength. Technical report Luleå University <strong>of</strong> Technology, 2003:16.<br />
Department <strong>of</strong> Civil and Mining Engineering, Division <strong>of</strong> Rock Mechanics. 160 p.<br />
Goodman R. (1989). Introduction to rock mechanics: 2nd edition. New York: John Wiley and Sons.<br />
562 p.<br />
Hoek E., Carranza-Torres C., Corkum B. (2002). Hoek-Brown failure criterion – 2002 edition. In:<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the NARMS-TAC Conference.<br />
(http://www.rocscience.com/hoek/references/H2002.pdf) (access date, April 2012)<br />
Hosseini N., Tafazolizadeh P., Taji M., Shirinabadi R., Lazemi H., Dehkordi M. (2010).<br />
Determination <strong>of</strong> rock mass strength based on traditional rock failure criteria. Technical<br />
Reports. Islamic Azad University, South Tehran Branch. 126 p.<br />
Jaeger J. C., Cook N. G. W., Zimmerman R. W. (2007). Fundamentals <strong>of</strong> Rock Mechanics. 4th ed.<br />
Blackwell Publishing. 475 p.<br />
MATLAB 7.11.0.584_2010b User Manual, (2011), Help and demos, for MATLAB reference, curve<br />
fitting toolbox. (http://www.mathworks.com/access/helpdesk/help/pdf_doc/curvefit/curvefit.pdf)<br />
(access date, April 2012)<br />
Oraee K., Hosseini N., Gholinejad M. (2008). 3D Strain-S<strong>of</strong>tening Modeling <strong>of</strong> Coal Pillars in a<br />
Deep Longwall Mine. In: <strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 17th International Symposium on Mine Planning<br />
and Equipment Selection (MPES08). Beijing, China. 761–767.<br />
Sheorey P. R. (1997). Empirical rock failure criteria. Rotterdam, Netherlands: A. A. Balkema. 200<br />
p.<br />
Singh B., Goel R. K. (1999). Rock mass classification — a practical approach in civil engineering.<br />
Netherlands: Elsevier. 267 p.<br />
70
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
PERMEABILITY TESTING OF BULLI SEAM COAL<br />
UNDER TRIAXIAL CONDITION<br />
BULLI DAMARI KÖMÜRÜNÜN ÜÇ EKSENLİ KOŞULDA<br />
PERMEABİLİTE TESTİ<br />
Lei Zhang<br />
University <strong>of</strong> Wollongong, Wollongong, Australia<br />
Naj Aziz * , Ting Ren, Jan Nemcik and Zhongwei Wang<br />
University <strong>of</strong> Wollongong, Wollongong, Australia<br />
ABSTRACT Permeability refers to the ability <strong>of</strong> coal to transmit gas when a pressure or<br />
concentration gradient exists across it. The permeability <strong>of</strong> coal is dependent upon factors that<br />
include effective stress, gas pressure, water content, disturbance associated with drilling and matrix<br />
swelling/shrinkage due to adsorption/desorption. A programme <strong>of</strong> laboratory tests were conducted<br />
on coal samples from the Bulli seam for evaluating the permeability and drainability <strong>of</strong> coal. Two<br />
different types <strong>of</strong> permeability apparatus were used in this study. The methods <strong>of</strong> permeability<br />
testing <strong>of</strong> coal under different triaxial conditions are discussed. Permeability testing <strong>of</strong> the Bulli<br />
seam coal sample with N2 is described as an example in this study. The laboratory test results were<br />
found to be in agreement with the calculated permeability values.<br />
ÖZET Permeabilite, kömürün yapısı boyunca bir basınç ya da konsantrasyon değişimi mevcut<br />
olduğunda gazı iletme yeteneğidir. <strong>Kömür</strong>ün permeabilitesi efektif gerilim, gaz basıncı, su içeriği,<br />
delme kaynaklı rahatsızlıklar ve adsorpsiyon/desorpsiyon nedeniyle matris şişme/küçülmesini<br />
içeren faktörlere bağlıdır. Bu çalışmada, kömür örneklerinin permeabilitesi ve drene edilebilirliğini<br />
değerlendirmek için Bulli damarı kömür örneklerine ait laboratuvar deneyleri gerçekleştirilmiştir.<br />
Bu çalışmada iki farklı permeabilite aparatı kullanılmıştır. <strong>Kömür</strong>ün permeabilitesinin farklı üç<br />
eksenli koşullardaki yöntemleri tartışılmıştır. Bu çalışmada örnek olarak Bulli damarı kömür<br />
önreklerinin N2 ile permeabilite testi tanıtılmıştır. LAboratuvar deney seonuçları hesaplanan<br />
permeabilite değerleri ile uyumlu bulunmuştur.<br />
* naj@ uow.edu.au<br />
71
1 INTRODUCTION<br />
Permeability is considered by many researchers to have a significant impact on a coal<br />
seam’s ability to produce gas (Jones et al., 1982; Osisanya and Schaffitzel, 1996;<br />
Zutshi and Harpalani, 2005 and Lamarre, 2007). Permeability, which is closely<br />
related to the coal fabric (i.e. cleat spacing and aperture width), varies significantly as<br />
fluid pressure changes during coal seam gas production (Cui and Busten, 2006).<br />
Permeability has a strong effect on the gas production pr<strong>of</strong>ile and gas well<br />
performance.<br />
Permeability measurement results, tested in small coal samples in laboratory<br />
conditions, have been shown to be different from in situ measured values. Testing at<br />
Leichhardt Colliery, Gray (1982) found that, the measured core sample permeability<br />
was less than 5 mD, whereas the bulk permeability was found to be in the order <strong>of</strong><br />
200 mD, along the cleat. This clearly indicates that more research is needed to focus<br />
on the accuracy <strong>of</strong> different measuring methods and the relationship between the<br />
laboratory permeability results and in situ coal permeability result.<br />
A number <strong>of</strong> different permeability testing apparatus have been reported. They are<br />
basically triaxial cells, which simulate the in situ conditions. Some apparatus consists<br />
<strong>of</strong> a conventional triaxial cell, modified to provide gas inlet and exist ports through<br />
the upper and lower platens, Harpalani and Schraufnagel (1990), while others are<br />
more elaborate in design, such as those reported by Lingard et al. (1984), Lama<br />
(1995), Gillies et al. (1995) and Nakahima et al. (1995). The mode <strong>of</strong> permeability<br />
testing, using these different apparatus however, can vary with respect to the way and<br />
role <strong>of</strong> the confinement pressure application.<br />
A recent study by Black (2012) examining factors contributing to effective drainage<br />
<strong>of</strong> gas from coal found significant lack <strong>of</strong> information or insufficient level <strong>of</strong> data on<br />
coal permeability in comparison to other parameters such as gas content estimation<br />
and proximate analysis values. Black’s study was based on studies <strong>of</strong> data collected<br />
from more than ten mines in Australia. Difficulties associated with permeability<br />
determination in the laboratory or in the field experimentation, are mainly due to the<br />
fact that both the laboratory and field tests raise concerns about the test method. The<br />
laboratory tests are generally carried out on competent core samples, not truly<br />
representative <strong>of</strong> the real in situ condition, while field tests, though yielding<br />
representative results, intrude on a mine’s operation and production.<br />
In order to obtain representative permeability values with respect to effective gas<br />
drainage from the difficult to drain zone and permit a better understanding <strong>of</strong> the<br />
potential gas recovery through nitrogen injection and displacement process, a<br />
laboratory permeability testing programme was initiated by the gas research group <strong>of</strong><br />
the University <strong>of</strong> Wollongong. The programme consisted <strong>of</strong> duplicate testing <strong>of</strong> coal<br />
using two different permeability testing apparatus.<br />
72
Both tests were carried out under triaxial test conditions. The first permeability<br />
testing method was carried out using a Multi Function Outburst Research Rig<br />
(MFORR) which was previously reported by Lama (1995), Aziz and Li (1999) and<br />
Farhang (2005). In this test, the sample was enclosed in a triaxial gas chamber. The<br />
coal sample was subjected directly to gas as the confining pressure. The pressured<br />
gas was made to filter through the coal sample while it is being loaded axially. A<br />
centrally drilled hole in the coal sample allowed the gas to flow out <strong>of</strong> the chamber in<br />
a controlled manner. The second permeability testing apparatus used in this study,<br />
was a high pressure triaxial cell, initially built for determining the relative<br />
permeability <strong>of</strong> coal measure rocks under two-phase flow conditions (Indraratna and<br />
Haque, 1999; Jasinge et al., 2011; Perera et al., 2011). Both methods <strong>of</strong> testing and<br />
the results obtained are the subject <strong>of</strong> discussion in this paper.<br />
2 COAL PERMEABILITY TEST WITH MULTI FUNCTION OUTBURST<br />
RESEARCH RIG (MFORR)<br />
2.1 Apparatus<br />
The Multi function Outburst Research Rig (MFORR) shown in Figure 1, was used to<br />
study the permeability <strong>of</strong> coal from parallel to its stratification. MFORR comprises a<br />
number <strong>of</strong> components which can be utilised for permeability testing with the<br />
confining pressure being provided by the applied gas pressure which filters through<br />
the coal being tested. As a multifunction apparatus the MFORR has various<br />
components:<br />
The main apparatus support frame<br />
A precision drill<br />
A high pressure chamber which has a load cell for measuring the load applied<br />
to the samples <strong>of</strong> coal<br />
A pressure transducer for measuring the pressure inside the chamber<br />
Flow meters for measuring the gas flow rate<br />
Two strain gauges for measuring the vertical and horizontal strains <strong>of</strong> the coal<br />
sample<br />
A universal socket for loading a sample <strong>of</strong> coal vertically into the gas pressure<br />
chamber<br />
A gas chromatograph (GC)<br />
A data acquisition system<br />
73
(a)<br />
Figure 1. Multi-function outburst research rig (MFORR)<br />
2.2 Coal sample preparation<br />
Prior to coring, a lump <strong>of</strong> coal sample from a local mine operating the Bulli seam <strong>of</strong><br />
Sydney Basis, <strong>of</strong> NSW, was cast in concrete to form a uniform block for easy coring.<br />
A set <strong>of</strong> standard core samples with a dimension <strong>of</strong> 54 mm in diameter and 50 mm in<br />
height were bored out <strong>of</strong> the coal block. A 2 mm diameter hole was drilled in the<br />
middle <strong>of</strong> the cored coal sample to measure the permeability <strong>of</strong> this apparatus. Prior<br />
to testing, both parallel ends <strong>of</strong> the prepared coal specimen were sealed with an<br />
adhesive, 1 mm thick, rubber layer to ensure effective gas flow along radius in the<br />
coal. Figure 2 shows the snapshot <strong>of</strong> the sample.<br />
(a)<br />
Figure 2. Coal samples for permeability test with MFORR.<br />
74<br />
(b)<br />
(b)
2.3 Testing procedure<br />
The procedure adopted for permeability test consisted <strong>of</strong> each sample being first<br />
mounted in the pressure chamber. The chamber was then sealed, the system then<br />
evacuated to remove air and subsequently repressurised to a predetermined level and<br />
maintained steady at that level. N2 gas was then allowed to permeate the coal sample<br />
and flow out through the central hole which is shown in Figure 1b. The released gas<br />
from the coal flows through a measuring system, consisting <strong>of</strong> a vacuum pressure<br />
sensor and a line <strong>of</strong> gas flowmeters <strong>of</strong> 0-2 L/min and 0-15 L/min measurement ranges<br />
respectively.<br />
The test sequence was followed in steps <strong>of</strong> varying vertical stress <strong>of</strong> 1, 2, 3 and 4<br />
MPa. For each selected vertical loading, confining gas pressures, varying between 0.2<br />
MPa to 3 MPa were applied. The load cell, flowmeters, pressure transducer and strain<br />
gauges were connected to a PC through a data logger for data collection.<br />
2.4 Testing results and analysis<br />
The permeability <strong>of</strong> the coal sample was calculated using the following Darcy’s<br />
equation:<br />
Where K is the permeability <strong>of</strong> coal, µ is the viscosity <strong>of</strong> gas, Q is the flow rate <strong>of</strong><br />
gas, L is the height <strong>of</strong> the sample, ro and ri are the external radius and internal radius<br />
<strong>of</strong> sample, P1 and P2 are absolute gas pressure inside and outside <strong>of</strong> chamber,<br />
respectively.<br />
Figure 3 shows the permeability test result with MFORR apparatus, which is being<br />
pressurised by N2 gas, at different applied vertical stress levels. For each <strong>of</strong> the<br />
vertical stress level, the coal sample permeability decreases with increasing gas<br />
pressure and at higher gas pressure, coal permeability stays stable and changes very<br />
little, under different vertical stresses. The test results show that the permeability<br />
values stay below 2 mD when the applied confining gas pressures became greater<br />
than 0.5 MPa.<br />
Figure 4 shows coal strain behaviour in the MFORR permeability test. Test results<br />
show that the degree <strong>of</strong> strain, both axially and laterally, is influenced by the level <strong>of</strong><br />
pressure that sample being subjected to under triaxial environment. There is an<br />
increased compaction <strong>of</strong> the coal layers parallel to bedding with increased vertical<br />
stress due to applied axial loads perpendicular to layering. The degree <strong>of</strong> axial<br />
shrinkage has increased with increasing axial stress as demonstrated in Figure 4a.<br />
Also, the level <strong>of</strong> vertical or axial strain reduction has reduced with the increase in<br />
the applied lateral gas confining pressure. The level <strong>of</strong> lateral/horizontal strain was<br />
75<br />
(1)
affected by the level <strong>of</strong> the applied axial load as well as the confining gas pressure,<br />
this time in reverse order. That is, at high vertical stress <strong>of</strong> 4 MPa, the confining<br />
lateral stress was the greatest, while the least applied axial stress contributed to<br />
increased maximum lateral strain. Also and irrespective <strong>of</strong> the level <strong>of</strong> the axial stress<br />
the horizontal stain levels tapered <strong>of</strong>f gradually with gradual increase <strong>of</strong> the applied<br />
confining gas pressure as demonstrate in Figure 4b.<br />
These results clearly demonstrate the coal sample undergoing negative volumetric<br />
changes or shrinkage with increased confinement pressures axially and laterally, and<br />
that the degree <strong>of</strong> the volumetric changes will be dependent on the level <strong>of</strong> the<br />
applied axial and lateral pressures or stresses.<br />
Figure 3. Coal permeability test result with MFORR.<br />
(a)<br />
Figure 4. Coal strain behaviour in the permeability test with MFORR.<br />
76<br />
(b)
3 TRIAXIAL PERMEABILITY STUDY WITH TRIAXIAL COMPRESSION<br />
APPARATUS<br />
3.1 Apparatus<br />
The setup <strong>of</strong> the triaxial compression apparatus is shown in Figure 5. This apparatus,<br />
which can be utilised in normal triaxial permeability test <strong>of</strong> coal, comprises a number<br />
<strong>of</strong> components, including:<br />
A main apparatus loading system for holding and loading the pressure cell<br />
High pressure cell for holding the coal sample in triaxial permeability test<br />
A axial loading and measuring device<br />
Oil pump for generating and maintaining the confining pressure applied to the<br />
coal sample<br />
A pressure transducer for measuring the pressure inside the cell<br />
A pressure transducer for measuring the pore pressure<br />
Flow meters for measuring the gas flow rate<br />
A data acquisition system<br />
(a)<br />
Figure 5 – Triaxial compression apparatus.<br />
In this apparatus, the cell pressure is controlled manually by a hydraulic jack and a<br />
pressure transducer, which is mounted on the cell to ensure the required confining<br />
pressure. As the cell is made <strong>of</strong> high-yield steel it can withstand a maximum pressure<br />
<strong>of</strong> 150 MPa with a safety factor <strong>of</strong> two. The cell is capable <strong>of</strong> carrying out high<br />
confining pressure tests, making it suitable to simulate a high in situ stress<br />
environment in coal measure rocks. The axial load is applied by a servo-controlled<br />
compression testing machine with the maximum force <strong>of</strong> 250 kN.<br />
77<br />
(b)
3.2 Coal sample preparation<br />
The standard core samples with dimension <strong>of</strong> 54 mm in diameter and 100 mm in<br />
height were drilled from the same lump coal sample as the MFORR permeability test<br />
samples, which were also typical Bulli seam coal samples. Figure 6 shows the<br />
snapshot <strong>of</strong> the sample.<br />
3.3 Testing procedure<br />
The procedure for conducting each test consisted <strong>of</strong> the sample being correctly<br />
installed inside a membrane, the specimen was placed into the high pressure cell<br />
where a small axial load was applied firstly to keep it stable; then oil was pumped<br />
into the cell until the cell was filled with oil with both the axial load and confining<br />
pressure applied at predesigned values. Subsequently N2 gas pressure was applied at a<br />
predetermined level and N2 gas flowed through the coal sample from bottom to top,<br />
which was shown in Figure 5b. The released gas from the coal flowed through a<br />
monitoring system consisting <strong>of</strong> gas flowmeters with 0-2 L/min and 0-15 L/min<br />
measurement ranges.<br />
(a)<br />
Figure 6. Coal samples for triaxial permeability test with triaxial compression<br />
apparatus.<br />
The test sequence was followed in steps, with different vertical stresses <strong>of</strong> 3, 4, 6 and<br />
8 MPa respectively. The gas pressure was charged initially at 0.2 MPa then increased<br />
gradually to higher pressure in steps reaching a maximum <strong>of</strong> 3 MPa. The load cell,<br />
flowmeters, a pressure transducer were all connected to a PC through a data logger<br />
for data collection.<br />
3.4 Testing results and analysis<br />
The permeability <strong>of</strong> the sample was calculated using the following Darcy’s equation:<br />
78<br />
(b)
Where K is the permeability <strong>of</strong> coal, µ is viscosity <strong>of</strong> gas, Q is the flow rate <strong>of</strong> gas, L<br />
is the length <strong>of</strong> the sample, A is the cross section <strong>of</strong> specimen, P1 and P2 are the inlet<br />
and outlet absolute gas pressure, respectively.<br />
Figure 7 shows the triaxial permeability test results with N2 at different vertical<br />
stresses. Tests with a vertical stress <strong>of</strong> 3, 4, 6 and 8 MPa were examined. For each <strong>of</strong><br />
the vertical stress, two horizontal stresses were examined, coal sample permeability<br />
decreased with the increasing gas pressure.<br />
(a)<br />
(c)<br />
Figure 7. Coal triaxial permeability test with a certain vertical stress.<br />
As shown in Figure 7, at higher gas pressures, coal permeability stayed constant, a<br />
similar trend as with the permeability test with MFORR. At each vertical stress, coal<br />
permeability test decreases with the increasing horizontal stress.<br />
79<br />
(b)<br />
(d)<br />
(2)
Figure 8 shows the triaxial permeability test results at a various horizontal stresses.<br />
Tests at horizontal stresses <strong>of</strong> 4 and 5 MPa are analysed in this study. At each <strong>of</strong> the<br />
horizontal stresses, coal sample permeability decreases with increasing vertical stress.<br />
It can be observed from the tests that the permeability values are well below 2 mD<br />
under the triaxial test conditions.<br />
(a)<br />
(b)<br />
Figure 8. Coal triaxial permeability test with a certain horizontal stress.<br />
4 MFORR PERMEABILITY AND TRIAXIAL PERMEABILITY TEST<br />
RESULTS COMPARISON<br />
Figure 9 shows a comparison <strong>of</strong> the permeability results between the MFORR and<br />
triaxial tests various vertical stresses. Although the results show some significant<br />
difference in permeability values at lower confining gas pressure because <strong>of</strong> the<br />
relatively low confining pressure <strong>of</strong> MFORR test, the permeability converges to a<br />
steady level below 2 mD under high triaxial stress conditions, portraying the near<br />
in situ conditions <strong>of</strong> the Bulli seam. No significant mathematical difference between<br />
the two different types <strong>of</strong> testing apparatus and calculation method were evident.<br />
(a)<br />
(b)<br />
Figure 9. MFORR permeability and triaxial permeability test results comparison.<br />
80
Similar results are confirmed with the other studies; Hayes (1982) reported that the<br />
Bulli seam coal permeability was considerably less than 1 mD. Lingard et al. (1984)<br />
reported permeability <strong>of</strong> Australian coals from Appin, West Cliff and Leichhardt<br />
collieries that varied from less than 0.1 mD to 100 mD. Recently the Bulli seam coal<br />
permeability was measured using a combination <strong>of</strong> injection / fall<strong>of</strong>f and step-rate<br />
testing methods (Jackson, 2004) and the results from 31 locations <strong>of</strong> the Bulli seam at<br />
West Cliff Colliery (Fredericks, 2008 and Black, 2012) showrd the average in situ<br />
permeability <strong>of</strong> coal as 2.2 mD, with the range extending from a low <strong>of</strong> 0.005 mD to<br />
a high <strong>of</strong> 5.8 mD.<br />
5 CONCLUSIONS<br />
Permeability testing with the MFORR show that coal permeability decreases with<br />
increasing gas pressure. At higher gas pressures, coal permeability stays stable and<br />
changes little with changes in under differing operating range vertical stress<br />
conditions <strong>of</strong> the MFORR.<br />
Strain gauge results from the MFORR test clearly demonstrate the coal sample<br />
underwent negative volumetric changes or shrinkage with increased confinement<br />
pressures axially and laterally. The degree <strong>of</strong> the volumetric changes is found to be<br />
dependent on the level <strong>of</strong> the applied axial and lateral pressures or stresses.<br />
Permeability testing using the high pressure conventional Triaxial Compression<br />
Apparatus can be used to study the relationship between axial and confining stress,<br />
gas pressure and coal permeability under triaxial condition. Coal sample permeability<br />
decreased with the increasing gas pressure. At higher gas pressures, coal permeability<br />
stays constant, a similar trend as with the permeability test with MFORR.<br />
Under Triaxial Compression Apparatus, at each vertical stress, coal permeability<br />
decreases with the increasing horizontal stress. However, coal permeability decreases<br />
with the increasing vertical stress.<br />
There is no significant mathematical difference between the two types <strong>of</strong> testing<br />
apparatus and calculation methods. Both permeability test results are comparable and<br />
tally’s well with the Bulli coal seam tests result calculation from in situ condition. A<br />
permeability <strong>of</strong>
REFERENCES<br />
Aziz, N and Li-Ming, W, 1999. The effect <strong>of</strong> sorbed gas on the strength <strong>of</strong> coal – an experimental<br />
study. Geotechnical and Geological Engineering 17(3) (Honary eds: Indraratna and Aziz) , pp<br />
387-402.<br />
Black, D., 2012. Factors affecting the drainage <strong>of</strong> gas from coal and methods to improve drainage<br />
effectiveness. PhD thesis (University <strong>of</strong> Wollongong).<br />
<br />
Cui, X and Busten, R, 2006. Controls <strong>of</strong> coal fabric on coalbed gas production and compositional<br />
shift in both field production and canister desorption tests, SPE Journal, pp 111-119. (SPE-<br />
89035).<br />
Farhang, S, 2005. Improving coal mine safety by identifying factors that influence the sudden<br />
release <strong>of</strong> gases in outburst prone zones. PhD thesis (University <strong>of</strong> Wollongong).<br />
Fredericks, L, 2008. Bulli seam permeability data files – 2003 to 2006, BHP Billiton Illawarra Coal<br />
Exploration – Confidential Test Reports.<br />
Gillies, A D S, Gray, I and Ham, B, 1995. Measurement <strong>of</strong> coal permeability using large samples.<br />
International Symposium-CUM-Workshop on Management and Control <strong>of</strong> High Gas Emissions<br />
and Outbursts in Underground Coal Mines, Wollongong, NSW, Australia,317-322<br />
< http://www.uow.edu.au/eng/outburst/pdfs/C3079%20Final%20Report.pdf><br />
Gray, I, 1982. A study <strong>of</strong> seam gas drainage in Queensland, in <strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the Symposium on<br />
Seam Gas Drainage with Particular Reference to the Working Seam, (ed: A J Hargraves),<br />
Australasian Institute <strong>of</strong> Mining and Metallurgy – Illawarra Branch, University <strong>of</strong> Wollongong,<br />
Wollongong, Australia, 11-14 May, pp 218-231.<br />
Harpalani, S. and Schraufnagel, R. A., 1990. Shrinkage <strong>of</strong> coal matrix with release <strong>of</strong> gas and its<br />
impact on permeability <strong>of</strong> coal, Fuel, Vol. 69, pp. 551–556.<br />
Hayes, P J, 1982. Factors affecting gas release from the working seam, in <strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the seam<br />
gas drainage with particular reference to the working seam, organised by the Aus IMM –<br />
Illawarra branch, University <strong>of</strong> Wollongong, May (Edit. A J Hargraves), pp 62-69,<br />
<br />
Indraratna, B and Haque, A, 1999. Triaxial equipment for measuring the permeability nd strength <strong>of</strong><br />
intact and fractured rocks, Geoptechnique 49, pp 515-521.<br />
Jackson, M, 2004. Permeability testing procedure, BHP Billiton Illawarra Coal Exploration / Coal<br />
Bed Methane, Internal Operating Procedure, document reference - CBM-12-010.<br />
Jasinge, D.,Ranjith, P. G.,Choi, S. K., 2011. Effects <strong>of</strong> effective stress changes on permeability <strong>of</strong><br />
Latrobe valley brown coal. Fuel 90(3), 1292-1300.<br />
Jones, A H, Ahmed, U, Abou-Sayed, A S, Mahyera, A and Sakashita, B, 1982. Fractured vertical<br />
wells versus horizontal boreholes for methane drainage in advance <strong>of</strong> mining U.S. coals, in<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the Symposium on Seam Gas Drainage with Particular Reference to the Working<br />
Seam, (ed: A J Hargraves), Australasian Institute <strong>of</strong> Mining and Metallurgy – Illawarra Branch,<br />
University <strong>of</strong> Wollongong, Wollongong, Australia, pp 172-201.<br />
Lamarre, R A, 2007. Downhole geomechanical analysis <strong>of</strong> critical desorption pressure and gas<br />
content for carbonaceous reservoirs, SPE Annual Technical Workshop on Coalbed Methane,<br />
Society <strong>of</strong> Petroleum Engineers, Durango, Colorado, 31p. (SPE-111091).<br />
Lama, R. D., 1995. Effect <strong>of</strong> stress, gas pressure and vacuum on permeability <strong>of</strong> bulli coal samples.<br />
International Symposium-CUM-Workshop on Management and Control <strong>of</strong> High Gas Emissions<br />
and Outbursts in Underground Coal Mines, Wollongong, NSW, Australia, 293-301.<br />
Lama, R. D., 1995. Effect <strong>of</strong> stress, gas pressure and vacuum on permeability <strong>of</strong> bulli coal samples.<br />
International Symposium-CUM-Workshop on Management and Control <strong>of</strong> High Gas Emissions<br />
and Outbursts in Underground Coal Mines, Wollongong, NSW, Australia, 293-301.<br />
< http://www.uow.edu.au/eng/outburst/pdfs/C3079%20Final%20Report.pdf><br />
Lingard, P S, Phillips, H R, Doig, I D, 1984. Laboratory studies <strong>of</strong> sorption characteristics and<br />
permeability <strong>of</strong> triaxially stressed samples. Proceeding 3 rd Int. cong. on mine ventilation,<br />
Harrogate, pp143-150<br />
Nakajima, I, Asakura, Yang, Q, Omai, T, 1995. Effect<strong>of</strong> earth tempretureon gas permeability <strong>of</strong><br />
stressed coal, International Symposium-CUM-Workshop on Management and Control <strong>of</strong> High<br />
82
Gas Emissions and Outbursts in Underground Coal Mines, Wollongong, NSW, Australia, 2323-<br />
330. < http://www.uow.edu.au/eng/outburst/pdfs/C3079%20Final%20Report.pdf><br />
Osisanya, S A and Schaffitzel, R F, 1996. A review <strong>of</strong> horizontal drilling and completion<br />
techniques for recovery <strong>of</strong> coalbed methane. SPE International Conference on Horizontal Well<br />
Technology, Society <strong>of</strong> Petroleum Engineers, Calgary, Canada, 13p. (SPE-37131).<br />
Perera, M S A,Ranjith, P G,Choi, S K and Airey, D., 2011. The effects <strong>of</strong> sub-critical and supercritical<br />
carbon dioxide adsorption-induced coal matrix swelling on the permeability <strong>of</strong> naturally<br />
fractured black coal. Energy 36(11), 6442-6450.<br />
Zutshi, Z and Harpalani, S, 2005. Gas flow characterization <strong>of</strong> Illinois coal: assessment for recovery<br />
<strong>of</strong> coalbed methane and carbon sequestration potential, in <strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 2005 International<br />
Coalbed Methane Symposium, University <strong>of</strong> Alabama, Tuscaloosa, paper no.0514,10p.<br />
83
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
3D NUMERICAL MODELING FOR PREDICTION OF<br />
FIRST WEIGHTING DISTANCE IN LONGWALL COAL<br />
MINING – A CASE STUDY<br />
UZUN AYAK KÖMÜR MADENCİLİĞİNDE İLK KIRILMA<br />
MESAFESİNİN TAHMİNİ İÇİN 3D NÜMERİK MODELLEME<br />
Kourosh Shahriar <br />
Amirkabir University <strong>of</strong> Technology, Tehran, Iran<br />
Haile Manteghi<br />
Azad University <strong>of</strong> South <strong>of</strong> Tehran Branch, Tehran, Iran<br />
Rahman Torabi<br />
Shahrood University <strong>of</strong> Technology, Shahrood, Iran<br />
ABSTRACT In longwall coal mines, estimation <strong>of</strong> ro<strong>of</strong> strata condition, sequence <strong>of</strong> loading and<br />
supporting requirements are <strong>of</strong> high degree <strong>of</strong> importance and they are directly related to production<br />
and safety. Also, prediction <strong>of</strong> first weighting distance is rather complicated to calculate. Because,<br />
there are a lot <strong>of</strong> parameters which effect caving process, such as ro<strong>of</strong> and floor strata conditions,<br />
thickness <strong>of</strong> immediate ro<strong>of</strong>, excavation geometry and magnitude and direction <strong>of</strong> principles<br />
stresses. In this paper, results <strong>of</strong> 3D numerical modeling <strong>of</strong> the first weighting mechanism by using<br />
the finite difference code at the E1 longwall panel <strong>of</strong> the Parvade1 underground mine<br />
which is located in Tabas area at the central part <strong>of</strong> Iran are presented. The first weighting distance<br />
obtained 10.4 meters. Also, the results <strong>of</strong> numerical modeling have been compared to the analytical<br />
methods such as Peng’s method. The results show good agreement with others.<br />
ÖZET Uzun ayak kömür ocaklarında tavan tabaka durumunun tahmini, yükleme sırası ve tahkimat<br />
gereksinimleri yüksek öneme sahiptir ve bunlar direk olarak üretim ve güvenlik ile ilişkilidir.<br />
Ayrıca, ilk kırılma mesafesinin tahminin hesaplanması karmaşıktır. Çünkü, göçme işlemini<br />
etkileyen tavan ve taban durumu, yalancı tavan yüksekliği, kazı geometrisi ve birincil gerilmelerin<br />
büyüklüğü ve yönü gibi çok parametre bulunmaktadır. Bu makalede, Parvadel yeraltı ocağı E1<br />
panosunda FLAC 3D sonlu farklar kodu ilk kırılma mesafesinin 3D numerik modelleme sonuçları<br />
sunulmuştur. İlk kırılma mesafesi 10,4 m olarak bulunmuştur. Ayrıca, numerik analiz sonuçları<br />
Peng yöntemi gibi analitik yöntemlerle karşılaştırılmıştır. Sonuçlar diğerleri ile uyum göstermiştir.<br />
* K.shahriar@aut.ac.ir<br />
85
1 INTRODUCTION<br />
Longwall is an underground mining method which has a high rate <strong>of</strong> production<br />
capacity and mechanization ability. This mining method, which is appropriately<br />
applied for s<strong>of</strong>t rock flat lying bedded ore bodies, gradually became a widespread<br />
mining method amongst European coal mines at the beginning <strong>of</strong> the 19 th century. It<br />
was then applied in some <strong>of</strong> the U.S. coal mines with the development <strong>of</strong> selfadvancing<br />
support mechanisms in early 1960’s (Oraee, 2001).<br />
Underground coal production around the world using Longwall mining method<br />
doubled during 1990s. The main reasons for this improvement were: the high level <strong>of</strong><br />
mechanization, increased safety, adequate design <strong>of</strong> panels, and well-designed<br />
ventilation systems (Peng, 2006).However, in the recent years, by using the longwall<br />
mining, the coal production is increasing; the main reasons can be highly mechanized<br />
procedure and safety <strong>of</strong> this method. For high safety, perfect ground control and<br />
prediction <strong>of</strong> strata movements around the coal seam, are two essential parameters.<br />
Strata control in longwall mining has been a grey area <strong>of</strong> research since its<br />
introduction in underground coal mining industry worldwide. A reliable prediction <strong>of</strong><br />
the caving behavior <strong>of</strong> strata and its interaction with the ro<strong>of</strong> support helps in<br />
selection <strong>of</strong> sustainable mining parameters and rational capacity <strong>of</strong> supports. It is<br />
prerequisite for developing a reliable support selection tool essential for successful<br />
planning <strong>of</strong> longwall working in a given geo-mining condition.<br />
Theoretical models for prediction <strong>of</strong> main fall (first weighting) and periodic caving<br />
distances are based on plate -beam theory and bending moment approach. A number<br />
<strong>of</strong> empirical models have been developed on the basis <strong>of</strong> either certain concept or<br />
some field experience to assess the caving behavior <strong>of</strong> strata. Some <strong>of</strong> these<br />
approaches suggest ro<strong>of</strong> classifications for qualitative assessment <strong>of</strong> caving behavior.<br />
Some other models propose quantitative relation to predict the span <strong>of</strong> main fall.<br />
Similar relations have been proposed by various researchers to estimate the span <strong>of</strong><br />
periodic caving. A few models give both the options <strong>of</strong> qualitative assessment <strong>of</strong> ro<strong>of</strong><br />
caving and the quantitative assessment <strong>of</strong> caving span (Singh, 2009).<br />
Although application <strong>of</strong> numerical modeling technique for strata control in longwall<br />
workings is not a new topic <strong>of</strong> research, the study has not been done to assess the<br />
strata–support interaction with progressive face advance in most <strong>of</strong> the cases. Most <strong>of</strong><br />
these studies have been done using elastic analysis where simulation <strong>of</strong> face advance<br />
bears no importance. This paper describes a numerical modeling to assess the first<br />
caving <strong>of</strong> strata and the results will be compared with theoretical models and real<br />
results. Then, the performance <strong>of</strong> the numerical model; to assess the acceptability <strong>of</strong><br />
the model for predicting the caving behavior <strong>of</strong> strata in a given strata condition, is<br />
compared with field observations at the E1 longwall panel <strong>of</strong> the Parvade1<br />
underground mine which is located in Tabas area at the central part <strong>of</strong> Iran.<br />
86
Tabas coal region is one <strong>of</strong> the most comprehensive coal resources in Iran. Large<br />
volume <strong>of</strong> the coal reserve and appropriate geometry <strong>of</strong> coal seams in Tabas, have<br />
created the required condition for application <strong>of</strong> Longwall mining method. The most<br />
important coal seam in Tabas region is the C1 with average thickness <strong>of</strong> 1.8 m (6 ft).<br />
In this region Longwall mining method has been applied for just a section <strong>of</strong> the C1<br />
seam. Development and opening <strong>of</strong> the ore body have been carried out through<br />
inclined openings. The width <strong>of</strong> the panels (length <strong>of</strong> the faces) is from 200 to 220 m<br />
(670 to 733 ft), and the length <strong>of</strong> the panels is about 1,000 m (3,330 ft). Longwall<br />
mining is carried out by the retreating method (Oraee, 2010).<br />
2 TABAS UNDERGROUND MINE AND PRODUCTION METHOD<br />
Tabas Underground Mine is a main <strong>of</strong> Iranian Coal Enterprises and is located in the<br />
Tabas District <strong>of</strong> Iran near Tabas city and Khorasan Province (see figure 1). The<br />
Parvade Coalfield lies approximately 85 km south <strong>of</strong> the oasis town <strong>of</strong> Tabas in mid<br />
eastern Iran. It is 402km from Birjand and 369km from Yazd. The total probable coal<br />
(coke) reserve in the Parvade region is approximately 1.2 billion ton. The minable<br />
reserve suitable for underground production is 28 million ton in the Parvade 1 only.<br />
The average calorific value <strong>of</strong> anthracite in Tabas District is 7500 kcal/kg, with<br />
average sulfur content <strong>of</strong> 1.5% (IRITEC, 2003).<br />
Figure 1. Location map <strong>of</strong> Tabas region(IRITEC, 2003).<br />
87
Production started at Parvade Underground Mine in 1995 by traditional methods. A<br />
conventional support system had been used until 2002, and a fully mechanized face<br />
was established in 2006. The average depth below surface is approximately 550 m,<br />
and the 2m thick-coal seam has a slope <strong>of</strong> average 10°. A generalized tratigraphic<br />
column showing the coal seam together with ro<strong>of</strong> and floor strata is presented in<br />
figure 2. Five main geological units named as sandstone, mudstone, silty mudstone,<br />
sandy siltstone and siltstone are present in the mine area.<br />
Figure 2. A generalized stratigraphic column at Parvade coal mine (IRITEC, 2003).<br />
There is a 20–40 cm thick listric mudstone at the ro<strong>of</strong> contact <strong>of</strong> the coal seam<br />
frequently creating instability problems due to its low strength and fractured<br />
characteristics. Therefore, it has been extracted with coal seam. There is a silty<br />
mudstone layer named as 3 just above the listric mudstone layer. The silty mudstone<br />
layer is stronger and thicker than listric mudstone with 7.5 m thickness. There is a<br />
mudstone layer denoted as 5 having an average thickness <strong>of</strong> 1.5m at the floor <strong>of</strong> the<br />
seam. The sandstone layer 6 located at the floor is stronger than the sandy siltstone 2<br />
and siltstone 1. The coal seam numbered 4 contains three 10, 40 and 10 cm thick mud<br />
bands from top to bottom. Physical and mechanical characteristics <strong>of</strong> coal and<br />
surrounding rock are presented in Table 1.<br />
88
Figure 3. Longwall caving method as applied at Parvade underground mine.<br />
Table 1. Physical and mechanical properties <strong>of</strong> coal and surrounding rocks (IRITEC, 2003).<br />
Poisson’s<br />
ratio ν<br />
Modulus<br />
<strong>of</strong><br />
elasticity<br />
E (MPa)<br />
Cohesion<br />
C<br />
(MPa)<br />
Internal<br />
Friction<br />
angle (φ)<br />
Tensile<br />
strength<br />
(MPa)<br />
89<br />
Uniaxial<br />
compressive<br />
strength<br />
(MPa)<br />
Density<br />
(MN/m 3 )<br />
Def.<br />
code<br />
Formation<br />
0.26 2838 1.3 24.12 2.5 37.38 0.027 1 Siltstone<br />
0.25 2987 - - 2.6 73<br />
0.025<br />
2<br />
Sandy<br />
siltstone<br />
0.28 2256 - - 0.3 <strong>18.</strong>8<br />
0.026<br />
3<br />
Silty<br />
mudstone<br />
0.25 316 0.016 15-25 - 6 0.016 4 Coal<br />
0.31 2838 0.94 <strong>18.</strong>62 - 24.82 0.026 5 Mudstone<br />
0.25 5281 8.69 31.75 6.3 72.79 0.027 6 Sandstone<br />
As seen in Figure 4, 27 panels were planned for extraction by means <strong>of</strong> fully mechanized<br />
face. At the time <strong>of</strong> this study, one adjacent longwall panel, namely E1 had been<br />
completed and the production was carried out at the E2 panel. Coal has been produced by<br />
means <strong>of</strong> longwall retreat with the caving production method where a 2m high longwall<br />
face was operated at the floor <strong>of</strong> the coal seam (Figure 3).
Figure 4. A plan view <strong>of</strong> Parvade underground mine(IRITEC, 2003).<br />
3 ASSESSMENT OF MATERIAL PROPERTIES AND ROCK MASS STRENGTH<br />
Proper assessment <strong>of</strong> rock mass strength and modulus values is very important for a<br />
meaningful numerical modeling study <strong>of</strong> caving behavior and support requirements.<br />
Therefore, physical and mechanical properties <strong>of</strong> each geological unit must be properly<br />
determined. In general, intact rock properties are determined by means <strong>of</strong> laboratory<br />
testing. However, there is an important difference between rock material and rock mass<br />
characteristics. It is compulsory to determine representative physical and mechanical<br />
properties <strong>of</strong> the rock mass instead <strong>of</strong> intact rock material. Data regarding the physical and<br />
mechanical properties <strong>of</strong> surrounding rock are given in Table 1.<br />
The laboratory tests were carried out on core samples from exploration drilling. Rock<br />
blocks are taken directly from the mine. The data presented in Table 1 are representative<br />
only <strong>of</strong> rock material. Determination <strong>of</strong> rock mass strength characteristics is rather<br />
difficult. Therefore, it is a common practice to derive rock mass strength from rock<br />
material properties by using various failure criteria. In this study, rock material properties<br />
were converted into rock mass data by using empirical relations widely used in the<br />
literature, e.g. Hoek and Brown failure criterion, Bieniawski’s RMR classification system,<br />
and Geological Strength Index (GSI). Physical and mechanical properties <strong>of</strong> the rock mass<br />
used for numerical modeling by FLAC 3D are presented in Table 2.<br />
90
Table 2. The input parameters regarding rock mass used in numerical modeling<br />
Sandstone Mudstone Coal<br />
Silty<br />
Mudstone<br />
Sandy<br />
Siltstone<br />
Siltstone Rock Definition<br />
6 5 4 3 2 1 Definition code<br />
0.027 0.0263 0.016 0.0268 0.0271 0.0272 Density (MN/m3)<br />
43.52 20.13 15.76 22.17 31.75 27.42 Internal Friction angle (φ)<br />
0.767 0.231 0.084 0.257 0.443 0.357 Cohesion c (MPa)<br />
3548 1995 749 1778 2818 2238<br />
Modulus <strong>of</strong> elasticity E<br />
(MPa)<br />
0.017 0.013 0.002 0.005 0.007 0.012 Tensile strength (MPa)<br />
0.25 0.31 0.25 0.28 0.25 0.25 Poisson’s ratio ν<br />
2365 1750 499 1347 1878 1492 Bulk modulus a (K) (MPa)<br />
1419 761 299 695 1127 895 Shear modulus b (G) (MPa)<br />
1.01<br />
a<br />
K= E/3(1-2 ν)<br />
0.165 0.015 0.114 0.287 0.273<br />
Uniaxial compressive<br />
strength (MPa)<br />
b G= E/2(1+ ν)<br />
4 PREDICTION OF WEIGHTING DISTANCE<br />
4.1 Conventional Method<br />
The analytical methods were developed on the basis <strong>of</strong> mathematical logic by analyzing<br />
the effective parameters on immediate ro<strong>of</strong> such as Pressure arch, Beam theory and<br />
Terzaghi methods. The Peng’s formula (Eq. 2), (Peng 2008) is the most practical<br />
analytical methods available and it is based on determining <strong>of</strong> the quantity <strong>of</strong> immediate<br />
ro<strong>of</strong> (Eq. 1), (Peng 2006).<br />
him = H/(K-1) (1)<br />
Where H is the mining height, him is the thickness <strong>of</strong> the immediate ro<strong>of</strong> or caving height,<br />
and K is the bulking factor <strong>of</strong> the immediate ro<strong>of</strong>. Therefore, according to the quantity <strong>of</strong><br />
immediate ro<strong>of</strong>, the first weighting distance can be determined by:<br />
L =<br />
(2)<br />
Where L is the maximum <strong>of</strong> the allowable length beam or distance <strong>of</strong> the first weighting,<br />
σt is the tensile strength <strong>of</strong> the immediate ro<strong>of</strong>, γ is the density <strong>of</strong> the immediate ro<strong>of</strong> and h<br />
is the thickness <strong>of</strong> the immediate ro<strong>of</strong> (Manteghi, 2011).<br />
91
4.2 NUMERICAL MODELING<br />
4.2.1 Modeling procedure in general<br />
Modeling was carried out with FLAC 3D which is used for stress and deformation analyses<br />
around surface and underground structures opened in both soil and rock. This s<strong>of</strong>tware is<br />
based on the finite difference numerical method with the Lagrangian calculation method.<br />
The Finite Difference method can be better applied to modeling <strong>of</strong> stress distribution<br />
around underground mining excavations in comparison to other numerical techniques.<br />
FLAC 3D is commercially available s<strong>of</strong>tware that is capable <strong>of</strong> modeling in 3D. Modeling<br />
<strong>of</strong> longwall caving is performed in five steps. Steps identified as A, B, C, D and E are<br />
described as follows:<br />
A. Determination <strong>of</strong> boundaries and material properties.<br />
B. Formation <strong>of</strong> the model geometry and meshing. Determination <strong>of</strong> the model behavior.<br />
C. Determination <strong>of</strong> the boundary and initial conditions. Initial running <strong>of</strong> the program<br />
and monitoring <strong>of</strong> the model response.<br />
D. Re-evaluation <strong>of</strong> the model and necessary modifications.<br />
E. Obtaining <strong>of</strong> results.<br />
Model geometry and meshing refer to physical conditions <strong>of</strong> the district to be modeled.<br />
Model behavior is the response <strong>of</strong> a model under a certain loading condition. By means <strong>of</strong><br />
boundary and initial conditions, physical limits <strong>of</strong> the model and original conditions are<br />
explained. Gate roadways, the face and other structures were later created in the form <strong>of</strong><br />
modifications (ITASCA, 1997).<br />
4.2.2 Model geometry and meshing<br />
The E1 longwall panel <strong>of</strong> parvade 1 coal mine with two entry system is modeled using<br />
FLAC 3D s<strong>of</strong>tware. The E1 panel is the first panel that is extracted by using retreating<br />
method. Steps <strong>of</strong> a true scale 3D modeling <strong>of</strong> the E1 longwall panel with FLAC 3D are<br />
given as follows:<br />
1. Face length was 170m at the E1 longwall panel. Therefore, face length was taken as<br />
170m on the +x coordinate axis in the model.<br />
2. The actual panel length was 980 m. However, due to computer running time and<br />
capacity restrictions, the panel length was taken as 120m on the +y coordinate axis in<br />
the model.<br />
3. In accordance with the actual depth below the surface, this value was taken as 200m on<br />
the -z coordinate axis in the model.<br />
4. There was a solid panel called E2 separated by a 26m wide rib pillar.<br />
5. In order to obtain more precise stress distribution results, a smaller mesh size was<br />
selected at regions in the vicinity <strong>of</strong> the production area.<br />
92
6. Cubic and prismatic (brick) elements were used for model construction. The model<br />
was composed <strong>of</strong> 209056 elements and 222557 grid points as shown in figure 5.<br />
Figure 5. Isometric view <strong>of</strong> the model created in FLAC 3D .<br />
4.2.3 First weighting distance modeling<br />
In the retreating longwall working, following the excavating <strong>of</strong> main and tail entry<br />
tunnels, the setup room tunnel will excavated between them approximately 6.1 to 7.3<br />
meters in length (Peng, 2008). When the coal extraction is beginning, the distance<br />
between end <strong>of</strong> power support canopy and wall is almost 1.5 to 2 meters. Therefore, the<br />
first step will be modeling <strong>of</strong> this section (Figure 6.a).<br />
Figure 6. The scheme <strong>of</strong> the setup room (a), Layout for longwall panel modeling (b).<br />
In the initial period, as the mining proceeds, the ro<strong>of</strong> remains intact and the gob is left<br />
open. As the width <strong>of</strong> the gob widens, the immediate ro<strong>of</strong> begins to bend and sag.<br />
Eventually, it separates from the main ro<strong>of</strong> along their bending plane <strong>of</strong> contact. After<br />
that, the immediate ro<strong>of</strong> splits into tow section, both <strong>of</strong> which lose support and fall. Also<br />
the ro<strong>of</strong> pressure reaches the maximum right before this happens. This is the first<br />
93
weighting distance that it has been modeled. The Layout for longwall panel contests <strong>of</strong><br />
various positions <strong>of</strong> the face line is presented in Figure 6.b.<br />
4.2.4 Stress distribution around the longwall face<br />
The model that was made <strong>of</strong> only solid rock mass not including any openings inside was<br />
solved until a state <strong>of</strong> equilibrium was reached. After this stage, the model was ready for<br />
inclusions <strong>of</strong> underground mine structures such as roadways and the longwall panel. At<br />
first, the main gate and tailgate <strong>of</strong> the E1 panel were formed in the model with their actual<br />
dimensions <strong>of</strong> 4.5m in width and 3.5m in height. The location <strong>of</strong> the main gate and<br />
tailgate, together with the rib pillar between the E1 panel and the E2 new working panel<br />
and the face are presented in figure 12. In the mine, main gate and tailgate were supported<br />
by means <strong>of</strong> wire mesh - strap - rock bolt system and then a frame <strong>of</strong> joists. However, it<br />
was possible to add such a support type in the model prepared by using FLAC 3D .<br />
Therefore, it was found convenient to represent supporting. According to the panel length<br />
which was taken as 120m on the +y coordinate axis in the model, the tail gate and main<br />
gate have been excavated and supported at the 30 sections. After the formation <strong>of</strong> the main<br />
gate and tailgate, the longwall face was formed. Face dimensions were 2m in height and<br />
7.2m in width.<br />
5 PRESENTATION OF MODELING RESULTS<br />
As a result <strong>of</strong> modeling study depending on face advance, stress and displacement<br />
distributions were found for various conditions. Horizontal stress distribution on the x-<br />
and y-axes and vertical stress distribution on the z-axis are presented in figure 13 after a<br />
face advance <strong>of</strong> 10.4m from the face start line.<br />
Horizontal stresses were found at the both ends in the order <strong>of</strong> 4.18MPa in the x direction<br />
and 2.10MPa in the y direction. Vertical stress was found to be maximums at 7m in front<br />
<strong>of</strong> the face in the order <strong>of</strong> 7.62MPa in the z direction. The results revealed that z, x and y<br />
directions corresponded to maximum, intermediate and minimum principal stress<br />
directions, respectively.<br />
For estimation <strong>of</strong> the vertical load variations on the coal production area with increase in<br />
the area width, before the first weighting occurs, Pressure arch, Beam theory and Terzaghi<br />
methods were employed. Figure 14 presents the distribution <strong>of</strong> vertical loads above the<br />
face at various distances toward the direction <strong>of</strong> advance from the face line, such as 1.6,<br />
3.2, 4.8, 6.4, 8, 9.6 and 10.4m. According to the curves in the figure 14, pressure arch and<br />
beam theory methods show good agreement with each other. Also, in the Terzaghi<br />
method, vertical load on the tunnel is more than other methods.<br />
94
Figure 7. Distribution <strong>of</strong> horizontal (x- and y-direction) and vertical (z-direction) stresses<br />
around longwall panel.<br />
Figure 8. Vertical load variations on the working area with increase in area width before<br />
the first weighting.<br />
95
As shown in figure 9, the state <strong>of</strong> displacement distribution has been shown on the z-axis.<br />
In this figure red and blue colors indicate the highest and lowest rate <strong>of</strong> displacement,<br />
respectively. As expected, the displacement progress increases with face width advancing<br />
and expand toward its center (Figure 10).<br />
Figure 9. Distribution <strong>of</strong> z displacement on a longitudinal section through the centre.<br />
Figure 10. Displacement progress increases with face width advancing and expand<br />
toward its center.<br />
96
6 CONCLUSIONS<br />
In this study, 3D modeling <strong>of</strong> the first weighting distance with the longwall caving method<br />
applied at the E1 panel <strong>of</strong> the Parvade1 Underground Mine was carried out by FLAC 3D .<br />
For realistic modeling, material properties were derived for the rock mass from laboratory<br />
data by using Mohr- Coulomb failure criterion, the RMR and GSI systems together with<br />
empirical equations. Results <strong>of</strong> this modeling study revealed that the first weighting<br />
distance was found 10.4 m. Also the first weighting distance obtained 9.6 meters by using<br />
analytical method. On the other hand, according to the site observations, the first<br />
weighting distance has been reported 12 meters. Comparison <strong>of</strong> the results obtained from<br />
numerical approach, analytical calculations and observed data show good agreement.<br />
From the point <strong>of</strong> view <strong>of</strong> forces affecting the production area, the vertical load on the area<br />
based on pressure arch, beam theory and Terzaghi methods were compared with each<br />
other. All these three methods show a consistent increase in the pressure with increasing<br />
the coal face advance before the first weighting occurs. Pressure arch and beam theory<br />
methods show better agreement in comparison with the Terzaghi method.<br />
REFERENCES<br />
Oraee, K. (2001). Underground Coal Mining. Polytechnic University Press, Tehran, Iran.<br />
Peng, S.S. (2006). Longwall Mining, 2nd Edition. Published by Society for Mining, Metallurgy, and<br />
Exploration, Inc. (SME).<br />
Singh G.S.P. and Singh U.K. (2009). A numerical modeling approach for assessment <strong>of</strong> progressive<br />
caving <strong>of</strong> strata and performance <strong>of</strong> hydraulic powered support in longwall workings. Compute<br />
Geotech.<br />
Oraee, K., Oraee, B. and Bangian, A. (2010). Design Optimization <strong>of</strong> Longwall Chain Pillars.<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 29th International Conference on Ground Control in Mining, Morgantown, WV.<br />
IRITEC. (2003). Tabas Coal Mine Project, Detailed Engineering Report, volume 1, Underground Mine<br />
Revision A.<br />
Peng, S.S. (2008). Coal Mine Ground Control, 2 nd .ed, West Virginia University.<br />
Peng, S.S. and Chiang H.S. (2006). Longwall mining, John Wiley and Sons.<br />
H. Manteghi, K. Shahriar and R. Torabi, (2012). Numerical modelling for estimation <strong>of</strong> first weighting<br />
distance in longwall coal mining – A case study, 12th Coal Operators' Conference, University <strong>of</strong><br />
Wollongong & the Australasian Institute <strong>of</strong> Mining and Metallurgy, 60-68.<br />
ITASCA. (1997). User manual for FLAC 3D , version. 2.0. Minnesota: Itasca Consulting Group Inc.<br />
97
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
MODELLING OF AIRFLOW AND DESIGN OF DUST<br />
SUPPRESSION ABOVE AN UNDERGROUND BIN<br />
BİR YERALTI SİLOSU ÜZERİNDE HAVA AKIŞI VE TOZ<br />
BASTIRMA MODELLEMESI<br />
Zhongwei Wang *<br />
University <strong>of</strong> Wollongong, Wollongong, Australia<br />
Ting Ren 1 , Brian Plush 1 , Graeme Cooper 2 and Lei Zhang 1<br />
1 University <strong>of</strong> Wollongong, Wollongong, Australia<br />
2 Tecpro Australia, Sydney, Australia<br />
ABSTRACT Management <strong>of</strong> dust in underground coal mines remains to be a challenging issue for<br />
mine operators. The absence <strong>of</strong> fundamental understanding <strong>of</strong> airflow patterns makes the<br />
development <strong>of</strong> dust mitigation strategy more difficult. With the use <strong>of</strong> Computational Fluid<br />
Dynamic (CFD) technique, a detailed air flow and dust dispersion characteristics can be understood<br />
to allow the design <strong>of</strong> more effective dust mitigation measures. This paper presents a case study <strong>of</strong> a<br />
dust control project in an underground coal mine in Australia. CFD models were developed to<br />
simulate the airflow patterns as well as the dust dispersion patterns above an underground bin.<br />
Based on data collected from the mine site, a three dimensional CFD model representing the key<br />
structures <strong>of</strong> the roadway and sizer above the belt bin was constructed and meshed with 1.43<br />
million tetrahedron elements. Modelling results indicate that airflow was highly turbulent in areas<br />
around the sizer above the bin in the roadway, and the respirable dust particles from the sizer and<br />
the bin would disperse widely and contaminate the intake airflow in the belt roadway under current<br />
field ventilation condition. Modelling results show that it would be more effective to install a dust<br />
suppression system just over the drop bin to intercept the respirable dust before they become<br />
airborne into the roadway. The new design <strong>of</strong> the dust suppression strategy was incorporated into<br />
the model and a good suppression effect was also predicted. A new dust suppression system was<br />
designed and implemented at the mine site. Field survey indicated that a respirable dust reduction<br />
up to 44% has been achieved.<br />
ÖZET Bu çalışma Avustralya’daki bir yeraltı ocağındaki toz kontrol projesi ile ilgili vaka<br />
sunumunu içermektedir. Hava akışı ve toz bastırma desenlerini sümüle etmek için CFD modelleri<br />
geliştirilmiştir.Ocaktan toplanan veriler ışığında, taban yolu ve bant silosu üzeri boyutlandırıcının<br />
kilit yapılarını temsil eden bit 3 boyutlu CFD model kurulmuş ve 1.43 milyon tetrahedron elent ile<br />
meşleştirilmiştir.Modelleme sonuçları taban yolundaki bant silosu üzerindeki boyutlandırıcının<br />
etrafında havanın turbulanslı olduğunu, ve boyutlandırıcıdan kaynaklı solunabilir toz partiküllerinin<br />
havaya karıştığını ve giriş havasınaı kirlettiğini göstermektedir. Modelleme sonuçları bir toz<br />
bastırma sisteminin yerleştirilmesinin daha etkil isonuç vereceğini göstermiştir. Buna bağlı olarak<br />
yeni bir toz bastırma sistemi tasarlanmış ve uygulanmıştır. Arazi ölçümleri %44’lük bir toz<br />
azalmasının olduğunu göstermiştir.<br />
* zw702@uowmail.edu.au<br />
99
1 INTRODUCTION<br />
Management <strong>of</strong> dust has become a challenging issue for mine operators. The<br />
complicated underground environment and the absence <strong>of</strong> fundamental understanding<br />
on the dust flow behaviour make the dust mitigation in the underground workings<br />
more difficult. Though the use <strong>of</strong> shearer clearer system or shearer scrubbers<br />
mounted on the shearer has achieved encouraging dust mitigation effect in the<br />
longwall face (Ren, et al., 2007), these equipment are not applicable to the<br />
underground bin belt due to the specific configurations in terms <strong>of</strong> ventilation and<br />
coal transfer system within the roadway.<br />
Underground bin is an important coal transfer point in the entire coal transport<br />
system, where a large amount <strong>of</strong> dust particles can be generated, and if not managed<br />
properly, they can contaminate fresh ventilation air and lead to health and safety<br />
problems. Figure 1 illustrates the layout and dimension <strong>of</strong> the belt roadway and the<br />
bin. It can be seen that fresh airflow comes from an inbye intake and from the<br />
bottom <strong>of</strong> the bin under the sizer, it then travels against the direction <strong>of</strong> coal transport<br />
<strong>of</strong> the belt to working areas in the mine. It has been observed that significant amount<br />
<strong>of</strong> dusts can be generated during production shifts when the coal was dumped on the<br />
sizer and subsequently dropped into the underground bin. This dust clouds then<br />
disperse into the belt roadway during the dropping process <strong>of</strong> coal as air flows in<br />
from the bottom <strong>of</strong> bin, thus causing contamination to the intake air.<br />
6000<br />
3600<br />
Belt conveyor<br />
1700<br />
Belt conveyor<br />
Coal transport<br />
Coal transport<br />
3000<br />
Airflow<br />
Feed chute arrangement Sizer in operational position<br />
Head pulley<br />
Discharge chute arrangement<br />
10000<br />
Side view<br />
Plan view<br />
Figure 1. Layout <strong>of</strong> the bin belt roadway.<br />
100<br />
Airflow<br />
Bin<br />
10169<br />
Sizer in maintenance position<br />
Track<br />
Airflow<br />
Airflow
Understanding the airflow patterns and dust flow behaviour in the ambient <strong>of</strong> the bin<br />
are essential for the development <strong>of</strong> efficient dust suppression strategy.<br />
Computational Fluid Dynamic (CFD) modelling technique has been proved to be an<br />
efficient tool to simulate the fluid flow in a variety <strong>of</strong> industries, ranging from<br />
aerospace, vehicle design to environmental engineering. CFD modelling technique<br />
has been successfully used in mining engineering in dealing with the gas, dust and<br />
spontaneous combustion related issues (Ren, et al., 2002; 2010; 2011; Balusu, et al.,<br />
2002; Yuan, et al., 2006; 2007). This paper presented the use <strong>of</strong> CFD models to<br />
investigate the air and dust flow behaviour in the domain around the underground bin<br />
at an Australian underground coal mine. Based on the CFD results, a new dust<br />
suppression strategy has been designed and installed with excellent dust mitigation<br />
performance.<br />
2 DEVELOPMENT OF THE CFD MODELS<br />
Based on field data, a full scale model representing the key structures <strong>of</strong> the<br />
underground bin, including the sizer and belt conveyors, was developed using<br />
ANSYS 13 Workbench. Figure 2 is a snapshot <strong>of</strong> the model. The model also<br />
incorporated two rows <strong>of</strong> sprays mounted to the beam on the top <strong>of</strong> the bin and<br />
another two rows <strong>of</strong> sprays on the ro<strong>of</strong> <strong>of</strong> belt roadway for dust suppression purpose.<br />
The model was meshed using the tetrahedron method with 1.43 million elements due<br />
to the complex geometry (as shown in Figure 2c); boundary selections were set in the<br />
meshing process to allow the definition <strong>of</strong> boundary conditions in the next stage.<br />
3 BASE MODEL RESULTS AND VALIDATION<br />
As an important step <strong>of</strong> numerical simulation, base model results must be validated<br />
against data obtained from field measurements before accepting the model result and<br />
conducting parametric studies, and for this model, the distribution <strong>of</strong> airflow velocity<br />
within the domain was monitored and used for validation <strong>of</strong> base models.<br />
Ventilation survey conducted in field showed that the average velocity at a cross<br />
section <strong>of</strong> 6 m outbye the bin in the belt roadway was about 1.7 m/s. The predicted air<br />
velocity distribution on that cross section is illustrated in Figure 3 where it can be<br />
observed that the monitored data agreed well with the predicted result. Meanwhile,<br />
highly turbulent area was detected in the ambient <strong>of</strong> the red point shown in Figure 4<br />
where the measured air velocity was 0.5 m/s under that point and nearly zero above<br />
it. Figure 5 shows the velocity vectors at the two special surfaces, and it can be seen<br />
that the model predicted highly turbulent area agreed well with the area identified by<br />
field ventilation survey.<br />
Therefore, the comparison <strong>of</strong> model result and field data demonstrated that the model<br />
can be used to investigate the air and dust flow behaviour in the underground bin belt.<br />
101
Outlet<br />
Outlet<br />
Outlet<br />
Belt conveyor<br />
Sprays<br />
Sprays<br />
Plan view <strong>of</strong> the model<br />
Belt conveyor<br />
Belt roadway<br />
(b) 3Dview <strong>of</strong> the model<br />
Computation grid <strong>of</strong> the model<br />
Figure 2. Overview <strong>of</strong> model.<br />
102<br />
Inlet 2<br />
Sizer<br />
Sizer<br />
Track<br />
Sizer<br />
Bin<br />
Track<br />
Inlet 1<br />
Inlet 1<br />
Track<br />
Inlet 1
3600 mm<br />
Belt<br />
Figure 3. Air velocity distribution on the cross section 6 m outbye the bin.<br />
Figure 4. Typical airflow circulation area identified from ventilation survey.<br />
2 m<br />
1.1 m<br />
2 m<br />
(a) Ventilation velocity vectors at 1.1 m above floor (left)<br />
(b) Ventilation velocity vectors on the cross-section close to the fence (right)<br />
Figure 5. Ventilation velocity vectors distribution at selected cross-sections<br />
4 AIR AND DUST FLOW PATTERNS<br />
A good understanding <strong>of</strong> air flow patterns plays an important role in the development<br />
<strong>of</strong> effective dust suppression strategy. As it can be seen from field survey and model<br />
results that air flow patterns (velocity magnitude and directions) change significantly<br />
in areas around the bin belt. Figure 6 describes the velocity distribution on different<br />
cross-sections. It can be seen from the modelling results that most <strong>of</strong> the intake air<br />
from the bottom <strong>of</strong> the bin flows towards the belt roadway, while small portion <strong>of</strong> the<br />
103<br />
Belt<br />
6000 mm<br />
1.1 m<br />
Velocity (m/s)<br />
Velocity (m/s)<br />
3600 mm
air travels towards the opposite direction - the retreating position for the sizer where<br />
it meets the fresh air from another intake (inlet 1) on the right side, as a result, a zone<br />
<strong>of</strong> flow circulation is generated in this area. Figure 7 provides a snapshot <strong>of</strong> airflow<br />
pathlines starting from A-A cross section where the generation <strong>of</strong> swirl/whirlpool is<br />
shown.<br />
The main source <strong>of</strong> dust in this case will be the dropping <strong>of</strong> coal from the belt. In this<br />
model, a cluster <strong>of</strong> respirable dust particles (particle sizes between 1~10 μm) were<br />
‘released’ at different depth under the sizer. The dispersion <strong>of</strong> particles in the airflow<br />
was tracked by using the stochastic tracking (random walk) model, which includes<br />
the effect <strong>of</strong> instantaneous turbulent velocity fluctuations on the particle trajectories<br />
through the use <strong>of</strong> stochastic methods. Figure 8 illustrates the tracking <strong>of</strong> respirable<br />
dust particles in the model generated from the surface 1.5 m under the sizer. As the<br />
flow <strong>of</strong> dust particles is highly dependent on the airflow patterns, most dust particles<br />
follow the main airflow and travels towards the belt roadway, while limited number<br />
<strong>of</strong> dust particles flow to the other side when they rise up from the bin and after a<br />
roundabout travel they finally join the main flow, as shown in Figure 8. It is also<br />
observed in Figure 8 that the dust particles will disperse widely in the belt roadway<br />
and appear at various elevations above floor, contributing to the high dust<br />
contamination <strong>of</strong> intake air in the belt roadway.<br />
5 DESIGN OF DUST SUPPRESSION STRATEGY<br />
As a general dust suppression strategy, water sprays are commonly used in coal<br />
mines. However, to capture the respirable dust, special nozzles which can produce<br />
fine droplets (10 μm on average) are required as previous study on respirable dust<br />
capture showed that water droplets with similar size to the diameter <strong>of</strong> respirable dust<br />
can achieve a good attaching effect. If the size <strong>of</strong> droplets is much greater than the<br />
size <strong>of</strong> dust particles, little or no contact would occur between the droplets and dust<br />
particles (Joshi, 2009). Good dust mitigation results have been achieved in several<br />
Australian underground coal mines with the use <strong>of</strong> water mist sprays. As can be seen<br />
from the above model results, dust particles start to disperse from the bin then travels<br />
with the airflow to the belt roadway, therefore, the dust mitigation method should be<br />
aiming at suppressing as much dust particles as possible in the bin before they<br />
become airborne in the belt roadway. In this study, the CFD model was used to<br />
simulate the installation <strong>of</strong> two rows <strong>of</strong> water mist based sprays mounted to the<br />
beams on top <strong>of</strong> the bin for the first dust suppression strategy, and as the second<br />
strategy, two rows <strong>of</strong> sprays on the ro<strong>of</strong> <strong>of</strong> belt roadway, to intercept those particles<br />
escaped from the bin. Figure 9 shows the dust mitigation effect using the sprays. It<br />
can be seen that the water mist generated from the top <strong>of</strong> bin can form a cover for the<br />
bin which is capable <strong>of</strong> intercepting respirable particles, and sprays mounted to the<br />
ro<strong>of</strong> work like a mist curtain filtering the dust-laden air and remove the respirable<br />
dust particles.<br />
104
Velocity (m/s)<br />
Velocity (m/s)<br />
Velocity (m/s)<br />
Velocity contour<br />
Velocity vector<br />
(a) Velocity distribution at 2 m above floor<br />
Velocity contour<br />
Velocity vector<br />
(b) Velocity distribution at the surface 3 m above floor<br />
(c) Velocity distribution across the sizer<br />
Figure 6. Velocity vector distributions around the underground bin.<br />
105<br />
Velocity contour<br />
Velocity vector
Figure 7. Pathlines <strong>of</strong> airflow start from A-A cross section.<br />
(a) Plan view<br />
(a) (b) 3D view<br />
Figure 8. Tracks <strong>of</strong> respirable dust released 1.5 m under the sizer<br />
106
(a) Tracks <strong>of</strong> water mist produced from sprays mounted on the top <strong>of</strong> bin (upper: plan view; lower:<br />
3D view)<br />
(b) Dust mitigation using sprays mounted to the ro<strong>of</strong> <strong>of</strong> belt roadway<br />
Figure 9. The use <strong>of</strong> water mist based venturi sprays for dust mitigation.<br />
107
6 FIELD APPLICATION<br />
With the understanding <strong>of</strong> airflow patterns and dust dispersion characteristics by CFD<br />
modelling, a new dust suppression dropper consisting <strong>of</strong> a group <strong>of</strong> water sprays was<br />
designed and subsequently mounted over the top <strong>of</strong> the underground bin. Field survey<br />
was conducted at the mine site when the longwall face and headings were in normal<br />
production on 24 th August and 11 th November <strong>of</strong> 2011 respectively. The ‘TSI Dust<br />
Trak 2’ Aerosol Monitor was used for measuring the dust exposure levels along the<br />
belt roadway. The monitored result is given in Table 1, demonstrating a 40-44% <strong>of</strong><br />
respirable dust reduction effect around the bin has been achieved after the application<br />
<strong>of</strong> the newly designed dust mitigation strategy.<br />
Table 1 Comparison <strong>of</strong> the dust exposure level with and without water-mist sprays<br />
Location<br />
Without sprays<br />
(mg/m 3 )<br />
108<br />
With sprays<br />
(mg/m 3 )<br />
Reduction<br />
rate<br />
Adjacent to 007 belt structure at top <strong>of</strong><br />
MT01 drift<br />
7.5 4.46 41%<br />
Adjacent to 030 belt structure 5.9 3.45 42%<br />
Adjacent to 060 belt structure 5.07 2.85 44%<br />
Adjacent to 090 belt structure 4.78 2.82 41%<br />
Adjacent to 109 belt structure. 4.7 3.41 27%<br />
Between Magnet and LTU 4.35 3.01 31%<br />
14CT Splicing Station 2.65 2.06 22%<br />
Between 19 and 20 C/T 1.81 1.06 41%<br />
10 m outbye 2nd Tripper 51 C/T 0.69 0.41 41%<br />
7 CONCLUSIONS<br />
To develop an effective dust suppression strategy in the underground bin, CFD model<br />
was built aimed at understanding the air and dust flow patterns in the domain, after<br />
which the model was validated using field ventilation data. Turbulent flow was<br />
observed around the maintain position for the sizer, this is mainly due to the layout <strong>of</strong><br />
field equipment and ventilation system. Modelling results show that most <strong>of</strong> the dust<br />
particles generated during the dropping <strong>of</strong> coal from belt to the bin will flow with the<br />
intake airflow and disperse widely in the roadway, causing significant air<br />
contaminations. A new design <strong>of</strong> dust suppression strategy based upon CFD<br />
modelling and field observations was designed and installed above the underground<br />
bin. Dust reduction efficiency up to 44 % has been confirmed by field dust<br />
monitoring survey.<br />
REFERENCES<br />
Balusu, R., Deguchi, G., Holland, R., Moreby, R., Xue, S., Wendt, M. and Mallett, C., 2002. Goaf<br />
gas flow mechanics and development <strong>of</strong> gas and Sponcom control strategies at a highly gassy
mine, Coal and Safety, No.20, 35-45.<br />
Joshi, M., 2009. Failure Of Dust Suppression Systems At Coal Handling Plants Of Thermal Power<br />
Stations - A Case Study. http://www.plant-maintenance.com/articles/dust_suppression.pdf. (March,<br />
2012).<br />
Ren, T. X. and Edwards, J.S., 2002. Goaf gas modeling techniques to maximize methane capture<br />
from surface gob wells. Mine Ventilation: 279-286.<br />
Ren, T. and Balusu, R., 2007. Dust control technology development for longwall faces - Shearer<br />
Scrubber Development, ACARP project C14036.<br />
Ren, T. and Balusu, R., 2010. The use <strong>of</strong> CDF modelling as a tool for solving mining health and<br />
safety problems. in <strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> 10th Underground Coal Operators’ Conference (Eds: N Aziz<br />
and J Nemcik), 11 - 12 February 2010, Wollongong, Australia. pp 339-349.<br />
Ren, T., Cooper, G. and Yarlagadda, S., 2011. Development <strong>of</strong> a Water-mist Based Venturi System<br />
for Dust Control from Maingate Chocks and BSL. in <strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> 11th Underground Coal<br />
Operators’ Conference (Eds: N Aziz and J Nemcik), 10 - 11 February 2011, Wollongong,<br />
Australia. 239-248.<br />
Yuan, L., Smith, A.C., and Brune, J.F., 2006. Computational Fluid Dynamics Study on the<br />
Ventilation Flow Paths in Longwall Gobs, in <strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 11th U.S./North American Mine<br />
Ventilation Symposium, University Park, PA.<br />
Yuan, L. and Smith, A.C., 2007. Computational fluid dynamics modelling <strong>of</strong> spontaneous heating<br />
in longwall gob areas, Preprint <strong>of</strong> SME Annual meeting, Denver, CO.<br />
109
110
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
ÇUKUROVA BÖLGESİNDEKİ KÖMÜR BRİKETLEME<br />
FABRİKALARINA İSTATİSTİKSEL KALİTE KONTROL<br />
UYGULAMASI<br />
THE APPLICATION OF STATISTICAL QUALITY CONTROL IN<br />
ÇUKUROVA REGION COAL BRIQUETTE FACTORIES<br />
Volkan Arslan <br />
MTA, Orta Anadolu IV. Bölge Müdürlüğü, Malatya<br />
Oktay Bayat<br />
Çukurova Üniversitesi, Maden Mühendisliği Bölümü, Adana<br />
ÖZET İstatistiksel Proses Kontrol (İPK), üretim faaliyetlerinin önceden belirlenen kalite<br />
özelliklerine uygun şekilde yapılmasını sağlamak ve standart dışı üretimi büyük ölçüde önleyerek<br />
kusurlu ürün/mal üretimini minimize etmek amacıyla bir araya getirilmiş olan bir yöntemdir. Bu<br />
çalışmada, Çukurova Bölgesindeki iki briket fabrikası irdelenmiştir. Her iki fabrikadan da periyodik<br />
olarak briket örnekleri alınmış, analiz edilerek değerlendirmeler yapılmış ve analiz değerlerine göre<br />
X-R kontrol kartları çizilmiştir. Test edilen dönem boyunca her iki fabrikanın verilerindeki<br />
değişimler irdelenmiş ve değerlendirilmiştir.<br />
ABSTRACT Statistical Process Control (SPC) is a collection <strong>of</strong> methods to ensure production<br />
activities in accordance with predefined quality specifications preventing <strong>of</strong>f- quality production to<br />
minimize defective production. In this paper, two briquette factories were investigated in Cukurova<br />
region. The briquette samples were periodically taken from the both factories, they were analyzed<br />
and X-R control charts were constructed according to the analysis data. The changes <strong>of</strong> data in the<br />
both factories were examined and evaluated during the test period.<br />
volkanarslan76@hotmail.com<br />
111
1 GİRİŞ<br />
İstatistiksel Proses Kontrolü (İPK) istatistik tekniklerinin veri toplamak, analiz etmek,<br />
yorumlamak ve çözümler getirmek üzere kalite problemlerine uygulanması olarak<br />
tanımlanmaktadır. İstatistiksel proses kontrolü üretimin önceden belirlenmiş kalite<br />
özelliklerine uygunluğunu ve kusurlu ürün üretiminin en aza indirgenmesini sağlayıcı<br />
bir nitelik taşımaktadır. İstatistiksel proses kontrolü uygulamalarında proses sürekli<br />
gözlemlenerek problemler tespit edilir, problemin sebepleri belirlenir, çözüm<br />
geliştirilir, geliştirilen çözüm uygulanır ve proses tekrar izlenir. Bu döngü sonsuz<br />
olup bu sayede prosesin sürekli iyileştirilmesi sağlanır. İstatistiksel proses kontrolü<br />
bir kalite muayenesi değildir. Kalite muayenesi ile istatistiksel proses kontrolü<br />
arasındaki önemli fark, istatistiksel proses kontrolünün üretim sürecini, kalite<br />
muayenesinin ise ürünü kontrol etmesidir (Devor vd., 1992; Cook vd., 2006).<br />
İstatistiksel yöntemlerin kalite kontrolde kullanılmasının iki nedeni vardır. İlki;<br />
kontrol edilmesi gereken kitle veya yığının tamamına muayene yapmanın genellikle<br />
olanaksız ya da ekonomik olmaması, ikincisi ise; üretilen bir ürünün ölçülebilen<br />
kalite özelliklerinin sürekli olarak bir değişime uğraması ve bu değişimin, bazı<br />
sınırlar arasında kalmak koşuluyla rastgele bir yapı göstermesidir. İPK Yöntemleri<br />
içinde en fazla kullanılan ve bilinen araç kontrol grafikleri olup, 1924 yılında<br />
Shewhart tarafından üretim prosesindeki değişimleri araştırmak ve anlamakta<br />
yardımcı olmak amacıyla hazırlanmıştır. Özellikle imalat sanayinde yoğun bir şekilde<br />
kullanılan kontrol grafiklerinden son yıllarda madencilik alanında da faydalanılmaya<br />
başlanmıştır (Elevli ve Bedhioğlu, 2006).<br />
Bazı araştırmacılar madencilikte istatistiksel kalite kontrolün kullanımıyla ilgili<br />
çalışmalar yapmışlardır. İpek vd. (1999) istatistiksel kalite kontrolü ile Eti Maden<br />
Bigadiç kolemanit fabrikasının verimliliğini analiz etmişlerdir. Bayat ve Arslan<br />
(2004) ise istatistiksel analiz tekniklerini kullanarak <strong>Türkiye</strong>’deki bazı kromit<br />
zenginleştirme tesislerinin verimliliğini incelemişlerdir. Aykul vd. (2005)’da GLİ<br />
termik santrale beslenen kömürlerin verimliliğini istatistiksel olarak irdelemişlerdir.<br />
Elevli (2006) de termik santrale beslenen kömür özelliklerindeki değişimleri kontrol<br />
kartlarını kullanarak incelemiştir. Elevli vd. (2009) ise iki tip kontrol kartı kullanarak<br />
Espey ve Hisarcık kolemanit konsantratörlerinin verimliliğini belirlemekte<br />
otokorelasyonun etkisini irdelemişlerdir. Yerel vd. (2010) mermer sektöründeki plaka<br />
kayıpları ve maliyete etkilerini istatistiksel olarak irdelemişlerdir. Bu çalışmada ise,<br />
istatistiksel proses kontrolü teknikleri ve kontrol kartları kullanılarak Çukurova<br />
bölgesindeki briket fabrikalarının üretim aşamaları ve ürün kaliteleri incelenmiş, olası<br />
hataların nedenleri ve tekrarlamaması için yapılması gerekenler irdelenmiştir.<br />
2 KALİTE KONTROL KARTLARI<br />
Kalite kontrol, kalite isteklerini gerçekleştirmek amacıyla kullanılan uygulama<br />
tekniklerine ve faaliyetlerine denir. Diğer bir deyişle kalite kontrolü, bir ürünün<br />
tüketicisini tatmin etmesi ve onun beklentilerini en iyi biçimde karşılaması amacıyla<br />
üretimin her aşamasında sürdürülen kontrol işlemidir. Kalite kontrol sürecinin<br />
112
temelinde üretimin planlanması aşamasında belirlenen kalite standartlarına üretim<br />
işlemleri boyunca, öncesinde ve sonrasında ne ölçüde uyulduğunun incelenmesi ve<br />
gözlenmesi yatar şeklinde tanımlamıştır. Ayrıca kalite kontrol, ürün kalitesini yüksek<br />
tutmayı amaçlayan bütün ölçme ve kontrol işlerinin, sürekli bir “bilgi almadeğerlendirme-karar<br />
verme-müdahale” programına göre, sistemli bir şekilde<br />
yürütülmesini sağlayan bir faaliyettir (Işığıçok, 2005; Ankara vd., 2007; Yücel,<br />
2007).<br />
Bir kontrol grafiği esas olarak üç çizgiden oluşur. Bunlar; alt kontrol sınır limiti<br />
(AKL), üst kontrol sınır limiti (ÜKL) ve orta değer (OÇ) çizgisidir. Alt ve üst kontrol<br />
limitleri alt grupların genel ortalamasını gösteren orta çizgiden itibaren ±3a uzaklığı<br />
veya standart normal dağılım eğrisinin %99.73’lük alanını ifade eder. (Ankara ve<br />
Bilir 1995; Akın, 1996; Saraç ve Özdemir, 2003; Ridley ve Duke, 2007).<br />
2.1 Değişkenler İçin Kontrol Kartları (X-R Kartları)<br />
Proses çıktısı sayısal bir ifade ile ölçülebiliyorsa değişkenler için kontrol kartlarından<br />
söz edilebilir. Değişkenler için hazırlanan kontrol kartlarının içinde en fazla<br />
kullanılanı X-R kontrol kartlarıdır. Bu kartlar, proses karakteristikleri sayısal olarak<br />
ifade edilebilen değişkenler için kullanılır. Madencilik faaliyetlerinde genellikle<br />
kalite verileri ölçülebilir özelliktedir ve bu yüzden X-R kontrol kartlarının kullanımı<br />
daha uygundur (Akın 1996). Kontrol kartları çizilirken verilerin işaretlenmesi<br />
rasyonel örneklemeye göre yapılır. Bu örneklemede belirli bir sayısı (m) ve<br />
büyüklüğü (n) olan alt gruplar oluşturulur. Alt grup örnekleri prosesten belirli bir<br />
zaman dilimi içindeki belirli bir anda veya zaman diliminin farklı anlarında<br />
örneklenebilir (Besterfield, 1990).<br />
Bir kontrol grafiğinin oluşturulması için değişkenin cinsi ne olursa olsun,<br />
belirlenmesi gereken 3 temel eleman ise orta çizgi (OÇ), alt kontrol limiti (AKL) ve<br />
üst kontrol limitidir (ÜKL). Alt ve üst kontrol limitleri alt grupların genel<br />
ortalamasını gösteren orta çizgiden itibaren ±3a uzaklığı veya standart normal<br />
dağılım eğrisinin %99.73 lük alanını ifade eder (Ankara ve Bilir 1995; Akın, 1996).<br />
Kontrol grafikleri çizilirken her bir alt grubun ortalamasının ( X ) ve değişim<br />
aralığının (R) bulunmasında eşitlik 1’deki formüller kullanılır.<br />
X1<br />
X2<br />
X3<br />
....... Xn<br />
1<br />
X X<br />
n<br />
n<br />
; R Xenbüyük<br />
Xenküçük<br />
113<br />
(1)<br />
Alt grup ortalaması ve değişim aralığı belirlendikten sonra, alt grup ortalamalarının<br />
genel ortalaması ( X ) ile alt grup değişim aralıklarının ortalaması eşitlik 2’de verilen<br />
formüllere göre hesaplanır.<br />
X1<br />
X2<br />
X3<br />
...... Xm<br />
X ;<br />
m<br />
R1<br />
R2<br />
R3<br />
...... Rm<br />
R (2)<br />
m
Formüllerde; m alt grup sayısını, n alt grup büyüklüğünü, X ise her bir örnekleme<br />
değerini ifade etmektedir (Grant ve Leavenworth, 1980; Devor vd., 1992;<br />
Montgomery, 1997). Eşitlik 1 ve 2’de verilen formüller yardımıyla X ve<br />
R hesaplandıktan sonra X-R kontrol kartlarının çizimi için gerekli olan orta çizgi<br />
(OÇ), alt kontrol limiti (AKL) ve üst kontrol limitleri (ÜKL) eşitlik 3 ve 4’de verilen<br />
formüllere göre hesaplanır.<br />
ÜKL X A2<br />
R ; Orta Çizgi X ; AKL X A2<br />
R<br />
(3)<br />
ÜKL D4<br />
R ; Orta Çizgi R ; AKL D3<br />
R<br />
(4)<br />
Yukarıdaki formüllerde; A2, D3 ve D4 doğal toleranslar olarak tanımlanan ±3a<br />
değerlerinin normal dağılım eğrisi üzerinde ifade edilmesinden elde edilmiş sabitler<br />
olup, alt ve üst kontrol limitlerinin hesaplanmasında Çizelge 1’de verilen bu sabit<br />
değerlerden uygun olanlar kullanılmaktadır (Ryan, 1989; Juran ve Gryna, 1993;<br />
Montgomery, 1997).<br />
Çizelge 1. X-R Kontrol Kartları İçin Katsayılar.<br />
Alt Grup Sayısı (n) A2 D3 D4<br />
2<br />
3<br />
4<br />
5<br />
6<br />
1.880<br />
1.023<br />
0.729<br />
0.577<br />
0.483<br />
3 BRİKET FABRİKALARI İÇİN KALİTE KONTROL UYGULAMASI VE<br />
İSTATİSTİKSEL DEĞERLENDİRME<br />
Bu çalışma kapsamında Çukurova Bölgesindeki iki briket fabrikası irdelenmiştir. Her<br />
iki fabrikadan da periyodik olarak briket örnekleri alınmış, analiz edilerek<br />
değerlendirmeler yapılmış ve analiz değerlerine göre X-R kontrol kartları çizilmiştir<br />
(Şekil 1-12). Test edilen dönem boyunca her iki fabrikanın verilerindeki değişimler<br />
irdelenmiş ve ortaya çıkan hataların sebepleri değerlendirilmiştir. Eşitlik 1, 2, 3 ve 4<br />
yardımıyla, Test süreci boyunca elde edilen ölçüm değerleri (nem, kül ve kalori)<br />
kullanılarak X , R,<br />
OÇ, ÜKL ve AKL değerleri hesaplanmış ve hesaplama sonuçları<br />
aşağıda verilmiştir. Tüm hesaplamalarda Çizelge 1’e göre alt grup sayısı (n) 3, A2<br />
1.023, D3 0 ve D4 2.574 alınmıştır.<br />
A Fabrikası;<br />
a) Nem Değerlerine Göre;<br />
31.21<br />
X 2.60<br />
12<br />
15.22<br />
R 1.27<br />
12<br />
ÜKL X 2.60<br />
[1.0231.27]<br />
3.90<br />
AKL 2.60 -[1.0231.27]<br />
ÜKL R 2.5741.27<br />
3.27<br />
AKL R 01.27<br />
0<br />
114<br />
0.000<br />
0.000<br />
0.000<br />
0.000<br />
0.000<br />
X <br />
3.267<br />
2.574<br />
2.282<br />
2.115<br />
2.004<br />
1.30
) Kül Değerlerine Göre;<br />
169.55<br />
X 14.13<br />
12<br />
26.23<br />
R 2.19<br />
12<br />
ÜKL X 14.13<br />
[1.023<br />
2.19] 16.37<br />
AKL 14.13 -[1.023<br />
2.19]<br />
115<br />
X <br />
ÜKL R 2.574<br />
2.19 5.64<br />
AKL R 0 2.19<br />
0<br />
c) Kalori Değerlerine Göre;<br />
77715<br />
X 6476.25<br />
12<br />
3978<br />
R 331.50<br />
12<br />
ÜKL X 6476.25<br />
[1.023<br />
331.50] 6815.37 AKL 6476.25 -[1.023<br />
331.50]<br />
ÜKL R 2.574 331.50 853.28<br />
AKL R 0<br />
331.50<br />
0<br />
11.89<br />
X <br />
B Fabrikası;<br />
a) Nem Değerlerine Göre;<br />
415.94<br />
X 8.85<br />
47<br />
21.62<br />
R 0.46<br />
47<br />
ÜKL X 8.85<br />
[1.023<br />
0.46] 9.32<br />
AKL 8.85 -[1.023<br />
0.46]<br />
ÜKL R 2.574<br />
0.46 1.18<br />
AKL R 0 0.46<br />
0<br />
X <br />
b) Kül Değerlerine Göre;<br />
508.48<br />
X 10.82<br />
47<br />
50.59<br />
R 1.08<br />
47<br />
ÜKL X 10.82<br />
[1.0231.08]<br />
11.92<br />
AKL 10.82 -[1.0231.08]<br />
ÜKL R 2.5741.08<br />
2.78<br />
AKL R 01.08<br />
0<br />
X <br />
8.38<br />
9.72<br />
6137.13<br />
c) Kalori Değerlerine Göre;<br />
246300<br />
X 5240.43<br />
47<br />
7050<br />
R 150<br />
47<br />
ÜKL X 5240.43<br />
[1.023150]<br />
5393.88 AKL X 5240.43 -[1.023150]<br />
5086.98<br />
ÜKL R 2.574150<br />
386.10<br />
AKL R 0150<br />
0<br />
Test süreci boyunca gerçekleştirilen ölçüm verilerinin istatistiksel hesaplama ve<br />
değerlendirmelerinden elde edilen verileri kullanarak, A ve B briket üretim<br />
fabrikaları için X-R grafik kartları hazırlanmıştır. Şekil 1 ve 2 incelendiğinde A<br />
fabrikası için nem ölçüm değerleri çok fazla düzensizlik arz etmekte ve genellikle altüst<br />
sınır değerlere çok yakın ya da sınır değerlerin dışında olduğu tespit edilmiştir.<br />
Buna göre A fabrikasında ciddi nem kontrolü problemleri yaşandığı görülmektedir.<br />
Bu durumun temel nedenleri iklim şartlarındaki değişimler ve Çevre Yönetimi Genel<br />
Müdürlüğü’nün 2010/15 sayılı genelgesine göre depolama şartlarının yeterince uygun<br />
olmamasıdır. Depolama şartlarının uygun olmamasından dolayı yağmurlu günlerde<br />
nem oranları yükselip üst sınır değere çok yaklaşmış ya da aşmıştır. Aynı şekilde çok<br />
sıcak günlerde ise nem oranları düşmüş ve alt sınır değerinin altına inmiştir. B<br />
fabrikasında ise A fabrikasına nazaran nem ölçüm değerlerindeki değişimler daha<br />
stabil olmasına rağmen yine de belirli günlerde alt-üst sınır değerlerin dışına sapmalar
olmuştur. B fabrikasının depo alanları A fabrikasına göre daha uygun dizayn<br />
edilmesine karşın yönetmeliklere tam anlamıyla uygun görülmemiştir (Şekil 3-4).<br />
Ortalama (%Nem)<br />
Değişim Aralığı<br />
7<br />
6<br />
5<br />
4<br />
3<br />
2<br />
1<br />
X<br />
AKL<br />
ÜKL<br />
Xort<br />
0<br />
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12<br />
5<br />
4<br />
3<br />
2<br />
1<br />
Zaman (gün)<br />
Şekil 1. A Fabrikası Nem Değerleri İçin X Kontrol Kartı.<br />
R<br />
Rort<br />
ÜKL<br />
0<br />
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12<br />
Zaman (gün)<br />
Şekil 2. A Fabrikası Nem Değerleri İçin R Kontrol Kartı.<br />
116
Ortalama (%Nem)<br />
Değişim Aralığı<br />
10<br />
9.5<br />
9<br />
8.5<br />
8<br />
7.5<br />
X<br />
AKL<br />
ÜKL<br />
Xort<br />
7<br />
1 4 7 10 13 16 19 22 25 28 31 34 37 40 43 46<br />
Zaman (gün)<br />
Şekil 3. B Fabrikası Nem Değerleri İçin X Kontrol Kartı.<br />
1.75<br />
1.5<br />
1.25<br />
1<br />
0.75<br />
0.5<br />
0.25<br />
0<br />
1 4 7 10 13 16 19 22 25 28 31 34 37 40 43 46<br />
Zaman (gün)<br />
Şekil 4. B Fabrikası Nem Değerleri İçin R Kontrol Kartı.<br />
Şekil 5 ve 6’da görüldüğü gibi A fabrikasındaki kül değerleri alt-üst sınır değerlerin<br />
içerisinde kalmakla birlikte sınır değerlere çok yakındır ve sürekli zigzaglar<br />
çizmektedir. Bu durum çok ciddi problemlerin olduğunu göstermektedir. Buna<br />
istinaden acilen üretim durdurulmalı ve proses süreci tamamen değerlendirilerek<br />
üretim ve fabrika parametreleri yeniden düzenlenmelidir. B fabrikasında ise test<br />
periyodu boyunca kül değerleri hemen hemen kontrol sınır değerleri içerisinde<br />
seyretmiştir. Belirli günlerdeki ufak tefek sapmalar tolere edilebilir sınırlar<br />
içerisindedir (Şekil 7-8).<br />
117<br />
R<br />
Rort<br />
ÜKL
Ortalama (%Kül)<br />
17<br />
16<br />
15<br />
14<br />
13<br />
12<br />
11<br />
10<br />
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12<br />
Zaman (gün)<br />
Şekil 5. A Fabrikası Kül Değerleri İçin X Kontrol Kartı.<br />
Değişim Aralığı<br />
6<br />
5<br />
4<br />
3<br />
2<br />
1<br />
0<br />
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12<br />
Zaman (gün)<br />
Şekil 6. A Fabrikası Kül Değerleri İçin R Kontrol Kartı.<br />
Ortalama (%Kül)<br />
14<br />
13<br />
12<br />
11<br />
10<br />
9<br />
X<br />
AKL<br />
ÜKL<br />
Xort<br />
8<br />
1 4 7 10 13 16 19 22 25 28 31 34 37 40 43 46<br />
Zaman (gün)<br />
Şekil 7. B Fabrikası Kül Değerleri İçin X Kontrol Kartı.<br />
118<br />
R<br />
X<br />
AKL<br />
ÜKL<br />
Xort<br />
Rort<br />
ÜKL
Değişim Aralığı<br />
4<br />
3.5<br />
3<br />
2.5<br />
2<br />
1.5<br />
1<br />
0.5<br />
R<br />
Rort<br />
ÜKL<br />
0<br />
1 4 7 10 13 16 19 22 25 28 31 34 37 40 43 46<br />
Zaman (gün)<br />
Şekil 8. B Fabrikası Kül Değerleri İçin R Kontrol Kartı.<br />
Şekil 9 ve 10 incelendiğinde kalori değerlerinin de çok fazla düzensizlikler gösterdiği<br />
ve sürekli alt-üst sınır değerlerini aştığı görülmektedir. Bu durum satın alınan toz<br />
kömürünün kalitesinin düşük olduğunu ya da üretimde ciddi sorunların olduğunu<br />
göstermektedir. A fabrikasında yukarıda bahsedilen gerekli düzenlemeler yapıldıktan<br />
sonra briket üretimine devam edilmesinin daha uygun olduğu düşünülmektedir. B<br />
fabrikasında ise durum A fabrikasına göre daha düzenli olmakla birlikte küçük<br />
değişiklikler ve yeniliklerle daha verimli bir üretim sürecinin sağlanabileceği<br />
görülmektedir (Şekil 11-12).<br />
Ortalama (kkal/kg)<br />
7200<br />
7100<br />
7000<br />
6900<br />
6800<br />
6700<br />
6600<br />
6500<br />
6400<br />
6300<br />
6200<br />
6100<br />
6000<br />
5900<br />
5800<br />
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12<br />
Zaman (gün)<br />
Şekil 9. A Fabrikası Kalori Değerleri İçin X Kartı.<br />
119<br />
X<br />
AKL<br />
ÜKL<br />
Xort
Değişim Aralığı<br />
Ortalama (kkal/kg)<br />
Değişim Aralığı<br />
1200<br />
1100<br />
1000<br />
900<br />
800<br />
700<br />
600<br />
500<br />
400<br />
300<br />
200<br />
100<br />
0<br />
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12<br />
Zaman (gün)<br />
Şekil 10. A Fabrikası Kalori Değerleri İçin R Kartı.<br />
5700<br />
5600<br />
5500<br />
5400<br />
5300<br />
5200<br />
5100<br />
5000<br />
4900<br />
X<br />
AKL<br />
ÜKL<br />
Xort<br />
4800<br />
1 4 7 10 13 16 19 22 25 28 31 34 37 40 43 46<br />
Zaman (gün)<br />
Şekil 11. B Fabrikası Kalori Değerleri İçin X Kartı.<br />
550<br />
500<br />
450<br />
400<br />
350<br />
300<br />
250<br />
200<br />
150<br />
100<br />
50<br />
0<br />
1 4 7 10 13 16 19 22 25 28 31 34 37 40 43 46<br />
Zaman (gün)<br />
Şekil 12. B Fabrikası Kalori Değerleri İçin R Kartı.<br />
120<br />
R<br />
Rort<br />
ÜKL<br />
R<br />
Rort<br />
ÜKL
4 SONUÇ VE ÖNERİLER<br />
Bu çalışma göstermiştir ki; test süresi boyunca özellikle A fabrikasında sisteme<br />
homojen olmayan kömürler beşlenmiştir. Bu durum ciddi problemlere yol<br />
açmaktadır. Bu durumu çözebilmek için proses düzenli olarak istatistiksel kalite<br />
kontrol yöntemleri ile denetlenmeli ve gerekli değişiklikler zamanında ve hızlı bir<br />
şekilde yapılmalıdır.<br />
İstatistiksel kalite kontrol yöntemleri, müşteriler ve üreticiler için önemli olan ürün<br />
kalitesi ve hedef satış değerlerine ulaşılmasında etkili olmaktadır. Eğer bir ürün<br />
hedeflenen değerlerden sapmış ise ürün özellikleri gereksinimleri ve talepleri<br />
karşılayamaz duruma gelir. Bu da maliyetlerin artmasına ve buna bağlı olarak satışın<br />
azalmasına neden olur.<br />
Küçük ve orta ölçekli işletmelerin rekabetçi pazarda ayakta kalabilmeleri için doğru<br />
kararlar vermeleri ve üretim süreçlerini sürekli kontrol ederek daha etkili hale<br />
getirmeleri gerekmektedir. Bu tarz işletmelerin üretim süreçlerini kalite kontrol<br />
yöntemleri ile sürekli kontrol altında tutmaları ve hataları düzeltmeleri oldukça<br />
önemlidir. Böylece bu işletmelerin üretim verimliliği ve satış oranları düzenli bir<br />
şekilde artış gösterecektir.<br />
KAYNAKLAR<br />
Akın, B., 1996. İşletmelerde İstatistik Proses Kontrol, Bilim Teknik Yayınevi, İstanbul, 150 s.<br />
Ankara H., Bilir K., 1995. Kriblaj Tesisinde Kalite Denetimi, Madencilikte Bilgisayar<br />
Uygulamaları Sempozyumu, İzmir, 235-240.<br />
Ankara, H., Yerel, S., Konuk, A., 2007. Determination <strong>of</strong> Plate Losses and Parallelisms with<br />
Shewhart Control Charts, The Sri Lanka Geotechnical Society’s First International Conference<br />
on Soil & Rock Engineering.<br />
Aykul, H., Akcakoca, H., Ediz, G., Taksuk, M., 2005. Statistical Control Analysis for Garp<br />
Lignite’s Thermic Central Coals, <strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 19 th International Mining Congress <strong>of</strong><br />
Turkey, pp. 313-321.<br />
Bayat, O., Arslan, V., 2004. Statistical Analysis In Turkish Chromite Mining, Scandinavian Journal<br />
<strong>of</strong> Metallurgy, 33, pp. 322-327.<br />
Besterfield, D.H., 2004. Quality Control, 7 th Edition, Pearson Prentice Hall, 173-233.<br />
Cook, D.F., Zobel, C.W., Wolfe, M.L., 2006. Environmental Statistical Process Control Using an<br />
Augmented Neural Network Classification Approach, European Journal <strong>of</strong> Operational<br />
Research.<br />
Devor, R.E., Chang, T., Sutherland, J.W., 1992. Statistical Quality Design and Control, Macmillan<br />
Publishing Company, NewYork, USA.<br />
Elevli, S., 2006. Coal Quality Control with Control Charts, International Journal <strong>of</strong> Coal<br />
Preparation and Utilization, 26, pp. 181-199.<br />
Elevli, S., Bedhioğlu, S., 2006. İstatistiksel Proses Kontrolü Teknikleri İle <strong>Kömür</strong> Kalitesindeki<br />
Değişkenliğin Belirlenmesi, Madencilik Dergisi, 45, 3, 19-26.<br />
Elevli, S., Uzgoren, N., Savas, M., 2009. Control Charts for Autocorrelated Colemanite Data,<br />
Journal <strong>of</strong> Scientific & Industrial Research, 68, pp. 11-17.<br />
Grant, E.L., Leavenworth, R.S., 1980. Statistical Quality Control, 5 th edn., McGraw-Hill Company,<br />
Tokyo, Japan.<br />
121
Ipek, H., Ankara H., Ozdag, H., 1999. The Application <strong>of</strong> Statistical Process Control, Minerals<br />
Engineering, 12, pp. 827-835.<br />
Işığıçok, E., 2005. Toplam Kalite Yönetimine Bakış Açısıyla İstatistiksel Kalite Kontrol, Ezgi<br />
Yayınevi, Bursa, 426 s.<br />
Juran, J.M., Gryna, F.M., 1993. Quality Planning and Analysis, 3 rd Edition, Mc Graw-Hill<br />
International. 383-396.<br />
Montgomery, D.C., 1997. Introduction to Statistical Quality Control, 3 rd edn., John Willey-Sons<br />
Inc., New York, USA.<br />
Ridley, D., Duke, D., 2007. Moving-Window Spectral Model Based Statistical Process Control,<br />
International Journal <strong>of</strong> Production Economics, 105, pp. 492-509.<br />
Ryan, T.P., 1989. Statistical Methods for Quality Improvement, USA.<br />
Saraç, S., Özdemir, G., 2003. Mermer Fayanslarının Boyutlandırmasında İstatistiksel Kalite<br />
Kontrolü, <strong>Türkiye</strong> IV. Mermer Sempozyumu, Afyon, 15-26.<br />
Yerel, S., Ersen, T., Ozdemir, K., Ankara, H., 2010. A Practical Approach For Costs Occurring In<br />
Plate Losses In Natural Stone Industry, SME Annual Meeting Phoenix, AZ.<br />
Yücel, M., 2007. Mükemmelliğe Giden Yolda Altı Sigma Töaik (Dmaıc) Modeli, 8. <strong>Türkiye</strong><br />
Ekonometri ve İstatistik <strong>Kongresi</strong>, Malatya.<br />
122
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
YÜKSEK KÜLLÜ OLTU LİNYİTLERİNİN ÇEŞİTLİ<br />
YÖNTEMLERLE HAZIRLANMASI<br />
DRESSING OF OLTU HIGH ASH LIGNITES BY VARIOUS<br />
TECHNIQUES<br />
Öykü Bilgin * , Ercüment Koç<br />
Atatürk Üniversitesi, Maden Mühendisliği Bölümü, Erzurum<br />
ÖZET Linyit kömürü içerisinde oluşan killi seriler, kömürün külünü yükseltmekte ve kalorisini<br />
düşürmektedir. Bu çalışmada; Erzurum Oltu-Balkaya kömür sahasından alınan % 49,40 küllü linyit<br />
kömür numuneleri -500 mikron tane boyutuna indirilerek, sallantılı masa, Knelson gravite ayırıcı ve<br />
flotasyon ile yüksek külü düşürme deneyleri yapılmış ve birbirleriyle karşılaştırılmıştır.<br />
Numunelerin bir kısmı iki aşama temizlemeli ve tek aşama temizlemeli flotasyona tabi tutulmuştur.<br />
Flotasyon testi sonuçlarına göre, kömür külünün değeri % 15,09 değerine düşürülmüştür. Sallantılı<br />
masa deneyleri ise 285 dev / dak, 420 dev / dak, 520 dev / dak sallama hızlarında yapılmış ve kül<br />
değeri % 32,99 değerine düşmüştür. Numunelerin diğer % 30, %40, 40G ve 60G merkezkaç kuvveti<br />
ile Knelson ayırıcısında deneye tabi tutulmuştur. Knelson deney sonuçlarına göre % 30 merkezkaç<br />
kuvveti ile % 36,98 kül değeri elde edilmiştir.<br />
ABSTRACT Lignite coal formed in clay series <strong>of</strong> clay in the form <strong>of</strong> cuts and reduces the calories<br />
<strong>of</strong> coal. In this study, was investigated reduction <strong>of</strong> high ash from -500 µm grain size 49.40% ash<br />
lignite coal samples taken from Erzurum Oltu Balkaya field with flotation, shaking table and<br />
Knelson gravity separator. Some <strong>of</strong> the samples were put into two stages cleaning and one stage<br />
washing flotation. According to the flotation test results, coal ash value reduced 15.09%. Shaking<br />
table tests was made with 285 cyc/min, 420 cyc/min, 520 cyc/min shaking speeds and % ash value<br />
was found 32.99. Some <strong>of</strong> the samples were put into test with Knelson separator with 30%, 40%, 40<br />
G ve 60 G centrifugal force. According to the results <strong>of</strong> the tests, with 30% centrifugal force,<br />
36.98% ash value was obtained.<br />
* ykbilgin@yahoo.com<br />
123
1 GİRİŞ<br />
Dünyada en çok kullanılan en önemli yakıtlardan biri olan kömür, heterojen bir<br />
yapıdadır. <strong>Kömür</strong>, bitkisel malzemenin havasız ortamda uçucu kısımlarını<br />
kaybederek, değişime uğraması sonucu oluşmuş katı bir yakıttır. <strong>Kömür</strong>lerin<br />
görünüşlerinin ve özelliklerinin belirlenmesinde, bitki topluluğunun türü ve bitkilerde<br />
meydana gelen fiziksel ve kimyasal değişikler rol oynamaktadır. Linyit kömürü suyu<br />
çeken karakterdedir. Bu sebeple fazla nem içermektedir. Linyitten antrasite gidildikçe<br />
nem oranı azalmaktadır. <strong>Kömür</strong>lerin flotasyon yeteneği, kömürleşme derecesi,<br />
petrografik elemanları, kül yüzdesi, kül yapıcı minerallerin cinsi, nem içeriği ve<br />
yüzey oksidasyonu gibi yapısal özelliklere bağlı olarak değişmektedir. <strong>Kömür</strong> doğal<br />
halde hidr<strong>of</strong>ob özellikte bir mineraldir. Maksimum hidr<strong>of</strong>ob özelliği karbon içeriği<br />
%89 olan içeriklerde görülmektedir. <strong>Kömür</strong> flotasyonu, hidr<strong>of</strong>obluğun artmasıyla<br />
daha kolay hale gelmektedir. <strong>Kömür</strong> kül içeriğine ve kömür içerisinde yer alan<br />
mineral maddelerin miktarına bağlı olarak yüzebilirlik özelliği değişmektedir.<br />
<strong>Kömür</strong>lerin doğal olarak yani kimyasal reaktifler kullanılmadan flote edilebildikleri<br />
kabul edilirse, kömürlerin doğal flotasyon kabiliyetleri kömür cinslerine göre çok<br />
değişkenlik göstermektedir. Bu flotasyon kabiliyeti linyitlerde en zayıftır. Yarı<br />
bitümlü ve bitümlü kömürlerde flotasyon kabiliyeti artmaktadır ve antrasit cinsi<br />
kömürlerde ise bu kabiliyet düşmektedir.<br />
Köpük flotasyonu, 1920’li yıllardan beri bitümlü kömür tozlarının<br />
zenginleştirilmesinde başarı ile uygulanmaktadır. Flotasyon işleminin<br />
gerçekleştirildiği ilk makineler olan mekanik flotasyon hücreleri, geliştirilen yeni<br />
teknoloji flotasyon hücrelerine rağmen halen yaygın bir şekilde kullanılmaktadır.<br />
Ancak, mekanik hücrelerdeki bazı olumsuz koşullar (yoğun türbülans, yıkama<br />
suyunun olmayışı, sığ köpük derinlikleri) özellikle çok ince boyutlu kömür<br />
tanelerinin flotasyonunda yeterli verim ve yüksek kül giderme oranlarını<br />
sağlayamamaktadır. Bu yüzden, 1960’lı yıllarda daha temiz kömürlerin elde<br />
edilebilmesi için türbülansın oluşmadığı, daha yüksek köpük kalınlıklarının elde<br />
edilebildiği ve köpüğün su ile yıkanabildiği flotasyon kolonları geliştirilmiştir.<br />
Flotasyon kolonlarını mekanik hücrelerden ayıran en önemli özellik hücre şeklinin<br />
yanı sıra mekanik karıştırma (pervane) sisteminin olmamasıdır. Bu sistemde<br />
flotasyon için gerekli olan hava kabarcığı özel bir kabarcık üreteci sistemi (sparger)<br />
ile kompresörden sağlanmaktadır. Flotasyon kolonlarının en büyük sakıncası<br />
havalandırma maliyetinin olması ve sparger sistemlerinin sık sık tıkanmasıdır. Kolon<br />
hücrelerinden; Leeds kolonu, Dolgulu (packed) kolon, Flotaire kolonu, Hydrochem<br />
kolonu, Microcel TM kolonu, Siklonik flotasyon kolonu ve Siklo-mikrokabarcık<br />
kolonu gibi alternatif tasarımları bulunmaktadır (Dell ve Jenkins, 1976; Yang, 1988;<br />
Zipperian vd., 1988; Schneider vd., 1988; Lutrell vd.,1995; Lai ve Patton, 2000; Li<br />
vd., 2003).<br />
Knelson konsantratörü santrifüjlü gravite ayırıcıları arasında
işlemini geçekleştiren üniteyle birlikte, yüksek hızda dönen bir yataktan oluşur.<br />
Üstten beslenen pülpten merkezkaç kuvvetinin etkisiyle ağır taneler konsantre olarak<br />
yatağın oluklarına yerleşmekte ve gang mineralleri ise atık olarak pülpun üst akısıyla<br />
birlikte atılmaktadır. Ancak kömür zenginleştirmesinde bu olayın tersi oluşmaktadır.<br />
Yani yüksek küllü artık yatak haznesinde birikmekte dışarı atılan kısım konsantre<br />
şeklinde düşünülmektedir. Besleme, standart model Knelson konsantratörün haznesi<br />
içine düşey bir tüp vasıtasıyla yapılmaktadır. Besleme %0-70 pülp yoğunluğunda<br />
yapılabilmektedir. Konsantratör haznesinin dibinde beslemeyi dağıtacak olan bir<br />
pervane mevcuttur (Knelson ve Jones, 1993).<br />
Sallantılı masa ise cevher yapısı içerisindeki minerallerin özgül ağırlık farkından<br />
yararlanarak, zenginleştirme işlemi gerçekleştiren yoğunluğa göre ayırma cihazıdır.<br />
Sallantılı masa; hafif eğimli, üzerinde akışkan bir akımı olan, dikdörtgen, paralel<br />
kenar, dikdörtgene yakın yamuk veya V şeklinde bir masadır. Masa yüzeyi genellikle<br />
dar ve uzun eşiklerle kaplıdır. Bu ileri-geri hareket ve masa üzerindeki eşikler<br />
yardımıyla yoğunluğa göre bir ayırma işlemi yapılabilmektedir. Sallantılı masa<br />
yüzeyine beslenen mineral taneleri, tabaka halinde akan akışkan ortamın hareketi ile<br />
buna dik olan ileri-geri hareketin bileşkesi doğrultusunda diagonal olarak hareket<br />
ederek ağır mineraller hafif minerallerden ayrılmaktadır. Sallantılı masada şlam,<br />
artık, ara ürün ve konsantre olmak üzere dört ayırma bölgesi bulunmaktadır. Hafif<br />
mineraller en kısa mesafeyi kat etmektedir. Ağır mineraller ise, masa yüzeyinde en<br />
uzun mesafeye ötelenmektedir. Sallantılı masa yüzeyinde bulunan eşikler ya<br />
sonradan ilave edilen çıtalar ya da masa yüzeyinde oyularak açılan oyuklardır.<br />
Masanın üst kısmında besleme kutusu ve yıkama suyu dağıtıcısı vardır. Su dağıtıcısı<br />
kenarı delikli bir oluktan ibarettir. Her delikten akan su miktarı mandallarla<br />
ayarlanarak masa yüzeyindeki suyun bir tabaka halinde akması sağlanır. Sarsıntılı<br />
masaların performansını etkileyen en önemli parametreler; masanın eğimi, beslenen<br />
cevherin tane boyutu ve yıkama suyunun miktarıdır. Sallantılı masalarda kapasite,<br />
besleme malı boyutu ve zenginleştirme kriterlerine göre değişmektedir. <strong>Kömür</strong>de 15<br />
mm’ ye kadar zenginleştirme yapılabilmekte, çok daha yüksek kapasitelerde<br />
çalışabilmektedir. Normal -5 mm ham kömür 12,5 t/s kapasite ile masada randımanlı<br />
olarak zenginleştirilebilmektedir. Tane boyutunun 15 mm’ye ulaştığı durumlarda<br />
kapasite 15t/s’e kadar çıkabilmektedir. Eğim; ince cevherler için 1/48-1/24, iri<br />
cevherler için 3/48-1/12 arasındaki eğimler kullanılmaktadır. Normal bir sallantılı<br />
masada güç sarfiyatı, 0,6-1 PS arasında değişmektedir. Sallantılı masa; kalay, demir,<br />
tungsten, mika, altın, gümüş, uranyum gibi cevherlerin zenginleştirmesinde ve kömür<br />
yıkamada yaygın olarak uygulanmaktadır.<br />
Günümüzde en çok kullanılan sallantılı masa tipleri Wilfley ve Deister tipi<br />
masalardır. Cevher zenginleştirmede en çok kullanılan Wilfley masaları kömür<br />
yıkamada da kullanılmaktadır. Deister masaları diğer masalara göre daha fazla<br />
kullanılmaktadır. Deister masalarında maksimum tane boyutu 12,5 mm olan ince<br />
kömür temizlenebilmektedir. Deister masalarının 2-3 katlı olanlarına Concenco<br />
olarak bilinmektedir. Masalar -10 mm’lik ince taneli kömürlerden piritik kükürtün<br />
uzaklaştırılmasında en etkin yöntemlerden birisi olarak görülmektedir (Kural O.,<br />
1991; Atesok G., 1986; Önal G., 1985; Tasdemir A., 2007).<br />
125
2 DENEYSEL ÇALIŞMALAR<br />
Deneylerde kullanılan kömür numunesine ait kimyasal analiz sonuçları çizelge 1'de<br />
gösterilmektedir. Çizelge 1 incelendiğinde, % 49,40 kül oranı ile yüksek bir oranda<br />
olduğu tespit edilmiştir. Kükürt oranı ise % 1,63 değeri ile kabul edilebilir<br />
değerlerdedir. Deneylerin amacı, yüksek kül oranını düşürmek, kömürün kalori<br />
değerini yükseltmek ve daha ekonomik, temiz kömür elde etmektir.<br />
Çizelge 1. Oltu linyit kömür numunesinin kimyasal analiz sonuçları.<br />
Orijinal baz Havada kuru baz Kuru baz<br />
% Nem 7,26 6,98 -<br />
% Kül 49,25 49,40 53,11<br />
% Kükürt 1,63 1,63 1,75<br />
Alt ısı Kalori(kCal/kg) 2886 2896 3159<br />
Üst Isı Kalori (kCal/kg) 3043 3052 3282<br />
Flotasyon ve Knelson konsantrasyon deneyleri için kullanılan numuneler 500 µm<br />
altına öğütüldükten sonra elek analizleri yapılmıştır. Elek analizi eğrisi sonuçlarına<br />
göre, malzemenin yaklaşık % 73’ünün 0,3 mm’nin ve % 89’unun 0,5 mm’nin altında<br />
olduğu tespit edilmiştir. Malzemenin yaklaşık % 80’inin ise 0,5 – 0,106 mm arasında<br />
olduğu görülmektedir.<br />
Şekil 1. Numunenin -500 µm altı elek analiz eğrisi.<br />
126
2.1 Flotasyon Deneyi<br />
Ağır ortam yönteminin yanında giderek kullanımı yaygınlaşan diğer yöntem kömür<br />
madenciliğinde artan mekanize kazı yöntemleri nedeniyle miktarları yükselen çok<br />
ince kömürlerin zenginleştirilmesinde uygulanan flotasyon yöntemidir. <strong>Kömür</strong><br />
üretiminde tam mekanize sistemin gelişmesinden önce 2,5 mm’in altındaki ince<br />
taneler artık olarak kullanım dışı bırakılırken günümüzde artan enerji ihtiyacı ve<br />
kömür fiyatlarının yüksek olması sebebiyle ince kömürlerin kazanılmasında yeni<br />
yöntemlerin uygulanması zorunlu hale gelmektedir (Bayazıt, 2000; Çelik, 2006;<br />
Büyükyıldız C., 2008.).<br />
Bu çalışmada; flotasyon deneyleri; 40 ml fueloil ve 160 ml mazot ile iki aşamalı<br />
temizleme ve tek aşamalı yıkama işlemi uygulanarak yapılmıştır. Bu deney<br />
sonuçlarına göre, ikinci temizleme konsantresi, ikinci temizleme artığı, I. temizleme<br />
artığı, yıkama konsantresi ve nihai artık elde edilmiştir(Şekil 2). İkinci temizleme<br />
konsantresinde % 8,85 oranında kül değeri tespit edilmiştir (Şekil 3). Besleme malı<br />
olarak % 10 katı içeriğine sahip 500 gr. miktardaki kömür numunesi, 3 ml NaSiO3’a<br />
(kondüsyonlama 2 dakika), fueloil-mazot 0,6 ml (5 dakika kondüsyonlama), çam yağı<br />
3 ml (300 g/t) (5 dakika kondüsyonlama) ve % 10 cam suyu ile 1200 dev/dak<br />
karıştırma hızında flotasyon deneyine tabi tutulmuştur.<br />
Şekil 2. Flotasyon deneyi akım şeması.<br />
127
2.2 Knelson Deneyi<br />
Şekil 3. Flotasyon deneyi.<br />
Son yıllarda ince veya çok ince taneli agır minerallerin kazanımında santrifüj<br />
kuvvetin uygulanması etkin bir teknoloji getirmistir. Tane üzerine etkiyen santrifüj<br />
kuvvet gravite kuvvetin 50 katıdır. Uygulanan santrifüj kuvvetin siddeti arttıkça<br />
kazanılacak tanelerin boyutu daha ince olmaktadır (Magumbe, 2002). Knelson<br />
Konsantratörü ile yapılan deneyler; -500 µm altındaki 250 gr. kömür numunesi % 50<br />
katı/sıvı oranında besleme ile % 30, % 40, 40 G ve 60 G merkezkaç kuvvetinde,1<br />
lt/dk akış hızında su ile gerçekleştirilmiştir. Konsantratörde biriken kömür numunesi<br />
artık, taşan kısım konsantre olarak elde edilmektedir. % 49,40 küllü kömür bu<br />
yöntem ile % 30 merkezkaç kuvvetinde % 36,98 kül değerine ve % 70,22 yanabilir<br />
verimle elde edilmiştir. 60 G merkezkaç kuvveti uygulandığında ise, kül değeri %<br />
35,46 iken yanabilir verimin, % 48,37 olduğu görülmektedir (Şekil 4). Bu verilere<br />
göre enerji tüketimi düşünüldüğünde; % 30 merkezkaç kuvvetinin daha avantajlı<br />
olduğu tespit edilmiştir.<br />
Şekil 4. Knelson deney sonuçları.<br />
128
2.3 Sallantılı Masa Deneyi<br />
Numuneler % 50 katı-sıvı besleme oranlarında, 3 o eğim, 5 lt/dk yıkama suyu, 285<br />
dev/dak 420 dev/dak 520 dev/dak sallantı hızlarında deneye tabi tutulmuş ve<br />
konsantre, ara ürün ve artık numuneleri elde edilmiştir. Bu ürünler % kül analizleri<br />
incelendiğinde optimum çalışma hızı olan 285 dev/dak’ da konsantre kül değerinin %<br />
49,40’dan % 32,99 değerine düşürüldüğü tespit edilmiştir (şekil 5). Bunun sonucu<br />
olarak bu kömürün temizlenmesi için 285 dev / dak sallama hızının daha verimli<br />
olduğu tespit edilmiştir.<br />
Şekil 5. Sallantılı masa deney sonuçları.<br />
2.4 Deney Sonuçlarının Karşılaştırılması<br />
2.4.1 Flotasyon-Knelson deneylerinin karşılaştırılması<br />
Şekil 6, Optimum % 30 Knelson ve Flotasyon temizleme konsantresi<br />
karşılaştırıldığında konsantre % 8,85 kül ve % 28,36 yanabilir verimi ile flotasyon<br />
deneyinin Knelson deneyine göre daha düşük küllü kömür elde edildiği<br />
görülmektedir.<br />
Şekil 6. Flotation II ve Knelson I karşılaştırılması.<br />
129
2.4.2 Flotasyon ve sallantılı masa deneylerinin karşılaştırılması<br />
Şekil 7’ye göre; optimum 285 dev/dak sallama hızında uygulanan sallantılı masa<br />
deneyinin Flotasyon konsantresi (II.temizleme kons.+II.temizleme atık) ile<br />
karşılaştırıldığında konsantre % 15,09 kül ve % 64,94 yanabilir verimi ile sallantılı<br />
masadan yanabilir verim açısından daha düşük performans gerçekleşmiştir.<br />
Şekil 7. Sallantılı masa ve flotasyon karşılaştırması.<br />
Şekil 8’e göre; optimum 285 dev/dak sallantılı masa ile flotasyon temizleme<br />
konsantresi karşılaştırıldığında konsantre % 8,85 kül ve % 28,36 yanabilir verimi ile<br />
sallantılı masadan daha düşük yanabilir verim performansına sahiptir. Ancak,<br />
sallantılı masa % 58,51 yanabilir veriminde daha yüksek % 32,99 kül değerinde elde<br />
edilmiştir.<br />
Şekil 8. Sallantılı masa ve flotasyon (temizleme konsantresi) karşılaştırması.<br />
130
2.4.3 Knelson ve sallantılı masa karşılaştırılması<br />
Şekil 9’a göre, optimum 285 dev/dak sallantılı masa optimum % 30 Knelson<br />
temizleme konsantresi ile karşılaştırıldığında Knelson ile % 36,11 kül ile konsantre<br />
ve % 75,91 yanabilir verimi ile sallantılı masadan daha düşük yanabilir verime sahip<br />
olduğu tespit edilmiştir. Sallantılı masa % 85,11 yanabilir verim ve % 38,80 kül<br />
değeri ile Knelson’ a göre daha yüksek performansa sahiptir.<br />
Şekil 9. % 30 Knelson ve sallantılı masa karşılaştırması.<br />
2.4.4 Knelson ve sallantılı masa karşılaştırması (birleştirilmemiş)<br />
Şekil 10’da, optimum 285 dev/dak sallantılı masa konsantresi ile % 30 Knelson<br />
temizleme konsantresi karşılaştırılmıştır. Knelson konsantresi % 36,11 kül ve %<br />
75,91 yanabilir verimi ile sallantılı masadan yüksek bir performans göstermiştir.<br />
Sallantılı masa % 32,99 kül değeri ve % 58,51 yanabilirlik verimi ile Knelson’dan<br />
düşük performans göstermiştir.<br />
Şekil 10. % 30 Knelson ve sallantılı masa karşılaştırması (konsantre birleştirilmemiş).<br />
131
2.4.5 Flotasyon, sallantılı masa ve Knelson karşılaştırılması<br />
Çizelge 2. Optimum çalışma için, sallantılı masa, flotasyon ve Knelson % kül<br />
değerlerinin (Konsantre Birleştirilmiş) karşılaştırılması.<br />
%Kül % Yanabilir Verim % Kül Verimi<br />
Sallantılı Masa Hızı (285 dev/dak) 38,80 85,11 55,26<br />
Flotasyon (II. temizleme kons. + II.<br />
temizleme artık)<br />
15,09 64,94 11,82<br />
Knelson (%30) 36,11 75,91 43,94<br />
Çizelge 2’de ikinci temizleme konsantresi ve ikinci temizleme artığı<br />
birleştirildiğinde, % kül değeri % 15,09 olarak tespit edilmiştir. Şekil 11’e göre,<br />
optimum enerji % 30 Knelson ve 285 dev/dak sallantılı masa % kül konsantreleri ve<br />
% yanabilir verim karşılaştırması verilmektedir.<br />
Şekil 11. Knelson, sallantılı masa ve flotasyon karşılaştırması (birleştirilmiş).<br />
Çizelge 3 ve şekil 11’ de görüldüğü gibi, sallantılı masa temizleme konsantresinde %<br />
32,99 oranında kül ve % 58,51 oranında yanabilirlik verimi bulunmuştur. Bu sonuçlar<br />
sallantılı masanın flotasyondan daha iyi performans sağladığını göstermektedir.<br />
Çizelge 3. Sallantılı Masa, Flotasyon ve Knelson % kül değerlerinin karşılaştırılması.<br />
%Kül % Yanabilir Verim % Kül Verimi<br />
Sallantılı Masa Hızı (285 dev/dak) 32,99 58,51 16,43<br />
Flotasyon(temizleme kons.) 8,85 28,36 5,48<br />
Knelson (%30 çalışma gücü) 36,11 75,91 43,94<br />
132
Şekil 12. Knelson, sallantılı masa ve flotasyon karşılaştırması (birleştirilmemiş).<br />
İkinci konsantre ürün (II. temizleme kons + II. temizleme artık) % 8,85 kül değerine<br />
sahiptir ancak % 28,36 ile düşük yanabilirlik verimi vardır. % 30 Knelson ve 285<br />
dev/dak sallantılı masa konsantre ürünleri ile, bu ürünlerin karşılaştırılması Şekil<br />
12'de gösterilmektedir.<br />
3 SONUÇLAR<br />
<strong>Kömür</strong> hazırlamada da başlıca hedef, istenilen kalitede konsantreyi azami miktarda<br />
elde edebilmektir. Tuvenanda bulunan belirli kalitede malzemenin kazanılabilen<br />
miktarı ise, ayırma verimliliğine bağlıdır. Bir tesiste, ürün kalitesi ve verimliliğinin<br />
incelenmesi için yapılan işlemler proses değerlendirme olarak tanımlanmaktadır. Bir<br />
kömür yıkama tesisi için proses değerlendirmenin amaçları; bir yıkama cihazından<br />
gereğince yararlanıp yararlanılmadığının tesbiti, bir yıkama cihazından en iyi<br />
sonuçların alınmasını sağlayacak koşulların saptanması, kullanılan yıkama cihazının<br />
gelen tuvenan kömüre uygunluğunun saptanması, yıkanacak tuvenan kömür için en<br />
uygun yıkama cihazının seçimi, tuvenan kömür özelliklerinin yıkama verimine<br />
etkisinin belirlenmesi, beslenecek değişik özellikteki tuvenan kömürün<br />
yıkanmasından elde edilecek sonuçların tahmini, farklı yıkama cihazlarının verimlilik<br />
yönünden karşılaştırılması gibi özelliklere bağlıdır.<br />
<strong>Kömür</strong> hazırlama yöntemleri kömürün ısıl değerinin arttırılması , kömürün kükürtten<br />
arındırılması, kömürün susuzlandırılması, kömür artıklarının ve termik santral<br />
küllerinin değerlendirilmesi şeklinde bilinmektedir. Bu çalışmada; %49,40 küllü<br />
Oltu linyit kömürü sallantılı masa, Knelson ve flotasyon deneylerine tabi tutulmuş<br />
kül değeri azaltılarak daha yüksek kalitede kömür elde edilmiştir. Sallantılı masa ile<br />
uygun değer 285 dev/dak’da kül değeri %36,98 ile, Knelson ile optimum enerji % 30<br />
ile % 36,98 küllü, flotasyon (II. temizleme kons. + II. temizleme artık) da ise %15,09<br />
küllü ürünler elde edilmiş ve yöntemin uygulama yönünden kolay ve ekonomik<br />
olduğu sonucuna varılmıştır. Sonuç olarak; Oltu linyitlerinden düşük küllü temiz<br />
kömür elde etmek için kullanılan metotlardan en başarılı flotasyon ve Knelson<br />
zenginleştirme yöntemlerinde uygulandığı tespit edilmiştir.<br />
133
KAYNAKLAR<br />
Atesok G., 1986. <strong>Kömür</strong> Hazırlama, İ.T.Ü. Maden Fak.. İstanbul,158-167.<br />
Bayazıt, G., 2000. Soma İnce Ufalanmış Linyit <strong>Kömür</strong>lerinin Flotasyonla Zenginleştirilebilirliği,<br />
DEÜ Fen Bilimleri Enstitüsü, Yüksek Lisans Tezi, Maden Mühendisliği Bölümü, Cevher<br />
Hazırlama Anabilim dalı, İzmir, 12-16.<br />
Büyükyıldız C., 2008. Mengen <strong>Kömür</strong>lerinin Flotasyon ile Zenginleştirilebilirliğinin Araştırılması,<br />
Hacettepe Üniversitesi, Maden Mühendisliği, Yüksek Lisans Tezi, s:80.<br />
Celep, O, Alp,İ, Deveci,H, Vıcıl, M, Yılmaz,T, 2006. Gravite ayırıcısıyla Mastra (Gümüşhane)<br />
cevherinden altın kazanımı, İstanbul Üniv. Müh. Fak. Yerbilimleri Dergisi, Cilt: 19, Sayı: 2, 175-<br />
182.<br />
Çelik, H., 2006. İnce <strong>Kömür</strong>lerin Temizlenmesinde Köpük Flotasyonu ve Ağır Ortam Siklonlarının<br />
Entegrasyonu, DEÜ Mühendislik Fakültesi Fen ve Mühendislik Dergisi, Cilt: 8, Sayı: 2, 93-106.<br />
Dell, C.C. ve Jenkins, B.W., 1976. The Leeds flotation column, <strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> 7th Int. Coal<br />
Preparation Congress, Sydney, Australia, 122-130.<br />
Knelson,B, Jones,R, 1993. A New Generation <strong>of</strong> Knelson Concetrators A Totally Secure System<br />
Goes On Line, Mineral Engineering, Cilt: 7, 201-207.<br />
Kıdıman,F,B, 2009. Düşük tenörlü krom cevherlerinin Zenginleştirilmesinin araştırılması,<br />
Çukurova Üniv. Fen Bil. Ens., Yüksek Lisans Tezi, Adana, 90s.<br />
Kural 0., 1991. <strong>Kömür</strong>, İ.T.Ü. Maden Fak.İstanbul.<br />
Lai, R. ve Patton R.A., 2000. US Patent 6056125.<br />
Li, B., Tao, D., Ou, Z. ve Liu, J., 2003. Cyclo-microbubble column flotation <strong>of</strong> fine coal,<br />
Seperation Science <strong>of</strong> Technology, 38, 1125-1140.<br />
Lutrell, G.H., Keyser, P.M., Adel, G.T. ve Yoon, R.H.,1995. Improvements in recovery and<br />
selectivity with the microbubble flotation process, Proceeding <strong>of</strong> Second Annual Pittsburgh<br />
Coal Conference, Pittsburg, PA, 43-54.<br />
Magumbe, L., 2002. Process Desing for Gold Recovery from The Chester Deposit, Yüksek Lisans<br />
Tezi, Laurentian Ünviversitesi.<br />
Önal G., 1985. Cevher Hazırlamada Flotasyon Dışındaki Zenginleştirme Yöntemleri, İ.T.Ü. Maden<br />
Fak., İstanbul.<br />
Patchejieff, B., Gaidarjiev, S. ve Lazarov, D., 1995. Opportunities for Fine Gold Recovery from a<br />
Copper Flotation Circuit using a Knelson Concentrator, Minerals Engineering, 7,2/3,405-409.<br />
Ren, X., Li, Q., Zhang, Y. ve Liu, D., 1994. A New Centrifugal Seperator for Recovering Minerals<br />
from Fine and Ultrafine Sizes, Innovations in Minerals Processing, Sudbury, 349-355.<br />
Chneider, J.C. ve Van, G., 1988. Desing and operation <strong>of</strong> the hydrochem flotation column, Sastry<br />
K.V.S., (ed), Column Flotation’88, AIME, 287-292.<br />
Tasdemir A., 2007. <strong>Kömür</strong> Flotasyonunda Yeni Tekniklerin Uygulanabilirliğinin Araştırılması,<br />
İstanbul Üniversitesi, Fen Bilimleri Enstitüsü, Yüksek Lisans Tezi, Maden Mühendisliği<br />
Bölümü, s. 176.<br />
Yang, D.C., 1988. A new packet column flotation system, Sastry, K., (ed), Column Flotation’88,<br />
AIME, 257-266.<br />
Zipperian, D.E. ve Svensson, U., 1988. Plant practise <strong>of</strong> flotaire flotation machine for metallic, non<br />
metallic and coal flotation. Sastry K, (ed), Column Flotation’88, AIME, 43-54.<br />
134
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
AĞIR ORTAM SİKLONU PERFORMANS DEĞİŞİMİNİN<br />
ZAMANA BAĞLI OLARAK SİMÜLASYON İLE<br />
İNCELENMESİ<br />
INVESTIGATION OF THE VARIATION IN PERFORMANCE OF<br />
HEAVY MEDIA CYCLONE WITH RESPECT TO TIME BY<br />
SIMULATION<br />
Yakup Umucu <br />
Süleyman Demirel Üniversitesi, Maden Müh. Bölümü, Isparta<br />
Vedat Deniz<br />
Hitit Üniversitesi, Kimya Mühendisliği Bölümü, Çorum<br />
M. Emin Göksu<br />
Süleyman Demirel Üniversitesi, Maden Müh. Bölümü, Isparta<br />
Tuncer Dinç<br />
Cantürk Madencilik A.Ş. Kütahya<br />
ÖZET Manisa -Soma bölgesinde bulunan Buruyar şirketinin mevcut ağır-ortam siklonunun<br />
performans değerleri; beslenen temiz kömür ve şist ürünlerinden, alınan numuneler yüzdürme<br />
batırma testlerine tabi tutularak saatlik değişime göre tespit edilmiştir. Daha sonra, Denizli-Çivril<br />
bölgesinde özel bir firmaya ait tesisten kömür numuneleri alınarak yıkanabilirliklerini ortaya<br />
koymak için yüzdürme-batırma testi gerçekleştirilmiştir. Son olarak da Buruyar şirketinin ağır<br />
ortam siklonu (AOS) saatlik performans değerlerinden Denizli-Çivril bölgesi ince boyutlu<br />
kömürlerinin bu cihazda zenginleştirmesi sonucu elde edilecek temiz kömür ve şist miktarlarının<br />
saatlik değişimi cihaz performansına bağlı olarak nasıl bir değişim gösterdiği ortaya konmuştur.<br />
ABSTRACT In this study, time-dependent performance <strong>of</strong> heavy-medium cyclone were<br />
determined with sink-float testing <strong>of</strong> clean coal and schist samples taken from cyclone feeding at<br />
Buruyar coal company located at Manisa-Soma Region. Later, coal samples, taken from coal plant<br />
belongs to a private sector located at Denizli-Çivril region, were subjected to float-sink tests for<br />
washability assessment. Finally, hourly changes in the amount <strong>of</strong> clean coal and tailing recovered<br />
from processing <strong>of</strong> Denizli-Çivril coals with heavy media cyclone were determined using classic<br />
simulation methods depending on performance values <strong>of</strong> heavy-medium cyclone (HMC). Results<br />
obtained from simulation were compared.<br />
yakupumucu@sdu.edu.tr<br />
135
1 GİRİŞ<br />
Ülkemizde kömürlerin büyük bir bölümünün orta ve zor yıkanabilir özelliğe sahip<br />
olmaları, ağır ortam yöntemi ile yıkama gerekliliğini doğurmuştur. Son yıllarda,<br />
ülkemiz kömür ocaklarının özelleştirme sürecine girmesinden, birçok özel girişimciyi<br />
devletin çoğu ocağını işletir duruma getirmiştir. Özel sektör, önceleri tüvenan<br />
kömürü çıkarıp doğrudan satışa sunmuş, fakat kaliteli kömüre olan talebin ve<br />
rekabetin artması sonucu birçok firma yıkama tesisi kurmak zorunda kalmıştır (Deniz<br />
ve Umucu, 2004).<br />
<strong>Türkiye</strong>’de kömür yıkama açısından epey yol alınmış ve hemen hemen tüm kömür<br />
işletmelerinde kömür yıkama tesisi kurulmuş ya da kuruluş hazırlıkları devam<br />
etmektedir. Ancak kurulan tesislerin birçoğu temel araştırmalar yapılmadan, standart<br />
bir tesis olarak kurulmaktadır. <strong>Kömür</strong> özellikleri, beklentiler ve işletme ekonomisi<br />
pek göz önünde tutulmadan tesis yatırımları gerçekleştirilmektedir. Yine bu<br />
tesislerdeki en önemli eksikliklerden birisi de performans ölçümlerinin<br />
yapılmamasıdır. Bu nedenle de işletmede tüvenan üretimi ile yıkanan kömür arasında<br />
oransal dengeler, tesis kayıp kaçakları ve temiz kömür kalitesi ile ilgili olası sınır<br />
değerler belirlenememektedir (Arslan vd., 2009).<br />
<strong>Kömür</strong> de uygulanan yıkanabilirlik özelliğinin tespiti amacıyla yapılan yüzdürmebatırma<br />
testleri, kurulması planlanan bir kömür yıkama tesisinin tasarımı için önemli<br />
bir yer teşkil edip ilk adım olarak görülmektedir. Yapılan testler, kömürün farklı<br />
yoğunluk fraksiyonlarında dağılımı hakkında bilgi vermesi yanında, söz konusu<br />
kömürün yıkama işlemine tabii tutulması sonucunda elde edilebilecek ürünlerin<br />
miktarı ve kül oranları hakkında teorik bir bilgi vermektedir. Verilerin teorik<br />
olmasından dolayı, çoğu zaman uygulamada farklılıkların çıktığı görülmektedir. Oysa<br />
tesiste kullanılan cihazların ayırma performanslarının bilinmesi durumunda,<br />
yıkanması düşünülen kömürden elde edilecek temiz kömür ve şist miktarlarının<br />
önceden gerçeğe yakın değerler ile tahmini mümkün olabilmektedir. Ayrıca, kurulu<br />
bulunan cihazın ayırma sınır yoğunlukları değiştirilerek elde edilecek temiz kömür<br />
miktarları ve kül oranlarının tahmin edilebilmesi de mümkündür. <strong>Kömür</strong> yıkama<br />
cihazının ayırma performans, ekipmanın yapısına ve çalışma şartlarına, ayırma<br />
ortamına, besleme miktarına, beslenen kömürün külüne, kömür boyutuna ve<br />
dağılımına bağlıdır (Leonard, 1979; Burt, 1984; Osborne, 1988; Kemal, 1987; Kemal<br />
vd., 1988).<br />
<strong>Kömür</strong>ü yıkayan ekipmanın performansı için ilk defa 1937 yılında Tromp tarafından<br />
bir hesaplama ve eğri çizimi önerilmiştir. Bu eğri, “Tromp” veya “Dağılım Eğrisi”<br />
olarak isimlendirilmiştir. Dağılım eğrisinin şekli, tüvenan kömürün özelliklerinden<br />
ziyade, kullanılan yıkama cihazının ayırma hassasiyetine bağlıdır. Bu eğriden<br />
yararlanılarak, farklı yıkama cihazları arasında mukayese yapılabildiği gibi, aynı<br />
yıkama cihazında uygulanan farklı yıkama koşulları da kıyaslanabilir. Bir dağılım<br />
eğrisinin özelliğini yansıtan ve yıkama sonuçlarının değerlendirilmesine yarayan,<br />
çeşitli kriterler mevcuttur. Bunlardan en çok kullanılanlar, hata faktörü ve hassasiyet<br />
136
faktörüdür. Dağılım eğrisinde, % 25 ve % 75 dağılım faktörlerine karşılık gelen<br />
yoğunluk farkının yarısı hata faktörü (Ep) olarak tanımlanmaktadır. <strong>Hata</strong> faktörü ne<br />
kadar düşük olursa, ayırma hassasiyeti o kadar yüksek demektir. Yoğunluk farkı ile<br />
çalışan yıkama cihazlarında, genellikle düşük yoğunlukta yapılan ayırmalar yüksek<br />
yoğunlukta yapılan ayırmalara nazaran daha hassas olmaktadır. Bu nedenle dağılım<br />
eğrisinin özelliği, yani cihazın ayırma hassasiyeti, ayırma yoğunluğuna göre<br />
değişmektedir. Ayırma yoğunluğundan ötürü hassasiyet farklılığını gidermek için<br />
hassasiyet faktörü (Is) kullanılmaktadır (Ateşok, 1986).<br />
<strong>Kömür</strong> yıkama tesislerinde lineer bir sürekliliğin sağlanması için prosesin yakından<br />
takibi, kontrolü ve gerektiğinde müdahale edilebilmesi gerekmektedir. Proses<br />
kontrolü tesislerin kapasite ve verimliliklerini doğrudan etkilediği gibi düşük işletme<br />
ve bakım maliyeti, tesisin kesintisiz çalışması, homojen bir üretimin sağlanması<br />
açısından da önem taşımaktadır (Deniz, 2002).<br />
Bu çalışmada, Manisa -Soma bölgesinde bulunan Buruyar şirketinin mevcut ağırortam<br />
siklonunun performans değerleri; beslenen temiz kömür ve şist ürünlerinden,<br />
alınan numuneler yüzdürme batırma testlerine tabi tutularak saatlik değişime göre<br />
tespit edilmiştir. Daha sonra, Denizli-Çivril bölgesinde yer alan özel bir kömür<br />
işletmesine ait tavuklama ve eleme tesislerinden sınıflandırılmış örnekler alınmış ve<br />
18 mm altındaki boyutların yıkanabilirliklerini ortaya koymak için yüzdürme-batırma<br />
testi gerçekleştirilmiştir. Son olarak da ağır ortam siklonu (AOS) saatlik performans<br />
değerlerinden Denizli-Çivril bölgesi ince kömürlerinin bu cihazda zenginleştirmesi<br />
sonucu elde edilecek temiz kömür ve şist miktarlarının saatlik değişiminin cihaz<br />
performansına bağlı olarak nasıl bir değişim gösterdiği ortaya konmuştur.<br />
2 MALZEME VE YÖNTEM<br />
Deneysel malzeme olarak, Denizli-Çivril bölgesinden Cantürk Madenciliğe ait<br />
tavuklama ve eleme tesislerinden beş farklı boyuttaki alınan örneklerin kül dağılımı<br />
değerleri Çizelge 1.’ de verilmiştir.<br />
Çizelge 1. Denizli-Çivril yöresi tavuklama-eleme tesisinden alınan numunenin kül<br />
dağılım sonucu.<br />
Boyut (mm) Kül (%)<br />
-150+100 20.91<br />
-100+50 <strong>18.</strong>33<br />
-50+25 17.42<br />
-25+18 16.85<br />
-18 31.52<br />
TOPLAM<br />
137
Tesisden alınan kömür örneklerinin kül analiz sonuçları incelendiğinde (Çizelge 1),<br />
üretim esnasında selektif madencilik sonucu kül oranı iri boyutlarda düşmüş, 18 mm<br />
altında ise selektif üretim yapılamadığından kül oranı fazla olduğu tespit edilmiştir.<br />
Bunun sonucunda, ince boyutların zenginleştirilmesi gerektiği tespit edilmiştir. Bu<br />
nedenle kömürün yıkanma özelliğini belirlemek için yüzdürme-batırma testleri<br />
yapılmıştır.<br />
2.1 Yüzdürme-Batırma Testi<br />
Yüzdürme-batırma testine tabi tutulacak numuneler, hem besleme hem de temiz<br />
kömür ve şist ürün numunelerinin çatlakları içerisine ZnCl2 girmemesi için öncelikle<br />
su içerisinde bekletilmiştir. Daha sonra boyut gruplarına ayrılmış olan örnekler<br />
yüzdürme-batırma testine tabi tutulmuştur. Numuneler, ZnCl2 ile 50 lt’lik kovalar<br />
içerisinde hazırlanmış olan 1.30, 1.40, 1.50, 1.60, 1.70 ve 1.80 g/cm 3 ’luk<br />
yoğunluklarda yüzdürme – batırma testlerine tabi tutulmuştur.<br />
Yüzdürme-batırma testleri sonrası, ürünler temiz su ile yıkandıktan sonra, oda<br />
sıcaklığında kurutulmuş ve her bir yoğunluk aralığındaki ürünlerin ağırlıkları tartılıp<br />
kül analizleri yapılmıştır.<br />
Yapılan Yüzdürme-Batırma testi verilerinden kömürün yıkanabilirliğinin genel<br />
anlamda orta-zor olduğu görülmektedir. <strong>Kömür</strong> için ideal yıkama yoğunluğunun 1.6<br />
veya 1.7 gr/cm 3 olduğu tespit edilmiştir.<br />
Şekil 1. Denizli-Çivril bölgesi -18+0.425 mm kömür numunesi için Yüzdürme-<br />
Batırma Eğrileri.<br />
138
2.2 Ağır Ortam Siklonunun (AOS) Zamana Bağlı Performans Ölçümü<br />
2. grupta ki çalışmalar; ağır-ortam siklonunda zenginleştirme işlemi sonrasında elde<br />
edilecek temiz kömür ve şist miktarını tahmin etmek için Manisa -Soma bölgesinde<br />
bulunan Buruyar şirketinin mevcut ağır-ortam siklonundan zamana bağlı olarak<br />
çalışma performansı için belirli saatlerde beslenen, temiz kömür ve şistten ürünler<br />
alınmıştır. Bu ürünlerin yüzdürme-batırma sonuçları sonrası, Tromp eğrileri ise Şekil<br />
2'de verilmiştir.<br />
Şekil 2. Ağır-ortam siklonu performansına yönelik Tromp eğrileri.<br />
Şekil 3. Ağır-ortam siklonunun zamana bağlı ayırma etkinliği ve ayırma hassasiyeti.<br />
139
Zamana bağlı ölçümlerde ağır ortam siklonunun performansının değişim gösterdiği<br />
(Şekil 3’de görüldüğü üzere) tespit edilmiştir. Bu değişimin, cihazın herhangi bir<br />
mekanik sorunundan kaynaklanmadığı belirlenmiştir. Tesiste mesai saatleri<br />
değişiminde ve yemek aralarında performansın olumsuz yönde etkilendiği ortaya<br />
çıkmıştır. Bununla birlikte cihaz ayırma yoğunluğunun da değiştiği belirlenmiştir.<br />
3 SİMÜLASYON ÇALIŞMALARI<br />
<strong>Kömür</strong> yıkama cihazının ayırma performansı, ekipmanın yapısına ve çalışma<br />
şartlarına, ayırma ortamına, besleme miktarına, beslenen kömürün külüne, kömür<br />
boyutuna ve dağılımına bağlıdır (Kemal, 1987).<br />
Tromp eğrisinin şekli, beslenen malzeme özelliklerinden daha çok, kullanılan yıkama<br />
aygıtlarının ayırma hassasiyetine bağlıdır. Bu eğriden yararlanarak farklı yıkama<br />
aygıtları arasında mukayese yapılabildiği gibi, aynı yıkama aygıtında uygulanan<br />
farklı yıkama koşulları da mukayese edilebilmektedir (Leonard, 1979; Ateşok, 1986;<br />
Kemal, 1987).<br />
Temiz kömür kazanma verimi, teorik temiz kömür (lave) miktarı ile tüvenan da<br />
bulunan aynı küldeki malzeme miktarının mukayesesini sağlar (Ateşok, 1986).<br />
Soma Buruyar şirketindeki mevcut ağır ortam siklonunun ayırma yoğunluğunun<br />
değişiminin sonucu elde edilecek ürünlerin verim ve kül oranlarındaki etkisi<br />
araştırılmıştır. Mevcut cihazda, 1.6 gr/cm 3 yoğunlukta zenginleştirme (yıkama)<br />
yapılması durumunda alınacak ürün özellikleri klasik simülasyon (benzetim)<br />
yöntemiyle hesaplanmıştır. Bu değerlendirme sonucunda, ekipman için ayırma<br />
yoğunluğunda elde edilebilecek temiz kömür miktarı ve kül oranlarının değişimi<br />
Şekil 4’de verilmiştir.<br />
Şekil 4’den görüleceği üzere ağır ortam siklonunda temiz kömür kazanma<br />
verimlerinin zamana bağlı değiştiği gözlenmiştir. Zenginleştirilmesi hedeflenen<br />
kömürü, mevcut yıkama yapan cihazın performansının iyi olduğu bir zamanda Tromp<br />
eğrisinin belirlenmesinin gerektiği ortaya çıkmıştır. Doğru bir uyarlama çalışması<br />
için cihaz üzerinde farklı saat dilimlerinde numune almanın daha doğru olduğu Şekil<br />
4’den anlaşılmaktadır.<br />
140
Şekil 4. Simülasyon sonucu yoğunluğa bağlı olarak elde edilecek temiz kömür ve %<br />
kül miktarları<br />
4 SONUÇ VE ÖNERİLER<br />
Denizli-Çivril kömürlerin, yapılan Yüzdürme-Batırma testi verilerinden<br />
yıkanabilirliğinin genel anlamda orta-zor olduğu ve ideal yıkama yoğunluğunun<br />
1.6 gr/cm 3 olduğu tespit edilmiştir. Ayrıca test sonuçlarından ara ürün miktarının<br />
düşük olduğu gözlenmiştir. Bunun en büyük sebebi ise seçimli kazı yapılmasından<br />
kaynaklanmaktadır.<br />
Ağır ortam siklonunda kömürden kaynaklanan kil sebebiyle cihazın ayırma<br />
yoğunluğu sık sık değişmektedir ve manyetitin tekrar tesise ilavesi söz konusu<br />
olmaktadır. Ancak tesise yapılan manyetit ilaveleri belirsiz ve uzun zaman<br />
aralıklarında olduğundan yoğunluklar sürekli değişim göstermektedir. Besleme<br />
düzensiz yapıldığından yoğunluğun sürekli kontrolü gerekmektedir.<br />
Yapılan testler sonucunda, cihaz performansının tesis işletme maliyetlerini olumsuz<br />
etkilediği gibi, elde edilen temiz kömür kalitesini de düşürebileceği bu çalışmada<br />
ortaya çıkmıştır. Ağır ortam cihazlarındaki sorunların el ile kontrol yerine bilgisayarlı<br />
kontrol yapılmasında yarar vardır. Bilgisayarlı kontrol sistemi sayesinde yoğunluğun<br />
çok fazla değişim göstermesi giderilebilir. Böylece cihaz performansı artarak kömüre<br />
şist, şiste temiz kömür karışması ortadan kalkar. Tesisteki cihazlardaki ayırma<br />
yoğunluğu ve hassasiyetindeki değişimlerin genelde çay ve yemek saatlerinde daha<br />
çok meydana geldiği görülmektedir. Bu nedenle, otomatik kontrol aletleri ile kontrolü<br />
şarttır.<br />
141
Bu çalışma sonunda, uyarlama çalışmalarının doğru bir şekilde yapılabilmesi için<br />
kontrolünün daha iyi sağlandığı veya otomasyonun olduğu bir tesis seçilmelidir.<br />
Cihaz performansının iyi olduğu bir anda uyarlama çalışmaları iyi, bozuk olduğu<br />
durumda ise uyarlama çalışmaları kötü sonuçlar verecektir.<br />
KAYNAKLAR<br />
Arslan, V., Tanrıverdi, M., Şen, S. ve Er, B., 2009. “<strong>Türkiye</strong>de <strong>Kömür</strong> Hazırlama Tesisleri,<br />
Performans Ölçümünün Önemi ve Bir Örnek Uygulama”, <strong>Türkiye</strong> 21.Uluslararası Madencilik<br />
<strong>Kongresi</strong> ve Sergisi, Antalya, 6-8 Mayıs, s.433-442.<br />
Ateşok, G., 1986. <strong>Kömür</strong> Hazırlama, İTÜ Maden Fakültesi, İstanbul, s. 158-167.<br />
Burt, R.O., 1984. Gravity Concentration Technology, Elsevier, Amsterdam, Netherlands, 33-51 p.<br />
Kemal, M., 1987. <strong>Kömür</strong> Teknolojisi. DEÜ. Müh.-Mim. Fak. Yayını, MM/MAD-90 EY401, İzmir,<br />
s. 91-133.<br />
Kemal, M. Semerkant, O. ve Arslan, V., 1988. Zonguldak'ta Üretilmekte Olan Temiz <strong>Kömür</strong> için<br />
Optimal Kül Oranının Saptanması. <strong>Türkiye</strong> 6. <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong>, TMMOB Maden Müh. Odası,<br />
Zonguldak, s. 143-158.<br />
Leonard, J.W., 1979. Coal Preparation, AIME, 4th edition. NewYork.<br />
Osborne, D.G., 1988. Coal Preparation Technology, Graham & Trotman, Vol. 1, Chapter 5,<br />
London, 179-188 p.<br />
Deniz, V., 2002. Cevher Hazırlamada Otomatik Kontrol ve Enstrumentasyon, Süleyman Demirel<br />
Üniversitesi, Basılmamış Ders Notları.<br />
Deniz, V. ve Umucu, Y., 2004. Soma Buruyar şirketinin ağır-ortam tamburunun ve siklonunda<br />
kömür yıkama performans çalışması. <strong>Türkiye</strong> 14. <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong>, Maden Müh. Odası,<br />
Zonguldak, s. 161-170.<br />
Kemal, M., Semerkant, O. ve Arslan, V., 1988. Zonguldak’ta Üretilmekte Olan Temiz <strong>Kömür</strong> İçin<br />
Optimal Kül Oranının Saptanması. <strong>Türkiye</strong> 6. <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong>, TMMOB Maden Müh. Odası,<br />
Zonguldak, s. 143-158.<br />
142
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
ŞIRNAK ASFALTİTİNİN PİROLİZ ÖZELLİKLERİNİN<br />
KARAKTERİZASYONU<br />
CHARACTERIZATION OF PYROLYSIS PROPERTIES<br />
OFSIRNAK ASPHALTITE<br />
Aydan Aksoğan Korkmaz *<br />
İnönü Üniversitesi, Malatya MYO, Madencilik ve Maden Çıkarma Bölümü, Malatya<br />
Kazım Eşber Özbaş<br />
Aksaray Üniversitesi, Maden Mühendisliği Bölümü, Aksaray<br />
ÖZET Şırnak-Avgamasya asfaltitinin piroliz özelliklerini termal analiz yöntemleriyle belirlemek<br />
amacıyla, örnekler -2.36 mm boyutuna elenmiştir. Bu örneklerin kısa ve elementel analizi<br />
yapılmıştır. Asfaltitin diğer karakteristik özelliklerini belirlemek amacı ile XRD ve FTIR analizleri<br />
incelenmiştir. DTA ve TGA deneyleri -212+150 µm ve -45+38 µm tane boyutunda, 50 ml/dk azot<br />
gazı akışında, 900°C sıcaklığa kadar yapılmıştır. Isıtma hızı ve tane boyutunun piroliz özelliklerine<br />
etkisini inceleyebilmek için, 2 farklı tane boyut fraksiyonu ve 5 farklı ısıtma hızı kullanılarak TGA<br />
deneyleri yapılmıştır. Deneylerden elde edilen verilerden pik sıcaklıkları ve kütle kayıp miktarları<br />
belirlenmiştir. TG/DTG termogramları incelenerek, nem kaybı, uçucu çıkışı ve mineral madde<br />
bozunmasına bağlı olan 3 farklı sıcaklık bölgesi bulunmuştur. Ayrıca örneklerin TG/DTG verileri<br />
kullanılarak, Arrhenius kinetik modeliyle görünür aktivasyon enerjileri hesaplanmıştır.<br />
ABSTRACT Pyrolysis properties <strong>of</strong> Sırnak-Avgamasya asphaltite were determined by thermal<br />
analysis methods. For this purpose, samples was crushed -2.36 mm. Proximate and elemental<br />
analysis <strong>of</strong> the samples were done. Also, for the other characterizations <strong>of</strong> the asphaltite sample<br />
XRD and FTIR analysis were investigated. DTA and TGA experiments were carried out by using -<br />
212+150 µm and -45+38 µm particle size, under 50 ml/min nitrogen gas flow rate, up to 900°C. In<br />
order to investigate the effects <strong>of</strong> heating rate and particle size on pyrolysis properties, TGA<br />
experiments were carried out by using 2 different particle size and 5 different heating rates. Peak<br />
temperatures and amounts <strong>of</strong> mass losses were determined by the data obtained from the<br />
experiments. By examining the TG/DTG thermograms, 3 different temperature regions were found<br />
which depends on moisture loss, volatile release and mineral matter decomposition. In addition, by<br />
using TG/DTG data <strong>of</strong> the samples, apparent activation energies were calculated by Arrhenius<br />
kinetic model.<br />
* aydan.korkmaz@inonu.edu.tr<br />
143
1 GİRİŞ<br />
Günümüzün enerji kaynakları; yenilenemeyen enerji kaynakları (kömür, petrol,<br />
asfaltit ve doğalgaz) ve yenilenebilen enerji kaynakları (odun, bitki artıkları,<br />
jeotermal enerji, güneş, rüzgar, hidrojen vb.) şeklinde sınıflandırılmaktadır.<br />
Yenilenebilen enerji kaynakları, kullanıldıkça tükenmeyen ve sürekli kullanıma hazır<br />
hale gelen kaynaklar olmasına rağmen, özellikle petrol ve kömür gibi fosil kökenli<br />
yakıtlar ise kullanıldıkça tükenen ve devamlılığı gittikçe azalan kaynaklardır.<br />
Fosil yakıtları esas alan enerji kullanımı; yakıt konusunda kısmen dışa bağımlılık,<br />
yüksek ithalat giderleri ve çevre sorunları gibi önemli olumsuzlukları da beraberinde<br />
getirmektedir. Bu nedenle yerel doğal zenginlikler konumunda olan yenilenemeyen<br />
enerji kaynaklarının kullanımı önem taşımaktadır.<br />
Yenilenemeyen enerji kaynaklarından olan asfaltit, ülkemizde sadece Güneydoğu<br />
Anadolu Bölgesinde Şırnak, Mardin ve Hakkari illeri sınırları içinde, genellikle<br />
filonlar halinde bulunmaktadır.<br />
1.1 Asfaltitin Tanımı<br />
Asfaltitler petrol orijinli, Mo, Ni ve V gibi değerli metalleri ve U ve Th gibi bazı<br />
radyoaktif metalleri içeren potansiyel hidrokarbon kaynaklarıdır (Karayiğit ve Querol<br />
(2002)). Asfaltik materyallerin tektonik hareketler sonucu oluşan çatlak ve kırıkları<br />
doldurmaları sonucu oluşur (Kök ve arkadaşları (2005)). Derinlerde bulunan sıvı<br />
veya yarı sıvı durumdaki bu asfaltik materyaller hidrostatik basınç, gravitasyon,<br />
sıcaklık gibi etkenlerle taşınarak, yarık, çatlak ve boşluklara yerleşir. Göç esnasında<br />
ve sonrasında petrol, çatlaklardaki hafif gaz bileşenlerini kaybeder ve bir takım<br />
kompleks kimyasal ve fiziksel değişikliklere uğrar. (DPT 8. Beş Yıllık Kalkınma<br />
Planı (2001)).<br />
1.2 Asfaltitin Genel Özellikleri<br />
Asfaltitler koyu renkli, nispeten sert ve uçucu olmayan katı maddelerdir.<br />
Hidrokarbonlardan oluşmuş olup, oksijenli bileşikleri ve kristalleşen parafinleri<br />
içermezler veya çok az içerirler (Orhun (1982)). Mohs sertlik cetveline göre<br />
sertlikleri 2-3 arasındadır. Asfaltik pirobitümler yüksek sıcaklıkta sıvılaşmadan<br />
şişerek kimyasal parçalanmaya uğrarlar (Kural (1991)). Asfaltitin ısıl değeri 18000<br />
kJ/kg, yaklaşık erime sıcaklığı ise 200-315ºC’dir (TÜSİAD 1. Enerji Şurası (1998)).<br />
Karbon disülfid ile çözünebilirler. Mesozoik-Senozoik yaşlı asfaltit rezervleri yüksek<br />
miktarda kuvars, pirit, karbonat ve kil mineralleri içerirler (Hiçyılmaz ve Altun<br />
(2006)).<br />
1.3 Asfaltitin Kullanım Alanları<br />
Son zamanlarda yapılan çalışmalar sonucu asfaltitler geniş bir kullanım alanına sahip<br />
olmuştur. Asfaltit, iz elementlerin bir kaynağı olarak kullanılabilir ve piroliz yoluyla<br />
hafif hidrokarbon gazları, katran ve yüksek kaliteli yakıt çarı (char) gibi değerli<br />
ürünlere dönüştürülebilir (Elbeyli (2006)).<br />
144
Ayrıca boya ve vernik üretiminde, yol inşasında, otomobil lastiği üretiminde, elektrik<br />
izolasyonunda ve mürekkep üretiminde kullanılırlar. Ham petrol gibi bazı rafine<br />
işlemlerinden sonra sentetik gaz, sıvı yakıt, amonyak ve sülfür elde edilebilir. Aynı<br />
zamanda güç tesislerinde elektrik enerjisi üretimi için de kullanılabilir. Dünyada,<br />
asfaltit küllerinden vanadyum, nikel ve uranyum üretimi yapılmaktadır.<br />
1.4 <strong>Türkiye</strong> Asfaltit Rezervleri<br />
Ülkemizde Güneydoğu Anadolu Bölgesinde Şırnak, Mardin ve Hakkari illeri sınırları<br />
içinde sayıları 20’ye yaklaşan, çeşitli asfaltik madde filonları bulunmaktadır (Kural<br />
(1991)). Bu filonlar içerisinde gerek rezerv, gerek doğada bulunuş yeri ve şekli ve<br />
gerekse de nitelik olarak en değerlisi Avgamasya filonudur. Bu bölgedeki Karatepe,<br />
Nivekara, Milli, Şeridahli, Segürük ve Avgamasya filonlarında asfaltit üretimi<br />
yapılmaktadır. Avgamasya damarı 15-100 m genişliğinde ve 3500 m<br />
uzunluğundadır (DPT 8. Beş Yıllık Kalkınma Planı (2001)).<br />
Bu alan yaklaşık 1700 km 2 ’dir. <strong>Türkiye</strong> asfaltit rezervleri yaklaşık 80 milyon ton’dur<br />
(Hiçyılmaz ve Altun (2002)). Bu rezervlerin 45 milyon tonu görünür rezerv, 29<br />
milyon tonu muhtemel rezerv ve 6 milyon tonu ise mümkün rezerv olarak<br />
belirlenmiştir (Ünalan (2003)). 14 milyon ton rezervle Şırnak-Avgamasya Bölgesi,<br />
Güneydoğu Anadolu’daki en büyük rezervdir. <strong>Türkiye</strong>’deki diğer asfaltit yatakları<br />
Mardin-Silopi ve Şırnak-Siirt olmak üzere yine Güneydoğu Anadolu’da<br />
bulunmaktadır. Farklı asfaltit damarları, asfaltik materyallerin lokasyonuna, jeolojik<br />
formasyona ve metamorfizma derecesine bağlı olarak farklı fiziksel ve kimyasal<br />
özellikler göstermektedir (Ballice (2002)).<br />
2 MATERYAL VE YÖNTEM<br />
2.1 Materyal<br />
Deneylerde kullanılmak üzere Şırnak-Avgamasya filonundan asfaltit örneği temin<br />
edilmiştir. Bu örnek, ilk olarak çeneli kırıcıda kırılmış ve konileme-dörtleme<br />
yöntemiyle iki eşit kısma bölünmüştür. Hazırlanmış olan asfaltit örneği daha sonra<br />
çekiçli kırıcıda tekrar kırılarak -2360 μm boyutuna getirilmiştir. Kırılan asfaltit örneği<br />
son olarak bıçaklı bölücüyle birkaç kez bölünerek, deneysel çalışmalar için gereken<br />
temsili örnekler hazırlanmıştır. -2360 μm boyutuna indirilen asfaltit örneğinin,<br />
ASTM (American Society for Testing and Materials Standards) standart elek serisiyle<br />
boyut dağılımı belirlenmiştir.<br />
2.2 Yöntem<br />
Boyut dağılımı belirlenen asfaltit örneğinden yeterli miktarda alınarak halkalı<br />
değirmen ile kapalı devre eleme-öğütme uygulanmış ve örnek -65 meş’e<br />
öğütüldükten sonra kısa analizleri ASTM D 5142-04’e göre yapılmıştır. Aynı<br />
zamanda -65 meş asfaltit örneğinin elementel analizi, XRD (X-Ray Diffraction) ve<br />
FTIR (Fourier Transform Infrared) analizleri de yapılmıştır. Tüm deneyler<br />
tekrarlanabilirliği kontrol etmek için en az iki kez tekrarlanmıştır.<br />
145
TGA deneylerinde yaklaşık 10 mg asfaltit örneği kullanılmıştır. Deneylerde<br />
kullanılmak üzere -212+150 µm ve -45+38 µm boyutları seçilmiştir. Isıtma hızının<br />
etkisini görebilmek için, 5°C/dk, 10°C/dk, 15°C/dk, 20°C/dk ve 30°C/dk olmak üzere<br />
5 farklı ısıtma hızı kullanılmıştır.<br />
DTA deneyleri ise, -212+150 µm ve -45+38 µm boyuttaki örnekler için 10ºC/dk<br />
ısıtma hızı, 50 ml/dk azot gazı akış hızı altında, atmosferik basınçta<br />
gerçekleştirilmiştir. Shimadzu marka TA 50 model termal analiz cihazıyla yapılan<br />
DTA deneylerinde referans materyal olarak α-alümina kullanılmıştır.<br />
3. SONUÇ<br />
3.1 Asfaltit Örneklerinin Karakteristik Özellikleri<br />
Avgamasya asfaltit örneğine ait kısa analiz ve elementel analiz sonuçları sırasıyla<br />
Çizelge 1 ve Çizelge 2’de verilmiştir. Çizelge 2 incelendiğinde, yapı içerisinde C<br />
miktarının %78.71 olarak oldukça yüksek miktarda bulunduğu görülmüştür. Yapı<br />
içerisinde C miktarının fazla, H miktarının ise az olması aromatikliğin bir<br />
göstergesidir.<br />
Çizelge 1. Avgamasya asfaltit örneğinin kısa analiz sonuçları.<br />
Kısa Analiz* Ağırlık (%)<br />
Nem 0.56<br />
Kül 46.51<br />
Uçucu madde 63.60<br />
Sabit C 35.35<br />
Toplam S 11.65<br />
Yanabilir S 6.17<br />
Kalorifik değer (cal/g) 4344<br />
*Kuru külsüz baz (kkb)<br />
Çizelge 2. Avgamasya asfaltit örneğinin elementel analiz sonuçları.<br />
Elementel Analiz* Ağırlık (%)<br />
C 78.71<br />
H 6.67<br />
N 0.93<br />
S 10.37<br />
O (fark ile) 3.32<br />
*Kuru külsüz baz (kkb)<br />
Avgamasya asfaltit örneğinin Rigaku D Max 2B marka cihaz ile yapılan XRD analizi<br />
sonucu Şekil 1’de görülmektedir. Şekil 1 incelendiğinde, asfaltit örneklerinde<br />
belirlenen minerallerin temelde reinhard, brunsit, kuvars, kalsit, dolomit ve pirit<br />
olduğu görülmüştür. Bunun yanında az miktarda illit, montmorillonit, pumpellit ve<br />
146
nagasimalit minerallerine de rastlanmıştır. Temel elementler içinde kalsit içeriğinin<br />
diğer elementlerden daha yüksek olduğu görülmüştür.<br />
Şekil 1. Avgamasya asfaltit örneğinin XRD analiz sonucu.<br />
Asfaltit örneğinin FTIR analizi için KBr peletleri örneğin 100 katı oranında (1mg<br />
asfaltit örneği için 100 mg KBr) olacak şekilde hazırlanmıştır. 18°C oda sıcaklığında<br />
500-4000 cm -1 bölge aralığında taranarak elde edilen pikler Şekil 2’de verilmiştir.<br />
Şekil 2’deki FTIR spektrumunda görülen 3000-3650 cm -1 aralığındaki geniş bant,<br />
sudaki hidroksil gruplarına ya da fenolik bileşiklere bağlı olarak ortaya çıkmaktadır.<br />
Alifatik hidrokarbon türlerine bağlı olarak ortaya çıkan -CH, -CH2 titreşim bantları<br />
ise, 2800 ve 2900 cm -1 değerlerinde görülmektedir. 1400 cm -1 bandı aromatik<br />
titreşimle (C=C) ilişkili olabilir. 675-900 cm -1 bandı aromatik halkaya ait olup, 1000-<br />
1100 cm -1 arasındaki pik, oksijenin yapı içerisinde oluşturmuş olduğu C-O-C ve C-O<br />
bantlarına aittir.<br />
147
Şekil 2. Avgamasya asfaltit örneğinin FTIR spektrumu.<br />
3.2 TGA Deneylerinde Isıtma Hızının Etkisi<br />
Çizelge 3’de farklı ısıtma hızlarında asfaltit örneklerine ait kütle kayıpları ve pik<br />
sıcaklıkları verilmektedir. Çizelge incelendiğinde, -212+150 μm boyut<br />
fraksiyonunda, birinci reaksiyon bölgesindeki pik sıcaklıklarında ısıtma hızına bağlı<br />
olarak düzenli bir artış veya azalış görülememiştir. İkinci ve üçüncü reaksiyon<br />
bölgelerinde ise, ısıtma hızı arttıkça benzer yayınlarda da olduğu gibi pik sıcaklığı da<br />
düzenli bir şekilde artmıştır (Kök (2003)). -45+38 µm boyut fraksiyonunda ise, her üç<br />
reaksiyon bölgesinde de pik sıcaklığı ısıtma hızının artışına bağlı olarak, düzgün<br />
şekilde artmıştır. Deneylerde maksimum pik sıcaklığı, en yüksek ısıtma hızı olan<br />
30ºC/dk’da elde edilmiştir.<br />
-212+150 µm boyutlu Şırnak asfaltitinin farklı ısıtma hızlarındaki TG eğrilerinin<br />
çoklu gösterimi Şekil 3’de, DTG eğrilerinin çoklu gösterimi ise Şekil 4’de verilmiştir.<br />
TG eğrileri incelendiğinde, bütün ısıtma hızları için kütle kaybının yaklaşık olarak %<br />
32 olduğu görülmüştür. DTG eğrileri incelendiğinde, 2. ve 3. Bölgelere ait piklerin<br />
yükseklikleri, büyük çoğunlukla ısıtma hızının artışına bağlı olarak artmıştır.<br />
Güldoğan ve arkadaşları (2000, 2001, 2002) tarafından yapılan çalışmalarda da<br />
benzer sonuçlar görülmüştür.<br />
148
Çizelge 3. Farklı ısıtma hızlarında -212+150 µm ve -45+38 µm boyutlu asfaltitin pik<br />
sıcaklığı ve kütle kaybı.<br />
Isıtma Hızı Pik Sıcaklığı (ºC) Kütle Kaybı<br />
1. Bölge 2. Bölge 3. Bölge mg %<br />
5 ºC /dk<br />
-212+150<br />
µm<br />
111.08 450.23 720.35 3.149 32.669<br />
-45+38 µm 104.51 458.98 725.53 3.574 33.941<br />
10 ºC / dk<br />
-212+150<br />
µm<br />
127.79 462.06 746.33 3.649 33.721<br />
-45+38 µm 107.21 468.34 752.70 3.290 33.266<br />
15 ºC / dk<br />
-212+150<br />
µm<br />
110.21 486.42 761.23 3.229 32.200<br />
-45+38 µm 116.23 481.49 766.36 3.475 33.530<br />
20 ºC / dk<br />
-212+150<br />
µm<br />
121.27 491.74 768.21 3.103 30.580<br />
-45+38 µm 120.38 490.69 779.12 3.496 33.515<br />
30 ºC / dk<br />
-212+150<br />
µm<br />
1<strong>18.</strong>46 501.09 793.63 3.388 32.409<br />
-45+38 µm 121.26 493.17 795.82 3.281 32.154<br />
Şekil 3. -212+150 μm için farklı ısıtma hızlarında TG eğrileri.<br />
149
Şekil 4. -212+150 μm için farklı ısıtma hızlarında DTG eğrileri.<br />
-45+38 µm boyutlu Şırnak asfaltitinin farklı ısıtma hızlarındaki TG eğrilerinin çoklu<br />
gösterimi Şekil 5’de, DTG eğrilerinin çoklu gösterimi ise Şekil 6’da verilmiştir. TG<br />
eğrileri incelendiğinde, bütün ısıtma hızları için kütle kaybının yaklaşık olarak % 33<br />
olduğu görülmüştür. DTG eğrileri incelendiğinde, 1. , 2. ve 3. Bölgelere ait piklerin<br />
yüksekliklerinin, ısıtma hızının artısına bağlı olarak arttığı görülmüştür.<br />
Şekil 5. -45+38 μm için farklı ısıtma hızlarında TG eğrileri.<br />
150
Şekil 6. -45+38 μm için farklı ısıtma hızlarında DTG eğrileri.<br />
3.3 DTA Sonuçları ve Tane Boyutuna Etkisi<br />
Şırnak asfaltitinin -212+150 μm ve -45+38 µm boyut fraksiyonlarına ait DTA eğrileri<br />
sırasıyla Şekil 7 ve Şekil 8’de verilmektedir. Şekiller incelendiğinde, nem kaybının<br />
100-110ºC aralığında, uçucu çıkışının yaklaşık 720ºC’de ve mineral madde<br />
gideriminin ise yaklaşık 720-780ºC aralığında olduğu her iki fraksiyon için de<br />
görülmektedir.<br />
Şekil 7. 10ºC/dk ısıtma hızında -212+150 μm fraksiyon için DTA eğrisi.<br />
151
Şekil 8. 10ºC/dk ısıtma hızında -45+38 μm fraksiyon için DTA eğrisi.<br />
3.4 TG/DTG Verilerinin Kinetik Analizi<br />
Arrhenius kinetik modeline göre hesaplanmış olan aktivasyon enerjileri Çizelge 4’de<br />
verilmiştir. Çizelge incelendiğinde, aktivasyon enerjisi değerlerinin 1.reaksiyon<br />
bölgesinde 46.28-194.78 kJ/mol, 2.reaksiyon bölgesinde 89.43-160.99 kJ/mol ve<br />
3.reaksiyon bölgesinde ise 134.75-152.81 kJ/mol aralığında hesaplanmış olduğu<br />
görülmektedir.<br />
152
Çizelge 4. Farklı ısıtma hızlarında -212+150 µm ve -45+38 µm tane boyutlarının<br />
aktivasyon enerjileri .<br />
Isıtma Hızı Aktivasyon Enerjisi (Ea) (kJ/mol)<br />
1.Bölge 2.Bölge 3.Bölge<br />
5 ºC/dk<br />
-121+150 µm 126.48 111.96 134.75<br />
-45+38 µm 142.54 107.78 150.67<br />
10 ºC/dk<br />
-121+150 µm 46.28 160.99 144.77<br />
-45+38 µm 75.81 108.99 137.75<br />
15 ºC/dk<br />
-121+150 µm 125.85 126.83 141.32<br />
-45+38 µm 103.68 113.58 136.51<br />
20 ºC/dk<br />
-121+150 µm 170.06 117.09 147.84<br />
-45+38 µm 194.78 124.96 140.04<br />
30 ºC/dk<br />
-121+150 µm 164.59 141.54 152.81<br />
-45+38 µm 78.83 89.43 141.51<br />
KAYNAKLAR<br />
Ballice, L., 2002, Classification <strong>of</strong> Volatile Products Evolved from Temperature Programmed<br />
Pyrolysis <strong>of</strong> Soma-Lignite and Sırnak-Asphaltite from Turkey, Journal <strong>of</strong> Analytical and<br />
Applied Pyrolysis, n.63, p.267-281.<br />
DPT Sekizinci Beş Yıllık Kalkınma Planı, Madencilik Özel İhtisas Komisyonu Raporu, 2001, Sayfa<br />
9-58.<br />
Elbeyli Yakar, İ., 2006, Pyrolysis Kinetics <strong>of</strong> Asphaltite by Thermal Analysis, Petroleum Science<br />
and Technology, n.24, p.1233-1242.<br />
Güldogan, Y., Bozdemir, T. and Durusoy, T., 2000, Effect <strong>of</strong> Heating Rate on Pyrolysis Kinetics <strong>of</strong><br />
Tunçbilek Lignite, Energy Sources, n.22, p.305-312.<br />
Güldogan, Y., Durusoy, T. and Bozdemir, T., 2001, Pyrolysis Kinetics <strong>of</strong> Blends <strong>of</strong> Mengen Lignite<br />
with Denizli Peat, Energy Sources, n.23, p.657-663.<br />
Güldogan, Y., Durusoy, T. and Bozdemir, T., 2002, Effects <strong>of</strong> Heating Rate and Particle Size on<br />
Pyrolysis Kinetics <strong>of</strong> Gediz Lignite, Energy Sources, n.24, 753-760.<br />
Hiçyılmaz, C. and Altun, N.E., 2006, Improvements on Combustion Properties <strong>of</strong> Asphaltite and<br />
Correlation <strong>of</strong> Activation Energies with Combustion Results, Fuel Processing Technology, n.87,<br />
p.563-570.<br />
Karayigit, A.İ. and Querol, X., 2002, Mineralogy and Elemental Contents <strong>of</strong> the Sirnak Asphaltite<br />
Southeast Turkey, Energy Sources, n.24, p.703-713.<br />
Kök, M.V., Bagcı, A.S., Ceylan, E. and Özkılıç, Ö., 2005, Combustion Characteristics <strong>of</strong><br />
Asphaltites, Energy Sources, n.27, p.417-422.<br />
Kural, O., 1991, <strong>Kömür</strong>, İTÜ Yayınları, İstanbul, 955 syf.,<br />
Orhun, F., 1982, Güneydoğu <strong>Türkiye</strong>’deki Asfaltik Maddelerin Özellikleri, Metamorfoz Dereceleri<br />
ve Klasifikasyon Problemleri, MTA, Ankara.<br />
153
TÜSİAD 1.Enerji Şurası Alt Komisyon Raporu, 1998, s.62.<br />
Ünalan, G., 2003, <strong>Türkiye</strong> Enerji Kaynaklarının Genel Değerlendirmesi, Jeoloji Mühendisliği<br />
Dergisi, sayı 27, syf. 17-30.<br />
154
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
ALTIN ADSORPSİYONUNDA GÖLBAŞI LİNYİTİNDEN<br />
ÜRETİLMİŞ AKTİF KARBON KULLANIMI<br />
USABILITY OF ACTIVATED CARBON DERIVED FROM<br />
GÖLBAŞI LIGNITE TO GOLD ADSORPTION<br />
Tolga Depci *<br />
Yüzüncü Yıl Üniversitesi, Maden Mühendisliği Bölümü, Van<br />
ÖZET Çalışmada kullanılan ve Gölbaşı Linyitinden elde edilen aktif karbonun BET yüzey alanı<br />
921 m 2 /g ve diğer karakteristik özellikleri sırasıyla: Smicro: 812 m 2 /g, Vtotal, 0.476 cm 3 /g, Vmicro,<br />
0.427 cm 3 /g ve ortalama gözenek çapı: 2,11 nm (4 V/A by BET). <strong>Kömür</strong> tabanlı aktif karbon bu<br />
çalışmada altın adsorpsiyonu için kullanılmıştır. Deneyler sonucunda aktif karbonun altın<br />
adsorpsiyon kapasitesi “K” 30.98 kg Au/t C (>25 kg Au/t C, sınır değerden yüksek) olarak<br />
hesaplanmış ve adsorpsiyonun çok hızlı olduğu ve ilk 15 dakikada çözelti içerisindeki altının %<br />
90’dan fazlasının aktif karbon tarafından adsorplandığı belirlenmiştir. Desorpsiyon işleminde filtre<br />
press yöntemi ile aktif karbondan altının yaklaşık %98’i kazanılmıştır. Tüm deney sonuçları<br />
Gölbaşı linyitinden üretilen aktif karbonun altın metalurjisinde kullanılabilir aday bir adsorban<br />
olduğunu göstermektedir.<br />
ABSTRACT Surface area <strong>of</strong> activated carbon derived from Gölbaşı Lignite is 921 m 2 /g and other<br />
characteristic values are as follows: Smicro: 812 m 2 /g, Vtotal, 0.476 cm 3 /g, Vmicro, 0.427 cm 3 /g and<br />
average pore diameter is 2.11 nm (4 V/A by BET). The coal based activated carbon was used to<br />
adsorb gold from aqueous solution in a batch reactor. The adsorption capacity (K values) <strong>of</strong><br />
activated carbon was found as 30.98 kg Au/t C (>25 kg Au/t C, higher than threshold limit value)<br />
and more than 90 percent <strong>of</strong> gold has been adsorbed within first 15 minutes. Approximately 98<br />
percent <strong>of</strong> gold which was adsorbed on the activated carbon was recovered from the activated<br />
carbon by filter pres method. The results point out that the activated carbon derived from Gölbaşı<br />
Lignite is a viable candidate as an adsorbent in gold metallurgy.<br />
* tdepci@gmail.com.<br />
155
1 GİRİŞ<br />
Dünya’da epitermal tip altın yataklarından altın üretiminde siyanür ile zenginleştirme<br />
yöntemi yaygın olarak kullanılan bir yöntemdir. <strong>Türkiye</strong>’de işletilmesi planlanan<br />
epitermal altın cevherlerinden, siyanür kullanılmaksızın altın üretiminin günümüz<br />
şartları ile ekonomik olarak mümkün olmadığı bilinmektedir (Zanbak, 1997). Bunun<br />
yanısıra siyanür ile zenginleştirme yönteminin diğer yöntemlerin yerini alan<br />
ekonomik ve etkili bir yöntem olduğu literatürde bildirilmektedir (McNulty, 2001).<br />
Yığın liçi ve karıştırmalı tank liçi olmak üzere siyanürleme liç prosesi başlıca iki<br />
şekilde gerçekleşmektedir. Sistemden gelen altın yüklü siyanür çözeltisi, aktif karbon<br />
kolonlarından geçirilmektedir. Çözeltinin içindeki altın ve gümüş siyanür kompleksi,<br />
aktif karbon parçacıkları tarafından seçmeli olarak adsorbe edilir. Aktif karbon altın<br />
metalurjisinde son derece önemli ve maliyetli bir adımdır. 1998 yılında Rescan<br />
Mühendisliğin 36 altın üreticisi firmayı baz alarak yaptığı araştırmada, ortalama 1 ton<br />
işletilecek cevher başına 0.01 kg aktif karbon tüketildiği belirlenmiştir. Altın<br />
sektöründe yılda 4 ile 7 bin ton aktif karbon tüketilmekte olup, yaklaşık maliyeti 8 ile<br />
14 milyon dolardır (Munoz vd., 2002). Buda göstermektedir ki altın üretiminde<br />
kullanılan ticari aktif karbonun en büyük dez avantajı yüksek fiyata sahip olmasıdır.<br />
Son yıllarda bu dezavantajın üstesinden gelmek için, aktif karbon üretiminde, düşük<br />
maliyetli ve özellikle kolay bulunabilen karbon kökenli yerel kaynaklar kullanılmaya<br />
başlamıştır.<br />
Bu çalışmada ticari aktif karbon yerine altın metalurjisinde kullanılabilirliğinin<br />
araştırılması için Gölbaşı linyitinden kimyasal aktivasyon ile üretilmiş aktif karbon<br />
kullanılmıştır. Bilindiği gibi özellikle turbaya yakın linyitler içerdiği yüksek kül ve<br />
yapıları gereği yüksek nem içeriği nedeniyle yakıt olarak (termik santraller dışında)<br />
tercih edilen yakıtlar değillerdir. Bu tür linyitlerin yakılma yerine daha fazla katma<br />
değeri olan ürünlere dönüştürülmesi önemlidir. ABD gibi gelişmiş ülkelerde düşük<br />
kaliteli linyitler yakılma yerine piroliz ile endüstriyel çözücü gibi ürünlerin eldesinde<br />
kullanılmaktadır. Bu çalışmada düşük fiyatı ve yüksek rezervlere sahip olmasından<br />
dolayı kömür tabanlı aktif karbon üretmek amacıyla Gölbaşı linyiti tercih edilmiştir.<br />
Elde edilen aktif karbonun altın adsorpsiyon özellikleri incelenmiştir. Literatürde,<br />
Gölbaşı linyitinden elde edilen kömür tabanlı aktif karbonun sulardan, katalaz enzimi<br />
(Depci vd., 2011), boya (Depci vd., 2012), ve siyanür (Depci, 2012)<br />
uzaklaştırılmasında etkili bir adsorban olarak kullanılabileceği üzerine çalışmalar<br />
bulunmaktadır.<br />
2 MALZEME VE YÖNTEM<br />
2.1 Aktif karbonun hazırlanması<br />
-0.297 + 0.210 mm boyut aralığında hazırlanan linyit örneği ağırlıkça bire bir<br />
oranında ZnCl2 ile yeteri miktar su kullanılarak karıştırılmış ve hazırlanan karışımın<br />
kuruması için 105°C’de etüvde bir gün boyunca bekletilmiştir. Kurutulan örnek<br />
aktivasyon işlemi için döner fırın sistemine konulmuş ve azot gazı (100 mL/min)<br />
156
geçirilerek 1 saat süre ile 500 °C’de tutulmuştur. Bu işlemin ardından yine azot<br />
ortamında soğutulan malzeme fırından çıkarılarak 0.5 N HCl asit çözeltisi ile<br />
yıkanmış ve ardından defalarca distile su ile yıkanarak kalıntı kimyasalların ve klorun<br />
uzaklaşması sağlanmıştır. Elde edilen nihai ürün 105°C’de 24 saat kurutulmuştur<br />
(Depci, 2012).<br />
2.2 Adsorpsiyon Kapasitesi<br />
Altın adsorpsiyon kapasitesi “K” değeri ile ifade edilmekte olup aktif karbonun altın<br />
metalurjisinde kullanılabilmesi için ön önemli parametrelerin başında gelmektedir.<br />
Aktif karbonun altın metalurjisinde kullanılabilmesi için bu değerin 25 kg Au/t C’dan<br />
büyük olması gerekmektedir (McArthur vd., 1987; Shipman ve Jativa, 1987). “K”<br />
değeri 24 saat kontak zamanı sonucunda dengeye gelmiş 1 ppm’lik altın çözeltisinde<br />
aktif karbon üzerinde adsorplanan altın miktarı olarak tanımlanmaktır. Bu değerin<br />
belirlenmesi için öncelikle borat buffer çözeltisi, 3.09 g borik asit, 3.73 gram<br />
potasyum klorür ve 2 gram sodyum hidroksitin 1 litre distile su içerisinde çözülmesi<br />
ile hazırlanmıştır. Elde edilen buffer çözeltisinin içerisine 0.1462 gram KAu(CN)2<br />
eklenmiş ve homojen bir şekilde karıştırılması sağlanmıştır. Çözelti içerisine,<br />
deneylerden önce 200 mg NaCN eklenmiştir. Çözeltinin hazırlanmasının ardından<br />
0.1, 0.2, 0.3, 0.4 ve 0.5 gram tartılan aktif karbon 150 ml’lik plastik tüpler içerisine<br />
konulmuş ve her bir şişeye hazırlanmış olan (100 ppm) çözeltiden 100’er ml ilave<br />
edilerek ağızları kapatılmıştır. Hazırlanan plastik şişeler 24 saat oda sıcaklığında<br />
çalkalama ünitesine (Barnstead Laboratory shaker) yerleştirilmiş ve 200 rpm sabit<br />
hızla 24 saat çalkalanmaları sağlanmıştır. 24 saat sonunda çözeltiler süzülmüş ve<br />
çözelti içerisinde kalan altın miktarı ICP ile belirlenmiştir.<br />
2.3. Adsorpsiyon Hızı<br />
Altın metalurjisinde kullanılacak olan aktif karbonun, yüksek adsorpsiyon<br />
kapasitesinin yanısıra yüksek adsorplama hızına sahip olması istenir. Adsorpsiyon<br />
hızı aktif karbonun zamana bağlı olarak altını adsorplama miktarından<br />
hesaplanmaktadır. Elde edilen aktif karbonun adsorpsiyon hızı Mintek deney yöntemi<br />
ile belirlenmiştir (McArthur vd., 1987; Shipman ve Jativa, 1987). Bu yöntem için<br />
0.2769 gram CaCl2, 0.2503 gram KCN ve 0.015 gram KAu(CN)2 1 litre distile su<br />
içerisinde çözülmesi ile 10 ppm’lik altın çözeltisi hazırlanmıştır. 1,2 litrelik plastik<br />
şişe içerisine 1 gram aktif karbon konulmuş ve üzerine 1 litre 10 ppm lik altın<br />
çözeltisi eklenmiştir. Hazırlanan reaktör oda sıcaklığında 200 rpm sabit hızla<br />
çalkalanmış ve zamana bağlı olarak çözelti içerisinden örnek alınarak altın<br />
konsantrasyonu ICP ile tespit edilmiştir.<br />
2.4 Filtre Pres Desorpsiyon Yöntemi (Davidson)<br />
Aktif karbon tarafından adsorplanan altının kazanılması için uygulanan bir prosesdir.<br />
Bu proses için filtre pres kullanılmış ve Davidson yöntemi izlenmiştir. Deney öncesi<br />
altın adsorpsiyonu, adsorpsiyon kapasitesi kısmında belirtilen deneysel yöntem ile<br />
157
gerçekleştirilmiş ve altın yüklü aktif karbon kurutulduktan sonra desorpsiyon<br />
işlemleri için hazır hale getirilmiştir. Altın siyanür ile yüklü olan aktif karbondan 5<br />
gram alınarak filtre pres ile desorpsiyon işlemine tabi tutulmuştur. Desorpsiyon<br />
işleminde, yüklü aktif karbon öncelikle % 5 potasyum karbonat ve % 10 potasyum<br />
hidroksit içeren bir çözelti ile öncül bir işleme tabi tutulmuş ve ardından 98°C sıcak<br />
su içerisine aktif karbon konulmuş ve sıvı fazın katı fazdan ayrılması için filtre prese<br />
çözelti boşaltılmıştır. Filtre pres kapatılarak aktif karbon içerisindeki gözeneklerden<br />
çok hızlı ve verimli bir şekilde altının desorpsiyonu için 80 psi basınç uygulanmıştır.<br />
Filtreleme sonucunda elde edilen sıvı içerisindeki altın miktarı ICP ile belirlenmiştir<br />
(Elnathan, 2007). Bu yöntemin kullanılmasının en önemli nedeni literatürde altının<br />
% 99’unun bu yöntem ile aktif karbondan kazanılabileceğinin belirtilmesidir (Bansal<br />
vd., 1988).<br />
3 SONUÇLAR VE TARTIŞMALAR<br />
3.1 Aktif karbonun yüzey alanı<br />
Aktif karbonların gözenek yapısı ve yüzey alanları TriStar 3000 (üç portlu)<br />
Mikrometriks yüzey çözümleyicisi ve Mikrometriks DFT plus bilgisayar programı ile<br />
(İnönü Üniversitesi Kimya Mühendisliği bölümünde) 77 K sıcaklığında azot<br />
adsorpsiyonu ile belirlenmiştir. Yüzey alanları BET denklemi ile hesaplanmıştır.<br />
Ölçüm öncesi tüm örnekler 300°C’de degass (gazdan arındırma) işlemine tabi<br />
tutulmuştur. Çizelge 1’de aktif karbona ait yüzey alanı ve gözenek yapısı verilmiştir.<br />
Çizelgeden de anlaşılacağı gibi elde edilen aktif karbon yüksek yüzey alanına ve<br />
mikro gözenek yapısına sahiptir (Depci 2012).<br />
Çizelge 1. Aktif karbonların yüzey alanları ve gözenek yapıları.<br />
SBET (m 2 /g) Smic Smezo Vt Vmic Vmeso Dp (nm)<br />
(m 2 /g) (m 2 /g) (cm 3 /g) (cm 3 /g) (cm 3 /g)<br />
921 812 109 0.476 0.427 0.049 2.11<br />
* Dp BET denkleminden belirlenen ortalama gözenek çapını vermektedir; Vt ise toplam gözenek<br />
hacmini ifade etmektedir.<br />
3.2 Adsorpsiyon kapasitesi<br />
Aktif karbon tarafından altın adsorpsiyonu henüz tam anlamıyla anlaşılmış<br />
olmamasına rağmen en basit adsorplama mekanizması denklemi aşağıda verilmiştir<br />
(Marsden ve House, 2006):<br />
Au( CN ) ( ads)<br />
n n<br />
<br />
M nAu(<br />
CN ) 2 M<br />
2 n<br />
(1)<br />
Aktif karbonun altın adsorpsiyon kapasitesi borat buffer çözeltisi (pH: 10) ve<br />
KAu(CN)2 kullanılarak 100 mg/L lik hazırlanan çözelti içerisinde aktif karbonun<br />
altın adsorplama miktarının Freundlich izotermi ile hesaplanması ile bulunmaktadır<br />
158
(Anonymous, 1983). Freundlich sabiti, K, değeri aşağıdaki denklem ile elde<br />
edilmektedir:<br />
C KC<br />
(2)<br />
1/n<br />
c s<br />
Denklemde Cc ve Cs sırasıyla karbon yüzeyindeki ve çözelti içerisindeki altın<br />
konsantrasyonunu, K ve n de sabitleri göstermektedir. Bu değerler Freundlich<br />
izoterminin çizilmesi ile kolaylıkla bulunmaktadır. İzoterm eğrisi denge konumunda<br />
aktif karbon tarafından adsorplanan altın miktarına karşı çözelti içerisinde kalan altın<br />
miktarı kullanılarak çizilen grafikle elde edilir. Altın adsorpsiyonuna ait Freunlich<br />
izotermi Şekil 1’de sunulmuştur. Grafikden yararlanılarak K değeri 30.98 kg Au/t C<br />
olarak hesaplanmıştır. Bu değer, 25 kg Au/t C’dan büyük olduğundan, elde edilen<br />
kömür bazlı aktif karbonun endüstride kullanılabilecek değerlere sahip olabileceğini<br />
göstermektedir.<br />
Altın Yüklü Aktif Karbon,<br />
kg Au/t C<br />
100<br />
3.3 Adsorpsiyon Hızı<br />
10<br />
0.1 1 10 100<br />
Çözeltideki altın konsantrasyonu, mg/L<br />
Şekil 1. Altın adsorpsiyon izotermi (Freundlich izotermi).<br />
Fuerstenau vd. (1987) altın adsorpsiyonun 3 kademede gerçekleştiğini, ilk kademenin<br />
hızlı olduğunu ve aurodicyanide kompleksinin difüzyon ile aktif karbon dış<br />
yüzeyinda tutulduğunu iddia etmişlerdir. Bunu takip eden ikinci ve son kademede ise<br />
adsorpsiyonun gözenek difüzyonu tarafından kontrol edildiğini ve bu adımların ilk<br />
kademeye göre yavaş olduğunu belirtmişlerdir. Şekil 2’de zamana göre adsorplanan<br />
altın miktarının yüzde olarak hazırlanmış grafiği sunulmuştur. Şekilden de anlaşıldığı<br />
gibi elde edilen aktif karbonun adsorpsiyon hızı yüksektir. Buda altın metalurjisinde<br />
istenilen bir özelliktir.<br />
159
Çözeltiden adsorplanan altın,<br />
%<br />
3.3. Desorpsiyon<br />
120<br />
80<br />
40<br />
0<br />
0 100 200 300 400<br />
Zaman, dk<br />
Şekil 2. Aktif karbonun adsorpsiyon hızı.<br />
Desorpsiyon işlemi öncesi altın yüklenen aktif karbonların adsorpladıkları altın<br />
miktarı aşağıdaki denklem ile belirlenmiştir.<br />
O 24<br />
Au Au * S /( M * 1000)<br />
Karbonyüklenmesi, kg/<br />
lt <br />
(3)<br />
Denklemde 0<br />
s<br />
Au ve 24<br />
s<br />
s<br />
s<br />
160<br />
v<br />
c<br />
Au sırasıyla başlangıçtaki ve deney sonundaki altın<br />
konsantrasyonunu (ppm), Sv çözletinin hacmini (ml) ve Mc ise aktif karbon miktarını<br />
(g) ifade etmektedir. Elde edilen aktif karbonun adsorpladığı altın miktarı 46.98 mg<br />
Au/g C olarak hesaplanmıştır.<br />
Altın yüklü aktif karbon örnekleri desorpsiyon işlemine tabi tutulmuş ve filtre pres<br />
yöntemi ile katı sıvı ayrımı yapılmıştır. Elde edilen sıvı içerisindeki altın miktarı ICP<br />
ile belirlenmiş olup, altının % 97.4’ünün aktif karbondan kazanıldığı sonucuna<br />
varılmıştır.<br />
4. SONUÇLAR<br />
Yapılan deneyler sonucunda aktif karbonun adsorpsiyon kapasitesi “K-değeri” 30.98<br />
kg Au/t C olarak tespit edilmiştir. Bu değer altın metalurjisinde kullanılabilecek aktif<br />
karbonlar için belirtilen sınır değer olan 25 kg Au/t C’den fazladır. Aktif karbonun<br />
altın adsorplamasının çok hızlı olduğu ve ilk 15 dakikada çözelti içerisindeki altının<br />
% 90’dan fazlasını adsorplandığı tespit edilmiştir. Desorpsiyon işleminde filtre pres<br />
yöntemi ile Davidson çözeltisi kullanılarak yüklü aktif karbondan % 98 verim ile<br />
altın kazanılmıştır. Tüm bu sonuçlar değerlendirildiğinde, Gölbaşı linyitinden<br />
kimyasal yol ile elde edilen aktif karbonun altın metalurjisinde kullanılabilecek bir<br />
aday adsorban olabileceği tespit edilmiştir.
TEŞEKKÜR<br />
Katkılarından dolayı Dr. Miller’a ve Dr. Yunus Önal’a teşekkürlerimi bir borç<br />
bilirim.<br />
KAYNAKLAR<br />
Anonymous, 1983a. Calgon Test Method 53. Determination <strong>of</strong> gold adsorptive capacity (K-value)<br />
<strong>of</strong> activated carbon.<br />
Bansal, R. C., Donnet, J. B., Stoekli, F., 1988. Active carbon, Marcel Dekker Inc., New York, 375.<br />
Caner, Z., 1997. 26-27 Haziran 1997 Tarihlerinde İTÜ Maden Fakültesi'nde Yapılan <strong>Türkiye</strong>'deki<br />
Altın Madenciliği ile İlgili Bilimsel Görüşler Toplantısı Üzerine Şahsi Görüşler, Madencilik<br />
Bülteni, 54, 24-25.<br />
Depci, T., 2012. Comparison <strong>of</strong> activated carbon and iron impregnated activated carbon derived<br />
from Gölbaşı lignite to remove cyanide from water, Chemical Engineering Journal, 181–182,<br />
467-478.<br />
Depci, T., Kul, A. R., Onal, Y., Dişli, E., Alkan, S., Türkmenoğlu, Z.F., 2012. Adsorption <strong>of</strong> crystal<br />
violet from aqueous solution on activated carbon derived from Gölbaşı Lignite, Physicochemical<br />
Problems <strong>of</strong> Mineral Processing, 48 (1), 253 – 270.<br />
Depci, T., Alkan, S., Kul, A.R., Onal, Y., Alacabey, İ., Dişli, E., Characteristic properties <strong>of</strong><br />
adsorbed catalase onto activated carbon based Adıyaman lignite, Fresenius Environmental<br />
Bulletin (FEB) 20 (9a), 2371 – 2378.<br />
Elnathan, E., 2007. The Effect <strong>of</strong> Activated Carbon Particle Size on Gold Cyanide Adsorption and<br />
Elution, Yüksek Lisans Tez, University <strong>of</strong> Utah, Salt Lake City, USA.<br />
Fuerstenau, M. C., Nebo, C. O., Kelso, J. R., Zaragoza, R., 1987. The rate <strong>of</strong> adsorption <strong>of</strong> gold<br />
cyanide on activated charcoal, Minerals and Metallurgical Processing, 177-181.<br />
Marsden, J., House, I., (2. edition) 2006. The chemistry <strong>of</strong> gold extraction, Society for Mining,<br />
Metallurgy and Exploration Inc. (SME), Shafter Parkway Littleton, Colarado, USA.<br />
McArthur, D., Schmidt, C.G., ve Tumılty, J. A., 1987. Optimising carbon properties for use in CIP.<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the International Symposium on Gold Metallurgy, (eds.) Salter, R.S., Wyslouzil,<br />
D.M. and McDonald, G.W., Winnipeg, Canada, 25–38.<br />
McNulty T.P., 2001. Comparison <strong>of</strong> alternative extraction lixiviants, Mining Environmental<br />
Management, 9, 38-39.<br />
Munoz, G. A., Duvyvestyn, S, Miller, J. D, 2002. Gold recovery from cyanide leaching solutions by<br />
magnetic activated carbons, 26th International Precious Metals Conference, Miami, Florida,<br />
USA. 3- 5.<br />
Rescan Engineering Ltd., 1998, World gold survey, Section 4.<br />
Shipman, A.J., 1994. Laboratory Methods for the Testing <strong>of</strong> Activated Carbon for use in Carbon<br />
Pulp Plants for the Recovery <strong>of</strong> Gold. Mintek Communication MC1.<br />
161
162
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
TRAINING FOR THE MINING INDUSTRY IN THE UK<br />
İNGİLTERE’DE MADENCİLİK ENDÜSTRİSİ İÇİN EĞİTİM<br />
Dave Cranmer *<br />
Gower College, Swansea,UK<br />
ABSTRACT The college set out to address a serious shortfall in the recruitment <strong>of</strong><br />
skilled craftsmen into the mining Industry. In the UK, since the demise <strong>of</strong> the<br />
nationalised coal mining industry in 1990, there has been little in the way <strong>of</strong> training<br />
schemes for new entrants to the industry and, for at least a decade prior to that, only<br />
minimal numbers <strong>of</strong> new entrants had been trained. Recently there has been increased<br />
activity in the Sector with current mines expanding and new mine developments<br />
proposed. The current workforce is aging and no formalised training schemes existed<br />
for new entrants. The Mines and Quarries Act and the subordinate regulations require<br />
that all mine craftsmen, engineers and managers are qualified to a prescribed level<br />
and have certain qualifications in mining legislation. The series <strong>of</strong> qualifications for<br />
craftsmen expired during the 1990s and were not replaced, as there was, at the time,<br />
little or no demand from the industry for new recruits. This report examines the<br />
restructuring <strong>of</strong> training for the industry and how, during the process new,<br />
competence based qualifications are now approved, along with the technical and<br />
legislation qualifications that together satisfy the requirements <strong>of</strong> the Mines and<br />
Quarries Act for the approval <strong>of</strong> competent persons. This has now extended to the<br />
approval <strong>of</strong> competence based qualifications for mine operatives and other mining<br />
specific posts. The mining industry in the UK now has a comprehensive Training and<br />
statutory qualification structure to support development and satisfy the need for the<br />
sector to recruit new entrants and expand its operations.<br />
ÖZET Gower Koleji madencilik endüstrisindeki usta eksikliğindeki ciddi eksikliği<br />
gidermeyi amaç edinmiştir. Yakın zamanda ocakların genişlemesi ve öngörülen yeni<br />
ocak hazırlıkları ile birlikte sektörde artan bir aktivite oluşmuştur. Bu çalışma<br />
endüstri için eğitimin yeniden yapılandırılmasını ve bu süreçte teknik ve kanun<br />
niteliklerini yerine getirecek şekilde nasıl gerçekleştirileceğini incelemektedir.<br />
İngiltere’de madencilik endüstrisi gelişimi sağlamak ve sektörün yeni başlayanları<br />
istihdam etmesi amacıyla ihtiyaçlarını karşılamak için kapsamlı bir eğitim ve kanuni<br />
nitelik yapısına sahiptir.<br />
* Corresponding author: Dave.Cranmer@gowercollegeswansea.ac.uk.<br />
163
1 BACKGROUND<br />
Prior to 1993 the UK Coal Mines were owned and operated by the UK Government<br />
and were stringently regulated. Until circa 1984 they had an extremely buoyant<br />
recruitment programme and various apprenticeship schemes existed ranging from<br />
Craft Apprenticeships to Student Apprentices who were being trained as Engineers<br />
and Managers. The National Coal Board had an enviable reputation for <strong>of</strong>fering<br />
some <strong>of</strong> the best engineering training in the UK. Even today, employers actively seek<br />
National Coal Board trained engineers, mechanics and electricians.<br />
During the late 1980s and into the early 1990s British Coal, formerly the National<br />
Coal Board, closed many mines for economic reasons, halted recruitment<br />
programmes and redeployed or <strong>of</strong>fered redundancy to large numbers <strong>of</strong> mine<br />
workers, engineers and managers.<br />
Circa 1993 British Coal sold its last remaining mines to private companies, in all<br />
cases the workforce generally accepted voluntary redundancy payments from British<br />
Coal and commenced working for the new owners. These companies therefore had<br />
little incentive to recruit as they had a “ready made” and experienced workforce.<br />
Now some seventeen years on the picture is radically different - these companies<br />
have an ageing workforce and with little succession planning having taken place in<br />
recent years are in the unenviable situation <strong>of</strong> having to recruit and train<br />
inexperienced staff. This problem is compounded by the requirement for many posts<br />
in mines being by statutory appointment whereby the post holder must have certain<br />
specialist qualifications.<br />
In the UK the mining industry has been, and continues to be regulated by the Health<br />
and Safety at Work Etc Act (1974) and the Mines and Quarries Act (1954) both <strong>of</strong><br />
which are underpinned by many regulations. Within these regulations is the<br />
requirement for managers, surveyors, mechanical engineers, electrical engineers and<br />
deputies to have specialist qualifications – the qualifications and examinations were<br />
approved by the Mining Qualifications Board, who themselves set the final exams for<br />
mine managers, engineers and surveyors. Other approved and recognised<br />
qualifications were <strong>of</strong>fered by different awarding bodies, typically City and Guilds<br />
and Btec.<br />
The Mining Qualifications Board is organised by the UK Health and Safety<br />
Executive HM Inspectorate <strong>of</strong> Mines. In 2002 the College was approached by a local<br />
mine to advise and undertake training <strong>of</strong> apprentices in mechanical and electrical<br />
engineering. It was immediately apparent that the former qualifications that had been<br />
approved by the MQB and were still a requirement under the Management and<br />
Administration <strong>of</strong> Safety and Health at Mines Regulations (1993) were no longer<br />
valid nor were there any mining legislation courses or qualifications available within<br />
164
the UK. This situation had come about because, between the mid 1980s and 2002<br />
there had been no requirement for anyone to train and qualify.<br />
The college had a series <strong>of</strong> meetings with the mine managers and the HM<br />
Inspectorate <strong>of</strong> Mines and agreed a programme <strong>of</strong> nationally available qualifications<br />
that would suit an apprenticeship scheme for mining Electrical and Mining<br />
Mechanical Technicians. This was basically a BTEC National Certificate in the<br />
relevant engineering discipline and a competence based NVQ in Engineering<br />
Maintenance. This, however, did not address the need for the delivery and<br />
assessment <strong>of</strong> the mining legislation modules that had previously been awarded by<br />
BTEC and City and Guilds but had now expired.<br />
Doncaster College (an FE College in Northern England) had found themselves in a<br />
similar position, so in a series <strong>of</strong> meetings between the two colleges and Her<br />
Majesty’s Inspectorate <strong>of</strong> Mines (HMIM) a syllabus was developed to address the<br />
lack <strong>of</strong> mining legislation modules. A syllabus and an assessment strategy was agreed<br />
and adopted by an awarding body (ASET). The industry was now able to train<br />
engineering apprentices and authorise them as Colliery Class I technicians. By 2006<br />
ASET ceased to accredit the legislation modules due to the small uptake and a year<br />
later Doncaster College ceased to <strong>of</strong>fer the mining apprenticeship for similar reasons.<br />
This was far from satisfactory as the industry, yet again, had no approved route to<br />
appoint and authorise technicians to work in a mine, nor were there any other<br />
qualifications available for mine operatives and deputies.<br />
Mines Rescue Services Limited (MRSL) were approached by the industry and HMIM<br />
to develop a package <strong>of</strong> competence based qualifications to address the obvious<br />
growing need. Between 2007 and 2010 these qualifications were developed by<br />
engineers and managers from within the industry along with some input from the<br />
college and led by MRSL and are now nationally accredited by the Mineral Product<br />
Qualification Council.<br />
The competence based qualifications did not address the need for the legislation<br />
modules which was still a requirement to achieve a Class I or II Mechanics or<br />
Electrician’s certificate. The college is now authorised and approved by HMIM to<br />
award the legislation modules.<br />
2 CURRENT SITUATION<br />
The MPQC now has a comprehensive package <strong>of</strong> competence based qualifications to<br />
address the needs <strong>of</strong> the Industry as listed below:<br />
600/0968/8 Level 2 Certificate in Mining Operations (QCF)<br />
600/1268/7 Level 2 Diploma In Mining Operations (QCF)<br />
165
501/1343/4 Level 2 Diploma for Mine Rescue Workers (QCF)<br />
501/0982/0 Level 4 Diploma for Mines Rescue Officers (QCF)<br />
501/0635/1 Level 3 Diploma in Mining Electrical Operations (QCF)<br />
501/2361/0 Level 3 Diploma in Mining Mechanical Operations (QCF)<br />
600/0780/1 Level 3 Diploma in Shotfiring for Mining Operations (QCF)<br />
501/1328/8 Level 4 Certificate in Supervision <strong>of</strong> Underground Mining<br />
Operations (QCF)<br />
501/1070/6 Level 4 Diploma in Supervision <strong>of</strong> Underground Coal, Shale or<br />
Fireclay Mining Operations (QCF)<br />
501/2341/5 Level 3 Diploma in Supervision <strong>of</strong> Mines Technical Operations<br />
(QCF)<br />
The college focuses on the delivery <strong>of</strong> the Level 3 Diplomas for Mining Mechanical<br />
and Mining Electrical Operations alongside the BTEC Level 3 Diploma in<br />
Mechanical and Electrical Engineering along with the relevant legislation modules<br />
which together allow the successful student to be authorised as a Class II Mechanic<br />
or Electrician. Completion <strong>of</strong> further modules from the Level 3 Diploma in<br />
Supervision <strong>of</strong> Mines Technical Operations will allow the person to be authorised as<br />
a Class I Mechanic or Electrician and hence be authorised as a supervisory<br />
technician.<br />
Being mindful <strong>of</strong> the need for a highly trained workforce that is suffering from<br />
annual loss <strong>of</strong> expertise as people retire, the mines themselves have invested in<br />
training their own staff to become accredited assessors to enable them to assess the<br />
competence based qualifications currently focusing on the Mechanical, Electrical and<br />
mine operative qualifications. The college enrols the students, undertakes the<br />
administration and is responsible for quality control and eventual certification.<br />
The Level 2 Diploma for Mine Rescue Workers (QCF), Level 4 Diploma for Mines<br />
Rescue Officers (QCF), Level 3 Diploma in Shotfiring for Mining Operations and the<br />
Level 4 Diploma in Supervision <strong>of</strong> Underground Coal, Shale or Fireclay Mining<br />
Operations (QCF) are <strong>of</strong>fered, delivered and assessed by MRSL who also assist the<br />
college with the quality control for the assessment <strong>of</strong> the mine operative<br />
qualifications. The college is now working with mines throughout the UK to deliver<br />
apprentice training and to support the qualification <strong>of</strong> mines operatives.<br />
A mechanical or electrical apprentice will be accepted onto a scheme having attained<br />
four GCSEs at grade C or above <strong>of</strong> which three must be maths, English and a science<br />
subject and they would normally spend one year full time in college studying the<br />
BTEC Level 2 Extended Diploma and the NVQ Diploma in Performing Engineering<br />
Operations.<br />
Following this, they would work at the mine for four days per week for two years<br />
during which time they would be assessed for the competence based Level 3 Diploma<br />
166
in Mining Mechanical/Electrical Operations and attend the college one day per week<br />
to study the BTEC L3 Diploma in Mech/Elec Engineering. At some stage during the<br />
two years they would attend the college for an additional sixty hours to undertake the<br />
mandatory legislation modules. Once these elements are successfully completed the<br />
apprentice can be authorised as a Class II Craftsperson.<br />
Some identified craftspersons will continue attending college one day per week for a<br />
further two years to achieve an HNC in Mech/Elec Engineering, during which time<br />
they would do modules from the Level 3 Diploma in Supervision <strong>of</strong> Mines Technical<br />
Operations to allow them to be authorised as a Class I craftsperson and hence allow<br />
them to be assigned supervisory duties.<br />
Mine managers and engineers still sit an exam set by the MQB to achieve the<br />
mandatory certification they need to be employed at a mine. The whole structure <strong>of</strong><br />
nationally recognised mining qualifications could only have been achieved and<br />
maintained by the mining industry, HMIM, MRSL and the college working together<br />
towards a common goal.<br />
APPENDIX 1<br />
A1 MINING LEGISLATION FOR THE QUALIFIED CRAFTSMAN<br />
A1.1 MINING LEGISLATION<br />
Level 3 Award in Mining for Colliery Technicians (Electrical Engineering)<br />
Level 3 Award in Mining for Colliery Technicians (Mechanical Engineering)<br />
About this unit<br />
The purpose <strong>of</strong> this unit is to give the potential colliery craftsman the required<br />
knowledge and understanding <strong>of</strong> the law as it relates to the operation <strong>of</strong> coal mines in<br />
order that they may carry out the duties <strong>of</strong> an underground supervisor in a safe and<br />
efficient manner.<br />
Learners will be required to understand the basis <strong>of</strong> coal mining health and safety<br />
legislation and how it is applied in practice.<br />
Learners will be expected to have a working knowledge <strong>of</strong> the content <strong>of</strong><br />
Mines and Quarries Act 1954 as amended by subsequent legislation and the<br />
regulations, rules and orders made under it.<br />
Learners will be expected to have a working knowledge <strong>of</strong> the Health and Safety at<br />
Work etc Act 1974 and the regulations and approved codes <strong>of</strong> practice relevant to the<br />
operation <strong>of</strong> underground coal mines. Learners will be expected to be able to recall<br />
from memory the content <strong>of</strong> parts <strong>of</strong> the mining law relating to mines which are<br />
167
applicable in the daily operation <strong>of</strong> an underground coal mine and which are within<br />
the responsibilities <strong>of</strong> an underground supervisor.<br />
Learners will be expected to be able to apply their knowledge <strong>of</strong> the law relating to<br />
mining operations to theoretical situations.<br />
Above all, learners will be expected to know their legal duties and responsibilities for<br />
the health and safety <strong>of</strong> those whom they will be supervising and others who may be<br />
affected by their acts or omissions.<br />
Learning outcomes<br />
- Understand the legislative framework for workplace health and safety Legislation<br />
- Have the ability to state the content <strong>of</strong> the relevant parts <strong>of</strong> the health and safety law<br />
as it relates to mining operations (the law)<br />
- Have the ability to interpret the law and apply it to practical situations<br />
- Have the ability to identify when breaches <strong>of</strong> the law are taking place<br />
- Have the ability to communicate their knowledge and understanding <strong>of</strong> the law to<br />
others<br />
Understand the legislative framework for workplace health and safety legislation<br />
• Explain the terms ‘statutory instrument’, acts, regulations, approved codes <strong>of</strong><br />
practice, orders<br />
• Explain how the Mines and Quarries Act 1954 and its subordinate regulations<br />
are influenced by the Health and Safety at Work Etc Act 1974 and its<br />
subordinate regulations and approved codes <strong>of</strong> practice<br />
• Explain the role <strong>of</strong> the HSC and the HSE in terms <strong>of</strong> their devolved power to<br />
write and enforce workplace legislation<br />
• Explain how workplace health and safety legislation is affected by European<br />
Directives, with particular reference to those Directives affecting health and<br />
safety in mines<br />
Have the ability to state the content <strong>of</strong> the relevant parts <strong>of</strong> the health and safety law<br />
as it relates to mining operations<br />
• State the content <strong>of</strong> the workplace health and safety legislation as appropriate<br />
to the role <strong>of</strong> a supervisor in the coal mining industry<br />
The following list is a guide to the legislation which should be covered in this unit.<br />
Acts<br />
• Mines and Quarries Act 1954 (as amended)<br />
• Mines and Quarries (Tips) Act 1969<br />
168
• Health and Safety at Work etc. Act 1974<br />
Regulations and (Approved Codes <strong>of</strong> Practice marked*)<br />
• The Coal and Other Mines (Ventilation) Regulations 1956<br />
(and 1960 and 1966 variations)<br />
• The Coal and Other Mines (Fire and Rescue) Regulations 1956<br />
(and 1980 amendment)<br />
• The Coal Mines (Precautions against Flammable Dust) Regulations<br />
1956 (and 1960, 1974 and 1977 amendments)<br />
• The Coal and Other Mines (Shafts Outlets and Roads) Regulations 1960 (and<br />
1968 amendment)<br />
• The Mines (Shafts and Winding) Regulations 1993*<br />
• The Coal Mines (Respirable Dust) Regulations 1975 (and 1978<br />
amendment)<br />
• The Coal and Other Mines (General Duties and Conduct) Regulations<br />
1956<br />
• The Coal and Other Mines (Safety lamps and Lighting) Regulations<br />
1956<br />
• The Coal and Other Mines (Locomotives) Regulations 1956<br />
• The Mines (Manner <strong>of</strong> Search for Smoking Materials) Order 1956<br />
• The Coal Mines (Clearances in Transport Roads) Regulations 1959<br />
• The Coal Mines (Firedamp Drainage) Regulations 1960<br />
• The Mines and Quarries (Tips) Regulations 1971<br />
• The Coal and Other Mines (Precautions Against Inrushes) Regulations<br />
1979*<br />
• The Health and Safety (First Aid) Regulations 1981* (as amended)<br />
• The Mines (Safety <strong>of</strong> Exit) Regulations 1988*<br />
• The Noise at Work Regulations 1989*<br />
• The Electricity at Work Regulations 1989* (using the 2001 edition <strong>of</strong><br />
the ACOP)<br />
• The Personal Protective Equipment Regulations 1992 (as amended<br />
1993/4/9)<br />
• The Manual Handling Operations Regulations 1992<br />
• The Coal and Other Safety-Lamp Mines (Explosives) Regulations 1993*<br />
• The Management and Administration <strong>of</strong> Safety and Health at Mines<br />
Regulations 1993*<br />
• The Coal Mines (Owners' Operating Rules) Regulations 1993<br />
• Mines Miscellaneous Health and Safety Provisions Regulations 1995<br />
• Escape and Rescue from Mines Regulations 1995*<br />
• The Reporting <strong>of</strong> Injuries, Diseases and Dangerous Occurrences<br />
Regulations 1995*<br />
• The Mines (Substances Hazardous to Health) Regulations 1996<br />
• The Provision and Use <strong>of</strong> Work Equipment Regulations 1998<br />
• The Lifting Operations and Lifting Equipment Regulations 1998<br />
• The Mines (Control <strong>of</strong> Ground Movement) Regulations 1999*<br />
169
• The Management <strong>of</strong> Health and Safety at Work Regulations 1999<br />
Have the ability to interpret the law and apply it to practical situations<br />
• Interprets and applies workplace health and safety legislation as it applies to<br />
given mining situations<br />
Have the ability to identify when breaches <strong>of</strong> the law are taking place<br />
Have the ability to communicate their knowledge and understanding <strong>of</strong> the law to<br />
others<br />
• Explain to others the workplace health and safety legislation as it applies to<br />
given mining situations and explains the consequences <strong>of</strong> non-compliance<br />
Assessment<br />
Learning outcomes.<br />
LO1:<br />
- Understand the legislative framework for workplace health and safety<br />
legislation<br />
- End <strong>of</strong> outcome test using short and medium length answer questions.<br />
- Mark scheme to allocate marks and grades to learning outcome coverage.<br />
LO2:<br />
- Have the ability to state the content <strong>of</strong> the relevant parts <strong>of</strong> the health and<br />
safety law as it relates to mining operations<br />
- End <strong>of</strong> outcome work place assignment<br />
- Mark scheme to allocate marks and grades to learning outcome coverage.<br />
LO3:<br />
- Have the ability to interpret the law and apply it to practical situations<br />
- End <strong>of</strong> outcome test using situation questions<br />
- Mark scheme to allocate marks and grades to learning outcome coverage.<br />
LO4:<br />
- Have the ability to identify when breaches <strong>of</strong> the law are taking place<br />
- End <strong>of</strong> outcome test using situation questions<br />
- Mark scheme to allocate marks and grades to learning outcome coverage.<br />
LO5:<br />
- Have the ability to communicate their knowledge and understanding <strong>of</strong> the law<br />
to others<br />
- Inspection <strong>of</strong> given area <strong>of</strong> mine, produce a written report and formally present<br />
the same to an audience <strong>of</strong> no less than 3 persons.<br />
170
Appendix 2. Outline <strong>of</strong> Apprenticeship Programme for Mining Mechanics and Electricians.<br />
Year 1 Year 2 Year 3 Year 4 Year 5<br />
4 days per week in<br />
college<br />
1 day per week attending<br />
1 day per week attending 1 day per week attending<br />
1 day per week attending college.<br />
1 day per week +<br />
college.<br />
college.<br />
college.<br />
(Optional)<br />
college holidays on<br />
(Optional)<br />
work experience<br />
College Courses College Courses College Courses College Courses College Courses<br />
Btec L3 Diploma<br />
Additional L3 Diploma<br />
Units (as agreed with<br />
Mines)<br />
Btec L3 Diploma<br />
HNC in Mech or Elec<br />
Engineering<br />
HNC in Mech or Elec<br />
Engineering<br />
Mining Legislation<br />
module<br />
Additional L3 Diploma<br />
Units (as agreed with<br />
Mines)<br />
Btec L2<br />
PEO L2<br />
Welsh Baccalaureate<br />
Additional PEO units<br />
(as agreed with mines)<br />
171<br />
Work based activity Work based activity Work based activity Work based activity Work based activity<br />
Level 3 Diploma in Level 3 Diploma in<br />
Mining Electrical Mining Electrical<br />
Operations (QCF) Operations (QCF)<br />
Units <strong>of</strong> Level 3 Diploma<br />
Work experience<br />
in Supervision <strong>of</strong> Mines<br />
Technical Operations<br />
Level 3 Diploma in<br />
Mining Mechanical<br />
Operations (QCF)<br />
Level 3 Diploma in<br />
Mining Mechanical<br />
Operations (QCF)<br />
Eligible for Mech or Elect Engineer’s certificate<br />
Mechanic / Electrician<br />
Class I<br />
Mechanic / Electrician<br />
Class II
172
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
INVESTIGATION INTO VARIATIONS IN THE<br />
DRAINABILITY OF COAL IN DIFFERENT SECTIONS OF<br />
THE BULLI SEAM, NSW, AUSTRALIA<br />
NSW, AVUSTRALYA BULLİ DAMARININ FARKLI<br />
KESİMLERİNDE KÖMÜRÜN DRENE EDİLEBİLİRLİĞİNDEKİ<br />
DEĞİŞİKLİKLERİN ARAŞTIRILMASI<br />
Lei Zhang *<br />
University <strong>of</strong> Wollongong, Wollongong, Australia<br />
Ting Ren, Naj Aziz, Jan Nemcik and Zhongwei Wang<br />
University <strong>of</strong> Wollongong, Wollongong, Australia<br />
ABSTRACT Several mines operating in the Bulli seam <strong>of</strong> the Sydney Basin in NSW, Australia, are<br />
experiencing difficulties in reducing gas content within the available drainage lead time in various<br />
sections <strong>of</strong> the coal deposit. Increased density <strong>of</strong> the drainage boreholes has proven to be<br />
ineffective, particularly in the sections <strong>of</strong> the coal seam rich in CO2. An intense programme <strong>of</strong> both<br />
field and laboratory studies are undertaken to examine various parameters and factors contributing<br />
to this problem. These studies include drainage data analysis, mine gas borehole layout and their<br />
orientation with respect to major joints and cleat orientation, gas content estimation for different<br />
gases and proximate analysis. Coal cleat systems investigations from laboratory and field trials are<br />
both presented together with the sorption capacity <strong>of</strong> coal based on changes in coal ash content.<br />
Laboratory test on CO2 gas recovery from coal by N2 injection is also described and results show<br />
that N2 flushing have significant impact on coal desorption behaviour.<br />
ÖZET Sydney Havzası, NSW’de bulunan Bulli damarında çalışan çeşitli ocaklar kömür yatağının<br />
çeşitli bölümlerinde drenaj süresi içerisinde gaz içeriğinin azaltılmasında zorluklar yaşamaktadır.<br />
Drenaj sondaj deliklerinin özellikle kömür damarının CO2’ce zengin olan kısımlarında yoğunluğunu<br />
arttırmanın etkisiz olduğu kanıtlanmış, Bu soruna katkıda bulunan çeşitli parametre ve faktörlerin<br />
incelenmesi için yoğun olarak hem arazi hem de laboratuvar çalışmalarını içeren bir program<br />
başlatılmıştır. Bu çalışmalar drenaj veri analizi, ocak gaz sondaj delik düzeni ve ana eklem ve<br />
kilavaja göre yönelimi, farklı gazlar için gaz içeriği tahmini bulunmaktadır. Bu çalışmada N2<br />
enjeksiyonu ile kömürden CO2 gazı kazanımı için laboratuvar deneyi tanıtılmış ve sonuçlar<br />
enjeksiyonun önemli etkileri olduğunu göstermiştir.<br />
* lz811@uowmail.edu.au<br />
173
1 INTRODUCTION<br />
Increased difficulty <strong>of</strong> seam gas drainage occurs in some sections <strong>of</strong> some coal seams<br />
such as the Bulli seam <strong>of</strong> the Illawarra coal measure formation, Sydney Basin, NSW.<br />
Saghafi (2010) stated that in most coalfields <strong>of</strong> the world CH4 is the dominant gas;<br />
however, in some Australian coalfields either <strong>of</strong> the two gases, CH4 and CO2, can be<br />
present in as a dominant gas or mixed. This situation is prevalent with some section<br />
<strong>of</strong> the Bulli seam <strong>of</strong> the Sydney basin, where the main or dominant seam gas is CO2<br />
rather than CH4. The mines with difficult to drain problems in some sections <strong>of</strong> the<br />
Bulli seam include Tahmoor, Metropolitan, Appin and West Cliff Mines.<br />
Gas drainage is a combined process <strong>of</strong> desorption, diffusion and gas flow through<br />
cleat towards into boreholes. Coal cleat system can play an important role in gas<br />
transportation in the coal seam, thus a careful investigation <strong>of</strong> coal cleat system<br />
becomes paramount. Geological arrangements <strong>of</strong> gas drainage boreholes are also<br />
considered to have an important effect on the gas drainage behaviour (Black, 2012).<br />
Zhang et al., (2011) reported on coal greater sorption capacity <strong>of</strong> CO2 than CH4. This<br />
increased sorption affinity <strong>of</strong> coal to CO2 has been found to be <strong>of</strong> relevance to<br />
difficult to drain parts <strong>of</strong> the coal seam. Often reliance is made on the determination<br />
<strong>of</strong> the sorption isotherms rather than assessing the permeability <strong>of</strong> the coal for<br />
effective management <strong>of</strong> the seam gas drainage. Reliance on sorption isotherms is<br />
understandable as it is much simpler method <strong>of</strong> estimating the gas content, and <strong>of</strong>ten<br />
decisions are made for gas drainage based on the gas content <strong>of</strong> coal.<br />
With the growing world concern <strong>of</strong> gas injection to enhance the Coal Seam Gas<br />
(CSG) recovery, CO₂ gas sequestration to recover CH₄ from coal has been tried<br />
successfully for some time now and reported widely by Reeves et al. (2002); Fujioka<br />
et al. (2010), Wong et al. (2010) and Busch and Gensterblum (2011). Injecting CO₂<br />
into coal will strip the CH₄ from its monolayer and forces it to the surface <strong>of</strong> the coal<br />
matrix, where it is captured between the fractures to be readily driven out <strong>of</strong> the coal<br />
by reducing the gas pressure.<br />
The utilization <strong>of</strong> N2 injection (N2-ECBM operations) has been found to help<br />
incremental methane recovery <strong>of</strong> approximately 10-20% <strong>of</strong> original gas-in-place<br />
(Reeves and Oudinot, 2005). In concept, the process <strong>of</strong> N2-ECBM is quite simple. As<br />
N2 is injected into a coal reservoir, it displaces the gaseous Coal Seam Gas (CSG)<br />
from the cleat system, decreasing the gas partial pressure and creating a<br />
compositional disequilibrium between the gaseous and adsorbed phases. These<br />
combined influences cause the coal seam gas or inherent CO2 or CH4 to desorb and<br />
diffuse into the cleat system (i.e., to become “stripped” from the matrix). The CSG<br />
then migrates to the boreholes and is produced from production wells (Reeves and<br />
Oudinot, 2004).<br />
174
However, until recently little was reported in literature on the use <strong>of</strong> N2 to strip fully<br />
or partially CO2 and CH4 from coal, and only recently that a laboratory study was<br />
undertaken and reported by Florentin, et al. (2010) which examined the use <strong>of</strong> N2 for<br />
the purpose <strong>of</strong> enhancing the recovery <strong>of</strong> both CH4 and CO2. The initial study<br />
demonstrated the viability <strong>of</strong> the techniques with improvement <strong>of</strong> 20% in CH4 and<br />
around more than 50% CO2. Further additional studies on the injection process has<br />
since been carried out which will be the subject <strong>of</strong> discussion in this paper.<br />
2 INVESTIGATION OF COAL CLEAT SYSYTEM<br />
2.1 Coal Cleat System<br />
Generally, there are at least two sets <strong>of</strong> near perpendicular fractures that intersect to<br />
form an interconnected network throughout a coal seam. These two fracture systems<br />
are known as face and butt cleats. The general structure <strong>of</strong> coal in relation to face and<br />
butt cleat spacing is shown in Figure 1a, the angle <strong>of</strong> the face and butt cleat is around<br />
90º. Figure 1b shows a picture <strong>of</strong> the lump coal sample collected from an Illawarra<br />
mine (designated as Mine A) from difficult to drain area around c/t8 - c/t11 in<br />
maingate, in which bedding, face cleat and butt cleat systems can be clearly observed.<br />
(a) (b)<br />
Figure 1. Coal face and butt cleats in (a), and cleat system shown in coal samples<br />
from Mine A shown in (b).<br />
2.2 Field Trial Investigation <strong>of</strong> Hard-to-Drain Section<br />
Figure 2 shows the field study site undertaken at the maingate MG22 <strong>of</strong> a longwall<br />
operation carried at Mine A. By relating the above cleat orientations with respect to<br />
gas drainage boreholes, it was found that boreholes drilled perpendicular to the face<br />
cleat were more productive than boreholes drilled along the face cleat. This explains<br />
175
that boreholes from drilling stub towards Mains or outbyes achieved good drainage<br />
results, whilst boreholes drilled inbye were less effective for degassing purpose.<br />
Figure 2 also shows that the diagram <strong>of</strong> gas drainage plan <strong>of</strong> MG22 in Mine A, in<br />
which the black line and green note (marked X) indicates success <strong>of</strong> gas drainage<br />
while red (marked Y) line and note indicates failure <strong>of</strong> high gas recovery.<br />
Figure 2. Diagram <strong>of</strong> gas drainage plan <strong>of</strong> MG22 in Mine.<br />
3 INVESTIGATION OF COAL SORPTIN CAPACITY<br />
3.1 Ash Content Test<br />
The coal samples used for ash content test were collected from an area GME 2126,<br />
which was from a hard-to-drain area. The ash content test <strong>of</strong> coal was carried out in<br />
accordance to the Australian Standard, methods for the analysis and testing <strong>of</strong> coal<br />
and coke (AS 1038.3-1989). A known mass <strong>of</strong> sample was heated in air to 500 ºC in<br />
30 min, maintained at this temperature for 30 min and then heated to 815 ºC until the<br />
sample became constant in mass. The percentage <strong>of</strong> ash was calculated from the mass<br />
<strong>of</strong> residue remaining after incineration.<br />
The ash content test shows that the ash content <strong>of</strong> Mine A coal was around 7 %,<br />
which can be regarded as relatively low ash content coal. Generally, low ash content<br />
coal has larger gas adsorbing capacity than high ash content coal. This explains why<br />
this type <strong>of</strong> coal has a strong gas adsorbing capacity and therefore requires longer<br />
drainage lead time to reduce gas content below the threshold limit.<br />
Ash content correlates strongly to gas adsorption capacity <strong>of</strong> coal as shown in<br />
Figure 3 (Laxminarayana and Crosdale, 1999). The parameter Langmuir volume<br />
represents coal sorption capacity, which is reduced with increasing ash (mineral<br />
matter) content <strong>of</strong> the coal. Linear decrease in adsorption capacity with increasing ash<br />
content indicates that the ash content (mineral matter) acts as a simple diluent,<br />
thereby reducing the storage capacity <strong>of</strong> gas in coal. For the Mine A coal sample, the<br />
ash content is very low, which could be another important reason why the coal has a<br />
strong sorption capacity <strong>of</strong> CO2 gas and therefore a difficult-to-drain problem.<br />
176
3.2 Adsorption Isotherm Test<br />
The indirect gravimetric method was used to calculate the volume <strong>of</strong> gas adsorbed<br />
and desorbed from coal using the sorption apparatus in the gas laboratory <strong>of</strong> the<br />
University <strong>of</strong> Wollongong and reported in Zhang et al., (2011). The coal samples<br />
tested for isotherms were collected from the longwall panel MG22 and hard to drain<br />
area. These samples were designated as GME 2126, GME 2127, GME 2128 and<br />
GME 2130 respectively. The coal lumps were being crushed to powder size <strong>of</strong> -<br />
212µm. Prior to testing the coal samples were initially vacuumed in a desiccator<br />
containing water sobbing material which was heated in an oven at 60 ºC for 24 hrs.<br />
Coal samples contained in gas bombs were pressurised to a saturation level at various<br />
predetermined pressures up to 4 MPa. The adsorbed volumes <strong>of</strong> the gas in coal were<br />
determined at each <strong>of</strong> pressure levels <strong>of</strong> 1000 kPa, 1500 kPa, 2000 kPa , 3000 kPa<br />
and 4000 kPa respectively and at constant temperature <strong>of</strong> 25 °C. The coal samples<br />
were tested first in CO2 and then in CH4 gas.<br />
Figure 3. Relationship between Langmuir Volume representing coal sorption capacity<br />
and ash content (after Laxminarayana and Crosdale, 1999).<br />
Figure 4 shows the adsorption isotherms tested at 25 °C for the four samples from the<br />
hard-to-drain areas, GME2126, GME2127, GME2128 and GME2130. It can be<br />
observed that all the four samples have larger adsorption capacities for CO2 than CH4,<br />
especially for GME 2130. Generally, the isotherms represented typical Bulli seam<br />
coal adsorption isotherms.<br />
The average Langmuir volume for CO2 is 32.23 cc/g and for CH4 it is <strong>18.</strong>88 cc/g. The<br />
high gas volume value for CO2 indicates the larger adsorption capacity <strong>of</strong> coal for<br />
177
CO2 than CH4, therefore coals containing high CO2 would be comparatively hard-todrain.<br />
Figure 5 indicates the critical desorption point <strong>of</strong> a typical Bulli seam sample, based<br />
on isotherms representing the adsorption capacity for both pure CH4 and CO2 (Black<br />
and Aziz, 2010). Considering the same initial in situ gas condition, gas content (10.5<br />
m 3 /t) and pressure (3.5 MPa), it can be seen that a CO2 rich coal requires far greater<br />
reservoir pressure reduction to reach the critical desorption point than does an<br />
equivalent CH4 rich sample.<br />
Gas data from Mine A Bulli seam coal show that the gas content from hard-to-drain<br />
area <strong>of</strong> the coal seam (after nearly six month <strong>of</strong> drainage) is around 4-6 m 3 /t, with 85<br />
% <strong>of</strong> CO2. As it can be seen in Figure 5, the coal samples are largely under-saturated<br />
with high adsorbing capacity, which demonstrate the typical difficult-to-drain<br />
characteristics <strong>of</strong> the coal seam in this area.<br />
(a)<br />
(c)<br />
Figure 4. Coal adsorption isotherm at 25 °C.<br />
178<br />
(b)<br />
(d)
Figure 5. Critical desorption point <strong>of</strong> a typical CH4 and CO2 rich Bulli seam coal<br />
sample. (after Black and Aziz, 2010).<br />
4 RECOVERY OF COAL SEAM GAS BY N2 INJECTION<br />
4.1 Previous Study <strong>of</strong> Recovery <strong>of</strong> CO2 by N2 Injection<br />
Florentin et al. (2010) presented a paper in the 17 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey,<br />
describing the methodology <strong>of</strong> laboratory experimental study on the recovery <strong>of</strong><br />
stored gas in coal by N2 injection. The aim <strong>of</strong> the study was to obtain a clear<br />
understanding <strong>of</strong> the mechanism <strong>of</strong> injecting N2 gas to coal with the aim <strong>of</strong> flushing<br />
out and recovery <strong>of</strong> inherent coal gas, which could be CH4, CO2 or CH4 /CO2 mixed<br />
gas from coal. A special high pressure triaxial cell, known as Multi Function Outburst<br />
Research Rig (MFORR), previously reported by Lama (1995), Aziz and Li (1999)<br />
and Sereshki (2005), was used to carry the CH4/CO2 mixed gas recovery by N2<br />
injection process.<br />
Figure 6 shows the schematic view <strong>of</strong> the experimental set up consisting <strong>of</strong> the<br />
MFORR apparatus, flow and a Gas Chromatographer (GC). The Samples used in<br />
sorption tests were obtained from a local mine (MINE B) operating in the Bulli seam<br />
and from longwall with similar hard-to-drain characteristic <strong>of</strong> coal as in MINE A.<br />
Core samples with a diameter <strong>of</strong> 54 mm and a height <strong>of</strong> 50mm were prepared for the<br />
tests. A 2 mm diameter hole was drilled through each tested sample to permit lateral<br />
flowing <strong>of</strong> the samples through the coal core. Details <strong>of</strong> the testing procedure are<br />
fully described by Florentin et al. (2010) and Aziz et al. (2011).<br />
179
Figure 6. The schematic diagram <strong>of</strong> the set up <strong>of</strong> MFORR and GC (after Florentin et<br />
al., 2010).<br />
Briefly, each coal core sample used for the study was placed inside the high pressure<br />
chamber <strong>of</strong> the MFORR and sealed tight. The general procedure was to saturate the<br />
sample with a specific gas (in this case CO2) and then recharged it by injecting N2.<br />
The pressure in the chamber was maintained constant at predetermined level <strong>of</strong> 3.0<br />
MPa for some 11 days to allow the gas to fully impregnate and saturate the coal<br />
sample. However, N2 injection was undertaken during the last two hours prior to the<br />
releases <strong>of</strong> the chamber pressure down to atmospheric level in a short period <strong>of</strong> time<br />
as indicated in Figure 7.<br />
Figure 7.Variation in gas composition and confining pressure with (A) N2 injection<br />
and chamber pressurisation and (B) release <strong>of</strong> chamber gas pressure (after Florentin<br />
et al., 2010).<br />
The process <strong>of</strong> the gas flowing out <strong>of</strong> the chamber was via the coal sample central 2<br />
mm hole. The escaping gas was allowed to pass through the flow meters and then to<br />
GC where its composition was analysed. As soon as N2 injection began to increase,<br />
there was a sharp decrease in CO2 concentration. The CO2 concentration began to<br />
180
ecover gradually as the N2 pressure was dropped to atmospheric level, thus reaching<br />
50% in just 20 minutes. The CO2 concentration continued to increase further with<br />
time reaching almost 75% at the end <strong>of</strong> the test. The result <strong>of</strong> this test shows that N2<br />
injection appears to have a significant influence on CO2 displacement.<br />
4.2 Reverse Process <strong>of</strong> N2 Injection<br />
Next, the process <strong>of</strong> N2 injection into the pressure chamber was reversed, allowing<br />
the injected gas to flow through the coal core via the central coal core sample 2.0 mm<br />
drill hole, which is shown in Figure 6.<br />
As in previous practice <strong>of</strong> pressurisation <strong>of</strong> the gas chamber, the coal sample was<br />
loaded axially to 3 MPa and then initially charged with CO2 gas to 3 MPa and kept<br />
saturated overnight. At the end <strong>of</strong> 12 hours <strong>of</strong> pressurisation the gas chamber was<br />
stabilised at 2 MPa. N2 gas was then introduced to the gas chamber, charged through<br />
the 2 mm diameter central hole <strong>of</strong> the coal sample. This allowed the N2 gas to<br />
penetrate through the coal sample along the radius and flow into the chamber. A<br />
pressure gradient <strong>of</strong> 50 kPa occurred as the gas was collected for composition<br />
analysis using GC using one litre gas bags. The collection <strong>of</strong> one litre gas from the<br />
pressure chamber was made over a short period <strong>of</strong> around ten seconds. The drop in<br />
chamber pressure, due to the collection <strong>of</strong> chamber gas in every six minutes allowed<br />
N2 reticulation through the coal into the chamber and to allow the gas in the chamber<br />
surrounding the coal to be discharged out <strong>of</strong> the chamber.<br />
As shown in Figure 8a, during the N2 flushing process, CO2 composition <strong>of</strong> the<br />
chamber gas gradually decreased while N2 composition increased. This indicates that<br />
CO2 gas continues to be flushed out by N2. The whole flushing process took some 13<br />
hours (800 min).<br />
Figure 8b shows the volume <strong>of</strong> the various gases collected over the period <strong>of</strong> 13 hrs.<br />
The total gases consumed was estimated to be 100.9 L <strong>of</strong> N2, thus liberating some<br />
33.1 L <strong>of</strong> CO2 out <strong>of</strong> the system. However, it is evident from Figure 8b that the need<br />
for N2 to flush out CO2 gas was greater during the later stage <strong>of</strong> flushing when CO2<br />
level was less.<br />
4.3 Desorption Test After N2 Injection<br />
Desorption test was carried out following the completion <strong>of</strong> N2 injection and the final<br />
CO2 composition was below 5%. The gas pressure inside the chamber began to drop<br />
gradually as the remaining gas volume in the chamber being removed.<br />
Figure 9a shows that the change in gases composition during the desorption process.<br />
The CO2 composition starts to increase from 3.4% to 9.4%, while N2 composition<br />
deceases from 96.6% to 90.6% over a period <strong>of</strong> around 3 hrs (200 min) after N2<br />
181
injection was stopped. This shows that more CO2 gas desorbs from coal than N2 as<br />
the chamber gas pressure drops, indicating greater CO2 sorption capacity than N2.<br />
However, the CO2 composition reached 37.2% while N2 composition decreased to<br />
62.8% over prolonged period <strong>of</strong> overnight desorption, as demonstrated clearly in<br />
Figure 9a.<br />
Figure 9b shows that the volumes <strong>of</strong> both CO2 and N2 gases collected in bags during<br />
the desorption process, as there was high concentration <strong>of</strong> gases in the chamber after<br />
flushing tests. More N2 was collected than CO2 and at the end <strong>of</strong> the test a total <strong>of</strong><br />
37.7 L <strong>of</strong> N2 and 2.3 L <strong>of</strong> CO2 were collected. The result clearly shows that even after<br />
around 13 hrs <strong>of</strong> N2 flushing, there was certain amount <strong>of</strong> CO2 inside the coal which<br />
was released and collected in the desorption process.<br />
(a) (b)<br />
Figure 8. Gas composition and gas volume in terms <strong>of</strong> N2 injection.<br />
(a) (b)<br />
Figure 9. Gas composition and gas volume in terms <strong>of</strong> desorption.<br />
182
5 CONCLUSIONS<br />
From both <strong>of</strong> the laboratory and field studies <strong>of</strong> the cleat system <strong>of</strong> the Bulli seam<br />
coal, it was found that borehole orientations with respect to the cleat system can<br />
influence the gas productivity. Boreholes drilled perpendicular to the face cleat was<br />
more productive than boreholes drilled along the face cleat.<br />
Higher gas adsorption capacity <strong>of</strong> coal was found to be attributed to low ash content<br />
<strong>of</strong> coal. Also isotherm results show that coal with higher sorption capacity for CO2<br />
than CH4 may be <strong>of</strong> poor drainage type <strong>of</strong> coal. Coals typically have low gas content<br />
with high CO2 composition are generally under-saturated with high adsorbing<br />
capacity, and hence leads to a poor drainage as well.<br />
N2 flushing test showed that most <strong>of</strong> the CO2 gas inside the coal can be flushed out by<br />
N2 injection. During the N2 flushing process, the CO2 composition <strong>of</strong> the pressure<br />
chamber decreased gradually while N2 composition increased, which indicated that<br />
CO2 gas continued to be flushed out by N2. Greater volume <strong>of</strong> N2 gas was needed to<br />
flush out CO2 gas out <strong>of</strong> coal particularly when the CO2 concentration was reducing.<br />
During the reverse injection process <strong>of</strong> the laboratory experimental study, a total<br />
37.7 L <strong>of</strong> N2 and 2.3 L <strong>of</strong> CO2 were collected in the desorption process over the<br />
period spanning some 13 hours <strong>of</strong> flushing. Prolonged period <strong>of</strong> gas desorption has<br />
contributed to increased release <strong>of</strong> both gases stored in coal.<br />
ACKNOWLEDGMENTS<br />
The financial support from University <strong>of</strong> Wollongong Scholarship and Scholarship<br />
from China Scholarship Council are gratefully acknowledged. The authors wish to<br />
acknowledge their appreciation to Illawarra coal mines, Australia, for providing the<br />
Bulli seam coal samples used in this study. Also thanks are extended to the technical<br />
staff in University <strong>of</strong> Wollongong especially Col Devenish and Alan Grant.<br />
REFERENCES<br />
Australian Standard, AS 1038.3-1989. Methods for the analysis and testing <strong>of</strong> coal and coke.<br />
Aziz, N and Li-Ming, W, 1999. The effect <strong>of</strong> sorbed gas on the strength <strong>of</strong> coal – an experimental<br />
study. Geotechnical and Geological Engineering 17(3) (Honarary eds: Indraratna and Aziz) , pp<br />
387-402.<br />
Aziz, N, Florentin and Baris, K, 2011. Injection <strong>of</strong> nitrogen for the recovery <strong>of</strong> methane and carbon<br />
dioxide stored in coal, 22nd world Mining Congress and Exhibition, September 11-16, Istanbul,<br />
Turkey, 723-729.<br />
Black, D., 2012. Factors affecting the drainage <strong>of</strong> gas from coal and methods to improve drainage<br />
effectiveness. PhD thesis (University <strong>of</strong> Wollongong)<br />
<br />
183
Black, D., Aziz, N., 2010. Impact <strong>of</strong> coal properties and operational facotrs on mine gas drainage.<br />
10th Underground Coal Operators' Conference, University <strong>of</strong> Wollongong, NSW, Australia,<br />
229-240. http://ro.uow.edu.au/coal/323/<br />
Busch, A., Gensterblum, Y., 2011. CBM and CO2-ECBM related sorption processes in coal: A<br />
review. International Journal <strong>of</strong> Coal Geology 87(2), 49-71.<br />
Sereshki, F., 2005. Improving coal mine safety by identifying factors that influence the sudden<br />
release <strong>of</strong> gases in outburst prone zones. PhD thesis (University <strong>of</strong> Wollongong).<br />
Florentin, R., Aziz, N., Black, D., Nghiem, L.,Baris, K., 2010. Recovery <strong>of</strong> stored gas in coal by<br />
nitrogen injection - a laboratory study. 10th Underground Coal Operators' Conference. Editors:<br />
Naj, A. and Jan, N. University <strong>of</strong> Wollongong, NSW, Australia: 223-234,<br />
http://ro.uow.edu.au/coal/310/<br />
Fujioka, M., Yamaguchi, S., Nako, M., 2010. CO2-ECBM field tests in the ishikari coal basin <strong>of</strong><br />
japan. International Journal <strong>of</strong> Coal Geology 82(3-4), 287-298.<br />
Lama, R. D., 1995. Effect <strong>of</strong> stress, gas pressure and vacuum on permeability <strong>of</strong> Bulli coal samples.<br />
International Symposium-CUM-Workshop on Management and Control <strong>of</strong> High Gas Emissions<br />
and Outbursts in Underground Coal Mines, Wollongong, NSW, Australia, 293-301,<br />
http://www.uow.edu.au/eng/outburst/pdfs/C3079%20Final%20Report.pdf<br />
Laxminarayana, C.,Crosdale, P. J., 1999. Role <strong>of</strong> coal type and rank on methane sorption<br />
characteristics <strong>of</strong> bowen basin, Australia coals. International Journal <strong>of</strong> Coal Geology 40(4),<br />
309-325.<br />
Reeves, S., Taillefert, A., Pekot, L., Clarkson, C., 2002. The allison unit CO2 – ECBM pilot: A<br />
reservoir modeling study. Topical Report <strong>of</strong> U.S. Department <strong>of</strong> Energy: DE-FC26-20NT40924.<br />
Reeves, S.,Oudinot, A., 2004. The tiffany unit N2 – ECBM pilot: A reservoir modeling study.<br />
Topical Report <strong>of</strong> U.S. Department <strong>of</strong> Energy: DE-FC26-20NT40924.<br />
Reeves, S.,Oudinot, A., 2005. The tiffany unit N2-ECBM pilot – a reservoir and economic analysis.<br />
2005 International Coalbed Methane Symposium. Tuscaloosa, Alabama, USA: Paper 0523.<br />
Saghafi, A., 2010. Potential for ecbm and CO2 storage in mixed gas australian coals. International<br />
Journal <strong>of</strong> Coal Geology 82(3-4), 240-251.<br />
Wong, S., Macdonald, D., Andrei, S., Gunter, W. D., Deng, X.,Law, D.,Ye, J.,Feng, S.,Fan, Z.,Ho,<br />
P., 2010. Conceptual economics <strong>of</strong> full scale enhanced coalbed methane production and CO2<br />
storage in anthracitic coals at south Qinshui basin, Shanxi, China. International Journal <strong>of</strong> Coal<br />
Geology 82(3-4), 280-286.<br />
Zhang, L., Aziz, N., Ren, T., Wang, Z., 2011. Influence <strong>of</strong> temperature on coal sorption<br />
characteristics and the theory <strong>of</strong> coal surface free energy. 1st International Symposium on Mine<br />
Safety Science and Engineering. Editors: He, X., Hani, M. and Aziz, N. Beijing, China. Volume<br />
A: 1207-1216.<br />
Zhang, L., Ren, T., Aziz, N., Wang, Z., 2011. Influence <strong>of</strong> temperature and moisture on the gas<br />
content <strong>of</strong> coal. The 3rd Aisa Pacific Coalbed Methane Symposium, Brisbane, Queensland,<br />
Australia, Paper 11.<br />
184
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
SOURCE TERM AND CONTROL OF METHANE<br />
ACCESSES IN AREAS WITH SUBSURFACE COAL<br />
MINING<br />
ALTINDA KÖMÜR OCAĞI BULUNAN ALANLARDA METAN<br />
GELİRİNİN KAYNAĞI VE KONTROLÜ<br />
Frank Otto *<br />
University <strong>of</strong> Applied Sciences Georg Agricola, Bochum, Germany<br />
Tansel Dogan<br />
DMT GmbH & Co. KG, Essen, Germany<br />
ABSTRACT For the structural control <strong>of</strong> gas accesses in built-over and to-be-built-over areas the<br />
expected gas volume current is to be estimated during the planning and dimensioning <strong>of</strong> gas<br />
drainage systems. The source term, which can be consulted for the calculation <strong>of</strong> the currently<br />
expected gas volume, is a basis for the planning in order to secure buildings, adjacent areas, traffic<br />
areas and line marked-out routes against methane spreading and methane accesses. It can be<br />
determined on the basis <strong>of</strong> the geology and the knowledge about mining activities. In order to<br />
minimise the exposure resulting from gas emissions, safeguarding measures have to be initiated in<br />
areas with existing and possible gas emissions; normally areas with subsurface coal mining. The<br />
status quo <strong>of</strong> the technological development requires drainage systems <strong>of</strong> mineral building materials<br />
in case <strong>of</strong>: -safeguarding measures to prevent methane accesses in the area <strong>of</strong> buildings and adjacent<br />
areas, -prevention <strong>of</strong> gas spreading in the area <strong>of</strong> highways and line routes. At this point, geotextiles<br />
respectively geomembranes are alternative materials for the structural control <strong>of</strong> methane accesses<br />
at the surface and for decreasing <strong>of</strong> the demands <strong>of</strong> these alternative building materials.<br />
ÖZET Üzerinde bina bulunan veya bulunacak alanlarda, gaz erișiminin yapısal kontrolü için,<br />
beklenen gaz hacmi akıșı; gaz drenaj sistemlerinin planlanması ve boyutlandırılması sırasında<br />
değerlendirilir. Mevcut olarak beklenen gaz hacminin hesaplanmasında kullanılan temel kavram<br />
“kaynak terim-source term”dir. Bölge jeolojisi ve madencilik faaliyetleri hakkındaki bilgiye bağlı<br />
olarak belirlenen bu değer, metan yayılımı ve erișimine karșı olarak, binaların, komșu bölgelerin,<br />
trafik alanlarının ve yol güzergahların güvenliğini saglamak amacıyla yapılan planların temelini<br />
olușturmaktadır. Mevcut ve olası gaz emisyonu olabilecek alanlarda (normal olarak altında kömür<br />
madenciliği yapılan alanlar) gaz emisyonlarından kaynaklanan sorunları azaltmak icin koruyucu<br />
önlemlerin alınması gerekmektedir. Binalarda ve komșu alanlarda metan erișiminin, otoban ve<br />
yolların bulunduğu alanlarda da gaz yayılımının önlenmesi icin emniyet tedbiri olarak yapı<br />
malzemelerinden olușan drenaj sistemleri kullanılmaktadır. Iște bu noktada, jeotekstil özellikle<br />
jeomembranlar, gerek yüzeyde metan erișiminin kontrol edilmesini sağladığı gerekse yapı<br />
malzemelerine olan gereksinimi azalttığı için alternatif malzemeler olarak karșımıza çıkmaktadır.<br />
* otto@tfh-bochum.de<br />
185
1 SOURCE TERM<br />
The source term is defined as a measure for the spreading <strong>of</strong> the methane releases<br />
from the source rock into the country rock and describes the maximum gas quantity,<br />
which can theoretically migrate to the earth's surface. By considering the source<br />
term, a distinction has to be made between the geological (natural) and the<br />
anthropogenic overprinted source term. The source term is expressed in m³/(m²*a).<br />
In Figure 1 the confrontation <strong>of</strong> the different source terms is presented.<br />
With recoalification starting<br />
in the Miocene till the<br />
Quaternary<br />
Geological (natural)<br />
Source Term<br />
Source Term<br />
Figure 1. Confrontation <strong>of</strong> the different types <strong>of</strong> source terms.<br />
2 GEOLOGICAL (NATURAL) SOURCE TERM (According to Kunz, 1994)<br />
Due to the intensive mining activity in the Ruhr District and the resulting loosening<br />
rock mass, the geological source term is only very restricted or no longer<br />
determinable.<br />
2.1 Calculation Basis <strong>of</strong> the Geological (Natural) Source Term<br />
The following parameters must be known or be fixed to the quantitative estimate <strong>of</strong><br />
the gas emission in the maiden formation:<br />
plain (A): the plain <strong>of</strong> the examination area<br />
total coal thickness (MK): taken from geological card plant, mine map etc.<br />
tectonic factor (FT) (Benner, 1998) variable (auxiliary) parameter which writes<br />
the projection <strong>of</strong> the slope cutting surface <strong>of</strong> a coal seam on the day ground. It<br />
depends on convolution and storing <strong>of</strong> the coal transferring layers (Table 1.)<br />
coal density (ρK): 1,3 t/m³<br />
methane quantity (qCH4): formed because <strong>of</strong> the carbonization<br />
residual gas content (q t CH4): gas content <strong>of</strong> coal before mining<br />
time (t): international used order for the continuance <strong>of</strong> geologic periods<br />
186<br />
Anthropogenic overprinted<br />
Source Term<br />
Without recoalification
The gas emission abates exponentially and can be mathematically described as<br />
follows:<br />
V(<br />
t)<br />
V(<br />
0)<br />
e<br />
Table 1. Illustration <strong>of</strong> the dependency <strong>of</strong> the tectonically factor on the ongoing<br />
geology (according to Benner, 1998).<br />
Geology Tectonic factor<br />
Horizontal seam 1<br />
With 45° dipping seam 1,4<br />
Overlap 2<br />
with:<br />
V(t): methane volume at time t in (m³)<br />
V(0): methane volume at the end <strong>of</strong> the gas formation or at the beginning <strong>of</strong> the gas<br />
emission in (m³)<br />
k: gas emission constant (a -1 )<br />
t: time (a)<br />
First the constant k has to be calculated. Dissolving the equation 2-1 after k delivers:<br />
V ( t)<br />
ln<br />
V ( 0)<br />
k <br />
t<br />
(2)<br />
kt<br />
The volume <strong>of</strong> gas emission is V(0) at the end <strong>of</strong> the gas formation or at the<br />
beginning <strong>of</strong> the gas emission at the time <strong>of</strong> t = 0. Therefore V(0) is the product from<br />
the following factors:<br />
plain A (m²)<br />
tectonic factor FT (Benner, 1998)<br />
total coal thickness Mk (m)<br />
density ρK (t/m³)<br />
methane volume ever ton <strong>of</strong> coal after termination <strong>of</strong> gas formation qCH4 (m³/t)<br />
The outcome <strong>of</strong> this is:<br />
V <br />
( 0)<br />
n A<br />
FT<br />
M<br />
k K<br />
qCH4<br />
Coal is calculated shortly before the mining with q t CH4. In analogy to this V(t) with<br />
the methane volume per ton:<br />
V <br />
t<br />
( t)<br />
n A<br />
FT<br />
M<br />
K K<br />
q CH4<br />
187<br />
(1)<br />
(3)<br />
(4)
The gas emission volume per annum and area is defined by using the difference from<br />
V(t) and V(t +1):<br />
V<br />
V<br />
( t)<br />
V<br />
( t 1)<br />
V<br />
( 0)<br />
e<br />
The gas emission constant determined in equation (2) is used. For t the value <strong>of</strong><br />
3*10 8 years is used, which corresponds with the period since the time <strong>of</strong> the main<br />
coalification till immediate before the beginning <strong>of</strong> mining.<br />
In the case <strong>of</strong> consideration <strong>of</strong> the recoalification during the Miocene the calculation<br />
is analogously carried out except for the ascertainment <strong>of</strong> the parameter VN(0). VN(0)<br />
is the summation <strong>of</strong> the CH4 volume which was formed during the main coalification<br />
[V (2.9*10 8 a)] and CH4 volume which was formed during recoalification [VNEW(0)].<br />
VN ( 0)<br />
V<br />
( t)<br />
VNEW<br />
( 0)<br />
with:<br />
t= 2.9·10 8 a<br />
kt<br />
V<br />
( 0)<br />
e<br />
k(<br />
t1)<br />
The methane (qNCH4) formed during the recoalification can exemplarily be taken with<br />
20 m³/t. The newly formed gas volume results as follows:<br />
V <br />
N<br />
NEU ( 0)<br />
A<br />
FT<br />
M K K<br />
q CH4<br />
3 ANTHROPOGENIC OVERPRINTED SOURCE TERM (According to<br />
Benner, 1998)<br />
The geological Source Term is overprinted by coal-mining in large parts <strong>of</strong> the Ruhr<br />
District. During the coal mining a bulking <strong>of</strong> the gas leading ground occurred with<br />
the conclusion <strong>of</strong> a changing ground pressure. The previously under influence <strong>of</strong> the<br />
ground pressure at the coal adsorbed methane desorbs and migrates in the direction<br />
<strong>of</strong> the surface.<br />
The transportation <strong>of</strong> the gas is carried out via different ways. During the active<br />
phase <strong>of</strong> mining the gas exclusively migrates across the air current, the gas extraction<br />
and the mined coal in the direction <strong>of</strong> surface. If the mining is finished, the<br />
transportation <strong>of</strong> the methane takes place more and more over thrown <strong>of</strong>f shafts as<br />
well as over the basement and the cap rock.<br />
The volume <strong>of</strong> the gas emission in the anthropogenic overprinted area depends<br />
essentially on the following factors:<br />
the ground distressing because <strong>of</strong> mining and out <strong>of</strong> this resulting decrease <strong>of</strong><br />
gas pressure<br />
the residual gas contents <strong>of</strong> the coal<br />
188<br />
(5)<br />
(6)<br />
(7)
seam thickness<br />
barometric pressure fall<br />
coal capacity<br />
the kind <strong>of</strong> back fill<br />
reduction ratio <strong>of</strong> coal<br />
3.1 Calculation Basis <strong>of</strong> the Anthropogenic Overprinted Source Term<br />
To be able to carry out a calculation <strong>of</strong> the anthropogenic overprinted Source Term<br />
similar to the calculation <strong>of</strong> the geologic Source Term, the following parameters<br />
must be confessed or defined:<br />
area A <strong>of</strong> the examination area (m²)<br />
coal density ρK (1,3 t/m³)<br />
total coal thickness MK, within the anthropogenic overprinting (m)<br />
tectonic factor FT (after Benner, 1998)<br />
degree <strong>of</strong> mining activities D, which is taken from mine maps<br />
residual gas volume before mining qtCH4 (m³)<br />
current residual gas volume qaCH4 (m³)<br />
time t (a)<br />
The basis <strong>of</strong> the anthropogenic overprinted Source Term is analogous to the<br />
geological Source Term an exponentially subsiding function:<br />
V(<br />
t)<br />
V(<br />
0)<br />
e<br />
kt<br />
with:<br />
V(t): methane volume at time t in (m³)<br />
V(0): methane volume at the end <strong>of</strong> gas formation respectively at beginning <strong>of</strong> gas<br />
emission (m³)<br />
k: gas emission constant (a -1 )<br />
t: time (a)<br />
The gas emission constant is calculated analogously to equation (2) for the<br />
geological source term:<br />
k<br />
V ( t)<br />
ln<br />
V ( 0)<br />
<br />
t<br />
V(0) is the volume <strong>of</strong> gas leaching at the beginning <strong>of</strong> the coal extraction. V(0) is<br />
therefore the product from the following factors:<br />
area A (m²)<br />
tectonic factor FT<br />
total coal thickness Mk (m)<br />
189<br />
(8)<br />
(9)
coal density ρK (t/m³)<br />
methane volume per ton coal after completion <strong>of</strong> gas formation qtCH4 (m³/t)<br />
degree <strong>of</strong> mining activities D<br />
Thus the outcome is:<br />
t<br />
V( 0)<br />
A<br />
F M<br />
q<br />
CH D<br />
a T k K<br />
4<br />
V(t) is calculated analogously to V(0). The only difference is that the CH4 volume<br />
per ton qaCH4 is related to the present point <strong>of</strong> time. It is valid:<br />
V <br />
a<br />
( t)<br />
a A<br />
FT<br />
M<br />
K D<br />
K<br />
q CH4<br />
The annual leakage <strong>of</strong> gas arises from the difference between V(t) and V(t +1):<br />
V<br />
V<br />
( t)<br />
V<br />
( t 1)<br />
V<br />
( 0)<br />
e<br />
4 GEOSYNTHETICS<br />
kt<br />
V<br />
( 0)<br />
e<br />
k<br />
( t1)<br />
Geosynthetics are products at which at least one component was established from<br />
synthetic or natural polymer in form <strong>of</strong> an area arrangement, a stripe or a threedimensional<br />
structure. These products are used at geotechnical and other applications<br />
in the building and construction industry in the contact with the soil and/or other<br />
building materials or media.<br />
Geosynthetics can be differentiated according to their water permeability or water<br />
impermeable (Figure 2). Geotextiles or geotextile related products are permeable to<br />
water. Against this geomembranes or geomembrane related products have to be<br />
described as impervious to water or almost impermeable.<br />
Figure 2. Division <strong>of</strong> geosynthetics (differented after Saath<strong>of</strong>f and Zitscher, 2001)<br />
190<br />
(10)<br />
(11)<br />
(12)
4.1 Usability <strong>of</strong> Geosynthetics<br />
4.1.1 Geotextiles as gas drainage<br />
Geotextile drainage systems are <strong>of</strong>fered as individual or combined elements.<br />
Combined elements consist <strong>of</strong> a seeping layer and at least a filter layer. As gas<br />
drainage a three-layered composite substance is suitable in the area <strong>of</strong> buildings,<br />
plains, traffic areas and line marked-out routes adjacent to it. This consists <strong>of</strong> a<br />
waved labyrinth-like extruded mon<strong>of</strong>ilament polymer drainage core (Figure 3.),<br />
which is connected with a mechanically fixed fleece fabric on both sides (Figure 4.).<br />
Secudrän WD/gas, a product <strong>of</strong> NAUE Fasertechnik GmbH & Co. KG is such a gas<br />
drainage system. This product is at present in a test stage.<br />
The medium methane will be carried through the drainage core out without pressure<br />
loss. The fleece bandaged with the drainage core holds soil components back while<br />
the flow <strong>of</strong> the gas is made possible vertically to the filter level. The filter therefore<br />
serves the function to protect the drainage core against the entry <strong>of</strong> fine material<br />
Entering fine material reduces the diversion capacity <strong>of</strong> the drainage core. The<br />
assembled drainage system is represented in Figure 5.<br />
Figure 3. Drainage core <strong>of</strong> Secudrän® WD/GAS (WD801) (Naue Fasertechnik<br />
GmbH & Co. KG, 2003)<br />
Figure 4. Secutex® geotextile long-term filter (Naue Fasertechnik GmbH & Co. KG,<br />
2003)<br />
191
Figure 5. Secudrän® WD gas drainage system (Naue Fasertechnik GmbH & Co. KG,<br />
2002)<br />
4.1.2 Geomembranes as gas barrier<br />
Geomembranes (KDB) have been already for many years used as barrier against<br />
liquids and gasses. Geomembranes come to the application particularly from<br />
polyethylene <strong>of</strong> high density (PE-high-density) with BAM admittance and<br />
thicknesses <strong>of</strong> at least 2.5 mm. The KDB Carb<strong>of</strong>ol out <strong>of</strong> the NAUE Fasertechnik<br />
GmbH & Co. KG is usable as a gas barrier.<br />
4.2 Requirements <strong>of</strong> Geotextiles (as Gas Drainage)<br />
4.2.1 Requirements <strong>of</strong> geotextiles (as gas drainage)<br />
Drainage materials below a building, adjacent fastened areas, traffic areas and in the<br />
area <strong>of</strong> line marked-out routes must meet certain requirements.<br />
It has to keep its structure as well as the diversion capacity at surcharge or at certain<br />
traffic burdens, too. Because <strong>of</strong> that the completely and safely drain <strong>of</strong> the medium is<br />
secured. If a gas shall be drained - such as methane - the used materials must be<br />
resistant to this chemical influence.<br />
Additionally, the requirements<br />
filter stability<br />
diversion capacity according to the volume current at surcharge or traffic burden<br />
to be expected<br />
resistance against chemical and biological influences<br />
must be fulfilled according to the factor time.<br />
Previous examinations <strong>of</strong> NAUE Fasertechnik GmbH & Co. KG prove that highquality<br />
products have fulfilled their function without measurable, significant changes<br />
over decades.<br />
192
To make sure that the geotextile drainage has a sufficient capacity for the current<br />
expected gas volume, the new Secudrän product has to be sufficient dimensioned.<br />
The dimension foundation for the minimum thickness <strong>of</strong> the geotextile drainage is<br />
the source term.<br />
In analogy to the calculation <strong>of</strong> the necessary stoutness <strong>of</strong> mineral gas drainage the<br />
minimum stoutness <strong>of</strong> the geotextile gas drainage is calculated. The gas quantity<br />
which will be lead away is therefore calculated as follows:<br />
b<br />
qist Q<br />
l <br />
2<br />
(13)<br />
with:<br />
qist: gas quantity to be led away (m³/s)<br />
Q: anthropogenic overprinted Source term (m³/m² ·s)<br />
l: larger edge length <strong>of</strong> the building (m)<br />
b: shorter edge length <strong>of</strong> the building (m)<br />
The gas quantity which the gas drainage is able to deal with is therefore calculated as<br />
follows:<br />
d k<br />
f p f<br />
qsoll<br />
<br />
b 2<br />
(14)<br />
with:<br />
qsoll: manageable gas quantity (m³/s)<br />
d: thickness <strong>of</strong> the gas drainage (m)<br />
kf: permeability factor <strong>of</strong> the gas drainage (m/s)<br />
p: gas pressure (Pa)<br />
f: factor <strong>of</strong> which the gas permeability is greater than the water permeability<br />
(empirical investigated factor)<br />
The capacity <strong>of</strong> the geotextile drainage must be larger than the gas quantity to be<br />
lead away. This security factor η is calculated as follows;<br />
<br />
q<br />
q<br />
soll<br />
ist<br />
After inserting equation (13) and equation (14) into equation (15) and solution after<br />
d, the outcome is:<br />
2<br />
.<br />
Q.<br />
b<br />
d <br />
4.<br />
k . p.<br />
f<br />
f<br />
To carry out a first calculation <strong>of</strong> the thickness <strong>of</strong> gas drainage, the following<br />
identification values can be accepted:<br />
Q = 40 m³/m²·a = 1,27·10 -6 m³/m²·s<br />
193<br />
(15)<br />
(16)
kf = 2.10 -0 m/s (value <strong>of</strong> an already used drainage core under 50 kPa)<br />
p = 0,01 m (middle pressure difference)<br />
f = 70 (empirical investigated factor)<br />
When putting these values into (16) gives up:<br />
d <br />
<br />
7 2<br />
2, 2678610<br />
<br />
b<br />
If the following values are now used in this equation:<br />
η = 100 and b = 15 m<br />
The minimum thickness <strong>of</strong> the drainage-mat arises (under surcharge):<br />
7<br />
2<br />
d 2,<br />
2678610<br />
<br />
b<br />
<br />
<br />
2,<br />
2678610<br />
2<br />
3<br />
10015<br />
5,<br />
10210<br />
( m)<br />
7<br />
In the following figure (Figure 6) the edge length <strong>of</strong> the buildings against the<br />
necessary layer thickness <strong>of</strong> the gas drainage system related to the following security<br />
standards is shown:<br />
For the new product Secudrän WD/gas the long-term behaviour has to be<br />
checked regarding the form resistance under surcharge.<br />
For the rule (rectangular building with a shorter edge length (maximum 60 m))<br />
the security factor η = 100 is sufficient. In present cases the security factor is<br />
insufficient:<br />
outcrop zone – current stuffed with air – former rock aquifer <strong>of</strong> the Cretaceous<br />
overlap, down throw fault, lateral fault<br />
near to surface mining<br />
sectors <strong>of</strong> mining-shafts – within a radius <strong>of</strong> at least 25 km - (in particular case<br />
even much bigger distances can be necessary)<br />
Figure 6. Layer thickness <strong>of</strong> the gas drainage depend on building size (under current<br />
surcharge).<br />
194<br />
η = 100<br />
η = 250<br />
η = 500<br />
η = 1000<br />
(17)<br />
(18)
For plains in which there are such conditions the safety standard <strong>of</strong> η = 100 is no<br />
longer sufficiently. Thereby safety standards <strong>of</strong> far over η = 1000 can be necessary.<br />
4.2.2 Requirements to geomembranes (as gas barrier)<br />
If a geomembrane is used as barrier, it has to fulfil the following qualities:<br />
resistance opposite the medium<br />
impermeability (technically thick)<br />
good processibility<br />
Carb<strong>of</strong>ol geomembranes consist <strong>of</strong> polyethylene <strong>of</strong> high density (PE-high-density).<br />
They are available in different strengths and differently marked structures. PE-highdensity<br />
geomembranes are technically impermeable opposite methane. Carb<strong>of</strong>ol can<br />
be prefabricated well in line marked-out routes for use as a gas barrier. Since mains<br />
usually <strong>of</strong> standard sizes have for the drainage or cable, the parts can already be<br />
prefabricated in the work for these. To make sure that no gas can migrate between<br />
pipe outer wall and Carb<strong>of</strong>ol, these areas must be sealed up with a methane constant<br />
sealing material.<br />
5 RESUME<br />
If the demonstrated geotextiles and geomembranes fulfil the necessary requirements,<br />
they can be considered as a resource-saving alternative in contrast to the presently<br />
used mineral construction materials in order to secure against methane access and<br />
methane transportation.<br />
REFERENCES<br />
Kunz, E, 1994, Gasinhalt der Nebengesteine des Steinkohlengebirges, Glückauf-<br />
Forschungshefte; 55: 106-110.<br />
Benner, L.H., 1998, Stellungnahme zur Beherrschung praktisch relevanter CH4-<br />
Zuströmungen im Bereich des Bauvorhabens, VOLVO in Dortmund-Oespel,<br />
DMT-Bearbeitungsnummer 1730-99-245 (not published).<br />
Saath<strong>of</strong>f, F., Zitscher, F.F., 2001, Geokunstst<strong>of</strong>fe in der Geotechnik und im<br />
Wasserba, Grundbau-Taschenbuch, Teil 2: Geotechnische Verfahren, 6. Berlin :<br />
Ernst und Sohn, 2001. - ISBN 3-433-01446-9, S. 673 - 746.<br />
NAUE Fasertechnik, 2002: Produktkatalog.<br />
195
196
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
METHANE DRAINAGE, UTILISATION AND MINE<br />
SAFETY IN GERMANY<br />
ALMANYA`DA METAN DRENAJI, DEĞERLENDİRİLMESİ<br />
VE OCAK GÜVENLİĞİ<br />
Tim Hegemann * , Tansel Dogan, Heribert Meiners<br />
DMT GmbH & Co. KG, Essen, Germany<br />
ABSTRACT In order to keep coal mines free from hazardous methane – air mixtures which have<br />
caused numerous fatalities with loss <strong>of</strong> lives and physical damages to the present day worldwide -<br />
initially mine ventilation is installed for the dilution <strong>of</strong> methane emissions. In case <strong>of</strong> higher<br />
emissions due to technical or geological factors several coal mine methane (CMM) drainage<br />
applications can foster the mine ventilation. This is mainly executed by drilling operations in<br />
advance <strong>of</strong>, during or post mining. The methane recovered by drainage operations can be utilized<br />
dependent on its purity for pipeline injection, power generation or fuel, or it may be enriched for<br />
various purposes. Even the ventilation air can be utilized for heating and/ or power generation, if<br />
necessary its methane concentration upgraded with a portion <strong>of</strong> drained methane. Methane is<br />
originally a hazardous matter to both working safety and environment, the latter as it is more than<br />
20 times more harmful as a greenhouse gas than CO2. Diligent methane drainage and subsequent<br />
utilization finally turns the gas into a beneficial source both for mine safety when removed as for the<br />
mine revenues when utilized and reduces inherent damages to the environment as well.<br />
ÖZET <strong>Kömür</strong> ocaklarında, metan ile havanın karıșımı sonucu meydana gelen ve dünyada<br />
günümüze kadar birçok insan hayatına ve fiziksel hasarlara mal olan grizuyu engellemek için ocak<br />
havası içerisindeki metan miktarı öncelikli olarak havalandırma ile azaltılmaktadır. Teknik ve<br />
jeolojik faktörlerden kaynaklanan yüksek metan konsantrasyonlarında ise havalandırma sistemi<br />
yetersiz kalmakta ve metanın drenaj edilmesi gerekmektedir. Bu ișlem esas olarak üretim öncesi,<br />
üretim sırası veya üretim sonrasında yapılacak sondaj ișlemleri ile gerçekleștirilmektedir. Drene<br />
edilene metan, saflık derecesine bağlı olarak, enerji üretiminde (boru hattına direk enjeksiyon,<br />
termik santral), benzin hatta yakıt olarak çok çeșitli amaçlarda kullanılmaktadır. Aspiratörle emilen<br />
hava içindeki metanın bile gerekli miktarlarda olması halinde ısı ve enerji üretiminde kullanılması<br />
mümkündür. Bu șekilde, iş güvenliği açısından tehlikeli, çevresel açıdan CO2`den 20 en az kat daha<br />
zararlı olan metanın drenaji ocak içerisinde iș güvenliğini sağlamakta, değerlendirilmesi de<br />
ekonomik olarak kazanç getirmektedir.<br />
* Tim.Hegemann@dmt.de<br />
197
1 INTRODUCTION<br />
Methane is formed together with coal during coalification, a geological process<br />
starting from microbial decay <strong>of</strong> plant source material when in swamp- and marshlike<br />
conditions peat begins to form. After sedimentary coverage and deeper burial,<br />
the vegetal material becomes subject to heat and pressure, and water, oxygen,<br />
nitrogen, carbon dioxide and hydrocarbon gases are driven out <strong>of</strong> the organic matter.<br />
Synchronously the carbon content is enriched. The result <strong>of</strong> the whole diagenetic<br />
process is the coal. The maturity or rank <strong>of</strong> the developed coal depends at least on<br />
the content <strong>of</strong> minor constituents left in the carbon matrix.<br />
During the formation <strong>of</strong> 1 ton <strong>of</strong> coal about 85 m³ <strong>of</strong> methane (CH4), 4 m³ <strong>of</strong> carbon<br />
dioxide (CO2), 4 m³ <strong>of</strong> nitrogen (N2), 7 m³ <strong>of</strong> higher hydrocarbons (CnH2n+2) and 43<br />
m³ <strong>of</strong> water were originated. In millions <strong>of</strong> years <strong>of</strong> geologic history the major<br />
portion <strong>of</strong> the volatile constituents escaped with only a smaller part remaining in the<br />
coal.<br />
Air containing a methane concentration between 4,4 % and 16,5 % forms a highexplosive<br />
mixture or hazardous explosible composite. Highly flammable methane-air<br />
mixtures in coal mines are notorious as the agent <strong>of</strong> firedamp.<br />
Upon the reduction <strong>of</strong> the hydrostatic pressure methane begins to desorb from the<br />
micropores <strong>of</strong> the coal migrating into the cleat-network <strong>of</strong> natural coal fractures.<br />
Pressure decrease is controlled either by geological processes like folding and<br />
faulting, or as a result <strong>of</strong> disturbance by mining activity. The methane release will<br />
almost be a function <strong>of</strong> original gas content, coal seam thickness, coal permeability,<br />
physical properties <strong>of</strong> the coal bearing strata and the geometry <strong>of</strong> the mine workings.<br />
Methane is released from the coal with the development <strong>of</strong> roadways and crosscuts<br />
as well as from cutting faces. The total emanation increases proportionally with the<br />
destabilization <strong>of</strong> ro<strong>of</strong> and floor strata affected by coal recovery and subsequent gas<br />
flow out <strong>of</strong> the de-stressed zones.<br />
Emission calculations always assume a uniform gas flow. Real mining conditions<br />
from working districts however show variable gas release depending on e.g. coal<br />
cutting cycles or heading stoppage. Averaged emission characteristics are assumed<br />
by the mine operators for their calculations <strong>of</strong> ventilation layout.<br />
2 GAS OUTBURST<br />
Abrupt release <strong>of</strong> methane is known as gas outbursts. In the history <strong>of</strong> coal mining<br />
hundreds <strong>of</strong> mine accidents provoked by gas outbursts claimed thousands <strong>of</strong> miner´s<br />
lives and disastrous damages. During gas outbursts some hundred tons <strong>of</strong> coal and<br />
198
ocks accompanied by rush release <strong>of</strong> gas volumes up to some 1000 m³ can be<br />
ejected as seen in Figure 1..<br />
Figure 1. Ejected coal in roadway after gas/ coal outburst.<br />
The occurrence is originated when subsurface coal mining or road heading are<br />
cutting destabilized zones containing high gas content and high gas pressure.<br />
Destabilization is the result <strong>of</strong> various superposed working boundaries or tectonic<br />
structures in coals with high gas content (commonly above 9 m³/t) where the coal is<br />
pulverized. Mining activity striking these zones originates the sudden stress relief<br />
and leads to sudden gas outbursts.<br />
In Germany some intense knowledge about gas outbursts exists, resulting from<br />
experiences in gassy mines where a multitude <strong>of</strong> incidents were analyzed. Diligent<br />
inventory and gas outburst prevention procedures entailed a business-as-usual<br />
mining at the German Ibbenbüren Anthracite Coal Mine, a mine <strong>of</strong> 1.500 m depth<br />
with gas contents up to 22 m³/t and severely endangered by gas outbursts.<br />
Gas outburst procedures start with recording <strong>of</strong> geologic and mining data.<br />
Subsequent procedures are boreholes into outburst suspicious zones using remote<br />
control drilling equipment for gas pressure relief (Figure 2.). For the case <strong>of</strong> sudden<br />
gas ejections emergency respirators are procured.<br />
The prevention <strong>of</strong> gas outburst, firedamp explosions and other hazardous risks in the<br />
German coal mining industry led to significant low accident rates per working hour<br />
even lower than the rate in German industry and trade in total. The accident rates in<br />
German coal industry between 1998 and 2009 are given in Figure 3.<br />
199
Figure 2. Underground drilling machine for gas drainage or gas outburst control.<br />
Figure 3. Accident rates in German coal industry (G.C.A., 2010)<br />
3 GAS DRAINAGE<br />
Generally the practice <strong>of</strong> methane drainage is applied for the capture and discharge<br />
<strong>of</strong> the mine gas before the release to the working environment. Appropriate drainage<br />
has to be installed before capacity limits <strong>of</strong> ventilation volumes are tapped. Gas<br />
drainage operations are not limited to sumptuous safety measures. The installation<br />
will not only decrease emergency power cut<strong>of</strong>fs but even increase production by the<br />
shortage or elimination <strong>of</strong> downtimes. Gas drainage can be classified in<br />
200
Premining: degassing prior to mining, comprising removing methane from a seam<br />
before mining operation. Premining methane operations are <strong>of</strong>ten referred to as Coal<br />
Bed Methane (CBM) or Coal Seam Methane (CSM).<br />
During mining: in the slope <strong>of</strong> active production with reduction <strong>of</strong> gas entering the<br />
active parts <strong>of</strong> the mine from de-stressed areas with higher gas viability after rock<br />
fracturing from mining operations and gob areas. Methane from mining operations is<br />
<strong>of</strong>ten referred to as Coal Mine Methane (CMM) or Coal Seam Methane (CSM).<br />
Postmining: gathering <strong>of</strong> gas from abandoned mines for utilization and<br />
environmental protection. Methane from a closed down mine is <strong>of</strong>ten referred to as<br />
Abandoned Mine Methane (AMM).<br />
Appropriate gas drainage can capture a typical gas concentration range from 30 % to<br />
80 % from a longwall district under common geological conditions. Drainage <strong>of</strong> low<br />
concentration gas e.g. from gob areas cannot be excluded.<br />
In the majority <strong>of</strong> cases drainage is combined with, or only refers to drilling<br />
operations as an easy access to the methane origin (seam or adjacent strata). Using a<br />
variable layout depending on the local conditions in combination with the mining<br />
layout and mine related as well as gas related characteristics, borehole configurations<br />
will be chosen for an optimum drilling and drainage result.<br />
3.1 Premining Drainage<br />
Premining drainage may be applied where the seam to be mined is the main gas<br />
emitter. The permeability is always playing an important role when using<br />
predrainage; drainage <strong>of</strong> a low permeability seam e.g. requires a long time period <strong>of</strong><br />
drilling and drainage ahead <strong>of</strong> mining operations. The original gas content <strong>of</strong> the<br />
virgin seams is used as an indicator where premining drainage should take place.<br />
With sufficient data, the original gas content for the whole area can be mapped as<br />
given in Figure 4.<br />
Various drilling techniques are employed for premining drainage:<br />
In seam drilling, short or long boreholes: Underground in-seam boreholes with<br />
length varying from some 10 meters to 1.000 m and more can be drilled with<br />
directional drilling techniques.<br />
Surface based boreholes can be drilled to the target seam, with further advance <strong>of</strong><br />
some hundred meters in-seam. Boreholes <strong>of</strong> this type usually begin to yield high gas<br />
emissions with the approaching coalface to the borehole.<br />
201
Surface based vertical boreholes, crossing different seams to be mined<br />
successively. Boreholes and drainage <strong>of</strong> this type benefit from the subsidence after<br />
the passage <strong>of</strong> a coalface in one seam and drain possible future working seams in<br />
advance.<br />
Multiple in-seam boreholes from different gate roads: In many cases parallel<br />
boreholes are drilled from the headgate and the tailgate overlapping in the center<br />
between the two gateroads. Mostly short spacing between the boreholes and<br />
overlapping leads to increased permeability with subsequent drainage improvement.<br />
Drilling and drainage in seams prone to outburst risk will not only reduce the gas<br />
emission to mine workings (when drained) but even improve mine safety. One has to<br />
take into account that outburst prevention is risky and takes places in hazardous mine<br />
districts. Working in this environment is not business as usual.<br />
Figure 4. Methane content in a virgin coal seam.<br />
An option for predrainage boreholes is the heading <strong>of</strong> a superjacent roadway at about<br />
10 fold the seam thickness in the ro<strong>of</strong> section <strong>of</strong> the target seam, roadways <strong>of</strong> that<br />
type span over the panel to be mined and are sealed after heading. The roadway pack<br />
is equipped with a steel pipe used for drainage and is connected to the mine pipeline<br />
system. Diligent control and monitoring can result in satisfactory gas volumes as<br />
well as gas concentrations from the emitting seam.<br />
In the German hard coal mining industry premining drainage is applied only in a few<br />
cases because <strong>of</strong> the low permeability in the virgin rock. Studies showed that the<br />
permeability and therefore the gas flow increases significantly after the start <strong>of</strong><br />
working (Figure 5). Besides, premining drainage has only impact on the working<br />
theme, but not on the seam in the ro<strong>of</strong> and on the floor <strong>of</strong> the working seam.<br />
202
Figure 5. Permeability changes before and during mining.<br />
3.2 Drainage during mining<br />
Although the gas flow is increased by the working, the gas content in the<br />
neighboring seams decreases as more and more seams are worked on. Knowing the<br />
exploitation history, the gas content <strong>of</strong> the remaining seams can be calculated<br />
(Figures 6 und 7).<br />
Figure 6. Reduction <strong>of</strong> gas contents by exploitation <strong>of</strong> one seam.<br />
203
Figure 7. Reduction <strong>of</strong> gas contents by exploitation <strong>of</strong> several seams.<br />
Generally drainage during mining refers to methane release to be captured after coal<br />
extraction but prior to the methane entering mine airways thus polluting the<br />
ventilation air. The advantage <strong>of</strong> during mining gas capture is commonly the better<br />
“viability” for gas after the mining due to mining induced rock fracturing and stress<br />
relief. Usually the gas is drained like in premining operations by drilling appropriate<br />
boreholes, and pipe laying into respective districts. With boreholes<br />
the capturing <strong>of</strong> gas from sources above/ below the worked seam is activated<br />
cross measure into (relaxed) ro<strong>of</strong> and even floor strata <strong>of</strong> the distressed zones can<br />
be drained<br />
surface goaf boreholes into sealed gob will drain the mined out area.<br />
For gas capture from sealed mined out areas the insertion <strong>of</strong> pipes connected to the<br />
mine pipeline system is necessary where “lost” pipes remain in the collapsed gob<br />
area.<br />
Long term experiences prove that the gas purity is mostly affected by fracture<br />
induced air shortcuts when drilling into fractured rock or when draining the gob.<br />
At gob drainage additionally carbon monoxide (CO) monitoring must be executed<br />
due to the self ignition hazard <strong>of</strong> the residual coal.<br />
For a long time, during mining drainage in Germany was done using a standard bore<br />
scheme. Newer studies and numerical simulations led to a much better understanding<br />
204
<strong>of</strong> the behavior <strong>of</strong> the strata around workings (Figure 8). The results in this case<br />
showed that it was necessary to drill boreholes from both sides <strong>of</strong> the longwall. On<br />
this basis, the arrangement <strong>of</strong> bore holes and the amount <strong>of</strong> gas drained could be<br />
significantly improved (Figure 9). With the improved bore scheme, a face advance <strong>of</strong><br />
7 meters per day for more than 140 days could be achieved in a working area with a<br />
gas content <strong>of</strong> more than 8 m 3 /t.<br />
3.3 Post-mining Drainage<br />
Figure 8. Behavior <strong>of</strong> strata during exploitation.<br />
After the closing <strong>of</strong> a coal mine, the gas emission goes on for decades. Depending on<br />
the geological situation, the overburden and the rising <strong>of</strong> the mine water, a huge<br />
amount <strong>of</strong> gas from the old workings and roadways can migrate to the atmosphere,<br />
causing harm to the environment or the life <strong>of</strong> people. If a degassing pipe exists (or a<br />
well is drilled), these gas quantities can be sucked not only for safety reasons, but as<br />
well for utilization. In Germany, especially in the Ruhr valley <strong>of</strong> North-Rhine<br />
Westfalia, the utilization <strong>of</strong> abandoned mine methane (AMM) is many times higher<br />
than the utilization <strong>of</strong> coal mine methane (CMM) from active mines.<br />
Figure 9. Methane drainage from ro<strong>of</strong> strata.<br />
205
4. UTILISATION<br />
Although methane is a hazardous substance which cost the lives <strong>of</strong> many mine<br />
workers in the history <strong>of</strong> coal mining, it is as well a valuable source <strong>of</strong> energy with a<br />
broad variety <strong>of</strong> utilization.<br />
Different options range from:<br />
Heat generation: Methane is burned in a boiler plant to generate hot water which is<br />
used for heating purposes or hot water in the pithead bath. Heat generation was one<br />
<strong>of</strong> the first usages <strong>of</strong> drained methane, but it should only be an option if better<br />
methods are not available for whatever reason.<br />
Pipeline injection: Methane <strong>of</strong> high purity may directly be fed into a surface<br />
pipeline grid to be used in a local network or a distant power plant.<br />
Power generation: Methane can be used in a combustion engine, a gas turbine or a<br />
steam-boiler plant to generate electricity. This electricity can be used to supply the<br />
mining infrastructure or it can be sold and fed into the power grid (Figure 10). The<br />
waste heat from the engine or the exhaust can be used for the generation <strong>of</strong> hot water<br />
and, in combination with chillers, to cool the ventilation air <strong>of</strong> the mine.<br />
The combined generation <strong>of</strong> electricity, heat and cooling is one <strong>of</strong> the most efficient<br />
ways to use the drained methane in an active mine. On the downsite, very good<br />
planning and predictions are required. Gas engines for example need a stable supply<br />
with clean and dry gas <strong>of</strong> good quality for a smooth and hardwearing operation. If<br />
unforeseen changes in gas qualities or quantities occur, this kind <strong>of</strong> operation can<br />
easily turn out to be cost-intensive rather than cost-saving.<br />
Figure 10. Principle <strong>of</strong> drainage with containerized coupling <strong>of</strong> pump, combustion<br />
engine and transformer.<br />
206
Beside the ones mentioned above, other methods <strong>of</strong> using methane are conceivable.<br />
For example, methane can be used as a fuel for vehicles similar to LNG (liquefied<br />
natural gas), as a basic material in the chemical industry and more. All these options<br />
should be evaluated based on the local circumstances and regulations.<br />
As mentioned above, the utilization <strong>of</strong> methane from active and abandoned mines in<br />
Germany plays a significant role in the supply <strong>of</strong> electric energy to the public, as<br />
shown in Figure 11.<br />
Figure 11. Electricity production from methane in NRW until 2011.<br />
5 ENVIROMENTAL IMPACT<br />
Methane is a potent greenhouse gas, second to carbon dioxide in its contribution to<br />
anthropogenic climate change. The Greenhouse Warming Potential <strong>of</strong> methane is<br />
more than 20 times that <strong>of</strong> carbon dioxide. For that reason, it is environmentally<br />
friendly to<br />
Flare drained methane that could not be utilized otherwise<br />
Convert ventilation air methane (VAM) into carbon dioxide, for example with a<br />
reactor installed at the ventilation exhaust duct conveying the vented air which to a<br />
hot ceramic des where the methane is abate, if these kinds <strong>of</strong> operation can create a<br />
benefit for the mine depends on the national and international climate protection<br />
regulations.<br />
In the year 2000, Germany established a law to enforce the use <strong>of</strong> renewable energies<br />
and methane from active and abandoned coal mines. Since then, the utilization <strong>of</strong><br />
methane in the Ruhr valley alone equals 3 to 5 Million tons <strong>of</strong> avoided CO2. Due to<br />
the fact that more and more active mines in the Ruhr valley are closed and the mine<br />
207
water level rises, the amount <strong>of</strong> methane available for utilization in general and<br />
therefore the avoided CO2 emissions decrease (Figure 12).<br />
Figure 12. CO2 emission in NRW until 2011.<br />
Generally speaking, utilization <strong>of</strong> coal mine methane represents the beneficial part <strong>of</strong><br />
the methane released during mining when the previously hazardous gas is converted<br />
into energy with additional revenues.<br />
6 CONCLUSIONS<br />
An amount <strong>of</strong> averagely 3 to 15 m³ <strong>of</strong> methane per ton <strong>of</strong> coal, formed with<br />
coalification, has remained in coal seams. Uncontrolled methane release represents a<br />
considerable safety hazard causing mine accidents like explosions or gas outburst.<br />
For the prevention <strong>of</strong> these, resulting in safe mine working conditions the mine<br />
ventilation is supported by gas drainage prior to methane release. Drained gas is<br />
pr<strong>of</strong>itable when utilized for power generation and heating. Additional benefit is<br />
achieved simultaneously with emission reduction units by the approval <strong>of</strong> drainage<br />
and utilization in a climate change control project under the Kyoto Protocol or in the<br />
European Union Emission Trading System.<br />
REFERENCES<br />
Brandt, J., Kunz, E., 2006, Optimierung der Grubengasabsaugung durch bessere Erkennbarkeit<br />
sicherheitsrelevanter gasführender Lagerstättenbereiche mit dem Ziel der Reduzierungvon<br />
Methanabschahltungen, Abschlussbericht zum Forschungsvorhaben, DSK-Kenn-Nr: 0681 000,<br />
15p.<br />
DIN (2007), Explosion Prevention and Protection in Underground Mines –Equipment and<br />
Protective Systems for Firedamp Drainage; German version EN 14983, NormCD, 31p.<br />
EnergieAgentur.NRW (2009), Grubengas, Ein Energieträger in Nordrhein Westfalen, 35p.<br />
G.C.A. (2010), Coal Annual Report 2010, German Coal Association,<br />
http://www.gvst.de/site/steinkohle/archiv/GVSt_JB2010_GB.pdf, (19.03.20012)<br />
208
Meiners, H., 1987, Gasströmungsvorgänge in Kohlenflözen unter Abbaueinfluß, Dissertation,<br />
Fakultät für Bergbau , Hüttenwesen und Geowissenschaften der Rheinisch-Westfälischen<br />
Technischen Hochschule Aachen, 144p.<br />
Meiners, H., Kunz, E., Marzilger, A., Sheta, H., 2004, Modellentwicklung zur Gasdarbietung aus<br />
stillgelegten Bergwerken zum Schutz der Tagesoberfläche und der Umwelt, DMT-Berichte aus<br />
Forschung und Entwicklung, Essen, 135p.<br />
Phan, Q.V, Meiners, H., Tran, V.T., Drebenstedt, C., Nguyen, A.T., 2009, Practical Research On<br />
The Topic <strong>of</strong> The Gas Drainage From Anthracite Coal Seams in Quangninh – Chance For The<br />
Cooperation Between Vietnam and Germany, <strong>Proceedings</strong> Of Workshop On Mining<br />
Environmental Problems And Protection Future Collaboration Between Vietnam – Thailand,<br />
176-190, Hanoi<br />
UNECE (2010), Best Practice Guidance for Effective Methane Drainage and Use in Coal Mines,<br />
The ECE Energy Series No: 31, United Nations Publications, ISBN 978-92-1-117018-4, 69p.<br />
209
210
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
MODEL BASED PROGNOSIS OF FLOODING IMPACTS<br />
IN HARD COAL MINING<br />
TAȘKÖMÜRÜ MADENCİLİĞİNDE SU BASKINI ETKİLERİNİN<br />
TAHMİNİNE DAYALI MODEL<br />
Christoph Klinger * , Michael Eckart<br />
DMT GmbH & Co. KG, Essen, Germany<br />
ABSTRACT Because <strong>of</strong> the impact <strong>of</strong> mine flooding on cap rock aquifers and receiving streams, it<br />
is common to simulate the flooding process by means <strong>of</strong> flow models for forward planning. This<br />
applies in particular for the rise <strong>of</strong> mine water level in regions that do expect a large-scale interaction<br />
with aquifers. For the optimisation <strong>of</strong> water management and prognosis <strong>of</strong> flooding the prediction<br />
tool "boxmodel" has been developed by DMT in recent years. The boxmodel has proven its<br />
applicability and robustness in complex mining regions with complex flow conditions to the test. The<br />
particular focus was the development <strong>of</strong> specific mapping <strong>of</strong> the water level dependent inflows into<br />
the mine and a technical model-coupling <strong>of</strong> the mines with the overburden aquifer. The type <strong>of</strong><br />
coupling <strong>of</strong> the aquifer at the mines has a decisive influence on the development <strong>of</strong> mine water<br />
ingredients, which is also predicted with the boxmodel.<br />
ÖZET Maden ocaklarındaki su baskınlarının örtü kayaç afikerlerine ve alıcı nehirlere etkisinden<br />
dolayı, ileri planlamalar için, su baskını prosesinin simülasyonunu yapmak oldukça yaygındır. Bu<br />
simulasyon özellikle, akiferlerle büyük ölçekli etkileşimin beklendiği bölgelerdeki ocak su seviyesinin<br />
artışında geçerli olmaktadır. Su yönetiminin optimizasyonu ve su baskını tahmini için son yıllarda<br />
DMT tarafından “boxmodel” isimli öngörü/kestirim aleti (prediction tool) geliştirilmiştir. Boxmodel,<br />
kompleks akış şartlarına sahip kompleks maden bölgelerinde uygulanabilirliğini ve sağlamlığını<br />
kanıtlamıştır. Özellikle odaklanılan nokta; ocağa girecek akışlara bağlı olan su seviyesinin özel olarak<br />
haritalanmasının ve üst tabakası akifer olan ocakların teknik model kuplajının geliştirilmesidir.<br />
Madenlerdeki akifer kuplaj tipinin ocak suyu içeriğine etkisi büyüktür ve bu içerik “boxmodel”<br />
tarafından önceden tahmin edilebilmektedir.<br />
* Christoph.Klinger@dmt.de<br />
211
1 INTRODUCTION<br />
With closure <strong>of</strong> hard coal mines the water table kept down for mining activities will<br />
rise and finally after refilling the carboniferous strata re-establish the contact with the<br />
surface near groundwater layers. Figure 1 gives an impression <strong>of</strong> a relatively fast<br />
flooding scenario in the French coal deposit <strong>of</strong> the Lorraine coal basin with the first<br />
contact to the hanging groundwater layer in the year 2012.<br />
Figure 1. Flooding curves in the Lorraine coal deposit in France (monitoring data and<br />
model prognosis).<br />
This flooding water may because <strong>of</strong> the in parts high salinity and mobilisation products<br />
(esp. iron and sulphate) from the oxidised rocks on one hand cause contaminations <strong>of</strong><br />
groundwater used for drinking water abstraction (Figure 2).<br />
Due to the expected environmental effects (influence <strong>of</strong> near-surface aquifers and<br />
receiving streams, loads), it is customary to predict the potential impact by use <strong>of</strong><br />
models.<br />
212
Iron (mg/L)<br />
80<br />
70<br />
60<br />
50<br />
40<br />
30<br />
20<br />
10<br />
0<br />
0<br />
0 5 10 15 20 25 30<br />
Exchange rate <strong>of</strong> floodable void volume<br />
213<br />
Iron<br />
Sulphate<br />
Figure 2. Monitoring data for typical sulphate- and iron concentration after flooding.<br />
2 TOOLS FOR MINE SPECIFIC MODELLING<br />
In recent years DMT has increased efforts for developing tools to forecast the effects<br />
<strong>of</strong> mine water rebound in underground coal mines. The superposition <strong>of</strong> flows in<br />
complex mine areas requires the use <strong>of</strong> the discrete transport model developed for the<br />
regional situation. The Boxmodel program code forms the central model tool for water<br />
flow, mass transport, heat transport and interaction in water–gas-systems (Klinger et<br />
al. 2012). Special attention is dedicated to obtain representative data input for the<br />
model. Methods have been developed e.g. to calculate the residual floodable void<br />
volume, to consider the uncertainties when assessing the hydraulic conductance <strong>of</strong><br />
roadways and abandoned mine fields and to forecast the qualitative development <strong>of</strong><br />
mine waters.<br />
Because <strong>of</strong> the sometimes large spatial extent <strong>of</strong> the considered deposits the numerical<br />
model should be able to discretise the modelled rock mass in relatively large balance<br />
cells (boxes), within which, however, a reasonable averaging <strong>of</strong> hydraulic parameters<br />
must be possible (Paul et al., 1989). For example a hydraulic short circuit inside a box<br />
must be assured as a result <strong>of</strong> numerous mining excavations. Therefore a homogeneous<br />
mine water level can be assumed for each box. This approach allows for a drastic<br />
reduction in cell numbers compared to conventional groundwater models. It is just as<br />
finely divided into spatial balance units <strong>of</strong> account, as to answer the questions is<br />
necessary and possible from hydraulic point <strong>of</strong> view. Furthermore, the geometry <strong>of</strong> the<br />
balance units shall meet practical needs and not be derived from available<br />
mathematical methods (e.g. triangular or square discretisation). This in turn creates<br />
space to consider other important phenomena prevailing in the mining industry. Figure<br />
3 shows the variable box geometry for the example <strong>of</strong> the coal deposit Oelsnitz /<br />
1.600<br />
1.400<br />
1.200<br />
1.000<br />
800<br />
600<br />
400<br />
200<br />
Sulphate (mg/L)
Saxony. The boxes are identical to large today dropped mine fields or tectonically<br />
confined areas.<br />
Figure 3. 3D-Structure <strong>of</strong> the boxmodel Lugau-Oelsnitz, adapted to fault-systems.<br />
For modelling, the three-dimensional "boxmodel" is used, which in recent years has<br />
been enhanced by the Deutsche Steinkohle AG (DSK) and DMT for optimisation <strong>of</strong><br />
the dewatering system and as a prognostic tool for changes in mine water flows<br />
(Eckart et al. 2006). In general, it has been obvious that the classical FE and FD<br />
method needs a very large number <strong>of</strong> cells or nodes to achieve a reasonably accurate<br />
reproduction <strong>of</strong> the real mine field-structure. The flexible process <strong>of</strong> the volume<br />
balance method is qualified to adapt the real mine structure without loss <strong>of</strong> information<br />
and no additional mesh refinement. Figure 4 shows the model structure and hydraulic<br />
connection <strong>of</strong> the middle part <strong>of</strong> Ruhr-Coal- Area.<br />
The boxmodel considers various connection types to consider the mine water flow<br />
between the boxes such as galleries (drifts and seam headings), workings, drill holes or<br />
the geological body. Accordingly different flow laws are observed. These are:<br />
Laminar flow for individual compounds (e.g. in drifts)<br />
Turbulent flow for individual compounds (e.g. in drill holes)<br />
Laminar flow with time dependent behaviour for individual compounds (e.g. in<br />
workings)<br />
Laminar flow within the geological body<br />
214
Wulfen<br />
MarlerGraben<br />
Brassert<br />
Auguste_Victoria_Süd<br />
215<br />
An_der_Haard<br />
Blumenthal_C<br />
Emscher_Lippe<br />
Waltrop<br />
Schlägel_Eisen/Nordfeld_N Ewald_Fortsetzung<br />
Westerholt<br />
General_Blumenthal<br />
Prosper_Nord<br />
Zweckel/Scholven<br />
Victor/Ickern<br />
Ewald<br />
König_Ludwig<br />
Adolf_von_Hansemann<br />
Graf_MoltkeHugo<br />
Recklinghausen<br />
Möller/Rheinbaben<br />
Hansa<br />
Graf-Schwerin<br />
Mathias_Stinnes Nordstern-Horst Consolidation<br />
Pluto<br />
Prosper-II<br />
Zollern<br />
Wilhelmine/Victoria<br />
Dorstfeld<br />
Germania Tremonia<br />
Zollverein_III<br />
Emil-Fritz Dahlbusch/Holland Hannover<br />
Robert-Müser<br />
Zollverein_V/VI Carolinenglück<br />
Oespel<br />
Helene_Ost<br />
Sälzer_Amalie Bonifacius Centrum_Morgensonne<br />
Victoria_Math<br />
Königin_Elisabeth Katharina Friedlicher-Nachbar<br />
Secret-Aak<br />
Witwe-und-Barop<br />
LipperMulde<br />
Polsum<br />
Haus_Aden<br />
Lohberg<br />
Schlägel_Eisen/Nordfeld_S<br />
Ewald_Ost<br />
Victoria<br />
Minister_Achenbach<br />
Bismarck<br />
Kurl<br />
Gneisenau<br />
FriedrichderGrosse<br />
Kurl1<br />
Osterfeld<br />
Concordia<br />
Scharnhorst<br />
Erin<br />
Mont_Cenis<br />
Shamrock<br />
Prosper<br />
Constantin Lothringen<br />
Königsgrube<br />
Bruchstraße Sieben-Planeten<br />
Kaiser-Friedrich<br />
Neu_Wesel Zollverein_SW<br />
Mansfeld Walfisch<br />
Ver_Kronprinz<br />
Ver_Hagenbeck<br />
Heinrich<br />
Auguste_Victoria_Nord<br />
Figure 4. Box-structure <strong>of</strong> the central part <strong>of</strong> Ruhr-Coal-Area with hydraulic main<br />
connections.<br />
According to the described phenomena occurring all established flooding models (e.g.<br />
Eckart 1993, Banks 2001) use a water level dependent inflow term. This means that<br />
the inflow rate decreases with higher flooding levels. Often, the real point <strong>of</strong> inflow<br />
into the mine is assigned to a defined depth in the model, and upon reaching that level<br />
by the flooding water level a linear decrease <strong>of</strong> the flow rate begins. (To be defined as<br />
the final level <strong>of</strong> the inflow) are the ground-water levels in the vicinity <strong>of</strong> the flooded<br />
mines in equilibrium with the flood water level, the flow rate approaches zero.<br />
The problem with this approach is that the water source is not defined and balanced in<br />
the model, but it is assumed that the back pressure remains constant regardless <strong>of</strong> the<br />
flooding level. A closed water balance exists only at the level <strong>of</strong> net area "mine" itself.<br />
When constructing a coupled, comprehensive groundwater model with overburden<br />
aquifer and lateral aquifers for the calculation <strong>of</strong> long-term final state after flooding,<br />
we have to integrate the inflow from neighbouring or remote catchments for the closed<br />
water balance. Changes need to have also an effect there. Particularly challenging is<br />
the task if the inflow originates from the overburden aquifer and flows into the mine<br />
via a fault, but as the fault is approached only at the 4 th level and the top aquifer was<br />
not addressed directly at its base. Figure 5 shows schematically the options for the<br />
coupling <strong>of</strong> a high-resolution model <strong>of</strong> the overburden aquifer with the boxes <strong>of</strong> an<br />
underlying mine.<br />
Haltern
Figure 5. Coupling <strong>of</strong> overburden groundwater model with mine water model.<br />
The formal coupling <strong>of</strong> the model <strong>of</strong> the overburden aquifer with the adjacent box <strong>of</strong><br />
the mine model (black) would give a completely false picture <strong>of</strong> the concentration<br />
development during and after the mine flooding, as no flushing <strong>of</strong> the deep mine areas<br />
would be considered (Veschkens et al. 2005). In reality, however, the deep inflow –<br />
even though decreasing by time – will press for a long time water and mobilisation<br />
products up towards surface and decanting point. The correct coupling for the case <strong>of</strong><br />
a deep inflow-feed would be the connection represented as red line in Figure 5, by<br />
which a model cell <strong>of</strong> the cap rock-aquifer is coupled directly with the 6 th slice <strong>of</strong> the<br />
boxmodel. For such couplings, the box model is particularly suitable, since a box can<br />
be connected to each other, regardless <strong>of</strong> model slice or location within the total model<br />
area.<br />
The above-described concept <strong>of</strong> coupling <strong>of</strong> mine and ground water has been<br />
consistently implemented in the vast coal deposits in Upper Silesia. Here three hanging<br />
aquifers are considered in the cap rock. Figure 6 illustrates the structure type common<br />
in the Upper Silesian coal district. Here additional lateral hydraulic connections to the<br />
mine voids exit via the quite permeable carboniferous strata.<br />
3 PROGNOSIS RESULTS<br />
Predicting the mine water quality dynamics <strong>of</strong> large mine fields with complex flow<br />
conditions is a particular challenge for which empirical approaches have to be<br />
adjusted. This approach allows direct transformation to the mass balance equation<br />
used in numeric-discrete-models. This gives support for mine water management<br />
strategies taking into account not only costs but also the environmental impact.<br />
Subsequent planning must <strong>of</strong>ten expect a degree <strong>of</strong> uncertainty. For this purpose it has<br />
been found to vary uncertain parameters in the model and deliver the results as a range<br />
<strong>of</strong> possible scenarios. Figure 7 shows such a range for the flooding (water level<br />
development <strong>of</strong> a large coal deposit.<br />
216
Water Level (m asl)<br />
300<br />
200<br />
100<br />
0<br />
-100<br />
-200<br />
-300<br />
-400<br />
-500<br />
-600<br />
01.01.13<br />
01.01.14<br />
01.01.15<br />
Figure 6. Boxmodel <strong>of</strong> the Upper Silesian coal area.<br />
01.01.16<br />
01.01.17<br />
01.01.18<br />
01.01.19<br />
01.01.20<br />
01.01.21<br />
01.01.22<br />
217<br />
01.01.23<br />
01.01.24<br />
01.01.25<br />
En_25 Gö_10 La_3<br />
Ca_11 Vi_6 vdH_6<br />
Lu_17 Re_13 Ko_10<br />
Be_8 Kö_13 De_9<br />
Fr_8 Ma_13 Di_10<br />
Figure 7. Water level developments at different observation points in a large coal<br />
deposit during flooding with statistical variations.<br />
01.01.26<br />
01.01.27<br />
01.01.28<br />
01.01.29<br />
01.01.30<br />
01.01.31<br />
01.01.32
A very important result beside the hydraulic development is the model prediction <strong>of</strong><br />
contaminant discharges. The conditions for the development <strong>of</strong> future flooding water<br />
quality are created during the active mining (Klinger 2007). In this phase sulphide<br />
oxidation (mostly pyrite present in coal and in the host rock) occurs by oxygen via the<br />
ventilation and drainage. Their products (mainly iron and sulphate) are then stored<br />
either by the formation <strong>of</strong> highly enriched pore waters or secondary minerals in the<br />
rock. The essential process in the initial mine flooding is generally an increase in the<br />
concentrations <strong>of</strong> oxidation products. Precipitated salts are dissolved and the<br />
ingredients <strong>of</strong> the pore waters are distributed in the flooding water. After the initial<br />
mobilisation (Younger & Blachère 2003; Blachere 2003) from slightly soluble salts<br />
and the porewater in relatively easily accessible drifts or near shaft mining voids<br />
subsequent delivery from more isolated parts <strong>of</strong> the mining area can be active for long<br />
periods.<br />
These processes, however, lose with time in importance, so that the maximum<br />
concentrations attained shortly after flooding decrease gradually until approximately a<br />
state <strong>of</strong> equilibrium adjusts corresponding to the quality <strong>of</strong> the incoming water again.<br />
The velocity <strong>of</strong> these processes depends mainly on the parameters <strong>of</strong> "floodable void<br />
volume" and "water inflow". A model has to consider these hydraulic and geochemical<br />
processes, taking also account <strong>of</strong> the mining conditions. The description <strong>of</strong> these<br />
processes in individual mines is still relatively easy. In more complex coal mining<br />
areas mostly neighbouring mines or mine fields overlay, so that a model based<br />
prognosis is essential. Figure 8 shows iron concentration developments expected in<br />
four decanting points <strong>of</strong> a mining area. It is only after 15 to 25 years the occurrence <strong>of</strong><br />
iron-containing flood waters is expected here. Such information is necessary for the<br />
design <strong>of</strong> water treatment measures, as the predicted concentrations well over 10 mg/L<br />
will require technical measures prior to discharge into a receiving stream.<br />
With regard to pollution <strong>of</strong> water with mine water constituents also such salts as<br />
chloride and sulphate are <strong>of</strong> importance, which can not or hardly be influenced by<br />
treatment measures. While sulphate is mobilised in addition to iron as an oxidation<br />
product <strong>of</strong> the flooding, chloride is independent <strong>of</strong> the flooding received from<br />
abandoned mines as a long-term input. The model also calculates load development for<br />
these substances in a mining area <strong>of</strong> 14 mines (Figure 9). Three phases in the<br />
development <strong>of</strong> this mining region are shown.<br />
1. Active mining until 2012; the chloride loads exceed the sulphate loads.<br />
2. Flooding <strong>of</strong> the mines with cessation <strong>of</strong> drainage, which eliminates contamination,<br />
the receiving rivers will be completely relieved from mining influences until first<br />
water discharges.<br />
3. Complete flooding and discharge <strong>of</strong> mine water; the leaching <strong>of</strong> oxidation products<br />
causes significantly increased sulphate loads initially, but then loads move to the<br />
initial values. The chloride load is lower than before flooding due to suppression <strong>of</strong><br />
deep saline water inflows.<br />
218
Iron (mg/L)<br />
65<br />
60<br />
55<br />
50<br />
45<br />
40<br />
35<br />
30<br />
25<br />
20<br />
15<br />
10<br />
5<br />
0<br />
01.01.00<br />
Discharge 1 Monitoring data Discharge 1 Prognosis<br />
Discharge 1 Calibration Discharge 5 Prognosis<br />
Discharge 1 Calculation Discharge 3 Prognosis<br />
Discharge 2 Monitoring data Discharge 4 Prognosis<br />
Discharge 2 Calibration<br />
31.12.04<br />
31.12.09<br />
31.12.14<br />
01.01.20<br />
Figure 8. Prognosis <strong>of</strong> iron concentrations in mine water discharge prior to, during and<br />
after flooding.<br />
Chloride, Sulphate (t/day)<br />
50<br />
45<br />
40<br />
35<br />
30<br />
25<br />
20<br />
15<br />
10<br />
5<br />
0<br />
01.01.00<br />
31.12.04<br />
31.12.09<br />
31.12.14<br />
31.12.24<br />
Chloride Discharge total<br />
Sulphate discharge total<br />
Sum Chloride + Sulphate<br />
01.01.20<br />
31.12.24<br />
Figure 9. Model based prognosis <strong>of</strong> load developments <strong>of</strong> chloride and sulphate prior<br />
to, during and after flooding.<br />
31.12.29<br />
219<br />
31.12.29<br />
01.01.35<br />
01.01.40<br />
01.01.35<br />
31.12.44<br />
01.01.40<br />
01.01.50<br />
31.12.44<br />
01.01.55<br />
01.01.50<br />
01.01.60
4 CONCLUSION<br />
The box model is thus able to consider complex spatial and geochemical relationships.<br />
Prerequisite is an appropriate model structure to describe the processes and sufficient<br />
to model input data. Numerous floodings and the adjustment <strong>of</strong> previously created<br />
forecasts with the actual flooding process have proved the suitability <strong>of</strong> this model<br />
approach to the consideration <strong>of</strong> the specific requirements <strong>of</strong> the mining industry. The<br />
model also includes options for the calculation <strong>of</strong> reactive mass transport and<br />
temperature developments with regard to geothermal utilization <strong>of</strong> mine water.<br />
REFERENCES<br />
Eckart, M., 1993, Flutungskonzeption des Ronneburger Uranbergbaugebietes, Wismut GmbH, not<br />
published.<br />
Banks, D., 2001, A variable-volume, head dependent mine water filling model, Ground Water,<br />
39(3): 362-365.<br />
Blachère, A., 2003, Prévision de la qualité des eaux de la mine de La Houve - Proposition d'un<br />
dispositif de traitement passif. CESAME, Fraisses.<br />
Veschkens, M., Hadjhassen, F., Kories, H., Deschrijver, R., 2005, Development <strong>of</strong> numerical tools<br />
to predict the impact <strong>of</strong> mine water rebound on groundwater close to surface“, ECSC Research<br />
Contract 7220-PR-136, 207 p.<br />
Eckart, M, Klinger, C., Unland, W., Rengers, R., Metz, M., Blachere, A., 2006, Prognose der<br />
Flutungsauswirkungen im Steinkohlenbergbau, Glück auf, 142 Nr. 6, 262-269.<br />
Klinger, C., 2007, Chemische Prozesse und Monitoring bei der Flutung von pyrithaltigen<br />
Lagerstätten, World <strong>of</strong> Mining – Surface & Underground, 59 No. 2: 82-86.<br />
Klinger, C., Charmoille, A., Bueno. J., Gzyl, G., Garzon Súcar, B., 2012, Strategies for follow-up<br />
care and utilisation <strong>of</strong> closing and flooding in European hard coal mining areas, International<br />
Journal <strong>of</strong> Coal Geology, 89, Special Issue European Coal Conference 2010, 51 – 61.<br />
Paul, M., Sänger, H.-J., Snagowski, S., Märten, H., Eckart, M., 1998, Prediction <strong>of</strong> the flooding<br />
process at the Ronneburg site, Results <strong>of</strong> an integrated approach / Uranium Mining and<br />
Hydrogeology II, Freiberg (Germany), 130-139.<br />
Younger, P.L. & Blachère, A., 2003, First-flush, Reverse First-flush and Partial First-flush:<br />
Dynamics <strong>of</strong> Short- and Long-term Changes in the Quality <strong>of</strong> Water Flowing from Abandoned<br />
Deep Mine Systems, Annual British Columbia ML/ARD Workshop, Vancouver (Canada).<br />
220
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
FAST-TRACKING EXPLORATION IN PROTECTED<br />
AREAS AND RESOURCE DEFINITION OF COAL<br />
DEPOSITS BY USING HIGH RESOLUTION SEISMIC<br />
SURVEYS<br />
KORUMA ALANLARINDA HIZLI İZLEMELİ ARAMA VE<br />
YÜKSEK ÇÖZÜNÜRLÜKLÜ SİSMİK İNCELEME İLE<br />
KÖMÜR YATAKLARINDA KAYNAK TANIMLAMASI<br />
Hartwig Gielisch * , Bernd Loske, Ernst Bernhard Teigler<br />
DMT GmbH & Co. KG, Essen, Germany<br />
ABSTRACT High resolution seismic surveys are so-called “indirect” techniques and possible to use<br />
in protected and unapproachable areas and thus significantly decreasing the timelines for the<br />
exploration, resource definition and geological modelling stages. Its main objective is to explore the<br />
structural framework <strong>of</strong> the deposit and the continuity <strong>of</strong> the strata hosting the seams. The geological<br />
model will be constructed by interpretation <strong>of</strong> the seismic data under consideration <strong>of</strong> drill data.<br />
Based on this geological model a resource model can be built using volumes derived from the<br />
geological model, density, coal quality and other parameters from the drill hole data set. In order to<br />
successfully apply this methodology some requirements have to be met, viz. sound understanding <strong>of</strong><br />
geology, stratigraphy and tectonic framework, drill hole data base providing information on thickness<br />
<strong>of</strong> coal seams, composition <strong>of</strong> coal seams, coal quality, density and basic information <strong>of</strong> geotechnical<br />
parameters as well as ground water parameters.<br />
ÖZET Yüksek çözünürlüklü sismik incelemeler her ne kadar “indirekt” teknik olarak adlandırılsa da<br />
ulașılamaz ve koruma alanlarında kullanılabilmesi nedeniyle arama, kaynak tanımlaması ve jeolojik<br />
modelleme așamaları için gerekli olan zaman dilimini önemli ölçüde azaltmaktadır. Söz konusu<br />
yöntem ile asıl hedef, yatağın yapısal durumunu ve damarları içeren tabakaların sürekliliğini<br />
araștırmaktır. Jeolojik modelleme, sondaj verilerinin de dikkate alınması ile birlikte, sismik verilerin<br />
interpolasyonu ile olușturulur. Bu modellemeye bağlı olarak, jeolojik model, yoğunluk, kömür<br />
kalitesi ve sondaj verilerinden elde edilen diğer parametrelerin kullanılması ile kaynak modeli<br />
olușturulabilir. Bu yöntemin bașarılı bir șekilde uygulanması için, șu koșulların bilinmesi<br />
gerekmektedir: tüm detayları ile jeoloji, stratigrafik ve tektonik yapı, kömür damarlarının kalınlığı<br />
hakkında bilgi veren sondaj verileri, kömür damarlarının kompozisyonu, kömür kalitesi, yoğunluk,<br />
jeoteknik parametrelere ait temel bilgiler ve yeraltı suyu parametreleri.<br />
* Hartwig.Gielisch@dmt.de<br />
221
1 INTRODUCTION<br />
Economic constraints and demands require <strong>of</strong>ten timely reaction <strong>of</strong> coal mining<br />
companies. However, the investment decision to open new mines or to increase<br />
production can generally only be made after a prolonged period <strong>of</strong> exploration<br />
activities, followed by resource definition and geological modelling. Currently, time<br />
lines for the evaluation <strong>of</strong> a 1 km² block vary between two to three years depending on<br />
the complexity <strong>of</strong> the coal deposit and the coupled drill hole spacing. Spacing might<br />
vary between 500 and 1000 m, thus achieving generally a density <strong>of</strong> 6 -7 drill holes<br />
per km². This period <strong>of</strong> evaluation is very <strong>of</strong>ten too long and reaction to market<br />
conditions is significantly delayed. Therefore, companies are looking to decrease this<br />
lead period significantly.<br />
High resolution 3D seismic surveys are nowadays commonly used for the exploration<br />
<strong>of</strong> raw materials and appraisal <strong>of</strong> hydrocarbon, geothermal, UGS, CBM resources. 3D<br />
seismic provides essential data to identify drill targets and to optimise a resource<br />
development strategy. The success rates have been significantly increased and costs<br />
reduced in comparison with conventional 2D seismic surveys (Aylor, 1998). The<br />
continuous improvement <strong>of</strong> s<strong>of</strong>t- and hardware increased processing speed and quality.<br />
However, for most exploration targets located in coal fields 2D seismic data<br />
acquisition might suffice for the purpose <strong>of</strong> resource definition. Because <strong>of</strong> the<br />
unequivocal advantages <strong>of</strong> 3D seismic surveys this paper will also compare technical<br />
specifications <strong>of</strong> 3D and 2D seismic surveys, where applicable.<br />
In many countries environmental protection laws were enacted in the last years, which<br />
impede drilling activities to explore coal deposits for underground mining. In Turkey,<br />
many areas with obvious mineral potential are covered by protective legislation (nature<br />
or forest reserves etc.). Seismic surveys allow exploring coal deposits in protected<br />
areas, like protected forests or conservation areas. The seismic survey does not affect<br />
the protected nature. Seismic surveys could be an alternative to drilling operations in<br />
areas were drilling licenses are not possible to receive from the government. Also<br />
seismic surveys lower the number <strong>of</strong> exploration drill holes and save time and money.<br />
2 PREPARATION OF PRELIMINARY GEOELOGICAL MODELLING AND<br />
IMPLICATIONS FOR SEISMIC SURVEY PLANNING<br />
From the existing data a preliminary geological model will be established using all<br />
available surface and drill data. The data will be compiled into a modelling s<strong>of</strong>tware<br />
package and a preliminary interpretation will correlate between boreholes and thus<br />
produce a geological model. Based on this preliminary geological model the seismic<br />
survey and its technical specifications such as target depth and required resolution can<br />
be planned. Figure 1 depicts such a model, which generally is poorly constrained<br />
depending on the amount <strong>of</strong> data available.<br />
222
Figure 1. Top: Preliminary geological model showing coal seams, drill holes, surface<br />
and lay-out <strong>of</strong> seismic survey (2D). Bottom: Satellite image with planned seismic lines<br />
(2D) and drill holes with inclined branches; Northern Turkey.<br />
3 THE BASIC STAGES OF A SEISMEC SURVEY<br />
It is beyond the scope <strong>of</strong> this paper to discuss the theoretical background <strong>of</strong> reflection<br />
seismology and related topics. In this section the actual stages <strong>of</strong> the execution <strong>of</strong> a<br />
survey will be introduced. A seismic survey comprises several stages, viz. preparation,<br />
data acquisition and interpretation.<br />
In the preparation stage the following activities take place:<br />
223
Planning: The exact survey lay-out has to be planned and natural or man-made<br />
obstacles have to recognised and circumvented. Additionally, all existing georeferenced<br />
data about facilities, structures and utilities are incorporated into GIS and<br />
seismic pre-planning s<strong>of</strong>tware packages to readily plan the seismic pre-plot with<br />
respect to the exploration objectives and the surface conditions. The planning also<br />
includes, which type <strong>of</strong> signal generator can be utilised. It is important to note that<br />
various sources <strong>of</strong> seismic signals can be utilised in order to minimise environmental<br />
impact without the loss <strong>of</strong> quality. The most common ones currently used onshore are<br />
explosives, vibrators or mini-vibrators. In shallow lakes generally boomers will be<br />
used. Figure 2 shows the distinctly different lay-out for 2D and 3D seismic surveys.<br />
Figure 2. Top: Typical lay-outs <strong>of</strong> lines for 2D (left) and 3D (right) seismic surveys.<br />
Bottom: Detail <strong>of</strong> 3D survey and possible results.<br />
Permitting: All necessary permits required to conduct the survey have to be collected.<br />
Permits might be necessary to cross privately held land, natural reserves and other<br />
restricted areas.<br />
Surveying: The actual routes for all lines have to be verified on the ground and<br />
conditions there<strong>of</strong> surveyed.<br />
224
Mobilisation: The crew <strong>of</strong> the acquisition team has to mobilise and inducted to the<br />
local situation. Care has to be taken that environmental, health and safety issues are<br />
addressed and monitored during the survey.<br />
Data acquisition: The actual measurements <strong>of</strong> seismic lines or areas takes place under<br />
strict QA/QC procedures.<br />
Processing: The signal collected will be cleaned, corrected and filtered to enhance the<br />
quality.<br />
The data acquisition stage involves a large logistical set-up because <strong>of</strong> the amount <strong>of</strong><br />
people and equipment involved. Depending on the topography and local geology, line<br />
spacing will vary from 500 to 1000 m. In more complicated areas the line density<br />
should decrease to 200 m. Generally, in a 2D survey lines will be perpendicular to<br />
strike with selected lines parallel to strike for the delineation <strong>of</strong> faults. Preferably, 2D<br />
seismic lines should run across existing drill holes allowing to tie-in their information.<br />
Lines will overlap the productive geology depending on the depth to be investigated.<br />
The high resolution data are largely controlled by the spacing between the geophones.<br />
Spacing might vary between 3 to 50 m depending on penetration depth and local<br />
geology. In general, 2 km per day is the average production rate for such surveys. The<br />
selection <strong>of</strong> the appropriate frequency is also important, depending on depth<br />
penetration and resolution.<br />
In the case <strong>of</strong> 3D surveys the preparation effort is significantly higher than for a 2D<br />
survey. Figure 2 shows a comparison <strong>of</strong> lay-outs for 2D and 3D surveys. It is obvious<br />
that the amount <strong>of</strong> lines to be measured increases in the case <strong>of</strong> a 3D survey.<br />
Accordingly, the logistics involved vary significantly. Table 1 compares the personnel<br />
and equipment required for a 2D and 3D seismic survey.<br />
Table 1. Comparison <strong>of</strong> logistics 2D and 3D seismic surveys.<br />
ITEM 2D 3D<br />
Channels 400 - 800 2000 – 4000<br />
Personnel 30 – 50 50 – 120<br />
Vehicles 20 - 30 30 – 60<br />
Data points 500 - 1000 3000 – 10000<br />
Number <strong>of</strong> vibrators 5 (1 set) 10 (2 sets)<br />
In addition, the data processing is much more involved as shown in Table 2. The<br />
tabulation above confirms the added logistical and processing efforts for 3D seismic<br />
surveys contributing significantly to the higher costs. Therefore, the decision to<br />
conduct a 3D seismic survey instead <strong>of</strong> a 2D seismic survey has to be considered<br />
carefully. Reasoning for a 3D seismic survey can be found in the sections below.<br />
225
Table 2. Comparison <strong>of</strong> data processing 2D and 3D seismic surveys.<br />
ITEM 2D 3D<br />
Data tracks 200 – 800 K 6 – 40 Mio<br />
Processing time days months<br />
4 VERTICAL SEISMIC PROFILING (VSP) AND CHECKSHOT SURVEYS<br />
Purely defined, VSP refers to measurements made in vertical drill holes using<br />
geophones inside the hole and a source at the surface near the well. Vertical Seismic<br />
Pr<strong>of</strong>ile (VSP) is a technique <strong>of</strong> seismic measurements used for correlation <strong>of</strong> borehole<br />
geophysics with surface seismic data.<br />
Investigate a target formation more closely with acoustic measurements.<br />
Minimize subsurface attenuation phenomena.<br />
Measure depth accurately.<br />
Overcome the formidable limitation <strong>of</strong> all surface geophysical measurements -- the<br />
lack <strong>of</strong> accurate depth control.<br />
VSP is simply a precision level step change up from the check shot velocity survey.<br />
The basic difference between the checkshot survey and VSP is that VSP measures<br />
nearly all seismic waveforms in the drill hole (up-going and down-going energy),<br />
whereas the check shot velocity survey measures basically only the down-going<br />
energy.<br />
Figure 3. Equipment set-up for borehole seismics (VSP or checkshot survey).<br />
226
Figure 4. Processed VSP image overlain on surface seismic.<br />
5 COMPARISON OF RESULTS 2D WITH 3D SEISMIC SURVEYS<br />
As mentioned above 3D seismic surveys entail much more logistical efforts and data<br />
processing and thus are more costly. However, for most coal deposits 2D seismic<br />
surveys might suffice for a resource evaluation. In this section distinct advantages <strong>of</strong><br />
the data yielded by a 3D seismic survey are discussed. A 2D seismic survey results in<br />
a sequence <strong>of</strong> sections, which can be correlated, while a 3D seismic survey will result<br />
in a body <strong>of</strong> volume as shown in Figure 5. Therefore, data from a 3D seismic survey<br />
might be directly converted into volumes <strong>of</strong> rock and hence into resources.<br />
Figure 5. Principal difference between 2D (left) and 3D (right) seismic survey.<br />
This implies that the geological model can be constructed based on continuous<br />
coverage, while a model based on a 2D seismic survey has to rely heavily on<br />
correlation and interpretation between widely spaced lines. Interpretation and spatial<br />
correlation may be hampered by structural complexities, which cannot be recognised<br />
in 2D seismic surveys. Since 2D seismic sections depict only the intersection lines <strong>of</strong><br />
227
geological features, their true orientation cannot be defined. An example <strong>of</strong> a possible<br />
pitfall resulting in erroneous interpretations <strong>of</strong> fault strikes is shown in Figure 6.<br />
Figure 6. Constructed possible misinterpretation <strong>of</strong> fault pattern on 2D seismic.<br />
It is obvious that the potential risk for misinterpretation decreases with the degree <strong>of</strong><br />
seismic coverage, thus decreasing the risk for any investment.<br />
6 INTERPRETATION AND 3D MODELLING<br />
For the final 3D subsurface model the known geological information (preliminary<br />
model) is combined with the results <strong>of</strong> the seismic survey. Commercial modelling<br />
s<strong>of</strong>tware is used to interpret the seismic data together with borehole and surface data<br />
(see Figure 7). This implies that without any data sets in support <strong>of</strong> the model, an<br />
assignment <strong>of</strong> geological strata to seismic reflectors is not possible and finally, a<br />
resource evaluation cannot be made. The correlation between geological interfaces and<br />
seismic reflection is commonly performed by generating synthetic seismograms.<br />
Through a synthetic seismogram the expected seismic amplitude from velocity and<br />
density data <strong>of</strong> borehole logs is compared with the “true” seismic signal from the<br />
survey. If good resemblance is present, the synthetic reflections, for which their depths<br />
and composition is known from drilling, can be correlated with the seismic signal (Fig.<br />
8).<br />
Based on the seismic model the boreholes can now be correlated either by using the<br />
stratigraphic sequence or the seismic data. This is exemplary shown in Figure 8. This<br />
will build up the final geological model.<br />
In addition to the conventional display <strong>of</strong> seismic signals by their reflection<br />
amplitudes, the analysis and interpretation <strong>of</strong> further attributes may improve the model.<br />
228
Some <strong>of</strong> these attributes, e.g. phase behaviour, frequency local flatness, local structural<br />
azimuth and dip, are useful tools for the detailed interpretation <strong>of</strong> the data sets (see<br />
Figure 9). This is especially applicable for 3D seismic surveys. Detailed 3D data can<br />
also be used to improve mine planning in preparation <strong>of</strong> a reliable investment decision.<br />
Figure 7. Example <strong>of</strong> seismic line (2D – top) and its interpretation (bottom).<br />
Figure 8. Top: Lithostratigraphic correlation <strong>of</strong> boreholes. Bottom: Correlation <strong>of</strong><br />
geological horizons with seismic reflections based on synthetic seismograms.<br />
229
Figure 9. Attributes <strong>of</strong> seismic signals in a 3D seismic survey.<br />
The geological model will in most cases demonstrate the continuity <strong>of</strong> strata, in which<br />
the coal–bearing layers are hosted (see Figure 10). Structurally complex areas will be<br />
identified and can be excluded from immediate further work and exploration efforts<br />
can focus on largely undisturbed parts <strong>of</strong> the concession. The final product will show a<br />
spatial model <strong>of</strong> the geology including the coal – bearing strata.<br />
The combination <strong>of</strong> seismic and drill hole data enables to produce structural maps as<br />
shown in Figure 10.<br />
Figure 10. Structural Model based on seismic data and drill holes. NB: 3D<br />
interpretation s<strong>of</strong>tware packages allow extraction <strong>of</strong> any section or view for detailed<br />
planning.<br />
230
From the final geological model a volume can be calculated giving a first assessment<br />
<strong>of</strong> the resource potential. This together with either existing or new data will be used to<br />
evaluate the concession. For this evaluation important data have to be compiled and<br />
incorporated. Some <strong>of</strong> these data sets are mandatory, without which a resource<br />
evaluation will not be possible. The most important data for the assessment <strong>of</strong> the<br />
resource are coal quality parameters and thickness <strong>of</strong> seams. These data are based on<br />
drill intersections, and hence drilling will still be compulsory. However, the number <strong>of</strong><br />
drill holes can be limited thus decreasing the total drill metres. In concessions with<br />
existing drill data sets, these might suffice and no further drilling might be required.<br />
For the establishment <strong>of</strong> mining parameters additional data will be required. Because<br />
<strong>of</strong> the generally limited number <strong>of</strong> drill holes used in the evaluation <strong>of</strong> the resource the<br />
data base for coal quality, geotechnical and hydro-geological parameters are restricted<br />
and confidence in the data might be lower leading to a lower resource classification. In<br />
addition, this methodology does not contribute significantly information on other risks<br />
and threats to mining and/or costs there<strong>of</strong>, e.g. ground water conditions, environmental<br />
and social impacts and ground stability etc. Studies to investigate these issues have to<br />
be executed concurrent to the seismic survey in order to achieve fast-tracking.<br />
7 CONCLUSIONS<br />
The application <strong>of</strong> high resolution 2D or 3D seismic surveying provides an interesting<br />
option to fast-track exploration and resource modelling. Drilling can be limited to<br />
benchmark holes with an overall reduction in drilling costs and time. Previous data can<br />
be incorporated in the model. By using seismic surveys structurally complex areas can<br />
be delineated and isolated. Thus, early focussing on areas with high potential is<br />
achieved together with an efficient utilization <strong>of</strong> available technical resources. Seismic<br />
surveys could be executed in protected areas were drilling licenses are not easy to<br />
obtain.<br />
REFERENCES<br />
Aylor, W., 1998, Role <strong>of</strong> 3-D Seismic in Exploration Turnaround, Oil & Gas Journal, 3/1/98.<br />
Bacon, M., 2004, 3D Seismic Interpretation, Cambridge University Press.<br />
Chopra, S. & Marfurt, K.J., 2007, Seismic Attributes for Prospect Identification and Reservoir<br />
Characterization, SEG Geophysical Development Series, 11.<br />
231
232
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
RISK EVALUATION AND MANAGEMENT IN<br />
UNDERGROUND MINES- A CASE STUDY<br />
YERALTI OCAKLARINDA RİSK DEĞERLENDİRME VE<br />
YÖNETİMİ – BİR VAKA SUNUMU<br />
Kourosh Shahriar * , Sanaz Nejati<br />
Dept. <strong>of</strong> Mining & Metallurgical Engineering, Amirkabir University <strong>of</strong> Technology,<br />
Tehran, Iran<br />
Ezzeddin Bakhtavar<br />
Dept. <strong>of</strong> Mining & Metallurgical Engineering, Urmia University <strong>of</strong> Technology,<br />
Urmia, Iran<br />
ABSTRACT Mine industry is among the most dangerous industries throughout the world. Number<br />
<strong>of</strong> accidents and their intensity must hence be reduced through employing appropriate approaches<br />
for providing workers with a safe environment. Using the newest methods <strong>of</strong> risk management<br />
seems inevitable in different parts <strong>of</strong> underground mines (which are potentially more dangerous) to<br />
reach highest level <strong>of</strong> safety. Risk can be defined as deviations in events during a determined period<br />
in special positions. To manage risk in such an industry, first risks must be determined and then<br />
evaluated and evaluated risks should be treated based on some priority criterion. In general, risks are<br />
evaluated in two ways, quantitatively and qualitatively; since in quantitative measurement results<br />
can be compared and estimated numerically, this type <strong>of</strong> evaluation is mostly preferred. In this<br />
paper, accidents during a 5-year period (2006-2010) in Nakhlak Lead Mine were studied based on<br />
risk management and by employing new methods <strong>of</strong> risk evaluation. The main objective here is to<br />
reduce the potential accidents and to improve safety in the workplace.<br />
ÖZET Madencilik endüstrisi dünyada en tehlikerli endüstriler içinde bulunmaktadır. Bu nedenle,<br />
kaza sayıları ve yoğunluğu işçilere güvenli bir çevre sağlayamak için uygun yaklaşımların<br />
uygulanması ile azaltılmalıdır. Risk yönetiminin en yeni yöntemlerinin kullanılması yeraltı<br />
ocaklarının farklı kesimlerinde kaçınılmaz görünmektedir. Risk belirli bir zamanda olaylarındaki<br />
sapmalar olarak tanımlanabilmektedir. Böylesi bir endüstride riski yönetmek için ilk riskler<br />
tanımlanmalı ve daha sonra değerlendirilmeli ve değerlendirilen riskler bazı öncelik kriterlerine<br />
göre işlenmelidir. Bu makalede Nakhlak Kurşun Madeni’nde 5 yıllık periyoddaki kazalar (2006-<br />
2010) risk yönetimi bazlı ve yeni risk değerlendirme yöntemleri ile değerlendirilmiştir.Burada tmeel<br />
amaç potansiyel kazaları azaltmak ve çalışma ortamında güvenliği arttırmaktır.<br />
* k.shahriar@aut.ac.ir.<br />
233
1 INTRODUCTION<br />
In general, mine industry plays a significant role in improvement <strong>of</strong> economy and<br />
hence social conditions. In order to maintain pr<strong>of</strong>itability <strong>of</strong> mines, it is necessary to<br />
mechanize extraction methods, to design and choose the best machinery and<br />
equipment for reaching the highest level <strong>of</strong> improvement. In addition, the newest<br />
methods <strong>of</strong> management in different parts <strong>of</strong> mines should be employed to ensure<br />
safety. Identification <strong>of</strong> potential risks and evaluation <strong>of</strong> their frequency and intensity<br />
<strong>of</strong> such accidents serve as the first and the second steps in safety management where<br />
the third step is defined under the title <strong>of</strong> “risk control” and “risk financing”. This<br />
step attempts to predict and reduce the frequency and intensity <strong>of</strong> accidents and to<br />
provide the ability for loss compensation. Finally, control composes a part <strong>of</strong><br />
management responsibility to apply feedbacks for program refinements and, methods<br />
application and revision in goals forms the fourth step <strong>of</strong> decision making procedure.<br />
2 DEFINITIONS<br />
2.1 Risk<br />
Risk can be defined as deviations in events during a determined period in special<br />
positions. Risk is applied to a situation where not only the set <strong>of</strong> plausible events can<br />
be estimated, but also their probability is determined and what cannot be certainly<br />
determined is whether these events are in fact going to happen or not (Arthuz et al.,<br />
2006).<br />
Thus, risk is a function <strong>of</strong> abovementioned components and we can write (Dalsgaard,<br />
2003):<br />
Risk = f (p,e,s,v) (1)<br />
where, p is the probability and nature <strong>of</strong> an event; e is the intensity <strong>of</strong> the accident; s<br />
is personnel ability to confront the risk; and v is value <strong>of</strong> receiver.<br />
Vulnerability is a subset <strong>of</strong> risk. This term include systems characteristics which<br />
describe system’s disposition for a hazard. In other words:<br />
Vulnerability= f (s,v) (2)<br />
In practice, confrontation and vulnerability are employed for risk evaluation. Thus,<br />
one can write:<br />
R = P × C (3)<br />
where, R is risk; P is probability; C is consequence.<br />
234
2.2 Accident<br />
Accident is an unplanned and unexpected event which brings physical damages to<br />
people or financial loss to employer or organization. This includes any type <strong>of</strong> event<br />
having legal, economic, or personnel loss. These consequences are not separated but<br />
related to each other.<br />
2.2.1 Hazard<br />
A term frequently seen in risk discussions is hazard. Hazards or threats are<br />
conditions which can potentially result in unwanted accident. In fact, hazard is a<br />
condition or position which is potentially dangerous for people, environment, or may<br />
cause damages in economy or delay in plans.<br />
3 RISK MANAGEMNET<br />
Risk management includes identification, evaluation and, control <strong>of</strong> real risks to<br />
economy, responsibility, and human force. Risk management is composed <strong>of</strong> the<br />
following steps:<br />
1. Determination <strong>of</strong> objectives and responsibilities for risk management<br />
2. Risk identification<br />
3. Risk analysis<br />
4. Risk evaluation<br />
5. Risk avoidance<br />
6. Prevention and revision in improvement, efficiency, and effectiveness<br />
A flowchart is shown in In Figure 1 which introducing a suitable procedure <strong>of</strong> risk<br />
management.<br />
4 RISK EVALUATION<br />
Risk evaluation is a process composed <strong>of</strong> determining the priorities and preferences<br />
for risk management through evaluation and comparison with pre-defined standards<br />
(Jean, 1999a). Risk evaluation must cover the following:<br />
• Analysis <strong>of</strong> existing controls and their effectiveness;<br />
• Computer simulation – qualitative analysis in order to investigate probable<br />
consequences and factors influencing the results;<br />
• Analysis <strong>of</strong> statistical records in order to put ideas forward about potential<br />
injuries or special diseases;<br />
• Analysis <strong>of</strong> causes in order to identify disorders in existing controls;<br />
• Investigation <strong>of</strong> vulnerability <strong>of</strong> people exposed to risk;<br />
• Prioritization <strong>of</strong> risk so that the most important risks be dealt with first (Jean,<br />
1999b).<br />
235
4.1 Qualitative characteristics <strong>of</strong> risk<br />
Figure 1. Procedure <strong>of</strong> risk management<br />
Risk quantity is composed <strong>of</strong> its consequences and their probabilities. Thus, a part <strong>of</strong><br />
risk analysis deals with the facts related to potential consequences and their<br />
probabilities. Table 1 shows rated intensities, while Table 2 depicts probabilities <strong>of</strong><br />
events.<br />
Table 1. Categorizing severity.<br />
No Degree Description<br />
I Very low Hazard is not at the level that affects mine<br />
working and personnel don’t even notice it.<br />
II Low Risk can be reduced through little changes and<br />
has little effect on mine working<br />
III Medium Risk may reduce efficiency and cause damages<br />
to personnel<br />
IV High Risk can cause serious damages to…<br />
V Dangerous Risk can stop mine operation and cause serious<br />
damages to personnel<br />
VI Very dangerous Risk can cause very serious damages and even<br />
lead into death <strong>of</strong> personnel<br />
236
Table 2. Probability level and rating.<br />
Leve<br />
l<br />
Rat<br />
e<br />
Description Type <strong>of</strong> fault<br />
A -1 Frequent It happens frequently<br />
B -2 Probable it happens many times in mine<br />
C -3 Often It happens sometimes in mine lifetime<br />
D -4 Seldom It may happen<br />
E -5 Very seldom It is very unlikely to happen<br />
Based on the intensity and probability, the following map is prepared for risk<br />
evaluation where horizontal axis represent the intensity and vertical axis represents<br />
the probability. The diagonal line divides risk area into very low, low, medium,<br />
dangerous, and very dangerous. Figure 2 shows the map for risk evaluation.<br />
4.2 Risk evaluation in Nakhlak Mine<br />
Figure 2. Map for risk evaluation.<br />
Nakhlak Lead Mine is located 120 km away in north-east <strong>of</strong> Naeen and is 40 km<br />
away in north-east direction from Anarak in central desert <strong>of</strong> Iran. Extraction<br />
methods in these mines have been cut and fill. Due to the increase in mine depth and<br />
economic consideration, recently, experts <strong>of</strong> Mineral Material Production and<br />
Preparation <strong>of</strong> Iran extracted the mine. The proposed method is shrinkage. According<br />
to the statistics, during the years 2006 to 2010, 100 people work in the mine among<br />
which 14 people have underwent some kind <strong>of</strong> accident. Using these statistics, and<br />
Tables 1 and 2, and map <strong>of</strong> risk evaluation, we evaluate risk in this mine as it given<br />
in Tables 3 and 4 (Jean, 1999b).<br />
237
Table 3. Accident intensity in Nakhlak Mine (2006-2010).<br />
No Degree Description Type <strong>of</strong> accident<br />
III Medium Risk may reduce efficiency and<br />
cause damages to personnel.<br />
Hit and impact<br />
II Low Risk can be reduced through Fall from a level to<br />
little changes and has little effect<br />
on mine working.<br />
lower level<br />
IV High Risk can cause serious damages Impact <strong>of</strong> free falling<br />
to personnel.<br />
or thrown objects<br />
I Very low Hazard is not at the level that Getting stuck<br />
affects mine working and between two hard<br />
personnel don’t even notice it. objects<br />
I Very low Hazard is not at the level that<br />
affects mine working and<br />
personnel don’t even notice it.<br />
Hitting the ground<br />
I Very low Hazard is not at the level that<br />
affects mine working and<br />
personnel don’t even notice it.<br />
Over-temperature<br />
Table 4. Achieved results from risk evaluation <strong>of</strong> the mine.<br />
Event Employee Probability Probability<br />
level<br />
Description Type <strong>of</strong> accident<br />
3 100 3<br />
0.<br />
006<br />
10 C Often Hit and impact<br />
2 100 4<br />
0.<br />
004<br />
10 D Seldom Fall from a level to lower<br />
level<br />
5 100 2<br />
0.<br />
01<br />
10 B Probable Impact <strong>of</strong> free falling or<br />
thrown objects<br />
1 100 5<br />
0.<br />
002<br />
10 E Very seldom Getting stuck between two<br />
hard objects<br />
1<br />
1<br />
100<br />
100<br />
5<br />
0.<br />
002<br />
10<br />
5<br />
0.<br />
002<br />
10<br />
E<br />
E<br />
Very seldom<br />
Very seldom<br />
Hitting the ground<br />
Over-temperature<br />
5 CONCLUSION<br />
• Accidents due to impact may occur at probability level <strong>of</strong> C, probability <strong>of</strong><br />
0.006×10 -3 , intensity rate <strong>of</strong> II, with medium risk.<br />
• Accidents due to fall from a level to lower level may occur at probability level<br />
<strong>of</strong> D, probability <strong>of</strong> 0.004×10 -4 , intensity rate <strong>of</strong> I, with low risk.<br />
• Accidents due to impact with falling or thrown objects may occur at<br />
probability level <strong>of</strong> B, probability <strong>of</strong> 0.01×10 -2 , intensity rate <strong>of</strong> IV, with high<br />
risk.<br />
• Accidents due to getting stuck between two hard objects may occur at<br />
probability level <strong>of</strong> E, probability <strong>of</strong> 0.002×10 -5 , intensity rate <strong>of</strong> I, with very<br />
low risk.<br />
238
• Accidents due to hitting the ground may occur at probability level <strong>of</strong> E,<br />
probability <strong>of</strong> 0.002×10 -5 , intensity rate <strong>of</strong> I, with very low risk.<br />
• Accidents due to over-temperature may occur at probability level <strong>of</strong> E,<br />
probability <strong>of</strong> 0.002×10 -5 , intensity rate <strong>of</strong> I, with very low risk.<br />
REFERENCES<br />
Arthuz, W., Chester, R., Gudarzi, H., Venus, D., 2006. Risk Management, Negah Danesh<br />
publication, second edition.<br />
Dalsgaard. S. J., 2003. Introduction to Risk Analysis, Institute <strong>of</strong> Building Technology and<br />
Structural Engineering, Denmark.<br />
Jean, C., 1999a. Risk Management, Short course notes. UNSW, Sydney, 4.<br />
Jean, C., 1999b. Risk Assessment, Short course notes, UNSW, Sydney, 4.<br />
239
240
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
SİLOPİ (ÜÇKARDEŞLER-HARBUL) ASFALTİT<br />
FİLONUNUN MODELLENMESİ VE REZERV TESPİTİ<br />
THE MODELLING OF SILOPI (ÜÇKARDEŞLER-HARBUL)<br />
ASPHALTITE FILONS AND DETERMINATION OF RESERVE<br />
Ahmet Mahmut Kılıç *<br />
Çukurova Üniversitesi, Maden Mühendisliği Bölümü, Adana<br />
Barış Çakır<br />
Yıldızlar SSS Holding, Ankara<br />
Özen Kılıç<br />
Çukurova Üniversitesi, Maden Mühendisliği Bölümü, Adana<br />
ÖZET Enerji dünyanın en önemli ve en stratejik olgularından biridir. Enerji hammaddeleri<br />
rezervlerinin doğru ve güvenilir metotlar kullanılarak tespit edilmesi gereklidir. Asfaltit kalorifik<br />
değeri yüksek ve önemli bir enerji hammaddesidir. Günümüzde, rezervler paket programlar ile üç<br />
boyutlu modellenebilmektedir. Böylece üretim aşamasında risklerin en aza indirilmesi<br />
sağlanmaktadır. Bu çalışma kapsamında, Silopi, Üçkardeşler ve Harbul (A ve B) asfaltit filonlarının<br />
3 boyutlu modellenmesi ve rezerv hesaplamaları yapılmıştır.<br />
ABSTRACT Energy is one <strong>of</strong> the world's most important and most strategic cases. Reserves <strong>of</strong><br />
energy raw materials must be determined using accurate and reliable methods. Asphaltite has high<br />
calorific value and is an important raw material for energy. Nowadays, reserves can be modeled by<br />
three-dimensional package programs. The risks at the production stage is minimized. In this study,<br />
Silopi, Üçkardeşler ve Harbul (A ve B) asphaltite veins were modeled 3 dimensional and their<br />
reserves calculated.<br />
* kilicm@cu.edu.tr<br />
241
1 GİRİŞ<br />
Madencilik yerkabuğunda bulunan kömür, çinko, bakır, demir, alüminyum, bor, altın<br />
gibi madenlerin yerkabuğunda bulundukları yerden kazılıp çıkarılma, işlenme ve<br />
üretim sonrası madencilik yapılan yerlerin doğaya yeniden kazandırılma faaliyetlerini<br />
kapsayan bir iş alanıdır. Dünyada ve <strong>Türkiye</strong>’de madencilik faaliyetleri günümüzde<br />
çevreyi koruma altına alacak şekilde düzenlenmiş kanun ve yönetmelikler<br />
doğrultusunda alınan izinler çerçevesinde yapılmakta ve mevcut en iyi teknolojiler<br />
kullanılmaktadır (Kılıç ve Kılıç, 2008).<br />
Asfaltit, petrolden oluşan ya da petrol kökeninden gelen bir tür hidrokarbondur.<br />
Asfaltit, kalori değeri yüksek, külünde nadir mineraller bulunan, işlendiğinde değişik<br />
yüzdelerle gaz elde edilebilen, kıymetli bir kaynaktır. Kaya çatlaklarını dolduran ya<br />
da damarlar şeklinde bulunan bu hidrokarbonlar, ”asfaltit” ve “asfaltik pirobitümen”<br />
olmak üzere iki türdür. <strong>Türkiye</strong>’de hemen hemen her bölgede asfaltit ve asfaltik<br />
pirobitümenler bulunmasına rağmen ekonomik büyüklükteki oluşumlarına yalnızca<br />
Şırnak İl merkezinin güneyi ve Silopi İlçesi’nde rastlanmaktadır (Seyhan, 2000).<br />
Ülkemizde oluşmuş asfaltitlerin küllerinde nikel, molibden, vanadyum ve uranyum<br />
gibi nadir metaller bulunmaktadır. Asfaltitler, boya, vernik, oto lastiği, elektrik<br />
yalıtımı, batarya koruyucuları, genleştirilmiş kauçuk, zemin karoları, su geçirmez<br />
kabloların yapımı ve benzer çeşitli alanlarda kullanılmaktadır (Şengüler, 2007).<br />
Yeraltının bilgisayar modellemesinde ilk çalışmalar, genellikle yüzey uydurma<br />
eğilimi gibi geleneksel matematiksel yaklaşımlar kullanılarak yapılmıştır (James,<br />
1996). 1960’lı ve 1970’li yıllar boyunca birçok madencilik şirketi, geniş açık<br />
işletmelerde maden planlaması ve rezerv modellemesi için genellikle 3 boyutlu blok<br />
model temsillerinin kullanımına dayanan programlar geliştirmiştir (Fairfield ve<br />
Leigh, 1969).<br />
Cevher üretiminin planlanması ve jeolojik modelleme çalışmaları için bilgisayar<br />
desteği uzun zamandır kullanılmasına karşılık, son yıllardaki bilgisayar teknolojisi ve<br />
yazılım alanlarındaki gelişmelere bağlı olarak büyük ilerlemeler sağlanmış ve çok<br />
yönlü madencilik paket programları (Micromine, Surpac, Datamine, Mintec, Vulcan,<br />
vb.) geliştirilmiştir (Ergin ve ark., 1998).<br />
Bilgisayar destekli tasarım [(CAD) Computer Aided Design] ve veri tabanlı yazılım<br />
programları 80'li yılların başından itibaren madencilik sektöründe yaygın olarak<br />
kullanılmaktadır. Jeolojik modelleme, rezerv tespiti ve üretim programlaması gibi<br />
çalışmaların verimli ve kısa sürede yapılması bilgisayar destekli programlar<br />
tarafından kolaylıkla yapılmaktadır. Madencilikte jeoistatistik tekniklerin<br />
kullanılmasındaki gelişmeler modelleme çalışmalarının temelini oluşturmuştur<br />
(Griffin, 1997).<br />
Maden işletmelerinde, bilgisayar yardımıyla modelleme sonucunda, uygun üretim<br />
yöntemi seçimi birçok parametre göz önüne alınarak yapılmaktadır (Cummins, 1973;<br />
Hustrulid, 1982). Bu parametreler cevher geometrisi ve şekli (kalınlık, uzanım, eğim,<br />
derinlik vb.), rezerv miktarı, tenör ve tenör dağılımı, cevher-yan taş kontak durumu,<br />
242
jeolojik ve tektonik yapı, cevher ve yan kayaçların sağlamlık durumu, su durumu,<br />
yeryüzü koşulları ve ekonomik koşullar olmak üzere sıralanabilmektedir.<br />
Bu çalışmada Şırnak İli, Silopi İlçesi’nde bulunan Üçkardeşler ve Harbul (A ve B)<br />
Filonları’na ait, MTA tarafından yapılan sondajlara dayanarak, Micromine 11.0 paket<br />
programı ile asfaltit filonunun, üç boyutlu maden yatağı modellemesi yapılmış ve<br />
rezerv belirlenmiştir.<br />
2 İNCELEME SAHASININ TANITIMI<br />
Çalışma alanı, Şırnak İli, Silopi İlçesi, Besbin Köyü sınırları içindeki İR 2429 nolu<br />
ruhsat sahası olup, TKİ tarafından 1984 yılına kadar açık maden işletmeciliği<br />
yöntemi ile işletilmiş ve 1984 yılında Silopi bölgesinden 139.000 ton asfaltit üretimi<br />
yapılmıştır.<br />
<strong>Türkiye</strong>’deki asfaltit işletmeleri, 1978’de kesinleşen 2127 sayılı kanun uyarınca<br />
1979’da TKİ’ye geçmiştir. İşletme, Güneydoğu Anadolu Asfaltit ve Linyitleri<br />
İşletmesi (GAL) adını almıştır. 2002 yılında, hükümetin genel ekonomik politikaları<br />
doğrultusunda TKİ’nin Şırnak İli’nde bulunan faaliyetleri sona erdirilmiştir. Bunun<br />
üzerine TKİ, 63 adet asfaltit sahasının rödövans (kiralama) usulüyle özel sektör<br />
tarafından işletilmesine karar vermiştir. İlk etapta 14 adet asfaltit sahasının özel<br />
sektöre devredilmesi işlemlerine başlanmıştır (http://www.parkelektrik.com.tr, 2012).<br />
Üçkardeşler ve Harbul (A ve B) asfaltit filonları, 2003 tarihinde Ceytaş Madenciliğe<br />
2023 tarihine kadar rödevans karşılığı ihale ile vermiştir. Daha sonraki süreç<br />
içerisinde Ceytaş Madencilik, Park Elektrik Üretim Madencilik Sanayi ve Ticaret A.Ş<br />
bünyesine katılmıştır. Üçkardeşler ve Harbul (A ve B) asfaltit filonları şimdiki<br />
adıyla“Ciner Group” tarafından halen işletilmektedir.<br />
Üçkardeşler ve Harbul asfaltit filonları Güneydoğu Anadolu Bölgesi’nde Şırnak İli<br />
Silopi İlçesi’ne bağlı Besbin, Gitta, Beşiri köyleri sınırları içerisinde yer almaktadır.<br />
Yöredeki yerleşim yerleri, küçük köy ve mahallelerden oluşmaktadır. İnceleme<br />
alanında ise yerleşim yeri yoktur. En yakın yerleşim yeri sahanın doğusundaki Besbin<br />
Köyü’dür (Şekil 1).<br />
Çalışma alanı jeolojik olarak değerlendirildiğinde; Orta Miyosen-Üst Miyosen yaşlı<br />
Şelmo Formasyonu içinde yer almaktadır. Şelmo Formasyonu; çakıl taşı, kumtaşı,<br />
çamur taşı, karasal şelf, çökel kaya birimlerinden oluşmaktadır. Formasyon genel<br />
itibarıyla söz konusu sahalarda doğu-batı doğrultulu ve güney yönünde eğimli olup,<br />
eğim açısı 15 civarındadır (Işıger, 1973).<br />
Kil taşları, kumtaşları ve çakıl taşları bölgede birbiriyle yatay ve dikey geçişli olarak<br />
gözlenmekte ancak proje alanında daha düzenli bir istiflenme sunmaktadır. Bu<br />
istiflenmeye göre kil taşları en üstte, daha sonra kumtaşları ve en altta çakıl taşı<br />
bantları bulunmakta ve bu istif yinelenerek derine doğru devam etmektedir (Işıger,<br />
1973).<br />
243
Şekil 1. Çalışma alanı yer bulduru haritası.<br />
Asfaltitler 12 filon halinde olup Harbul, Silip, Üçkardeşler, Avgamasya, Milli,<br />
Karatepe, Seridahli, Nivekara, İspindoruk, Segürük, Rutkekurat ve Uludere Ortasu<br />
isimleriyle anılmakta olup, Şırnak İli’ne ait asfaltit rezervlerinin filonlara göre<br />
dağılımı Çizelge 1’de verilmektedir (Şengüler, 2007).<br />
Çizelge 1. Asfaltit filonlarının rezerv bilgileri (Şengüler, 2007).<br />
Saha Adı<br />
Görünür Muhtemel<br />
Rezerv (1000 ton)<br />
Mümkün Toplam Genel Toplam İşletilebilir<br />
Silopi Harbul 17.914 7.851 - 25.765 25.765 7.000<br />
Silopi Silip 3.071 1.335 - 4.406 4 406 -<br />
Silopi Üçkardeşler 9.472 10.881 - 20.352 20.352 -<br />
Avgamasya 7.481 673 - 8.154 8.154 7.000<br />
Milli 2.000 2.900 1.600 6.500 6.500 -<br />
Karatepe 500 2.000 2.500 5.000 5.000 -<br />
Seridahli 3.534 1.254 1.279 6.067 6.067 -<br />
Nivekara 300 1.000 700 2.000 2.000 -<br />
Ispindoruk 100 500 500 1.100 1.100 -<br />
Segürük 550 450 - 1.000 1.000 -<br />
Rutkekurat - - 1.000 1.000 1.000 -<br />
Uludere Ortasu 551 53 - 604 604 -<br />
TOPLAM 45.473 28.897 7.579 81.949 81.949 14.000<br />
244
3 SONDAJ VERİLERİNİN İNCELENMESİ<br />
Çalışma alanındaki sondajlı aramalara Harbul filonunun batı bölümünü kapsayan TKİ<br />
ruhsat sahasında, 1976 yılında başlanmıştır. Bu çalışmalar, 1978 yılındaki bir yıllık<br />
aradan sonra, 1979 yılında tekrar başlayarak 02.01.1985 tarihine kadar devam<br />
etmiştir. 1976 yılından, çalışmaların sona erdiği 02.01.1985 tarihi ne kadar, Silopi<br />
bölgesinde;<br />
• 9 adet sığ (228,25 m)<br />
• 24 adet dik (4.585,90 m)<br />
• 82 adet eğik (<strong>18.</strong>832,20 m) olmak üzere toplam 115 adet (23.646,35 m) sondaj<br />
yapılmıştır.<br />
Bu çalışma kapsamında modelleme ve rezerv hesaplamalarında kullanılmak üzere,<br />
yapılan bu sondajlara ait 56 adet sondaj bilgisine ulaşılmış olup filonlara göre<br />
dağılımı Çizelge 2’de verilmiştir (Işıger, 1985).<br />
Çizelge 2. Çalışma alanında yapılan sondajlar (Işıger, 1985).<br />
Sondaj<br />
Sığ Sondaj Dik Sondaj Eğik Sondaj<br />
Alanı Adet Metre Adet Metre Adet Metre<br />
Üçkardeşler 8 202,20 2 202,50 44 10.179,40<br />
Harbul (A) 1 26,05 7 1.366,15 35 8.174,20<br />
Harbul (B) --- --- 15 3.017,25 3 478,60<br />
3 MODELLEME VE REZERV HESAPLARI SONUCUNDA ELDE EDİLEN<br />
BULGULAR<br />
3.1 Sondaj Verilerinin Değerlendirilmesi<br />
Üçkardeşler ve Harbul (A ve B) asfaltit filonlarının modellenmesi için TKİ tarafından<br />
yapılan 115 adet sondajdan (54 adet Üçkardeşler filonunda, 58 adet Harbul<br />
filonunda) 56 adet sondaj kullanılmıştır. 59 adet sondaja ait verilerin zamanla<br />
geçerliliğini kaybettiği gözlenmiş (doğruluğu ispatlanamayacak şekilde yanlışlıklar<br />
fark edilmiş) ve hesaplama dışında bırakılmıştır. Sondaj modellemesine ait<br />
görünümler Şekil 2’de verilmiştir. Modellemeye esas alınan asfaltit kesen sondajların<br />
koordinat verileri Çizelge 3’de verilmiştir.<br />
Sondaj sapmalarının bazı kuyularda 16°’ye kadar çıktığı gözlenmiştir. Sapmanın<br />
formasyonun yumuşak veya sert olması, tabakalanma durumu, ilerleme sırasında<br />
kullanılan sondaj malzemesinin yıpranması ve deformasyonu, ilerleme şekli, karotlurokbit<br />
kullanılması, ilerleme hızı, baskı kuvveti vb. nedenlerden kaynaklandığı<br />
düşünülmektedir.<br />
3.2 Saha Verilerinin Değerlendirilmesi<br />
Elde edilen verilere dayanarak, sondajlarla sınırlandırılmış kesim için bir kaynak<br />
tahmini yapılmıştır. Yapılan ölçümler sonucunda, Gercüş formasyonu, yamaç molozu<br />
örtüsü, asfaltitte yapılan ilerlemeler, topografyanın ölçülmesi, vb veriler işlenip<br />
programa atılarak sahanın mevcut durumu belirlenmiştir (Şekil 3).<br />
245
3.3 Katı Modelleme ve Rezerv Bilgileri<br />
Şekil 2. Sondaj modellemesi.<br />
Rezerv tahmini sondaj verilerinin blok model yöntemine dayanılarak yapılmaktadır.<br />
Üçkardeşler ve Harbul (A ve B) asfaltit filonlarına ait sondaj verileri 1976 tarihinden<br />
1985 tarihine kadar yapılan sondajlara aittir.<br />
Veri tabanının istatistiksel analizi için interpolasyon yöntemi olarak “uzaklığın tersi<br />
ile ağırlıklandırma” (inverse distance weighting) ve “ordinary kriging” yöntemlerinin<br />
uygun olduğunun gösterilmesi gerekmektedir. Bu nedenle, kaynak tahmininde<br />
uzaklığın tersi (ID) ile ağırlıklandırma ve ordinary kriging metodu kullanılması<br />
gerekmektedir. ID metodu uzaklığın karesi ile ağırlıklandırma en güvenilir metod<br />
olarak kabul edilir. ID2 ile kaynak hesabına ek olarak karşılaştırma hesaplama<br />
güvenirliğini artırmak amacı ile ID3, ID4 ve ordinary kriging metodları kullanılarak<br />
ayrı kaynak tabloları da oluşturulması gerekmektedir. Uygulamada birbirine paralel<br />
25 adet düşey enine kesit yatağın üç boyutlu jeolojik modeli (solid) oluşturulması<br />
gerekmektedir. Bu amaçla asfaltit gövdesini sınırlandırmak için jeolojik eşik değer<br />
alınması gerekir. Numuneler ikişer metrelik kompozitler haline getirilerek ağırlıklı<br />
ortalama yöntemi ile kompozitlere değerleri atanması gerekir. Blok tenörleri veri<br />
tabanından seçilen 2 metre uzunluktaki kompozitler kullanılarak belirlenmesi<br />
gerekmektedir.<br />
Hesaplamalar sırasında sondaj aralıkları numune sıklığı ve variogram analizleri<br />
sonuçlarına göre blok boyutları 20 m (x) X 20 m (y) X 20 m (z) olarak; blokların<br />
uzunluk, genişlik, kalınlık ve koordinat aralıkları Çizelge 4’de görüldüğü gibi<br />
ayarlanmıştır.<br />
246
Çizelge 3. Modellemeye esas alınan asfaltit kesen sondajların koordinat verileri.<br />
247
Şekil 3. Üçkardeşler ve Harbul (A ve B) asfaltit filonları topografya ve cevher plan<br />
görünüşü.<br />
Çizelge 4. Çalışma alanına ait, blok uzunluk, genişlik, kalınlık ve koordinat aralıkları.<br />
Blok Merkezi (Başlangıç) Aralık (m) Blok Sayısı (Adet)<br />
248<br />
Blok Merkezi<br />
(Bitiş)<br />
Doğu 288000 20 141 290800<br />
Kuzey 4133800 20 61 4135000<br />
RL<br />
(Yükselti)<br />
700 20 31 1300<br />
Yukarıda açıklandığı şekilde muhtemel ve muhtemel + mümkün kaynaklara göre ayrı<br />
ayrı oluşturulmuş üç boyutlu yatak modellerinin plan görünümü blok modellerden<br />
hazırlanan enine (yatağın doğrultusuna dik) ve boyuna (yatağın doğrultusuna paralel)<br />
düşey kesitlerden elde edilmektedir. Kesit oluşturma işlemi, Micromine 11.0’de<br />
verilerin alımı (import) ve sayısallaştırma işlemleri bittikten sonra üç boyutlu görülen<br />
sondajların ve topoğrafyanın isteğe bağlı olarak dikey olarak her seviye aralığında<br />
(level-kot-deniz seviyesinden yükseklik) kesitleri alınarak cevher bloğu için<br />
yapılacak modellemeye temel oluşturur. Kesit almada önemli kavramlardan biri de<br />
alınacak kesitin yönüdür. Kesitin yönü de isteğe bağlı olarak değişebilir ve genellikle<br />
cevherin yataklanmasına bağlı kalınarak yani cevherin yönüne göre alınır.<br />
Kaynak tahminleri oluşturulan üç boyutlu jeolojik modellerle (solids) sınırlıdır. Daha<br />
açık ifadeyle tahminde kullanılan etki mesafelerinin ötesindeki kaynaklar dışarıda<br />
bırakılmaktadır. Sınıflandırmada başlıca; 2 metrelik kompozitlerin bloğa uzaklığı ve<br />
kalori atamasında kullanılan sondaj sayısı ele alınmaktadır. Tenörü, kendisine en az
iki sondajla tahmin edilen bir blok “muhtemel kaynaklar”, kalorisi en az bir sondajla<br />
tahmin edilen bir blok “mümkün kaynaklar” olarak nitelendirilmektedir.<br />
Uygulamada elde edilen asfaltit rezervlerine ilişkin cevher kütlerinin duruşları<br />
(modellemeleri) Şekil 4, Şekil 5 ve Şekil 6’da, hesaplanan rezervlere ait bilgiler ise<br />
Çizelge 5’de verilmiştir.<br />
Şekil 4. Üçkardeşler asfaltit filonu cevher ve sondaj görünüşü.<br />
249
Şekil 5. Harbul A asfaltit filonu cevher ve sondaj görünüşü.<br />
Şekil 6. Harbul B asfaltit filonu cevher ve sondaj görünüşü.<br />
250
Çizelge 5. Üçkardeşler ve Harbul (A ve B) ve filonlarında hesaplamalar sonucunda<br />
elde edilen ocaklara ait görünür rezerv (Işıger, 1985).<br />
Ocak Adı Tipi Hacim (m 3 ) Miktar (ton)<br />
Birim Hacim (Özgül) Ağırlık<br />
(ton/m 3 )<br />
Üç kardeşler Cevher 10.110.274,16 14.154.383,83 1,40<br />
Harbul A Cevher 8.408.609,04 11.772.052,66 1,40<br />
Harbul B Cevher 1.854.474,24 2.596.263,93 1,40<br />
Toplam 20.373.357,44 28.522.700,42 1,40<br />
5 SONUÇLAR<br />
Bu çalışma kapsamında, TKİ tarafından yapılan 56 adet sondaj verisi üzerinden<br />
Micromine 11.0 programı kullanılarak Üçkardeşler ve Harbul (A ve B) filonları katı<br />
modellemesi ve rezerv değerlendirmesi yapılmıştır.<br />
Çalışma kapsamında 56 adet sondaja dayanılarak asfaltit filonunun cevher<br />
görünümleri modellenmiştir. Gerçekleştirilen hesaplamalar ile; yoğunluğu 1,4 t/m 3<br />
olan Üçkardeşler filonu için 14.154.383,83 ton; Harbul A filonu için, 11.772.052,66<br />
ton ve Harbul B filonu için 2.596.263,93 ton olmak üzere toplam 28.522.700,42 ton<br />
görünür asfaltit rezervi tespit edilmiştir.<br />
Harbul ve Üçkardeşler asfaltit filonlarının MTA tarafından (Işıger, 1985) görünür<br />
rezervi 27.386.000 ton olarak ve görünür+muhtemel+mümkün rezervi 46.117.000 ton<br />
olarak rezerv tespiti (ortalama kalorisi 5.505 Kcal/kg) yapılmıştır. Bu çalışmada<br />
asfaltitin görünür rezervi 28.522.700,42 ton olarak hesaplanmıştır. Bu rakamsal<br />
benzerlik hesaplamaların tutarlılığını ortaya çıkarmaktadır.<br />
Eldeki yerüstü jeoloji verileri, kuzeybatıdaki birkaç mostranın yansıttığı küçük bir<br />
kesimin dışında, Üçkardeşler ve Harbul (A ve B) yatağının hemen hemen tamamını<br />
temsil etmektedir. Bu bakımdan yapılacak aramalarla yatağın boyutlarından<br />
genişlemeye bağlı ek kaynaklar bulunması olasılığının olacağı düşünülmektedir.<br />
Mevcut veri yoğunluğunun yatağın değişkenliğine göre yetersiz kaldığı (özellikle<br />
Üçkardeşler), kaynak tahmini yapılan filon içinde arama boşlukları (etki mesafeleri<br />
ötesindeki filon kesimleri) kaldığı anlaşılmaktadır.<br />
Mümkün kaynaklar diye sınıflandırılan kaynakların ve sözü edilen arama<br />
boşluklarında beklenen kaynakların uygun şekilde sınırlandırabilmek ve güvenilir<br />
kalori tahminleri yapabilmek için ek sondajların (sıklaştırma sondajlarının) yapılması<br />
gerekmektedir. Önerilen bu sondajlarla ulaşılabilecek veri yoğunluğu ile daha<br />
güvenilir kaynak tahminleri yapılabileceği gibi kaynak artışı da sağlanabilecektir.<br />
Yapılmış olan sondajlarda geçilen asfaltit filonlarının kalınlıklarının kısa mesafelerde<br />
büyük değişiklikler sergilediği sondajlar arasında asfaltit seviyelerinin kalınlık<br />
yönüyle derinleştirilmesinde zorluklar olduğu görülmüştür. Derinleştirmelerin daha<br />
sağlıklı yapılabilmesi için sıklaştırma sondajlarının yapılmasının gerekli olduğu<br />
düşünülmektedir.<br />
251
KAYNAKLAR<br />
Cummıns, A. B., 1973. SME Mining Engineering Handbook, The American Institute <strong>of</strong> Mining,<br />
Metallurgical and Petroleum Eng., New York.<br />
Çakır B. ve Kılıç A.M., 2011. Silopi (Harbul-Üçkardeşler) Asfaltit Filonunun Micromine<br />
Madencilik Tasarım Programı Kullanılarak İncelenmesi”, Ç.Ü. Fen ve Mühendislik Bilimleri<br />
Dergisi, 25 (2): 92-101.<br />
Çakır B., 2011. Silopi (Harbul-Üçkardeşler) Asfaltit Yatağı Açık İşletmesinin Micromine<br />
Madencilik Tasarım Programı Kullanılarak Modellenmesi, Çukurova Üniversitesi,, Fen<br />
Bilimleri Enstitüsü, Maden Mühendisliği Anabilim Dalı, Yüksek Lisans Tezi, Adana, 116s.<br />
Ergin H., Kırmanlı C., Erdoğan T., 1998. Yeni Bilgisayar Teknikleri İle Kaliteye Bağlı Olarak<br />
Sınıflandırılmış <strong>Kömür</strong> Rezervlerin Belirlenmesi, TMMOB Maden Mühendisleri Odası,<br />
Madencilik Dergisi, 37 (4): 13-22.<br />
Fairfield, J., D., Leigh, R., W., 1969. A Computer Program for the Design <strong>of</strong> Open Pits. In: Proc.<br />
7th International Symposium on Operations Research and Computer Applications in the Mineral<br />
Industries, Q Colorado School Mines, Colorado (ABD), 61 (3): 329-340.<br />
Griffin, P., 1997. Practical Computer Modelling and Planning <strong>of</strong> Mineral Reserves, Mine Planning<br />
and Equipment Selection, s. 675-679.<br />
http://www.parkelektrik.com.tr, asfaltit_uretimi.html, 2012.<br />
Hustrulıd, W.A., 1982. Underground Mining Methods Handbook, SME, USA.<br />
Işıger, T., 1973. Güneydoğu Anadolu Bölgesinde Asfaltit Aramalarına Ait Ön Rapor M.T.A. Rap.<br />
No: 6199.<br />
Işıger, T., 1985. Mardin, Silopi, Harbul ve Üçkardeşler Filonlarına Ait Jeoloji Raporu, M.T.A. Rap.<br />
No:1756.<br />
James, W., R., 1966. Fortran IV Program Using double Fourier Series for Surface Fitting <strong>of</strong><br />
Irregularly Spaced Data. Computer Contributions 5, State Geological Survey, The University <strong>of</strong><br />
Kansas, Lawrence, Kansas.<br />
Kılıç, Ö. ve Kılıç, A.M., 2008. Mersin İli Maden Kaynakları ve Madencilik Açısından Önemi,<br />
Mersin Sempozyumu <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, Mersin, 321-337.<br />
Seyhan, I., 2000. Doğu ve Güneydoğu Anadolu'nun Kalkınması İçin Önemli Olan Maden Yatakları,<br />
MTA Raporu, yayımlanmamış, Ankara,<br />
www.maden.org.tr/resimler/ekler/75f9820626f5bc0_ek.pdf, Mart 2012.<br />
Şengüler, İ., 2007. Ülkemiz Enerji Bütünlemesinde Linyit ve Termik Santraller, TMMOB Makine<br />
Mühendisleri Odası, II. Çevre ve Enerji <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, İstanbul, 121-126.<br />
252
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
AFŞİN-ELBİSTAN LİNYİT SAHASI ÇÖLLOLAR<br />
SEKTÖRÜNÜN NETPRO/MINE İLE REZERV<br />
DAĞILIMININ İNCELENMESİ<br />
INVESTIGATION OF RESERVE DISTRIBUTION OF THE<br />
ÇÖLLOLAR SECTOR IN AFŞİN-ELBİSTAN LIGNITE FIELD BY<br />
THE NETPRO/MINE<br />
Derya Arıöz, Ali Can Özdemir, Ahmet Dağ *<br />
Çukurova Üniversitesi, Maden Mühendisliği Bölümü, Adana<br />
ÖZET Madencilik ilk yatırım maliyeti yüksek ve riskli bir faaliyettir. Bu nedenle, maden işletme<br />
planları oldukça önem arz etmektedir. Planlama aşamasında hesaplamaların güvenilir bir şekilde<br />
yapılabilmesi için öncelikle maden yatağının doğru bir şekilde modellenmesi gerekir. Günümüzde,<br />
değişik teknikler kullanarak modelleme yapabilen bilgisayar yazılımları mevcuttur. Bu<br />
yazılımlardan bir tanesi de ulusal kaynaklı ve yeni geliştirilmiş olan Netpro/Mine yazılımıdır. Bu<br />
çalışmada, Netpro/Mine programı ülkemizin önemli linyit rezervlerinden birine sahip olan Afşin-<br />
Elbistan linyit havzasındaki Çöllolar sahasına uygulanarak, kömür yatağına ait yüzey, katı ve blok<br />
modeller elde edilmiş ayrıca jeoistatistiksel yöntemler ile de detaylı rezerv tahminleri yapılmıştır.<br />
ABSTRACT Mining is a high investment and risky activity. For this reason, mining plans are very<br />
important. To make optimum mining plans first the ore deposit must be modeled at the right way.<br />
Nowadays there are computer s<strong>of</strong>twares which can make models with use <strong>of</strong> different techniques.<br />
One <strong>of</strong> these s<strong>of</strong>twares is the Netpro/Mine which is the national resource and developed recently. In<br />
this study, the Netpro/Mine program has been applied to the Çöllolar area which belongs to the<br />
lignite basin <strong>of</strong> Afşin-Elbistan and is one <strong>of</strong> the most important lignite reserves <strong>of</strong> our county.<br />
Surface, solid and block models <strong>of</strong> the coal deposit have been obtained and detailed reserve<br />
estimations have been carried out by the geostatistical methods.<br />
* ahmdag@cukurova.edu.tr<br />
253
1 GİRİŞ<br />
Ülkemiz linyit yatakları içinde en büyük potansiyele sahip Afşin-Elbistan Linyit<br />
Havzası düşük ısıl değerlerine rağmen önemli enerji hammaddesi kaynaklarındandır.<br />
Afşin-Elbistan Linyit Havzası, diğer linyit sahalarına göre daha ekonomik örtü/linyit<br />
oranı ile öncelikle değerlendirilmesi gereken saha olma özelliğine sahiptir (Ural ve<br />
Onur, 2000).<br />
Afşin-Elbistan yöresinde bulunan düşük kalorili linyit kömürünün ekonomiye<br />
kazandırılması ve elektrik enerjisi üretimi amacıyla 1984 ve 2004 yıllarında üretime<br />
başlayan iki adet termik santral kurulmuş ve toplam üretimi 116 milyar KW/s’i geçen<br />
elektrik enerjisi üretilmiştir. Her iki santralin ülke ekonomisine 16 milyar TL’nin<br />
üzerinde bir katkı sağladığı tahmin edilmektedir (EÜAŞ, 2012). Bu ölçüde büyük bir<br />
elektrik üretim potansiyeline sahip Afşin-Elbistan havzasındaki kömürün etkin bir<br />
şekilde değerlendirilerek ülke ekonomisine kazandırılması, enerji yatırımlarının bir<br />
plan ve program dahilinde yapılması, linyit kaynaklarının verimli bir şekilde<br />
kullanılması gerekmektedir.<br />
Bu çalışma, Netpro/Mine madencilik yazılımı ile Afşin-Elbistan Havzası Çöllolar<br />
(B) Sektörü maden yatağının karotlu sondaj loglarından alınan veriler kullanılarak<br />
bir veri tabanının oluşturulmasını, verilerilere kompozitleme işleminin<br />
uygulanmasını, kömür zonlarının yüzeylerinin, katı ve blok modellerinin<br />
oluşturulmasını, kapsamlı variogram analizleri yapılarak deneysel ve teorik<br />
yarıvariogram modelleri ve parametrelerin belirlenmesini, belirlenen teorik<br />
variogramların güvenirliğinin test edilmesini, kriging tahmin yöntemi ile kalori<br />
kestirimlerini, ayrıntılı rezerv hesaplamalarını ve kömür kalite dağılım haritalarının<br />
elde edilmesini içermektedir.<br />
1.1 Çalışma Alanı<br />
Afşin-Elbistan linyit havzası Kahramanmaraş İline bağlı Afşin ile Elbistan İlçelerinin<br />
kuzeyinde bulunmaktadır ve yaklaşık 120 km 2 'lik alanı kapsamaktadır. <strong>Türkiye</strong> linyit<br />
rezervlerinin yaklaşık %46’sını oluşturan toplam 3,35 milyar ton linyit bulunduğu<br />
tahmin edilmektedir (DPT, 2006). Rezerv konumunu belirlemek için linyit sahası,<br />
Kışlaköy (A), Çöllolar (B) ve Afşin (C) adı verilen üç ana sektör ile D, E ve F<br />
sektörlerine bölünmüştür. Afşin-Elbistan linyit havzasının Kahramanmaraş İli<br />
içindeki genel konumu Şekil 1’de verilmiştir. Çalışma alanı 1/25000 ölçekli Afşin L<br />
38 a4 paftasında yer alır. İşletme sahası, Kahramanmaraş’a bağlı Afşin İlçesinin<br />
Kuzeydoğusu’nda, ilçe merkezine 15 km uzaklıktadır.<br />
1.2 Çalışma Alanının Genel Jeolojisi<br />
Afşin-Elbistan Havzası Alp Orojenezi sonunda Toros Dağları’nın yükselmesi<br />
sırasında oluşmuş kapalı bir havza olup, jeoitten ortalama 1150 m yüksekliktedir.<br />
Sahanın tabanını Permo-Karbonifer yaşlı kireçtaşları oluşturmaktadır. Sahanın<br />
Kuzeydoğu ve Doğusunda yer alan Kızıldağ; pembemsi, beyazımsı kristalize<br />
kireçteşlarından oluşmuş olup üst Kretase yaşlıdır. Havzada daha çok Neojen yaşlı<br />
formasyonlar yeralmaktadır. Havzanın batı kesimindeki linyit formasyonu da bu<br />
zamanda meydana gelmiştir (Öztürk, 1994).<br />
254
AFŞİN<br />
D SEKTÖRÜ<br />
C SEKTÖRÜ<br />
ALEMDAR<br />
B Termik<br />
Santrali A Termik<br />
Santrali<br />
ÇOĞULHAN<br />
Çöllolar Dış<br />
Döküm Sahası<br />
ÇÖLLOLAR<br />
SEKTÖRÜ<br />
Şekil 1. Çalışma alanının yer bulduru haritası.<br />
2 SONDAJ VERİLERİNİN DEĞERLENDİRİLMESİ<br />
Çalışma sahasında daha önce yapılmış olan toplam 215 adet karotlu sondajlara (Şekil<br />
2) ait bilgiler kullanılmıştır. Kazılabilir en küçük kalınlık 0,3 m olarak<br />
düşünülmüştür. Bu nedenle kalınlığı 0,3 m’den küçük olan ara kesmeler kömüre<br />
dahil edilmiştir. Mevcut karot verilerinde giriş çıkış arasında bir çok ara kesme<br />
olmasına rağmen kömür tek bir damar (kom) olarak ifade edilmiştir (Şekil 3a). Bu<br />
0<br />
255<br />
Hurman Çayı<br />
2 km<br />
KIŞLAKÖY<br />
SEKTÖRÜ<br />
E SEKTÖRÜ<br />
4 km<br />
ÖLÇEK<br />
6 km<br />
W<br />
N<br />
S<br />
E<br />
8 km 10 km
durum yüzey, en kesit ve katı modelleme çalışmalarında sorun oluşturmasından<br />
dolayı kömür damarı, kalınlık ve ısıl değerlerine göre kom1, kom2, kom3, kom4 ve<br />
kom5 olarak yeniden isimlendirilmiştir (Şekil 3b). Rezerv kestiriminde kullanılmak<br />
üzere kuyu logu 2,5 m aralıklara bölünerek kompozit veriler elde edilmiştir.<br />
Kuzey(m)<br />
Ara Kesme<br />
4247550<br />
4246550<br />
4245550<br />
4244550<br />
4243550<br />
4242550<br />
4241550<br />
4240550<br />
322000<br />
323000<br />
324000<br />
325000<br />
256<br />
326000<br />
Doğu(m)<br />
Şekil 2. Sondaj lokasyonlarının dağılım haritası<br />
kom<br />
Ara Kesme<br />
kom<br />
Ara Kesme<br />
kom<br />
(a) (b)<br />
Kom/Kom1<br />
Kom2<br />
Şekil 3. Sondajlara ait litoloji görünümü a) Orijinal litoloji, b) Düzenlenmiş litoloji.<br />
327000<br />
328000<br />
329000<br />
kom1<br />
Ara Kesme<br />
kom2<br />
kom3<br />
Ara Kesme<br />
kom4<br />
kom5<br />
Kom3 Kom4 Kom5
3 YÜZEY VE KATI MODELLEME<br />
Kullanılan bilgisayar programı ile en yakın komşu, mesafenin tersi ağırlık alınarak<br />
ağırlıklı ortalama ve Kriging yöntemleriyle damarların üst, orta, alt ve en alt<br />
yüzeyleri kolaylıkla oluşturulabilmektedir. Katı model oluşturabilmek amacıyla her<br />
bir kömür zonu için üst ve alt yüzeyler yazılımın damar yüzeyi oluştur operatörü ile<br />
ile elde edilmiştir. Sadece ilk kömür zonu için elde edilen alt ve üst yüzey Şekil 4’de<br />
gösterilmiştir.<br />
Şekil 4. Alt ve üst yüzey görünümü.<br />
Yüzeyler arası katı modelleme tekniği ile daha önce elde edilmiş olan yüzeylerden<br />
faydalanılarak katı modeller oluşturulabilmektedir. <strong>Kömür</strong> giriş için elde edilen<br />
yüzey (Kom1 üst yüzey) ile çıkış için elde edilen yüzeylerden (Kom5 alt yüzey) elde<br />
edilen katı model hem kömürü hem de arakesmeleri içermektedir (Şekil 5a).<br />
Arakesmeleri katı modele dahil etmemek için her bir kömür zonu için ayrı ayrı katı<br />
modeller oluşturulmuştur (Şekil 5b). Arakesmeler dahil katı model hacim değeri<br />
954083231,296 m 3 iken arakesmeler hariç katı model hacim değeri 836389332,396<br />
m 3 olduğu görülmüştür. Katı model içerisine arakesmeler dahil olduğu zaman rezerv<br />
tahminlerinin hatalı olacağı için arakesmeler dahil edilmemiş olan katı model<br />
kullanılmıştır.<br />
(a) (b)<br />
Şekil 5. Katı model görünümü a) Arakesmeler dahil, b) Arakesmeler hariç.<br />
257
4 BLOK MODELLEME<br />
Bir cevher kütlesinin blok modeli, cevher kütlesinin (katı modelin) soyut küçük<br />
bloklara bölünmesiyle elde edilir. Bu blokların boyutları belirlenirken, tenör<br />
değişimi, jeolojik devamlılık, makine kapasiteleri, şev stabilitesi ve bilgisayarın veri<br />
depolama sınırı gibi faktörler göz önüne alınır (Mert, 2004). Denemeler sonunda en<br />
düşük tahmin hatasını veren blok boyutu olan, 100x100x2,5 m değeri çalışmamızda<br />
kullanılmıştır. Elde edilen blok modelin üç boyutlu görünümü Şekil 6’da örnek<br />
olarak verilmiştir.<br />
Şekil 6. Üç boyutlu blok model görünümü.<br />
5 ISIL DEĞER KESTİRİMİ İÇİN YARIVARİOGRAM ANALİZİ<br />
Jeoistatistikte, yöresel değişkenin değerleri arasındaki farkın uzaklığa bağlı<br />
değişimleri variogram fonksiyonu ile ortaya konulur. Variogram fonksiyonu ise<br />
tesadüfi değişkenin değerleri arasındaki farkın varyansı şeklinde ifade edilir (Çetin,<br />
1996). Yarıvariogram davranışlarını anlamak ve anizotropi testi için yönlü (0°, 90°,<br />
45°,135°) yarıvariogramlar birlikte değerlendirilmelidir. Şekil 7’de verilen deneysel<br />
yarıvariogramlar incelendiğinde yatakta ısıl değer değişkeni için geometrik ve zonal<br />
anizotropi olmadığı görülmektedir. Yarıvariogram analizinde, en uygun model ve<br />
parametreler seçilerek deneysel yarıvariogram modeli fonksiyonel olarak<br />
belirlenmiştir. Mesafe ve yöne bağlı ısıl değer ilişkisinin fonksiyonunu<br />
belirleyebilmek için elde edilen deneysel yarıvariogram yapısına karşılık teorik<br />
yarıvariogram modellerinden biri uydurulmuştur. Yatay ve düşey yönde çiftler<br />
arasındaki ilişkiyi en iyi küresel tip modelin temsil ettiği görülmüştür (Şekil 8-9).<br />
258
(a) (b)<br />
(c) (d)<br />
Şekil 7. Isıl değer için deneysel yönlü yarıvariogram a) Doğrultu=0 o ,<br />
b) Doğrultu=45 o , c) Doğrultu=90 o , d) Doğrultu=135 o<br />
Şekil 8. Isıl değer (kcal/kg) değerlerin deneysel ve teorik yatay yarıvariogram.<br />
259
Şekil 9. Isıl değer (kcal/kg) değerlerin deneysel ve teorik düşey yarıvariogram<br />
Yatay ve düşey yönde belirlenen yarıvariogram ve parametreleri Çizelge 1-2’de<br />
verilmiştir.<br />
Çizelge 1. Yatay yöndeki ısıl değer (kcal/kg) teorik yarıvariogram modeli ve<br />
parametreleri.<br />
Deneysel Yarıvariogram Teorik Yarıvariogram<br />
Doğrultu Eğim Tolerans<br />
Açısı<br />
Bant<br />
Genişliği<br />
Model<br />
Kontrolsüz<br />
Etki<br />
Eşik<br />
Değer<br />
Etki<br />
Mesafesi<br />
0 o 0 o 13 o 0 Küresel 5000 290000 850<br />
Çizelge 2. Düşey yöndeki ısıl değer (kcal/kg) teorik yarıvariogram modeli ve<br />
parametreleri.<br />
Deneysel Yarıvariogram Teorik Yarıvariogram<br />
Doğrultu Eğim Tolerans<br />
Açısı<br />
Bant<br />
Genişliği<br />
Model Kontrolsüz<br />
Etki<br />
260<br />
Eşik<br />
Değer<br />
Etki<br />
Mesafesi<br />
0 o -90 o 2 o 2 Küresel 5000 235000 20<br />
Yarıvariogram analizi sonucunda elde edilen yarıvariogram modellerinin doğruluğu<br />
çapraz doğrulama tekniği ile belirlenir. Bu test sırasında, sahadaki bir gerçek değer<br />
silinir, komşu parametreler yardımıyla ve yarıvariogram modeli parametreleri<br />
kullanılarak o noktada bir tahmin yapılır. Her bir nokta için bu işlemler<br />
gerçekleştirilir. Sonuçta her noktadaki gerçek değerlerle tahmin edilmiş değerler<br />
karşılaştırılır. Bu işlem diğer veriler içinde tekrarlanarak, elde edilen tahmin hataları<br />
o tahmine ait kriging standart sapma değerine bölünür ve indirgenmiş hatalar elde<br />
edilir. İndirgenmiş hataların ortalamasına ve kareler ortalamasına bakılarak analiz<br />
gerçekleştirilir. Aşağıdaki kriterleri sağlayan yarıvariogram model ve parametreleri,<br />
kestirimde kullanılmak için uygundur.<br />
- İndirgenmiş hataların beklenen değerlerinin 0’a ve varyansları da 1’e yakın olup<br />
olmadığına veya 1 2 2/<br />
N sınırları arasında kalıp kalmadığına bakılmalıdır<br />
(Çetin ve Kırda, 2003).
- Diğer bir karar verme tekniği ise, gerçek değerlerin, kestirilen değerler<br />
üzerindeki doğrusal regresyonu orijinden geçen 45 derece eğimli bir doğru<br />
olmasıdır. Bu koşullu yansızlık olarak bilinir.<br />
- Kestirim hatalarının kareler ortalaması, kriging varyanslarının ortalamasına eşit<br />
ya da küçük olmalıdır, E 2
nedenle jeoistatistik, istatistiksel olarak diğer tahmin yöntemlerine göre daha az hata<br />
üreten bir yöntemdir.<br />
Belirlenen yarıvariogram fonksiyonları ve kriging arama elipsoidi parametreleri<br />
kullanılarak 5 ayrı zonda oluşturulan katı model içerisindeki blokların ısıl değerleri<br />
ordinary kriging yöntemi ile tahmin edilmiştir. Tüm rezerv hesaplamalarında kömür<br />
yoğunluğu 1,2 ton/m 3 olarak alınmıştır (Mert, 2010). Verilere bağlı olarak ısıl değer<br />
ve tonaj eğrisi Şekil 11’de verilmiştir. Bu grafik hangi ısıl değerde sahada ne kadar<br />
kömür rezervi olduğunu ve belirli bir ısıl değerin üzerindeki ortalama ısıl değeri<br />
göstermektedir. Çöllolar sahasında sınır kalori değerin (750 kcal/kg) üzerindeki<br />
kömür rezervi 580528237,5 ton, ortalama ısıl değeri ise 1014 kcal/kg olarak<br />
belirlenmiştir.<br />
Şekil 11. Isıl değer-tonaj eğrisi.<br />
7 TEMATİK HARİTALARIN DÜZENLENMESİ<br />
Kriging ile her bir zon için elde edilen blokların ısıl değer tahminlere göre istenilen<br />
ısıl değer aralığında sahanın plan görünüşlerine ait tematik haritalar elde edilmiştir.<br />
Kom2 zonu için elde edilen tematik harita örnek olarak verilmiştir (Şekil 12). Ayrıca<br />
her bir zona ait bilgiler de Çizelge 3-4’te topluca verilmiştir.<br />
262
4246000<br />
4244000<br />
4242000<br />
KOM1<br />
KOM2<br />
KOM3<br />
323000 325000 327000 329000<br />
Şekil 12. Kom2 zonuna ait tematize edilmiş blokların ısıl değer dağılım haritası<br />
Çizelge 3. Kom1, Kom2 ve Kom3 için ısıl değer dağılım tablosu.<br />
Kalori<br />
(kcal/kg)<br />
Hacim (m 3 ) Tonaj (ton)<br />
Hacim<br />
(%)<br />
0-500 54823117 65787741 33,30<br />
500-1000 56994891 68393869 34,62<br />
1000-1500 51484387 61781264 31,27<br />
1500-2000 1344020 1612823 0,82<br />
Toplam 164646414 197575697<br />
0-500 26356965 31628358 15,96<br />
500-1000 99447203 119336644 60,22<br />
1000-1500 39338852 47206622 23,82<br />
1500-2000 0 0 0<br />
Toplam 165143020 198171623<br />
0-500 21885918 26263102 13,24<br />
500-1000 101090359 121308431 61,15<br />
1000-1500 42335266 50802319 25,61<br />
1500-2000 2426 2911 0<br />
Toplam 165313969 198376763<br />
263<br />
0-500 kcal/kg<br />
500-1.000 kcal/kg<br />
1.000-1.500 kcal/kg<br />
1.500-2.000 kcal/kg<br />
Ortalama<br />
Kalori (kcal/kg)<br />
706,32<br />
769,51<br />
795,22
KOM4<br />
KOM5<br />
Çizelge 4. Kom4 ve Kom5 için ısıl değer dağılım tablosu.<br />
Kalori<br />
(kcal/kg)<br />
Hacim (m 3 ) Tonaj (ton)<br />
Hacim<br />
(%)<br />
0-500 19952117 23942541 12,14<br />
500-1000 102352152 122822583 62,29<br />
1000-1500 41971863 50366236 25,54<br />
1500-2000 3593 43116 0,02<br />
Toplam 164312063 197174475<br />
0-500 25980566 31176680 15,28<br />
500-1000 96083777 115300533 56,51<br />
1000-1500 47619727 57143672 28,01<br />
1500-2000 330684 39682 0,19<br />
Toplam 170014754 204017705<br />
8 SONUÇLAR<br />
264<br />
Ortalama<br />
Kalori (kcal/kg)<br />
795,89<br />
789,34<br />
Afşin-Elbistan Çöllolar (B) sahasına ait sondaj verileri ile bilgisayar programı<br />
yardımıyla sondaj verilerinin değerlendirilmesi ve düzenlenmesi, yüzey oluşturma,<br />
katı modelleme, blok modelleme, yarıvariogram analizi, çapraz doğrulama, rezerv ve<br />
kalite tahmini, tematik haritaların hazırlanması işlemleri uygulanmış ve yapılan<br />
çalışmanın sonuçları aşağıda özetlenmiştir.<br />
Her bir sondaj logundaki ara kesmelerin homojen olmaması nedeniyle hassas bir<br />
modelleme yapılamamış, bu problemin ortadan kaldırılması için sondaj logları<br />
kalınlık ve ısıl değerleri gözönünde bulundurularak 5 zon oluşacak şekilde yeniden<br />
düzenlenmiştir. Çeşitli kompozit uzunlukları denenmiş, orijinal verileri en iyi temsil<br />
eden kompozit uzunluğu olarak 2,5 m kullanılmıştır.<br />
Her zon için alt ve üst yüzeyler oluşturulmuş ve bu yüzeyler arasındaki katı modeller<br />
elde edilmiştir. Ayrı ayrı elde edilen 5 katı model birleştirilerek tek bir katı model<br />
oluşturulmuştur. Elde edilen bu katı modelin hacim değeri 836389332,396 m 3 olarak<br />
hesaplanmıştır. Çeşitli blok boyutları denenerek en düşük tahmin hatası ve sahayı en<br />
iyi temsil edecek şekilde optimum blok boyutları 100x100x2,5 m olarak<br />
belirlenmiştir.<br />
Cevherleşmenin maden yatağındaki yönlere göre ve ısıl değerin mesafeye göre<br />
değişimini belirlemek amacı ile yarıvariogram analizleri yapılmıştır. Dört ana yönde<br />
(0 o , 45 o , 90 o , 135 o ) yapılan analizlerde geometrik ve zonal anizotropiye<br />
rastlanılmamıştır. Isıl değerin mesafeye göre değişimini ifade eden hem düşey hem<br />
de yatay yönde deneysel yarıvariogramlar elde edilmiştir. Elde edilen deneysel<br />
yarıvariogramlara göre kriging aşamasında kullanılacak olan teorik modellerden<br />
küresel modelin uygun olduğu görülmüştür. Bu modele ait yarıvariogram<br />
parametreleri; nugget etki (Co), sill (Co+C1), etki mesafesi (a) belirlenmiştir. Bu<br />
değerler yatay yönde Co =5000, C=290000, a=850 m, düşey yönde ise Co=5000,<br />
C=235000, a=20 m dir.
Tahmin aşamasına geçmeden önce tahminde kullanılmak üzere belirlenen variogram<br />
model ve parametrelerin performanslarını tespit etmek için çapraz dogrulama testi<br />
yapılmıştır. Çapraz doğrulama testi sonucu korelasyon katsayısı r=0,942<br />
bulunmuştur. Bunun yanısıra ortalama hata değerinin 0’a yakın ve hata<br />
varyansınında 1’e yakın çıkması sonucu yarıvariogramın güvenilirliği ispatlanmıştır.<br />
Güvenirliği test edilen variogram parametreleri kullanılarak her bir zon için ayrı ayrı<br />
kriging tahminleri yapılmıştır. Her bir zon için elde edilen raporlardan yapılan<br />
değerlendirmeler sonucu kömür yatağının tamamını temsil eden ısıl değer-tonaj<br />
eğrisi çizilmiş, ortalama ısıl değerler belirlenmiştir. Çöllolar sahasında 750 kcal/kg<br />
ısıl değerinin üzerinde ortalama ısıl değer 1014 kcal/kg olan toplam 580 milyon ton<br />
rezerv tahmin edilmiştir.<br />
Bu çalışma ile elde edilen sahaya ait parametreleri belirlenmiş blok modeli ile açık<br />
işletme ve üretim planlamaları hassas bir şekilde yapılabilecektir.<br />
KATKI BELİRTME<br />
Bu çalışma Çukurova Üniversitesi Bilimsel Araştırma Fonu (Proje No:<br />
MMF2010BAP3) tarafından desteklenmiştir.<br />
KAYNAKLAR<br />
Çetin, M., 1996.Jeoistatistiksel Yöntem İle Nokta ve Alansal Yağışların Saptanması ve Stokastik<br />
Olarak Modellenmesi. Örnek Havza Uygulamaları, Çukurova Üniversitesi, Fen Bilimleri<br />
Enstitüsü, Doktora Tezi, Adana, 127 s.<br />
Çetin, M., ve KIRDA, C. 2003. Spatial and temporal changes <strong>of</strong> soil salinity in a cotton field<br />
irrigated with low-quality water, Journal <strong>of</strong> Hydrology, Volume 272, Issues 1-4, (p. 238-249).<br />
DPT 2006.Dokuzuncu Kalkınma Planı (2007-2013), Linyit Çalışma Grubu Raporu,<br />
http://plan9.dpt.gov.tr/oik41_madencilik/41madencilik_linyit.pdf.<br />
Ersoy, A., ve YÜNSEL, T., 2008. Maden Rezerv Hesapları Klasik ve Jeoistatistik Yöntemler, Nobel<br />
Kitabevi, Adana, 255 s.<br />
EÜAŞ 2012.http://www.euas.gov.tr/AfsinElbistanTermikA/Sayfalar/Tarihce.aspx.<br />
Mert, B.A., 2004. Jeoistatiksel Analiz Üzerine Bir Bilgisayar Programı: Antalya-Akseki-Kızıltaş<br />
Boksit Yatağına Uygulanması, Çukurova Üniversitesi, Fen Bilimleri Enstitüsü, Yüksek Lisans<br />
Tezi, Adana, 112 s.<br />
Mert, B.A., 2010. Afşin-Elbistan <strong>Kömür</strong> Havzasındaki Madencilik Faaliyetlerinde Coğrafi Bilgi<br />
Sistemleri ile Küresel Konumlama Sistemlerinin Kullanım Olanaklarının Araştırılması,<br />
Çukurova Üniveristesi, Fen Bilimleri Enstitüsü, Doktora Tezi, Adana, 323 s.<br />
Öztürk, T., 1994. AEL İşletmesi Kazı Sahasında Karşılaşılan Sert Kayaçların Kazı Yöntemlerinin<br />
İncelenmesi, İstanbul Teknik Üniversitesi, Fen Bilimleri Enstitüsü, Yüksek Lisans Tezi, İstanbul,<br />
72 s.<br />
Ural, S., ve ONUR, A.H., 2000. Afşin - Elbistan Linyitlerinin Termik Santralin Performansı<br />
Üzerindeki Etkileri, <strong>Türkiye</strong> 12. <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, (s-278-286), Zonguldak-<br />
Ereğli, <strong>Türkiye</strong>.<br />
Yörükoğlu, M., 1991. Afşin-Elbistan Projesi ve TKİ Kurumu AELİ Müessesesinde Madencilik<br />
Çalışmaları, Madencilik Dergisi, Sayı 3, (s.13-29).<br />
265
266
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
TÜRKİYE’DE ELEKTRİK ÜRETİMİNDE KÖMÜR<br />
KULLANIMININ STRATEJİK AÇIDAN<br />
DEĞERLENDİRİLMESİ<br />
EVALUATION OF STRATEGIC PERSPECTIVE OF THE USE<br />
OF COAL FOR ELECTRICITY GENERATION IN TURKEY<br />
Ahmet Mahmut Kılıç *<br />
Çukurova Üniversitesi, Maden Mühendisliği Bölümü, Adana<br />
Özen Kılıç<br />
Çukurova Üniversitesi, Maden Mühendisliği Bölümü, Adana<br />
ÖZET Enerji sadece yaşamın varlığı için değil, ekonomik büyüme için de can damarıdır. <strong>Türkiye</strong><br />
gelişmekte olan bir ülkedir. Bu nedenle elektrik enerjisi ihtiyacı sürekli olarak artış göstermektedir.<br />
Ülkemiz, önümüzdeki yıllarda enerji sektöründe kullanılabilir zengin kömür yataklarına sahiptir.<br />
<strong>Türkiye</strong>’nin elektrik enerjisi gereksinimi 2000 yılında 125 milyar kWh/yıl olurken bu 2011 yılında<br />
228.4 milyar kWh/yıl olmuş ve 2015 yılında ise 303.14 milyar kWh/yıl olması beklenmektedir. Bu<br />
noktada <strong>Türkiye</strong> Elektrik enerjisi ihtiyacının yerli kömür kullanımıyla karşılanması stratejik bir<br />
önem kazanmaktadır. Bu çalışma kapsamında <strong>Türkiye</strong> elektrik enerjisi ihtiyacına vurgu yapılmış ve<br />
elektrik enerjisi ihtiyacının karşılanmasında yerli kömürlerimizin stratejik önemi vurgulanmıştır.<br />
ABSTRACT Energy is not only a vital force for existence <strong>of</strong> life but also for economic growth.<br />
Turkey is a developing country. Therefore, the need for electrical energy has been increasing<br />
constantly. Turkey has rich domestic coal reserves using energy sector in recent years. Turkey's<br />
electric energy requirement was 125 billion kWh/year in 2000 and 228.4 billion kWh/year in 2011<br />
and will be expected 303.14 billion kWh/year in 2015. At this point, the use <strong>of</strong> domestic coal is<br />
gaining strategic importance for Turkey’s electricity demand. In this study, the need for electric<br />
energy in Turkey was indicated and the strategic importance <strong>of</strong> our locals coals was emphasized for<br />
electric energy requirement<br />
* kilicm@cu.edu.tr<br />
267
1 GİRİŞ<br />
Enerji dünyanın ve insan yaşamının en önemli olgusudur. Bununla birlikte, elektrik<br />
enerjisi de, insan hayatında tartışmasız bir yere sahip olmakla birlikte, önemli bir<br />
önceliğe sahiptir. Enerjinin bulunmadığı bir yaşam, günümüz dünyasında neredeyse<br />
mümkün değildir.<br />
Enerjinin, toplumların ekonomik gelişmeleri arkasındaki en önemli dinamiklerden<br />
biri olduğu sıklıkla dile getirilmektedir. Gerçekte, enerji ile ekonomik gelişme<br />
karşılıklı olarak birbirini etkilemektedir: Enerji kullanımındaki artış ekonomik<br />
gelişmeyi tetiklemekte, ekonomik gelişme ise enerji kullanımını arttırmaktadır. Söz<br />
konusu ilişki, yaklaşık 1.5 milyar insanın hala elektriğe erişemediği dünyamızda,<br />
enerji kullanımının her yıl biraz daha hızlı artmasına neden olmakta, enerjiye ilişkin<br />
konular, gerek küresel gerekse ulusal düzlemde gündemi giderek daha fazla işgal<br />
etmektedir (Tamzok, 2011).<br />
Bir ülkenin enerji ihtiyacı, nüfus, sosyal ve ekonomik gelişme düzeyi, sanayileşme,<br />
kentleşme ile birlikte teknolojik gelişmişlik gibi birçok sosyo-ekonomik faktöre bağlı<br />
olarak şekillenmektedir. Bu bağlamda, sosyo-ekonomik kalkınmanın en önemli<br />
girdilerinden biri olan elektrik enerjisinin zamanında, kaliteli ve yeterli miktarda,<br />
ekonomik şartlar ve çevre etkileri de dikkate alınarak temini de ülkeler açısından<br />
büyük bir önem taşımaktadır.<br />
Ülkelerin ekonomik ve sosyal gelişmelerine paralel olarak enerjiye olan talepleri<br />
hızla artmaktadır. Kabaca son yarım yüzyılda dünya nüfusu yaklaşık 2 kat artarken<br />
enerji talebi yaklaşık 6 kat artmıştır. Bunun anlamı kişi başına düşen enerji tüketimi<br />
yaklaşık 3 kat artmıştır. Artan bu talep enerji kaynaklarının daha çok önem<br />
kazanmasına neden olmuştur (Aydın, 2011).<br />
Uluslararası Enerji Ajansının tahminlerine göre 2009 yılında 12,13 milyar TEP (ton<br />
petrol eşdeğeri) olan dünya birincil enerji talebinin 2035 yılında, mevcut enerji<br />
politikaları ile devam senaryosuna göre %51 oranında artışla <strong>18.</strong>3 milyar TEP, yeni<br />
enerji politikaları ile devam edilmesi durumunda %40 oranında artış ile 16.96 milyar<br />
TEP ve atmosferdeki sera gazı emisyonlarının indirgenerek iklim değişikliğinin<br />
olumsuz etkilerinin azaltılmasının hedeflendiği senaryonun uygulanabilmesi<br />
durumunda %23 oranında artışla 14.87 milyar TEP’e ulaşması beklenmektedir<br />
(DEK-TMK, 2010).<br />
2011 yılı içinde dünya (ölçülebilir ve ticari) birincil enerji tüketimi 12 milyar TEP<br />
kadardır. Bunun yaklaşık %34.8 petrol, %29.3, kömür, %24.1 doğal gaz, %6.4 yeni<br />
ve yenilenebilir enerji, %5.4’ü ise nükleer enerjidir (IEA, 2011).<br />
1973 yılında elektrik üretiminde %38.3 oranında kullanılan kömürün payı 2009<br />
yılında %40.6’ya yükselmiştir. Aynı dönemde, doğalgazın elektrik üretimindeki payı<br />
%12.1’den %21.4’e çıkmış, petrolün payı ise %24.7’den %5.1 düzeyine gerilemiştir<br />
(Tamzok, 2011).<br />
268
Gelecek için yapılan enerji senaryoların tamamına göre 2035 yılında fosil yakıtlar<br />
(petrol, doğalgaz, kömür), hâkim kaynaklar olmaya devam etmekle birlikte enerji<br />
talebindeki payları azalacaktır. 2009 yılında dünya birincil enerji kaynaklarının<br />
%81’ini oluşturan fosil yakıtların 2035 yılındaki payı, mevcut enerji politikaları ile<br />
devam senaryosuna göre %80’e, yeni enerji politikaları ile devam senaryosuna göre<br />
%75’e ve sera gazı emisyonlarının azaltılmasının hedeflendiği senaryoya göre %62<br />
oranına düşecektir (IEA, 2011).<br />
Uluslararası Enerji Ajansının 2011 yılı son raporuna göre enerji sektörüne 2011-2035<br />
yılları arasında enerji sektörüne küresel ölçekte toplam 37.9 trilyon dolar yatırım<br />
yapılacağı tahmin edilmekte olup, enerji sektörleri bazındaki dağılımı aşağıda<br />
belirtildiği şekildedir. (IEA, 2011).<br />
16.9 trilyon dolarının elektrik sektörü (%58 üretim, %11 iletim ve %31 dağıtım),<br />
10 trilyon dolarının petrol sektörü (%87 arama ve üretim, %3 taşıma ve %10<br />
rafinaj),<br />
9.5 trilyon dolarının gaz sektörü (%71 arama ve üretim, %23 iletim ve dağıtım<br />
ve %6 sıvılaştırılmış doğalgaz),<br />
1.2 trilyon dolarının kömür sektörüne (%94 madencilik ve %6 taşıma) yapılması<br />
planlanmaktadır.<br />
<strong>Türkiye</strong>’de petrol ve doğal gaz dışındaki birincil enerji kaynaklarının tümü<br />
mevcuttur. Bu rezervler içerisinde ise kömür rezervlerinin önemli bir yeri vardır.<br />
Ülkemizde de bulunan birincil enerji kaynaklarının görünür, muhtemel ve mümkün<br />
rezerv miktarları Çizelge 1’de verilmektedir (ETKB, 2011).<br />
<strong>Türkiye</strong> enerji kaynakları değişik bir bakış açısı ile Çizelge 2’de verildiği şekilde bir<br />
sınıflamaya tabi tutulmuştur. Bu sınıflamada <strong>Türkiye</strong>’deki enerji kaynakları bilinen<br />
ve halen kullanılan enerji kaynakları, kullanılmaya yeni başlanılan enerji kaynakları<br />
ve gelecekte kullanılması muhtemel enerji kaynakları olmak üzere üçe bölüme<br />
ayırılmıştır (Kılıç, 2011).<br />
<strong>Türkiye</strong>’nin kaynaklar bazında 2011 yılı enerji üretimi, 29 TEP’dir. Bununun, %58’i<br />
kömür, %10 hidrolik enerji, %10 petrol ve doğal gaz, %16’sı gayri ticari enerji ve<br />
%6’sı ise diğer kaynaklardır. <strong>Türkiye</strong>’nin 2011 yılı enerji tüketimi 107 MEP (milyon<br />
ton petrol eşdeğeri)’dir. Bunun %31.5 Doğal gaz, %31.5 Petrol, %29.5 <strong>Kömür</strong> ve<br />
%7.5 Hidro ve Yenilenebilir ile karşılanmaktadır (DEK-TMK, 2011).<br />
Gerçekleştirilmiş olan bu çalışma kapsamında öncellikli olarak Dünyada ve<br />
<strong>Türkiye</strong>’de enerji verileri ile kömür kullanımına yer verilmiş, daha sonraki aşmalarda<br />
ise <strong>Türkiye</strong> elektrik enerjisi üretiminde kullanılan yerli kömür kaynaklarının önemi<br />
vurgulanmıştır.<br />
2. DÜNYADA VE TÜRKİYE’DE KÖMÜR<br />
2.1 Dünyada <strong>Kömür</strong><br />
Günümüzde Dünya kömür rezervlerinin petrol ve doğalgaza göre çok daha yeterli<br />
olduğu açık olan bir gerçektir. Dünya kömür rezervleri dünya üzerinde yer alan<br />
70’ten fazla ülke sınırları içerisinde yer almaktadır. 2010 yılı itibariyle Dünyanın<br />
269
toplam (görünür+muhtemel+mümkün) kömür rezervleri 826 milyar ton dur. Ülke<br />
bazında ABD 238 milyar ton olan kömür rezerviyle dünya kömür rezervlerinin<br />
%28.8’ine sahip iken Rusya %19, Çin %14, Avustralya %9.2, Hindistan % 7.1,<br />
Ukrayna % 4.1, Kazakistan %3.8, G. Afrika %3.7 diğer ülkeler ise %10.4’üne<br />
sahiptirler.<br />
Çizelge 1. <strong>Türkiye</strong> birincil enerji kaynakları rezervleri (ETKB, 2011).<br />
Rezerv Miktarları<br />
Kaynaklar Görünür Muhtemel Mümkün Toplam<br />
Taşkömürü (Milyon Ton) 534,6 431,5 368,4 1.334,6<br />
Linyit (Milyon Ton) --- --- --- ---<br />
Afşin-Elbistan 4.917,9 4.917,9<br />
Diğer 4.920,0 1.345,0 262,0 6.527,0<br />
Toplam 9.837,9 1.345,0 262,0 11.444,9<br />
Asfaltit (Milyon Ton) 40,7 29,5 7,3 77,5<br />
Bitümler (Milyon Ton) 1.641,4 --- --- 1.641,4<br />
Hidrolik<br />
GWh/Yıl 129.388 --- --- 129.388<br />
MW/Yıl 36.603 --- --- 36.603<br />
Ham Petrol (Milyon Ton) 44,3 --- --- 44,3<br />
Doğalgaz (Milyar m 3 ) 6,2 --- --- 6,2<br />
Nükleer Kaynaklar (Ton)<br />
Tabii Uranyum 9.129 --- --- 9.129<br />
Toryum 380.000 --- --- 380.000<br />
Jeotermal (MW/Yıl)<br />
Elektrik 98 --- 512 600<br />
Termal 3.348 --- 28.152 31.500<br />
Güneş (Milyon Tep)<br />
Elektrik --- --- --- ---<br />
Isı --- --- --- 32,6<br />
Rüzgar<br />
Elektrik (MW) --- --- --- 48.000<br />
Isı --- --- --- ---<br />
Biyokütle (Milyon TEP)<br />
Elektrik --- --- --- 2,6<br />
Isı --- --- --- 6,0<br />
Çizelge 2. <strong>Türkiye</strong> enerji kaynakları sınıflaması (Kılıç, 2008).<br />
Bilinen ve Halen Kullanılan Yeni Kullanılmaya Başlanılan Gelecekte Kullanılması<br />
Enerji Kaynakları<br />
Enerji Kaynakları Muhtemel Enerji Kaynakları<br />
Hidrolik Enerji Güneş Enerjisi Nükleer Enerji<br />
<strong>Kömür</strong> Rüzgar Enerjisi Gaz Hidrat<br />
Petrol ve Doğal Gaz Biyoyakıt Enerjisi Hidrojen Enerjisi<br />
Jeotermal Enerji<br />
Bor Maddenin Enerji<br />
Alanında Kullanımı<br />
Deniz Dalga Enerjisi<br />
270
Dünya kömür üretimi 2010 yılında 6.94 milyar ton olarak gerçekleşmiş olup bugünkü<br />
üretim hızıyla kömürün 119 yıl daha dünya enerji talebini karşılayacağı<br />
görülmektedir. Önemli kömür üreticileri Çin, A.B.D., Hindistan, Avustralya, Rusya,<br />
Endonezya, ve Güney Afrika Cumhuriyeti’dir. En büyük tüketici ise Çin olup<br />
2010’da 6.62 milyar ton olan dünya kömür tüketiminin yaklaşık %50’sini sarf<br />
etmiştir. Diğer önemli tüketici ülkeler A.B.D., Hindistan, Rusya, Almanya, Güney<br />
Afrika ve Japonya’dır. IEA (Uluslararası Enerji Ajansı) gelecek 25 yılda dünya<br />
kömür tüketiminin %25 artacağını tahmin etmektedir. Avrupa Birliği ülkelerinin<br />
birçoğunda ve dünyanın birçok gelişmiş ülkesinde elektrik üretimi kömüre<br />
dayanmaktadır.<br />
Enerji kaynaklarının gelecekteki kullanımlarına ilişkin olarak tahminlerini her yıl<br />
güncelleyen Uluslararası Enerji Ajansı, gelecekteki kömür tüketim tahminini her yıl<br />
bir önceki yıla göre arttırmaktadır. Ajans’ın, 2030 yılı kömür kullanımına ilişkin<br />
referans senaryo tahminleri; 2005 tarihli çalışmasında %21.8 ve 2006 tarihli<br />
çalışmasında ise %22.9 iken, 2007’de %26, 2008’de %28.2, 2009’da %28.8, 2010’da<br />
ve 2011’de ise %29.1 şeklinde sürekli artış göstermiştir (IEA, 2005-2011).<br />
<strong>Kömür</strong>ün, elektrik üretiminde kullanım payı ise daha da çarpıcıdır. 1973 yılında<br />
elektrik üretiminde %38.3 oranında kullanılan kömürün payı 2009 yılında %40.6’ya<br />
yükselmiştir. Aynı dönemde, doğalgazın elektrik üretimindeki payı %12.1‟den<br />
%21,4‟e çıkmış, petrolün payı ise %24.7’den %5.1 düzeyine gerilemiştir.<br />
Uluslararası Enerji Ajansı, kömürün 2009 yılında %40.6 olan elektrik enerjisi üretimi<br />
amaçlı kullanım payının 2030 yılında %42.6 düzeyine yükseleceğini tahmin<br />
etmektedir. Aynı konuda ABD Enerji Bakanlığı2nın tahmini ise %36 düzeyindedir<br />
(IEA, 2005-2011).<br />
Elektrik üretiminde kömürün kullanım oranları Güney Afrika Cumhuriyeti’nde %93,<br />
Polonya’da %92, Avustralya’da %77, Çin ve Kazakistan’da %70, Hindistan’da %69,<br />
İsrail’de % 63, Çek Cumhuriyeti’nde % 60, Fas‘ta %55, Yunanistan’da %52,<br />
A.B.D.’de % 49, Almanya’da %46’dır. <strong>Kömür</strong> yaygın ve ucuz bir enerji kaynağı<br />
olarak hayati önem taşımakta ve enerji arzında güvenirliğini korumaktadır. Bugün<br />
dünyanın primer enerji üretiminin % 25-28’i ve elektrik üretiminin %41’i kömürden<br />
sağlanmaktadır. Tahminlere göre 2030 yılında kömürden elektrik üretim oranı %44’e<br />
ulaşacaktır (Özbayoğlu, 2012).<br />
2.2 <strong>Türkiye</strong>’de <strong>Kömür</strong><br />
535 milyon tonu görünür olmak üzere, yaklaşık 1.3 milyar ton ta kömürü ve 9.8<br />
milyar tonu görünür rezerv niteliğinde toplam 11.5 milyar ton linyit rezervi<br />
bulunmaktadır. Bununla beraber, ülkemizin linyit potansiyeli henüz tam olarak ortaya<br />
konmuş değildir. <strong>Türkiye</strong>’de kömür genel olarak linyit ve taşkömürü başlıkları<br />
altında değerlendirilmekte olup taşkömürü rezervleri TTK tarafından, linyit<br />
rezervlerimiz ise Elektrik Üretim Anonim Şirketi (EÜAŞ), <strong>Türkiye</strong> <strong>Kömür</strong><br />
İşletmeleri(TKİ) ve özel sektör tarafından işletilmektedir. Taş kömürlerinin tamamı<br />
linyitlerin ise %86’sı kamuya ait ruhsat sınırları içinde bulunmaktadır. Linyit<br />
rezervleri ülke geneline yayılmıştır. Hemen hemen bütün coğrafi bölgelerde ve 40<br />
dan fazla ilde linyit rezervlerine rastlanılmaktadır. Linyit rezervlerinin %21’i TKİ,<br />
271
%42’si EÜAŞ, %23’ü MTA ve %13’ü ise özel sektör elindedir. <strong>Türkiye</strong>’de 39.536<br />
milyon tonu görünür, 29.470 milyon tonu mümkün olmak üzere toplam 76.306<br />
milyon ton asfaltit rezervi bulunmaktadır. Ayrıca 1.641,4 milyon tonda bitümlü kömür<br />
bulunmaktadır (DEK-TMK, 2011).<br />
Ülkemizdeki linyit üretimi; enerji sektörü (termik santral), sanayi sektörü ve ısınma<br />
(konut) sektörü olmak üzere 3 ana sektörün taleplerinin karşılanmasına yöneliktir.<br />
2010 yılı itibariyle, linyit üretiminin %50’si TKİ, geri kalan ise EÜAŞ ve özel sektör<br />
tarafından yapılmıştır. Linyit tüketiminde en büyük pay %82 ile termik santrallere<br />
aittir. <strong>Türkiye</strong> kömür üretimi 2010 yılında taşkömüründe 2.87 milyon ton, linyitte ise<br />
75.6 milyon ton olmuştur (DEK-TMK, 2011).<br />
3 TÜRKİYE KURULU GÜCÜ VE ELEKTRİK ÜRETİMİ<br />
Ülkemizde ilk elektrik santralının 1902 yılında Mersin -Tarsus’ta özel bir Şirket<br />
tarafından kurulmasını müteakip, ilk termik santral da 1913 yılında İstanbul-<br />
Silahtarağa’da hizmete girmiştir (TETAŞ, 2010).<br />
<strong>Türkiye</strong> Kurulu gücü 1970’de 2.234 MW iken, 2000 yılına 27.264 MW, 2009’da<br />
41.747,8 MW 2011’de 53.235 MW ve 2012 yılında ise 53.422 MW olmuştur. 2012<br />
yılı verilerine göre bu kurulu gücün %32.3’ü hidroelektrik, %30.6’sı doğal gaz+LNG,<br />
%23.1’ri kömür (yerli+ithal), %3.4’ü rüzgar, %0.2’si jeotermal ve %10.4’ü ise<br />
termik-diğer enerji kaynaklarıdır (Şekil 1). Gerçekleştirilen projeksiyonlara göre<br />
<strong>Türkiye</strong>’nin yıllık kurulu gücünün 2015 yılında 60.900 MW, 2020 yılında 66.407<br />
MW seviyesine ulaşacağı beklenmektedir. <strong>Türkiye</strong>’nin elektrik tüketimi ekonomik<br />
büyüme hızıyla doğrudan bağlantılı seyir izlemektedir. Ekonomik büyüme hızının<br />
arttığı yıllarda elektrik tüketiminde büyümeye paralel bir artış görülmektedir. Ancak<br />
küçülme olduğu yıllarda elektrik tüketiminde düşüş görülme ihtimali daha düşüktür,<br />
onun yerine tüketim artış hızında yavaşlama izlenmektedir.<br />
<strong>Türkiye</strong>’nin elektrik üretiminin son yirmi yılda ortalama %7 oranında artarak, 1990<br />
yılında 58 milyar kWh’dan 2009 yılında 195 milyar kWh/yıla, 2011 yılında ise 228.4<br />
milyar kWh/yıla ulaştığı görülmektedir. 1990 yılında üretilen elektrik %35 kömür,<br />
%18 doğal gaz, %40 hidrolik, %6.8 petrol, %0.2 rüzgar ve jeotermal kaynaklardan<br />
elde edilirken, 2011 yılında %26.9 kömür, %47.7 doğal gaz, %22.8 hidroelektrik,<br />
%3.2 petrol ve doğalgaz, %2.1 rüzgar, %0.3 jeotermal ve diğer kaynaklardan<br />
oluşmaktadır (Şekil 2).<br />
Üretim kapasite projeksiyonlarına göre bu artış önümüzdeki on yıllık süreç içinde de<br />
devam edecek olup, yıllık ortalama talep artışının yüksek talep serisinde yüzde %75<br />
ve düşük talep serisinde ise %6.7 seviyelerinde oluşması beklenmektedir. Bu<br />
tahminlere göre <strong>Türkiye</strong>’nin yıllık elektrik tüketimin 2015 yılında 291-303 milyar<br />
kWh/yıl, 2020 yılında 398 – 433 milyar kWh/yıl seviyesine ulaşacağı beklenmektedir<br />
(TEİAŞ, 2012a).<br />
<strong>Türkiye</strong> elektrik tüketimi, son 10 yıllık dönemde yılda ortalama %4.4 artış<br />
göstermiştir. <strong>Türkiye</strong>’nin elektrik tüketiminin artarak kriz yılları olan 2001 ve 2009<br />
dışında elektrik tüketiminde daralma görülmemiştir.<br />
272
Şekil 1. <strong>Türkiye</strong>’nin 2011 yılı kurulu Şekil 2. <strong>Türkiye</strong>’nin 2011 yılı elektrik<br />
gücünde enerji kaynak payları. üretiminde yakıt payları.<br />
(TEİAŞ, 2012b). (TEİAŞ, 2012b).<br />
1984 yılında 3096 sayılı yasanın yürürlüğe girmesiyle birlikte elektrik sektöründe<br />
özelleştirme çalışmaları başlamıştır. 1984 yılında kurulu güç toplamında %85 olan<br />
kamu payı 2009 yılında % 54.1’e;2010 yılında %48.8 ve bu zalma devam ederek<br />
2011 yılında ise %43.2 seviyesine inmiş ve önümüzdeki yıllarda da bu durumun<br />
devam etmesi beklenmektedir. 1984 yılında <strong>Türkiye</strong> toplam elektrik üretiminde<br />
%87.2 olan kamu payı 2009 yılında %45.9; 2010 yılında %45.2 ve bu azalma devam<br />
ederek 2011 yılında ise %44.2 seviyesine seviyesine gerilerken buna paralel olarak da<br />
toplam üretimde özel sektör payı artmıştır. Burada göze çarpan diğer bir önemli<br />
durumda özellikle 1995 yılından sonra, <strong>Türkiye</strong> elektrik sektöründe, kamu payı<br />
sürekli olarak azalırken özel sektör payı artmıştır. Kurulu güç ve toplam elektrik<br />
üretiminde kamu-özel sektör paylarının 1984-2011 yılarına göre gelişimi Şekil 3 ve<br />
Şekil 4’de verilmektedir.<br />
Şekil 3. 1984-2011 <strong>Türkiye</strong> kurulu gücün kamu-özel sektör pay değişimleri.<br />
273
Şekil 4. 1984-2011 <strong>Türkiye</strong> elektrik üretiminin kamu-özel sektör pay değişimleri.<br />
4 TÜRKİYE ELEKTRİK ÜRETİMİNDE YERLİ KÖMÜR KULLANIMI VE<br />
STRATEJİK AÇIDAN DEĞERLENDİRİLMESİ<br />
Son yıllarda <strong>Türkiye</strong> kurulu gücü ve elektrik üretiminde yerli kaynaklar kullanımımı<br />
hiç de azımsanamayacak bir şekilde azalmakta ve dışa bağımlılık artan bir şekilde<br />
devam etmektedir. Son dönemlerde gerçekleştirilen elektrik tesislerinin durumu<br />
değerlendirildiğinde bu tesislerin yaklaşık %45-50’sinin doğal gaz, %9-10’nun ithal<br />
kömür ve %3-4’nün fueloil olmak üzere ulaştığı, elektrik enerjisi üretimimin yaklaşık<br />
%57-64 dolayında ithal kaynak olduğu durumu ortaya çıkmaktadır. Ayrıca<br />
önümüzdeki yıllarda bu durumun artarak devam edeceği tahmin edilmektedir.<br />
<strong>Türkiye</strong>’de şu anda yerli kömüre dayalı kurulan termik santrallerin toplam kurulu<br />
gücü 8.536 MW olup, eklenebilecek kurulu gücü 15.880 MW ve toplam potansiyel<br />
ise 25.111 MW seviyesindir (Çizelge 3). Bütün bunların yanı sıra, elektrik üretiminde<br />
kullanılan yerli kaynaklarımızdan linyit potansiyelimizin sadece %33’lük kısmı<br />
kullanılmak suretiyle yaklaşık 38,9 milyar kWh/yıl, taş kömürünün ise %21’lik kısmı<br />
değerlendirilmek suretiyle ise yaklaşık 2.3 milyar kWh/yıl elektrik üretimi<br />
yapılmaktadır. Oysa ki bu kaynakların %100 kapasite ile değerlendirilmeleri<br />
sonucunda yerli linyitlerimizden yaklaşık 118 milyar kWh/yıl, taş kömürlerimizden<br />
ise yaklaşık 11 milyar kWh/yıl elektrik üretilebilecektir.<br />
<strong>Kömür</strong>ün doğalgaza karşı rekabet gücü olmasına rağmen geçmiş yıllarda verilen<br />
yanlış kararlarla kömürün önemi düşürülmüştür. Alım garantili “al ya da öde”<br />
şeklindeki doğalgaz alım anlaşmaları nedeniyle enerji kaynaklarının pazarlanmasında<br />
rekabet ortadan kaldırılmıştır.<br />
<strong>Kömür</strong>, bugün olduğu gibi gelecekte de en büyük enerji kaynaklarından biridir.<br />
Bunun farkında olan ülkeler, zengin kömür rezervlerine sahip ülkelerde kömür<br />
274
ocakları satın almışlar, almaya devam etmektedirler. Gelecekte ithal kömüre bağımlı<br />
olma durumundaki <strong>Türkiye</strong>’nin üstünde durması gereken konulardan biri budur.<br />
Çizelge 3. <strong>Türkiye</strong> kömür rezervlerinin kurulu güç bakımından termik santral<br />
potansiyeli (TMMOB-MMO, 2010’dan değiştirilmiş).<br />
Saha Adı<br />
Rezerv<br />
(1000 Ton)<br />
Kurulu Güç (MW)<br />
Mevcut Başlanan Yapılabilir) Toplam<br />
Afşin-Elbistan 5.000 2.795 7.205 10.000<br />
Afşin-Elbistan* 515 1.300 1.300<br />
Adana-<br />
Tufanbeyli<br />
424 1.050 1.050<br />
Adıyaman-<br />
Gölbaşı<br />
51 150 150<br />
Ankara-<br />
Çayırhan<br />
340 640 300 940<br />
Bolu-Göynük 38 135 135 270<br />
Bursa-Orhaneli<br />
Keles<br />
100 210 210<br />
Çanakkale-Çan 83 320 320<br />
Çankırı-Orta 94 170 170<br />
Eskişehir-<br />
Mihalıççık<br />
55 290 290<br />
Konya-llgın 143 500 500<br />
Konya-<br />
Karapınar*<br />
1.280 2.500 2.500<br />
Kütahya-<br />
Tunçbilek<br />
283 865 800 665<br />
Kütahya-<br />
152 600 600<br />
Seyitömer<br />
Manisa-Soma 666 1.034 600 1.634<br />
Muğla-Milas 277 1.050 1.050<br />
Muğla-Yatağan 161 630 630<br />
Tekirdağ-Saray 129 300 300<br />
Sivas-Kangal 79 457 457<br />
Şırnak-Asfaltit 76 135 270 270 675<br />
Bartın-Amasra 408 1.100 1.100<br />
Zonguldak-<br />
Çatalağzı<br />
884 300 300<br />
TOPLAM 11.238 8.536 695 15.880 25.111<br />
<strong>Türkiye</strong>’de özellikle 2000 yılından bu yana elektrik enerjisi k her yıl artan bir şekilde<br />
ithal kömür kullanımı başlamış ve bu durum kurulu güçte ve elektrik üretiminde<br />
kendisini göstermiştir.<br />
1999 Yılında <strong>Türkiye</strong> kurulu gücü toplam 26.119 MW olurken, kömür kurulu gücü<br />
6.67 MW (%25.6) olarak gerçekleşmiş ve bunun tamamı yerli kömür olmuştur; 2000<br />
yılında ise <strong>Türkiye</strong> kurulu gücü toplam 27.264.9 MW olurken, bu dönemde ithal<br />
275
kömür kullanımı da başlamış, kömür kurulu gücü 6.99 MW (%25.6) olarak<br />
gerçekleşmiş, ancak bunun %97.92 yerli, %2.08’i ise ithal kömür olmuştur. Bu<br />
olumsuz durum ithal kömür lehine artarak devam etmiş, 2011 yılında <strong>Türkiye</strong> kurulu<br />
gücü toplam 53.235 MW olurken, bu dönemde kömür kurulu gücü 12.356 MW<br />
(%23.3) olarak gerçekleşmiş, bunun %61.89’u yerli, %38.1’i ise ithal kömür olarak<br />
gerçekleşmiştir. Yapılan projeksiyonlara göre 2015 yılında <strong>Türkiye</strong> kurulu gücünün<br />
66.406,8 MW, kömür kurulu gücünün 14.840,4 MW (%22.34) olarak gerçekleşmesi<br />
beklenirken, bunun %65.76’sının yerli, %34.23’nün ise ithal kömür olması<br />
planlanmaktadır (Şekil 5).<br />
Şekil 5. 2000-2015 Yılları <strong>Türkiye</strong> kurulu güç gelişiminde kömürün durumu.<br />
Elektrik üretiminde de durum bundan pek farklı değildir. Durum kurulu güce paralel<br />
olarak devam etmiştir. 1999 Yılında <strong>Türkiye</strong> toplam elektrik üretimi 123.247,4<br />
milyar kWh/yıl olurken kömürden elde edilen elektrik miktarı 38.215,9 milyar<br />
kWh/yıl (%31) olarak gerçekleşmiş ve bunun tamamı yerli kömür olmuştur; 2000<br />
yılında ise <strong>Türkiye</strong> elektrik üretimi toplam 124.921,6 milyar kWh/yıl olurken, bu<br />
dönemde ithal kömür kullanımı da başlamış, kömürden üretilen elektrik miktarı<br />
38.186,3 milyar kWh/yıl (%30.56) olarak gerçekleşmiş, ancak bunun %98.31 yerli,<br />
%1.684’i ise ithal kömür olmuştur. Bu olumsuz durum ithal kömür lehine artarak<br />
devam etmiş, 2011 yılında <strong>Türkiye</strong> elektrik üretimi 228.4 milyar kWh/yıl olurken, bu<br />
dönemde kömürden elde edilen elektrik miktarı 64.8565,6 milyar kWh/yıl (%28.4)<br />
olarak gerçekleşmiş bunun %64.78’i yerli, %35.21 ise ithal kömür olarak<br />
gerçekleşmiştir. Yapılan projeksiyonlara göre 2015 yılında <strong>Türkiye</strong> elektrik<br />
üretiminin yaklaşık 303.140 milyar kWh/yıl, kömür kurulu gücünün 89.764 milyar<br />
276
kWh/yıl (%29.61) olarak gerçekleşmesi beklenirken, bunun %65.7’sinin yerli,<br />
%34.3’nün ise ithal kömür olması planlanmaktadır (Şekil 6).<br />
Şekil 6. 2000-2015 Yılları <strong>Türkiye</strong> elektrik üretimi gelişiminde kömürün durumu.<br />
2000-2015 Yılları arasında Şekil 5 ve 6’da görüldüğü gibi gerek <strong>Türkiye</strong> kurulu gücü,<br />
gerekse elektrik üretiminde kömür kullanımının <strong>Türkiye</strong> ihtiyaçları oranında bir artış<br />
göstermediği görülmektedir. Bütün bunların yanı sıra ithal kömür kullanımında da<br />
belli bir artı dikkat çekmektedir.<br />
5 SONUÇLAR<br />
Ülkelerin ihtiyacı olan enerji, nüfus, sosyal ve ekonomik gelişme düzeyi,<br />
sanayileşme, kentleşme ile birlikte teknolojik gelişmişlik gibi birçok sosyo-ekonomik<br />
faktöre bağlı olarak değişim göstermektedir. Bütün bunların yanı sıra, enerjiyi<br />
pahalıya kullanan ülkeler büyük ekonomik zorluklar yaşamaktadır.<br />
Uluslararası Enerji Ajansının tahminlerine göre dünya birincil enerji talebinin<br />
önümüzdeki yıllarda artarak devam etmesi beklenmektedir. Buna paralel olarak<br />
<strong>Türkiye</strong> birincil enerji ihtiyacı da artarak devam edecektir.<br />
Dünya da birincil enerji kaynakları rezervleri açısından bir değerlendirme<br />
yapıldığında kömür rezervlerinin petrol ve doğalgaza göre çok daha yeterli olduğu<br />
görülmektedir. Bu nedenle dünya elektrik enerjisi üretiminde kömür kullanımı<br />
artarak devam edecektir. <strong>Türkiye</strong>’de ise dünyanın tersine olarak kömürden elektrik<br />
enerjisi elde edilme noktasında tam fayda elde edilememektedir.<br />
277
<strong>Kömür</strong>, bugün olduğu gibi gelecekte de en büyük enerji kaynaklarından biridir.<br />
Bunun farkında olan ülkeler, zengin kömür rezervlerine sahip ülkelerde kömür<br />
ocakları satın almışlar, almaya devam etmektedirler. Gelecekte ithal kömüre bağımlı<br />
olma durumundaki <strong>Türkiye</strong>’nin üstünde durması gereken konulardan biri budur.<br />
<strong>Türkiye</strong>’de kömürün doğalgaza karşı rekabet gücü olmasına rağmen geçmiş yıllarda<br />
hükümetlerce verilen yanlış enerji kararları nedeniyle kömürün önemi düşürülmüştür.<br />
Bütün bunların doğal bir sonucu olarak ta elektrik enerjisi üretiminde kömür<br />
kullanımı azalmıştır.<br />
<strong>Türkiye</strong> elektrik enerjisi üretiminde elinde bulundurmuş olduğu yerli kömür<br />
kaynaklarını tam olarak değerlendirememektedir. Bu kaynakların değerlendirilmesi<br />
ülkemiz açısından çok önemlidir.<br />
<strong>Türkiye</strong>’de, ithal kömüre dayalı santralların tesisi son yıllarda hız kazanmıştır.<br />
Ülkemizde özellikle 2000 yılından başlayarak artan bir şekilde elektrik enerjisi<br />
üretiminde ithal kömür kullanımı başlamış olup, bu durum artarak devam etmiştir.<br />
İthal kömür kullanarak elektrik enerjisi eldesinin artarak devam etmesi önümüzdeki<br />
yıllarda da beklenmekle birlikte, bu ülkemiz açısından olumsuz bir durumdur. Bu<br />
bağlamda <strong>Türkiye</strong>’nin var olan yerli kömürlerinin değerlendirilmesi ve bütün<br />
bunların yanı sıra kömür aramalarına hız verilerek, kömürlerimizin enerji<br />
sektörümüzün hizmetine sunulması gerekmektedir.<br />
KAYNAKLAR<br />
Aydın, L., 2011. <strong>Türkiye</strong>’nin Enerji Açığı Sorunu ve Çözüm Önerileri, SDE (Stratejik Düşünce<br />
Enstitüsü), SDE Analiz, Ankara, 28 s.<br />
DEK-TMK (Dünya Enerji Konseyi-Türk Milli komitesi), 2010. Dünya Enerji Konseyi, Türk Milli<br />
Komitesi, Dünya Enerji Konseyi Çalışma Grupları Raporları, “2010 yılı Enerji Raporu”, 201 s.,<br />
Ankara.<br />
DEK-TMK (Dünya Enerji Konseyi-Türk Milli komitesi), 2011. Dünya Enerji Konseyi, Türk Milli<br />
Komitesi, Dünya Enerji Konseyi Çalışma Grupları Raporları, “2011 yılı Enerji Raporu”, 201 s.,<br />
Ankara.<br />
ETKB (Enerji ve Tabii Kaynaklar Bakanlığı) 2011. Mavi Kitap, Enerji ve Tabii Kaynaklar<br />
Bakanlığı ile Bağlı ve İlgili Kuruluşlarının Amaç ve Faaliyetler, Ankara, 253 s.<br />
IEA (International Energy Agency), 2005-2011. Key World Energy Statistics (Tümsayılar) Paris,<br />
standart) 82 s.<br />
Kılıç, A.M. 2008. Mersin Yöresi Enerji Kaynakları ve Ekonomik Açıdan Önemi, Mersin<br />
Sempozyumu <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, s. 2731-2748, Mersin.<br />
Kılıç, A.M., 2011. <strong>Türkiye</strong> Enerji Potansiyeli ve Bu Potansiyel İçerisinde Yeni ve Yenilenebilir<br />
Enerji Kaynaklarının Değerlendirilmesi, VI. Yeni ve Yenilenebilir Enerji Kaynakları<br />
Sempozyumu <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, s. 665-684, Kayseri.<br />
Özbayoğlu, G., 2012. Enerji Üretiminde <strong>Kömür</strong>ün Geleceği Ve <strong>Türkiye</strong>’de Durum.<br />
www.atilim.edu.tr/acikarsiv.atilim.edu.tr/browse/397/, erişim tarihi 2012.<br />
Tamzok, N., 2011. <strong>Kömür</strong>ün Geleceği, TMMOB, 8. Enerji Sempozyumu <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, İstanbul,<br />
s. 1-25.<br />
278
TEİAŞ (<strong>Türkiye</strong> Elektrik İletim Anonim Şirketi) 2012 b. <strong>Türkiye</strong> Elektrik İletim Anonim Şirketi,<br />
http://www.teias.gov.tr/, erişim tarihi, Mart, 2012.<br />
TEİAŞ (<strong>Türkiye</strong> Elektrik İletim Anonim Şirketi), 2012a. <strong>Türkiye</strong> Elektrik İletim A.Ş. Genel<br />
Müdürlüğü, APK Dairesi Başkanlığı, <strong>Türkiye</strong> Elektrik Enerjisi 10 Yıllık Üretim Kapasite<br />
Projeksiyonu, 2011-2020, Ankara, 111 s.<br />
TETAŞ (TÜRKİYE ELEKTRİK TİCARET ve TAAHHÜT A.Ş. GENEL MÜDÜRLÜĞÜ), 2010.<br />
Sektör Raporu, Ankara, 19 s.<br />
TMMOB-MMO, (TMMOB, Makine Mühendisleri Odası), 2010. <strong>Türkiye</strong>’de Termik Santraller<br />
Raporu”, TMMOB, Makine Mühendisleri Odası Raporu, 82 sayfa, Ankara<br />
279
280
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
TUNÇBİLEK KÖMÜRLERİNDE KENDİLİĞİNDEN<br />
YANMANIN DOĞAL SIKIŞMA ETKİSİNE BAĞLI<br />
OLARAK İNCELENMESİ<br />
RESEARCH ON THE SPONTANEOUS COMBUSTION OF GLI<br />
TUNÇBİLEK COAL WITH REGARDS TO THE NATURAL<br />
COMPACTION<br />
İsa Biçer<br />
GLİ İşletmesi, 43900 Kütahya<br />
A.Hadi Özdeniz *<br />
S.Ü. Mühendislik-Mimarlık Fakültesi, Maden mühendisliği Bölümü, 42079 Konya<br />
Sadan Kelebek<br />
Department <strong>of</strong> Mining Engineering, Queens University, K7L 3N6 Kingston, ON,<br />
Canada<br />
ÖZET <strong>Kömür</strong> ocaklarında satılamayan üretim fazlası kömürler, stok sahalarında bekletilmek<br />
zorundadırlar. Birçok kömür işletmesindeki bekleyen kömür stoklarında kendiliğinden yanma<br />
sonucu yangınlar oluşarak üretimde aksamalar, ekonomik ve çevresel kayıplar meydana<br />
gelmektedir. Bu çalışma, GLİ Tunçbilek İşletmesi’nin 2 farklı kömür panosundan alınan tüvenan<br />
kömürlerle oluşturulan endüstriyel boyutlu stoklar üzerinde yapılmıştır. Bu kömür stokları doğal<br />
ortam koşullarında bekletilmiştir. <strong>Kömür</strong> yığını içerisinde belirli yerlere yerleştirilen sıcaklık<br />
sensörleri vasıtasıyla sıcaklık ölçümleri alınmıştır. Oluşturulan yığın üzerinde, atmosfer şartları<br />
etkisiyle yığın iç sıcaklıklarının değişimi ölçülmüştür. Aynı zamanda stoklar üzerinde etkili olan<br />
parametrelerden hava sıcaklığı, nemi, atmosfer basıncı, rüzgâr hızı ve yönü verileri alınırken, eş<br />
zamanlı olarak yığının doğal şartlar altında oturma etkisi incelenmiştir. Çalışmalar neticesinde<br />
kömür stoklarında %2,53 ve % 1,90 ‘lık bir sıkışma meydana gelmiştir. Endüstriyel boyutlu<br />
kömür yığınlarında bekleme sonucu oluşacak kendiliğinden yanma olayı, doğal yığın oturması<br />
etkisine bağlı olarak araştırılmıştır. Elde edilen yığın sıkışma oranları ile kendiliğinden yanma<br />
arasında ilişki belirlenmeye çalışılmıştır.<br />
ABSTRACT In many coal facilities, there are serious disruption in production and losses due to<br />
fires in the stocks. The types <strong>of</strong> coal, which have been selected to be studied with regards to the<br />
relationship between spontaneous combustion process and the natural compression <strong>of</strong> the stockpile,<br />
have been collected from two different panels. These panels are the Yörgüç panel, in which a<br />
spontaneous combustion is detected during production in the mine, and the Beke panel, in which no<br />
spontaneous combustion has occurred during production. The study has been conducted on raw coal<br />
stockpiles designed at the normal industrial size, taken from two different panels in an appropriate<br />
field belonging to the Western Lignite Corporation (WLC). In this study <strong>of</strong> spontaneous<br />
combustion process in its relation to compression, the stock has been left in its natural environment.<br />
In the meantime, the parameters which affect the stock, such as temperature, humidity, atmosphere<br />
pressure, wind speed and direction have also been measured. As a result <strong>of</strong> this study, a 2,53%<br />
compression has been detected in Yörgüç coal, and a 1,90% compression in Beke coal.<br />
* hadiozdeniz@yahoo.com<br />
281
1 GİRİŞ<br />
<strong>Kömür</strong>ün atmosfer ile teması sırasında havadan oksijen adsorbe etmesiyle başlayan<br />
ve oksitlenme ile devam eden, ortamda ısı birikimi ile açık alevli yangına kadar<br />
dönüşebilen olaya kendiliğinden yanma adı verilir. Kendiliğinden yanma olayı, bir<br />
çok reaksiyon sonucu üretilen ısının, çeşitli faktörlere bağlı olarak çevreye olan kayıp<br />
ısıdan fazla olması durumunda, kömür bünyesinde meydana gelen sıcaklık artışının<br />
bir sonucudur(Gill ve Browning, 1971; Lord, 1986; Bariş ve ark., 2011). Bu durum<br />
yeraltı maden ocaklarında depolama alanlarında bir çok güvenlik ve çevresel<br />
problemlere yol açar (Kaymakçı E., ve ark., 2002). <strong>Kömür</strong>lerde kendiliğinden yanma<br />
üzerine laboratuvar ölçekli birçok çalışma yapılmasına rağmen, endüstriyel kömür<br />
stoklarındaki sıkışma veya sıkışma oranı ile kendiliğinden yanma arasındaki ilişki<br />
üzerine yapılan çalışmalar neredeyse yok denilecek seviyededir. Bu konu üzerinde<br />
daha önce Özdeniz ve ark. (2011)’nın 10-18 mm tane boyutlu GLİ Tunçbilek lavvarı<br />
ünitesinden çıkan yıkanmış kömürler üzerinde yaptığı çalışmasında, yersel<br />
fotogrametrik değerlendirme yöntemi kullanarak yığın sıkışmasını %4,83 olarak<br />
bulmuşlardır. Bu çalışmada, stok sahalarındaki tüvenan kömürün doğal hava<br />
şartlarında bekletilmesi sonucunda düşey yönde oluşan sıkışmalar ölçülerek, kömür<br />
yığını sıkışma oranı ile kendiliğinden yanma arasındaki ilişki tespit edilmeye<br />
çalışılmıştır.<br />
2 DENEY SİSTEMİ VE DENEYİN YAPILIŞI<br />
Deneylerin yapıldığı endüstriyel boyutlu kömür yığını, Kütahya’da bulunan GLİ<br />
Tunçbilek İşletmesi’nin stok sahasında oluşturulmuştur. Bu yığın kömür kazı<br />
işlemlerinde kullanılan 5 m 3 kepçe hacmi kapasiteli bir ekskavatör yardımıyla,<br />
uzunluğu 30 m, eni 5 m ve yüksekliği 3 m boyutlarında yapılmıştır. Üçgen prizma<br />
şeklinde oluşturulan yığının genel görünüşü Şekil 1’de verilmektedir.<br />
Şekil 1. GLİ Tunçbilek İşletmesi’nde oluşturulan kömür stoğunun genel görünüşü.<br />
İşletmenin farklı kömür özelliklerine sahip üretim panoları vardır. Bu çalışmada,<br />
farklı kömür özelliğine sahip değişik iki panodan alınan kömürler kullanılmıştır. 1.<br />
tür kömür (A yığını) işletmenin üretim sırasında kömür aynalarında sıklıkla<br />
kendiliğinden yanma gözlenen bir panodan alınan kömürlerdir. Diğer tür kömür (B<br />
282<br />
TÜRKİYE<br />
Kütahya
yığını) ise işletmenin üretim sırasında kömür aynalarında çok sık kendiliğinden<br />
yanma gözlenmeyen panolarından alınan kömürlerdir. Ören (2007) yılında yaptığı bir<br />
laboratuvar çalışmasında GLİ ocaklarında üretilen ait kömürlerin kendiliğinden<br />
yanma riskini, yüksek olarak sınıflamıştır. GLİ kömürlerinin genelinin kendiliğinden<br />
yanma riskinin yüksek olduğu, yapılan diğer çalışmalarda da vurgulanmıştır<br />
(Şensöğüt, 1999; Karpuz ve ark., 2000). Kendiliğinden yanmaya eğilimli olma veya<br />
olmama ifadesi bu çalışmada, kömür üretim esnasında panolarda kendiliğinden<br />
yanma gözlenmesi veya gözlenmemesine dayandırılarak söylenmiştir. Çalışmada 2<br />
farklı tür kömür kullanılmasının nedeni aynı hava koşullarının farklı panolardan<br />
alınan kömürler üzerindeki etkisinin tespiti içindir.<br />
Farklı panolardan alınan tüvenan kömürler ile hazırlanan endüstriyel boyutlu stoklar,<br />
sırt sırta gelecek şekilde oluşturulmuştur (Şekil 2). A yığınının içerisine önceden<br />
belirlenmiş noktalara, sıcaklık değerlerini hassas şekilde algılayabilecek T1, T2, T3,<br />
T4 ve T5 olmak üzere 5 adet ısı sensörü, B yığınına ise T6, T7, T8, T9, T10 ve T11<br />
olmak üzere 6 adet (Pt100) sıcaklık sensörü yerleştirilmiştir. Aynı zamanda yığının<br />
geçen zaman içerisinde oturma miktarını ölçmek amacıyla, A ve B yığınının üst<br />
noktasına demir pr<strong>of</strong>il konulmuştur. Oturmalarla beraber bu demir pr<strong>of</strong>ilde yığınla<br />
beraber oturacaktır. Zemine sabitlenen lazermetre ile sürekli olarak yığın oturmaları<br />
ölçümleri alınmıştır. A stoğunda 28 gün, B stoğunda 47 gün boyunca bekleyen<br />
kömürde sıkışma etkisine bağlı olarak meydana gelen değişiklikler incelenmiştir.<br />
Ayrıca bu süre içinde eş zamanlı olarak yığın üzerinde etkili olan parametrelerden<br />
hava sıcaklığı, havanın nemi, atmosfer basıncı, rüzgâr hızı ve rüzgâr yönü değerleri<br />
devamlı olarak ölçülmüştür. Çalışmada kullanılan A ve B stoğuna ait kömürlerinin<br />
yığının ilk yapıldığı zamandaki laboratuvar analizleri Çizelge 1’de verilmiştir.<br />
Stok adı<br />
Lasermetre<br />
ölçümü<br />
3 m<br />
Şekil 2. Oluşturulan kömür stoğunun kesit görünümü.<br />
Çizelge 1.Yığının ilk yapıldığı zamandaki kömür analiz sonuçları<br />
Alt Isıl<br />
Değer(kcal/kg)<br />
Pr<strong>of</strong>il Pr<strong>of</strong>il<br />
A<br />
yığını<br />
30 m<br />
1 m 1 m<br />
Uçucu<br />
madde(%)<br />
283<br />
B<br />
yığını<br />
Lasermetre<br />
ölçümü<br />
Kül (%) Nem (%) Kükürt (%)<br />
A 3953 34,50 28,80 18,9 2,66<br />
B 5125 33,84 22,63 10,7 1,38
3 STOKLARDAN ALINAN VERİLERİN DEĞERLENDİRİLMESİ<br />
Endüstriyel amaçlı bir kömür yığınında, kendiliğinden yanmanın tespitine yönelik<br />
olarak, 11 farklı noktada ölçümler alınmıştır. A yığınında yapılan ölçümler<br />
13/06/2008 tarihi ile 11/07/2008 tarihleri arasında olmak üzere toplam 680 saattir. Bu<br />
yığına ait toplam veri sayısı 798 adettir. B yığınında yapılan ölçümler 13/06/2008<br />
tarihi ile 30/07/2008 tarihleri arasında olmak üzere toplam 1130 saattir. B yığınına ait<br />
toplam veri sayısı ise 1157 adettir.<br />
3.1 Yığın İç Sıcaklıkların İncelenmesi<br />
A yığınında ölçümlerin sonunda kendiliğinden yanmanın en iyi izlendiği istasyon<br />
noktasının T1 olduğu görülmüştür (Şekil 3). T1 sensöründe sıcaklık artışı 20. güne<br />
kadar lineer bir şekilde yavaş yavaş artarak 60 °C ‘ye çok yakın bir değer almıştır.<br />
Daha sonra 24. güne kadar yatay bir şekilde devam etmiştir. 26. günden itibaren 60<br />
°C’ler civarı olan iç sıcaklıklar ani artış göstererek 200 °C’lere yükselmiştir. 27. gün<br />
sonunda kömür tutuşma sıcaklığına ulaşarak alevli yanmaya dönüşmüştür. Bunun<br />
üzerine bu stok üzerinde çalışma durdurularak yükleyici yardımıyla A yığınındaki<br />
kömür bulunduğu yerden alınmıştır. Özdeniz ve ark., (2006, 2009) Tunçbilek<br />
kömürlerinden oluşturulmuş endüstriyel boyutlu bir stok üzerinde yapmış olduğu<br />
çalışmada kendiliğinden yanmanın yaklaşık 60 °C’lerdeki kritik sıcaklıkta<br />
gerçekleştiğini tespit etmiştir. Bu çalışmada da kritik sıcaklık olan yaklaşık 60 °C’ler<br />
olarak bulunmuştur.<br />
Sıcaklık ( C )<br />
220<br />
200<br />
180<br />
160<br />
140<br />
120<br />
100<br />
80<br />
60<br />
40<br />
20<br />
T1<br />
Hava Sıcaklığı<br />
Ortalama Hava Sıcaklığı<br />
0<br />
0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 22 24 26 28<br />
Zaman (Gün)<br />
Şekil 3. T1 istasyon noktasına ait zaman-sıcaklık grafiği.<br />
B yığınında ölçümlerin sonunda kendiliğinden yanmayı en iyi ifade eden sensörün T6<br />
olduğu görülmüştür (Şekil 4). T6 sensöründe 20. güne kadar lineer şekilde sıcaklık<br />
artışı meydana gelmiştir. Geçen bu süre içerisinde iç sıcaklıklarda 20 °C’lik artış<br />
olmuştur. Daha sonra 10 günde iç sıcaklıklar yatay devam etmiştir. Bu arada A<br />
stogunda meydana gelen kendiliğinden yanma ile A stogu ortamdan kaldırılmıştır. B<br />
stogunda yeni bir yüzey oluşmasıyla ortama büyük oranda taze hava gelerek 45 °C’<br />
lerdeki sıcaklığı 3-4 gün içerisinde 55-60 °C’lere çıkarmıştır. Bu sıcaklıklarda<br />
284
yaklaşık 10 gün iç sıcaklıklar yatay devam etmiştir. Bu sürenin sonunda kritik<br />
sıcaklık değerini aşan değerler birkaç gün içerisinde hızlı bir şekilde 80 °C’lere<br />
çıkmıştır. Chamberlain ve ark. (1976) yaptıkları çalışmada, sıcaklık artışının<br />
kömürün kritik sıcaklık değerine kadar çok yavaş seyrettiğini, bu değerden sonra<br />
daha hızlı bir seyir izlediğini tespit etmişlerdir(Özdeniz ve ark., 2006).<br />
Sıcaklık (C)<br />
85<br />
80<br />
75<br />
70<br />
65<br />
60<br />
55<br />
50<br />
45<br />
40<br />
35<br />
30<br />
25<br />
20<br />
15<br />
10<br />
5<br />
Hava Sıcaklığı<br />
T6<br />
Ortalama Hava Sıcaklığı<br />
0<br />
0 2 4 6 8 10 12 14 16 18 20 22 24 26 28 30 32 34 36 38 40 42 44 46 48 50<br />
Zaman (Gün)<br />
Şekil 4. T6 istasyon noktasına ait zaman-sıcaklık ilişkisi.<br />
3.2 Yığın Sıkışmasının İncelenmesi<br />
A stoğu üzerinde 28 günlük bekleme sonucunda alınan ölçümlerde toplam 7,6 cm’lik<br />
bir oturma tespit edilmiştir. Stokta bulunan tüm sensörlerden elde edilen sıcaklıkların<br />
ortalaması alınarak yığın sıcaklığı-yığın sıkışması grafiği oluşturulmuştur (Şekil 5).<br />
Şekil 5. A yığını ortalama stok sıcaklığı-yığın sıkışması ilişkisi.<br />
285
Özdeniz ve ark., (2011) GLİ’nde 10-18 cm parça boyutlu kömürlerden oluşturulan<br />
endüstriyel boyutlu bir yığın üzerinde yaptığı çalışmada, 525 saatlik bir sürede %1,87<br />
sıkışma oranı tespit etmiştir. Bu çalışmada ise 525. saatteki sıkışma oranı %2,33<br />
olarak tespit edilerek, sıkışma oranlarının birbirine çok yakın olduğu görülmüştür.<br />
B stoğu üzerinde 47 günlük ölçümlerde toplam 5,7 cm oturma tespit edilmiştir.<br />
Stokta bulunan tüm sensörlerden elde edilen sıcaklıkların ortalaması alınarak yığın<br />
sıcaklığı grafiği oluşturulmuştur (Şekil 6).<br />
4 SONUÇLAR<br />
Şekil 6. B ortalama stok sıcaklığı- stok sıkışması ilişkisi<br />
Bu çalışma GLİ İşletmesi Tunçbilek kömürleri üzerinde tüvenan kömürle oluşturulan<br />
yığınlar üzerinde yapılmıştır. Kendiliğinden yanma olayının açıklanabilmesi<br />
amacıyla kullanılan kömürler 2 farklı üretim panosundan seçilmiştir. Bu panolar<br />
ocakta üretim sırasında da yanma olayı gözlenen A panosu ve üretim esnasında<br />
herhangi bir yanma belirtisi gözlenmeyen B panosu kömürleridir. Kendiliğinden<br />
yanma olayının yığın sıkışmasına bağlı olarak incelenmesinde kömür yığını, doğal<br />
koşullara maruz bırakılmıştır. Aynı zamanda yığın içerisine toplam 11 adet sıcaklık<br />
sensörü yerleştirilmiştir. Eş zamanlı olarak yığın sıkışma miktarı, hava sıcaklığı, hava<br />
basıncı, hava nemi, rüzgâr hızı ve yönü değerleri ölçülmüştür.<br />
A yığınında bulunan kendiliğinden yanma B yığınına göre çok daha kısa sürede<br />
gerçekleşmiştir. T1ve T5 sensörü 28. Günün sonunda Tunçbilek kömürleri için kritik<br />
sıcaklık değeri olan 60 °C’leri aşarak yığında kendiliğinden yanma tespit edilmiştir.<br />
T2, T3 ve T4 sensörleri ise oksidasyonun devam etmesiyle kritik sıcaklık değerine<br />
yaklaşmaya devam ettiği gözlenmiştir.<br />
B yığınında bulunan T6 sensörü sıcaklığı diğer sensörlere göre kritik sıcaklık değerini<br />
aşarak 80 °C’lere ulaştığı görülmüştür. T7, T8, T9, T10 ve T11 sıcaklık sersörlerinin<br />
286
mevcut ölçüm süresinde kritik sıcaklık değerlerini ulaşmadığı görülmüştür. Fakat iç<br />
sıcaklık değerlerinin yavaş yavaş artış yönünde olduğu görülmektedir. A yığınının B<br />
yığınına kontak yaptığı noktalarda bulunan istasyon noktalarının diğer istasyon<br />
noktalarına nazaran daha yüksek sıcaklıklarda olduğu görülmüştür.<br />
A ve B yığınlarında meydana gelen yığın oturmasının büyük bir kısmı, ilk 7 gün<br />
içerisinde gerçekleşmiştir. A stoğunda 28 gün sonunda stok sıkışması % 2,53<br />
oranında, B stoğunda 47 gün sonunda %1,90 olarak tespit edilmiştir. Son 7 gün<br />
içerisinde yığın oturmasının durma eğiliminde olmasına rağmen stok sıcaklığı artmış<br />
bulunmaktadır. Bu da kendiliğinden yanma olayının bir sonucudur.<br />
TEŞEKKÜR<br />
Bu çalışma, Selçuk Üniversitesi Bilimsel Araştırma Projeleri Koordinatörlüğü<br />
tarafından desteklenmiştir. Ayrıca TKİ Tunçbilek kömür işletmesi, sağladıkları<br />
imkânlarla çalışmanın yapılmasına önemli katkıda bulunmuşlardır.<br />
KAYNAKLAR<br />
Baris, K., Aydin, H., and Didari, V., 2011, Statistical Modeling <strong>of</strong> the Effect <strong>of</strong> Rank, Temperature,<br />
and Particle Size on Low-Temperature Oxidation <strong>of</strong> Turkish Coal, Combust. Sci. And Tech., 183:<br />
S 105-121.<br />
Canan, S., Özbay, Y., ve Karlık, B., 1998, A method for removing low varying frequency trend<br />
from ecg signal, <strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 1988 2nd International Conference Biomedical Engineering<br />
Days, 161 s.<br />
Chamberlain, E. A., Barrass, G., and Thirlaway, J. T., 1976, Gases evolved and possible reactions<br />
during low-temperature oxidation <strong>of</strong> coal, Fuel 55:217, 223 s.<br />
Gill, F. and Browning E., 1971. Spontaneous Combustion in Coal Mines. Colliery Guardian. Vol.<br />
219, 79-85.<br />
Karpuz, C., Güyagüler, T., Bağcı, S., Bozdağ, T., Başarır, H., Keskin, S., 2000, Linyitlerin<br />
kendiliğinden yanmaya yatkınlık derecelerinin tespiti: Bölüm 1-Risk sınıflaması derlemesi,<br />
Madencilik dergisi, Eylül-Aralık, s 4-11.<br />
Kaymakçı, E., Didari, V., 2002, Relations between Coal Properties and Spontaneous Combustion<br />
Parameters, Turkish J. Eng. Env. Sci., 26, 59-64<br />
Lord S.B., 1986, Some Aspects <strong>of</strong> Spontaneous Combustion Control. The Mining Engineer.<br />
Istanbul, Turkey , Vol. 145, 479-487.<br />
Ören, Ö., Şensöğüt, C., 2007, Kütahya bölgesi linyitlerinin kendiliğinden yanmaya yatkınlıklarının<br />
araştırılması, Madencilik, Cilt 46 Sayı 1, 17 s.<br />
Özdeniz. A. H., 2003, <strong>Kömür</strong> stoklarındaki kendiliğinden yanma olayının incelenmesi-Garp<br />
Linyitleri İşletmesi örneği, Doktora Tezi, Selçuk Üniversitesi Fen Bilimleri Enstitüsü, Konya,<br />
185 s<br />
Özdeniz. A. H., Çorumluoğlu. O., Kalaycı. İ., 2006, Endüstriyel boyutlu kömür stoklarında<br />
kendiliğinden yanma ile yığının sıkışması arasındaki ilişkinin incelenmesi, ss. 2-12.<br />
Özdeniz, A.H., Statistical modeling <strong>of</strong> spontaneous combustion in industrial-scale coal stockpiles,<br />
Energy Sources: Part A, 31:1368-1375, 2009.<br />
Özdeniz, A.H., Corumluoglu, O., and Kalayci I., The Relationship Between Natural Compaction<br />
and Spontaneous Combustion <strong>of</strong> Industrial-Scale Coal Stockpiles, Energy sources: Part A,<br />
33:121-129, 2011.<br />
Şensöğüt, C., 1999, Türk kömürlerinin kendiliğinden yanmaya yatkınlığı-Ilgın Linyitleri örneği,<br />
Madencilik, 38-1, s 45– 52.<br />
287
288
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
VANTİLASYON HAVASINDAKİ METANIN<br />
OKSİDASYONU<br />
VENTILATION AIR METHANE OXIDATION<br />
Bekir Zühtü Uysal *,** , Göksel Özkan, Mehmet Türkarslan **<br />
Gazi Üniversitesi, Mühendislik Fakültesi, Kimya Mühendisliği Bölümü, Maltepe,<br />
Ankara<br />
Serdar Altınalev, Emre Güray<br />
METANOKS, Bülten Sokak, No:13, Kavaklıdere, Ankara<br />
ÖZET Bu araştırma, özelikle <strong>Türkiye</strong> Taş <strong>Kömür</strong>ü (TTK) işletmelerine ait kömür ocakları<br />
vantilasyon havasındaki metanının (VAM) oksidasyonuna yönelik olarak gerçekleştirilmiştir. Ocak<br />
vantilasyon havasındaki düşük konsantrasyonlu metanın oksitlenmesini sağlamak amacıyla, geri<br />
döngülü katalitik ve termal monolitik proseslerin geliştirilmesi hedeflenmiştir. Bu amaç<br />
doğrultusunda proje üç aşamada yürütülmüştür. İlk aşamada laboratuar koşullarında sırasıyla<br />
uygun bir katalizör geliştirilmesi ve çalışma koşullarının belirlenmesi, ikinci aşamada 1.2 kW<br />
kapasiteli yarı pilot bir sistemin kurulması, üçüncü aşamada laboratuvar çalışmasında elde edilen<br />
bulguların yarı pilot sistemde denenerek geliştirilmesi ve endüstriyel ölçekli bir sistemin<br />
kurulmasına yönelik temel bilgilerin elde edilmesi amaçlanmıştır. Projede yarı pilot sistemden<br />
alınan veriler ile üretilebilecek termal ve elektrik enerji hesapları yapılmıştır. Bu değerlendirmelerin<br />
ışığında endüstriyel sistemin kurulmasının uygun olacağı ve bu suretle isteğe bağlı olarak termal<br />
enerji ve/veya elektrik enerjisi üretilebileceği, ayrıca metan emisyonun önlenmesinden dolayı<br />
karbon ticareti ile de önemli kazançların sağlanabileceği sonucu çıkartılmıştır.<br />
ABSTRACT A research and development project on ventilation air methane (VAM) has been done<br />
aiming specifically mitigation <strong>of</strong> methane emissions from Turkish Hard Coal Company’s (TTK)<br />
coal mines. Intermittently flow reversing technique with thermal and catalytic monolytic structure<br />
is adapted as the process to oxidize low methane concentrations in ventilation air methane. The<br />
project has been performed in three stages to achieve this aim. In the first stage, studies for the<br />
development <strong>of</strong> suitable catalysts and the determination <strong>of</strong> appropriate operating conditions were<br />
carried out at bench scale in the laboratory; design and construction <strong>of</strong> a 1.2 kW semi-pilot system<br />
vere done in the second stage and in the third stage, experimental investigation with the semi-pilot<br />
system toward collection <strong>of</strong> data to help design the industrial system was performed. Thermal and<br />
electrical energies that can be generated with an industrial scal unit were estimated based on these<br />
experimental result. It was thus concluded that a full size industrial system would be feasible to<br />
generate energy and also would lead to important gain in carbon trade.<br />
* bzuysal@gazi.edu.tr<br />
** TEKNOPROM, Gazi Üniversitesi Teknoparkı, Gölbaşı, Ankara<br />
289
1 GİRİŞ<br />
Karbondioksitten sonra önemli antropojenik sera gazları, metan, azot oksitler ve<br />
klor<strong>of</strong>lorokarbonlardır. Sera etkisi yaratan gazların başında CH4 emisyonları<br />
gelmektedir. Global ısınmaya katkıda bulunan bu gazlardan %42’lik değerle ilk sırayı<br />
alan CO2’ten sonra metan %16 ile ikinci sırayı almaktadır. Ancak sera etkisi<br />
bakımından metan, karbondioksite göre 21 kat daha zararlıdır. Başlıca enerji, tarım,<br />
sanayi ve atık sektörlerinden açığa çıkan CH4 enerji sektörlerinden petrol ve doğal<br />
gaz sistemleri, kömür madenciliği, fosil yakıtlar, biyokütle yakılmasından<br />
kaynaklanmaktadır. <strong>Kömür</strong> üretiminden kaynaklanan metan emisyonları enerji<br />
kaynaklı emisyonların yaklaşık % 20’sini oluşturmaktadır.<br />
1.1 Metan Emisyonu ve Kaynakları<br />
Metanın emisyonları sırasıyla; petrol ve doğal gaz sistemlerinden, kömür madenciliği<br />
fosil yakıtlar, biyokütle yakılması gibi enerji sektörlerinden başta olmak üzere tarım,<br />
sanayi, katı atık sektörlerinden kaynaklanmaktadır.<br />
Madencilik sektöründe, özellikle kömürleşme sürecinde oluşan metan gazı, kömür<br />
madeninin fiziksel ve kimyasal yapısına bağlı olarak daha çok yeraltı madenciliğinde<br />
ortaya çıkmaktadır. Derinlikle birlikte basıncın artmasına bağlı olarak, kömür damarı<br />
içerisinde bulunan metan gazının yüzeye ulaşması engellenir; bu sebeple yeraltı<br />
madenciliğinde açık işletmelere oranla daha yüksek miktarda metan bulunur. Metan<br />
gazı üç yöntemle maden ocaklarından dışarı alınmaktadır.<br />
1. <strong>Kömür</strong> ocaklarında havalandırma havası ile ( %0,1-1,0 CH4 içerir)<br />
2. <strong>Kömür</strong> madenlerinde gaz direnaj sistemleriyle (%60-90 CH4 içerir)<br />
3. Kapatılmış kömür ocaklarında birikmiş gazın direnajı ile( %30-90 CH4 içerir)<br />
Bunlardan günümüzde özellikle miktar yönüyle kömür madeni havalandırma havası<br />
(Ventilation Air Methane, VAM) ile atmosfere atılan metan oranı en yüksektir. Diğer<br />
iki metod daha çok metanın enerji kaynağı olarak geri kazanımına yöneliktir.<br />
Dünyada çevreye atılan enerji kaynaklı metan emisyonlarının CO2 eşdeğeri<br />
miktarlarını veren bir istatistik sonucu Şekil 1’de verilmiştir. Şekilden görüldüğü<br />
gibi kömür madenciliği endüstrisinden dünyada 2005’lerde atmosfere 18,47 Mton/y<br />
(388,14 Mton CO2 Eşd./y) metan salınırken bu değerin 2010’lu yıllarda 28 Mton/yıl<br />
civarında olduğu tahmin edilmektedir. Bu emisyonun %90 dan fazlasının yer altı<br />
kömür işletmelerinden kaynaklı olduğu, bunun da %60-70’inin işletmelerin<br />
ventilasyon havasıyla (VAM) atıldığı tahmin edilmektedir. Bu emisyonun yaklaşık<br />
525 Mton/yıl CO2 ‘e eşdeğer olduğu, dolayısıyla global ısınmaya katkısının oldukça<br />
yüksek olduğu gerçeğinden dolayı günümüzde bu tür yüksek etkili emisyonların ya<br />
uygun bir prosesle giderimi ya da yakılarak CO2 şeklinde atmosfere verilmesi<br />
oldukça önemli önlemlerdendir.<br />
290
Şekil 1. Enerji üretim faaliyetlerden kaynaklanan metan emisyon miktarları<br />
(Eşd. CO2 Mt).<br />
<strong>Kömür</strong> madenlerinin vantilasyon havası metan içeriğinin %0,1-%1,0 arasında<br />
değiştiği dolayısıyla seyreltik olduğu ancak bu gazların doğrudan atmosfere yüksek<br />
gaz debilerinde verilmesi nedeniyle önemli bir emisyona sebep olduğu bilinmektedir.<br />
Bu hava akımının düşük sıcaklıkta ve oldukça seyreltik olması nedeniyle ekonomik<br />
nedenlerle son yıllara kadar doğrudan atmosfere atıldığı bir gerçektir. Son yıllarda<br />
yukarıda anlatıldığı gibi küresel ısınma gibi çevre bilincinin artması, enerji<br />
kaynaklarının azalması, enerjinin verimli kullanımı ve alternatif enerjilerin<br />
geliştirilmesine yönelik duyarlılığın tüm dünyada artmasıyla VAM’ın<br />
değerlendirilmesine yönelik çalışmalar önem kazanmaya başlamıştır.<br />
1.2 <strong>Türkiye</strong>’de Metan Emisyonu ve Kaynakları<br />
<strong>Türkiye</strong>nin doğal gaz ve petrol kaynaklarının çok az oluşu ve bu kaynaklarda dışa<br />
bağımlı olması nedeniyle bu sektörlerden kaynaklı CH4 emisyonları özellikle bu<br />
yakıtların kullanım alanlarından düşük miktarlarda, şehirlerin katı atık toplama<br />
alanlarından ve önemli ölçüde de yer altı kömür işletmeciliğinin yapıldığı Karadeniz<br />
bölgesi vantilasyon sistemlerinden kaynaklanmaktadır. <strong>Türkiye</strong> Taşkömürü (TTK)<br />
işletmelerinin sorumluluklarında olan kömür madenleri işletmelerinde de CH4<br />
emisyonlarının önemli boyutlarda olduğu gerçeğinden yaklaşıldığında bu<br />
emisyonların giderimi hem sağlık hem de sera gazı salınımının azaltılmasıyla<br />
ülkemize önemli bir katma değer sağlayacaktır.<br />
Yapılan değerlendirmelerde, <strong>Türkiye</strong> Taş <strong>Kömür</strong>ü(TTK) işletmelerine ait maden<br />
ocaklarının ventilasyon sistemlerinin saatte yaklaşık 2 milyon m 3 metan (CH4) içeren<br />
havayı atmosfere verdiği belirlenmiştir. Bunun yıllık yaklaşık debi değeri ise 18<br />
milyar m 3 ’e karşı gelmektedir. Metan gazının vantilasyon havasındaki ortalama<br />
konsantrasyonu kaynağa göre değişiklik göstermekle birlikte binde 2,5-8 arasında<br />
değişmekte olduğu tahmin edilmektedir. Çok düşük gibi görünen bu konsantrasyonun<br />
alt değerinde (% 0,25) olması durumunda yıllık çevreye atılan miktarı yaklaşık 44<br />
milyon m 3 CH4’e tekabül etmektedir. Metan gazının CO2’e göre ortalama 21 misli<br />
fazla sera gazı etkisi olduğu düşünülürse, EPA (Environmental Protection Agency-<br />
USA) tarafından metan için tanımlanan GWP (Global Warming Potential) değerine<br />
göre sadece ülkemiz kömür madenlerinden atmosfere vantilasyon havasıyla birlikte<br />
atılan metanın CO2 eşdeğeri yıllık yaklaşık 550 bin ton olmaktadır.<br />
291
Bu projede öncelikle VAM oksidasyonuna yönelik bir prosesin geliştirilmesi<br />
amaçlanmış olup bu amaç doğrultusunda projenin ilk evresinde deneysel bir<br />
sistemde laboratuar koşullarında sırasıyla uygun bir katalizör geliştirilmesi ve çalışma<br />
koşullarının belirlenmesi, ikinci aşamasında yarı pilot bir sistemde deneysel<br />
bulguların denenerek geliştirilmesi ve son aşamasında da pilot ölçekli bir sistemin<br />
kurulması amaçlanmıştır. Bu amaca ulaşmak için araştırmanın AR-GE, geliştirme ve<br />
kurulması aşamalarının hepsinde ulusal kaynaklardan yararlanılması hedeflenmiştir.<br />
2 DENEYSEL ÇALIŞMALAR<br />
Laboratuar ölçekte ve yarı pilot ölçekli sistemde yürütülen denysel çalışmalarda<br />
öncelikle katalizör aktif maddeleri olarak Pt, Pd ve Mn seçilmiştir. Destek maddesi<br />
olarak ise kare kanallı cordierit tipi petek yapılı monolitik seramikler ve yüzey artırıcı<br />
madde olarak ise Al2O3 kullanılmıştır. Seçilen aktif madde destek maddesi üzerine iki<br />
aşamalı yerleştirilmiş olup bu aşamalarda sırasıyla “washcoating” metodu ile<br />
emdirme tekniği kullanılmıştır. Bu tekniğin uygulanmasında, destek maddesinin<br />
seramik yüzeyleri daha yüksek yüzey sağlamak amacıyla alümina ile kaplanmıştır.<br />
Bu katalizörler oluşturulan deney sistemine yerleştirilerek oksidasyon deneyleri<br />
yürütülmüştür. Temel parametreler olarak besleme akım hızı, CH4 derişimi ve<br />
sıcaklığı seçilmiştir.<br />
2.1 Laboratuar Çalışması<br />
Kare kesitte paslanmaz çelikten yaptırılan laboratuvar ölçekli reaktörün giriş ve çıkış<br />
uçlarına termoçiftler yerleştirilmiştir. 22x22x220 mm boyutlarındaki reaktör içine<br />
hazırlanan katalitik monolitlerden iki tane yerleştirilerek katalitik reaksiyon deneyleri<br />
her bir katalizör için yapılmıştır. Şekil 1’de verilen deney sisteminde reaktör sıcaklık<br />
kontrollü bir tüp fırına yerleştirilmiş, bağlantı elemanları ve analizler için Unicam<br />
600 model gaz kromotografisiyle entegre edilerek sistem tamamlanmıştır. Sistemde<br />
seyreltik CH4 karışımı %5 CH4-%95 N2 içeren tüpten alınarak yine saf kuru hava<br />
tüpünden alınan gazla istenen bileşimde karıştırılarak reaktöre beslenmiş, reaktör<br />
çıkışı ve girişine gaz örnekleme portları yerleştirilmiştir.<br />
Rotame<br />
tre<br />
CH4 ve Hava Tüpü<br />
Örnek Alma<br />
Hücresi<br />
Akış Ölçer<br />
Tüp Fırın<br />
Şekil 1. Deney sisteminin şematik akış diyagramı.<br />
292<br />
Katalitik<br />
Reaktör<br />
Gaz<br />
Kromotografis<br />
i
2.1 Yarı-Pilot Ölçekli Çalışma<br />
Tasarlanan yarı pilot ölçekli VAMOKS sistemi pilot veya endüstriyel boyutlu bir<br />
sisteme boyut büyütme (scale-up) için gerekebilecek tüm parametreleri test edebilme<br />
özelliğinde olması göz önüne alınarak tasarlanmıştır. Hem geri döngülü katalitik hem<br />
de termal çalışmaya imkan sağlayabilen geniş bir sıcaklık aralığında (300-1100 o C)<br />
çalışabilme kabiliyetinde olmasına, farklı besleme hızlarında çalışabilme, sistemin<br />
farklı bölmelerden ön ısıtılabilmesi, ön ısıtmalı-ısıtmasız çalışabilme, çok iyi<br />
yalıtılmış, sistemden enerji almada esneklik vb gibi özellikleriyle parametrik<br />
çalışmaya imkan sağlayacak bir tasarım yapılmıştır.<br />
Yapılan tasarım hesaplamaları sonucunda kurulacak yarı pilot sistemin 280 W enerji<br />
üretim kapasitesinde olmasına ve bununda 0,30x0,30x1,85 m kare kesitli(iç kesit),<br />
toplam 2,8 m uzunluğunda bitişik seri bağlı 2 tane reaktör sistemi; besleme, ön<br />
ısıtma, geri dönüş valfleri, ısı değiştirici, vb gibi ekipmalar ile donatılmış ve şematik<br />
gösterimi Şekil 2 de verilmiştir. Reaktörlerin içinde 0,30 m aktif kataliz bölgesi, iki<br />
adet 0,45 m inert seramik bölgesi ve üç adet ısıtıcı bölge ile bir adet ısı değiştirici<br />
(eşanjör) bölgesinden oluşturulmuştur. İki seri bağlı sistemde geri döngü akım<br />
yönünü değiştirerek yapılmış ve özgün bir tasarım yapılmıştır. Sistemin önemli<br />
bölümlerinden biri olan bu kısımda akım ön reaktörden belli bir süre (periyodik)<br />
geçirilirken valf sitemi ile akımın yönü değiştirilip bu kez arka reaktörden girip ön<br />
reaktörden çıkmıştır. Reaktörlerin aktif bölgelerinin soğumasının minimum olması<br />
amacıyla akımın yönü (30-120s lik) bir zaman rolesi yardımıyla ve özgün valf<br />
sistemiyle değiştirilmiştir.<br />
Şekil 21. Yarı-pilot sistemin şematik görünümü.<br />
293
Şekil 3. Yarı-pilot Metanoks sistemi.<br />
3 DENEYSEL BULGULAR VE TARTIŞMA<br />
3.1 Laboratuar Çalışması<br />
Laboratuar ölçekli çalışmada, geliştirilen katalizörlerin hepsinin başarılı sonuçlar<br />
verdiği görülmüştür. Her birisi için kinetik analizler yapılmıştır. Metanın<br />
(AID=802.7 MJ/kmol) oksidasyonu<br />
CH4 + 2O2 → CO2 + 2H2O<br />
reaksiyonu için 1. mertebe üstel kinetik ifade kabul edilmiştir (-rCH4 =kCA , burada<br />
–rCH4 gözlenen reaksiyon hızı olup, k=koe -Ea/RT reaksiyon hız sabiti ve CA, CH4<br />
konsantrasyonudur). Örneğin, daha kararlı performans gösteren Pt aktif maddeli<br />
katalizör için ko frekans faktörü ve Ea aktivasyon enerjisi sırasıyla 1816 s -1 ve 57856<br />
J/mol olarak belirlenmiştir.<br />
Termal ve katalitik sonuçlar değerlendirildiğinde yüksek CH4 (%95’in üzerinde)<br />
dönüşümü için besleme bileşiminin her iki sistemde de 650 o C’nin üzerine<br />
çıkartılması, katalizör kullanılarak yapılan deneylerde bu değerin 685-700’ o C<br />
aralığında tutulmasının yeterli olacağı, dolayısıyla optimum fırın ya da ortam<br />
sıcaklığının bu sıcaklık arasına düşeceği belirlenmiştir. Öte yandan katalizör<br />
kullanılmayan termal sistem tercihi durumunda bu sıcaklığın en az 100 o C daha<br />
üzerine çıkılması gereği ortaya çıkmıştır. Benzer olarak %0.28 lik besleme<br />
bileşiminin kritik sınırlar içinde olduğu ve bu bileşimin altında sıcaklığın daha<br />
yüksek seviyelere olması gerektiği belirlenmiştir. Akış hızındaki artışın iki kat<br />
olmasına karşın katalitik sistemde %100 dönüşümde yaklaşık 50 o C’lik bir artışla<br />
725-750 o C’lere çıkılması gerekmektedir. İnert sistemde ise akış hızındaki artış,<br />
sıcaklıkta 150 o C’ye varan bir artışı gerektirmektedir.<br />
294
3.1 Yarı-Pilot Ölçekli Çalışma<br />
Yarı-pilot ölçekli sistem ile yapılan çalışmalarada öncelikle sistemin hidrodinamik ve<br />
termal karakterizasyonu yapılmıştır. Gaz besleme vanasının istenildiği gibi<br />
problemsiz çalıştığından ve sistemde gaz akış yönünün istenilen periyodlarla<br />
ayarlanabildiğinden emin olduktan sonra, sistemin termal kararlılığı test edilmiştir.<br />
Şekil 4’te görüldüğü gibi, soğuk sistemle başlanıldığında bile, ön ısıtıcılarla yaklaşık<br />
1,5 saatte termal dengeye ulaşılmıştır. Daha sonra metan beslemeye başlandığında da<br />
sistemin kararlı çalıştığı, yaklaşık 6 saatlik deney süresi boyunca kabul edilebilir<br />
sıcaklık salınımları ile sorunsuz çalıştığı belirlenmiştir. Bu süre boyunca, giriş ve<br />
çıkış metan konsantrasyonları 30 dakikalık aralıklarla gaz kromatografi cihazı<br />
kullanılarak sürekli ölçülmüştür. Deneylerde metan giriş konsantrasyonu %0,3-%0,9<br />
arasında değiştirilmiş ve giren metanın tamamının oksitlendiği işletme şartları, akış<br />
hızı, sıcaklık, vana yön değiştirme süresi gibi parametreler belirlenmiştir.<br />
Şekil 4. Metanoks sistemi sıcaklık değişim grafiği<br />
4 ENDÜSTRİYEL ÖLÇEKLİ SİSTEM<br />
Yarı-pilot sistemde edinilen tecrübe ile endüstriyel sistemin temel mühendislik<br />
hesapları yapılmıştır. Sanayide bu gibi sistemler genellikle modüler ünite şeklinde<br />
kullanılmaktadır. Bu üniteler bileşik ısı güç santrali sistemiyle entegre kullanılabilir<br />
(Şekil 5). Gerek vamoks ünitesi içine yerleştirilen ısı değiştiricide gerekse baca gazı<br />
reküperatöründe elde edilen enerji termal enerji olarak istenilen proseste<br />
kullanılabileceği gibi bir türbin yardımıyla elektrik üretiminde de kullanılabilir.<br />
Yapılan değerlendirmelere göre, örneğin %0,5 metan içeren ve 50.000 Nm 3 /h akış<br />
hızındaki vantilasyon havasını işleyebilecek bir üniteden yaklaşık 1,3 MW termal<br />
enerji veya 0,38 MW elektrik enerjisi elde edilebileceği hesaplanmıştır.<br />
295
5 SONUÇLAR<br />
Şekil 5. Entegre Vamoks ve bileşik ısı-güç santral sistemi.<br />
Laboratuar ölçekli deney sistemiyle yapılan deneysel çalışmalar sonucunda<br />
vantilasyon havasındaki metanın oksidasyonu için kullanılabilecek katalizörler<br />
geliştirilmiştir ve gerek katalizörlü gerekse katalizörsüz sistemlerde uygun çalışma<br />
sıcaklıkları belirlenmiştir. Bu bulgular esas alınarak özgün tasarımı yapılan yarı-pilot<br />
ölçekli sistemle yapılan çalışmalarda ise oldukça seyreltik olan ve değerlendirilmesi<br />
güç olan ventilasyon havası metanının %100 oksidasyonunu sağlayan şartlar<br />
belirlenmiştir. Elde edilen bulguların değerlendirilmesi sonucunda, kömür ocakları<br />
ventilasyon bacalarındaki metanın giderilerek sera etkisine katkısının azaltılabileceği<br />
görülmüştür. Ayrıca isteğe bağlı olarak termal enerji ve/veya elektrik enerji<br />
üretilebileceği, metan emisyonun önlenmesinden dolayı karbon ticaretine de önemli<br />
katkıların sağlanabileceği sonucu çıkartılmıştır.<br />
KAYNAKLAR<br />
Gosiewski, K., Matros, Y.S., Warmuzinski, K.,2008. Homogeneous vs. Catalytic Combustion <strong>of</strong><br />
Lean Methane-Air Mixtures in Reverse-Flow Reactors , Chemical Engineering Science,cilt 63,<br />
(s. 5010-5019).<br />
Kruger, D., Franklin P., 2006. The Methane To Markets Partnership: Opportunities For Coal Mine<br />
Methane Utilization, 11th U.S. Nort American Mine Ventilation Symposium,USA.<br />
Marín P., S. Ordonez, F. V. Díez, 2009. Procedures for heat recovery in the catalytic combustion<br />
<strong>of</strong> lean methane–air mixtures in a reverse flow reactor, Chemical Engineering Journal, 147,<br />
(s. 356–365).<br />
Matthew E., 1999. Greenhouse Warming Potential Model, Based on Journal <strong>of</strong> Chemical<br />
Education, cilt 76, (s. 1702-1705).<br />
Mattus R. Ve A. Kallstrand, 2010. Fossil energy and ventilation air methane, in Methane and<br />
Climate Change, Ed. D.Reay, P.Smith, A.van Amstel, (s. 201-210)<br />
Miguel A.G. Hevia, S. Ord´onez, F.V. Dıez, 2007. Effect <strong>of</strong> the catalyst properties on the<br />
performance <strong>of</strong> a reverse flow reactor for methane combustion in lean mixtures, Chemical<br />
Engineering Journal, 129, (s. 1–10).<br />
296
Salomons S, R.E. Hayes , M. Poirier, H. Sapoundjiev, 2003. Flow reversal reactor for the<br />
catalytic combustion <strong>of</strong> lean methane mixtures , Catalysis Today 83, (s. 59–69)<br />
Sapoundjiev, H. ve Aube, F., 1999, “Catalytic Flow Reversal Reactor Technology: An Opportunity<br />
for Heat Recovery and Greenhouse Gas Elimination from Mine Ventilation Air”, Available<br />
from: http://canmetenergy-canmetenergie.nrcanrncan.<br />
Sommers, J.M., Schultz, H.L., 2008. Thermal Oxidation <strong>of</strong> Coal Mine Ventilation Air Methane,<br />
12th US/North Ameriacan Mine Ventilation Symposium, Nevada (USA).<br />
Su, S., Agnew, J., 2006. Catalytic Combustion <strong>of</strong> Coal Mine Ventilation Air Methane, Fuel, cilt 85,<br />
(s. 1201-1210).<br />
U.S.EPA, 2006. Coalbed Methane Outreach Program, U.S. Environmental Protection Agency.<br />
297
298
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
YERALTI KÖMÜR OCAKLARINDA JEOLOJİK<br />
ÖZELLİKLERLE GAZ DEGAJLARININ İLİŞKİSİ<br />
THE RELATIONSHIP BETWEEN GAS OUTBURSTS AND<br />
GEOLOGICAL FEATURES IN UNDERGROUND COAL MINES<br />
Ali Baltaş * , Özcan Öney<br />
<strong>Türkiye</strong> Taşkömürü Kurumu Genel Müdürlüğü, Etüt-Plan-Proje ve Tesis Dairesi<br />
Başkanlığı<br />
ÖZET Metan yeraltı kömür madenciliğinde zararlı bir gaz olduğundan, oluşum kaynaklarının<br />
bilinmesi üretim çalışmaları açısından oldukça önemlidir. Metan gazı, kömürün yanı sıra litolojik<br />
özelliklerine bağlı olarak yan kayaçlarda da depolanır. Metan püskürme potansiyeli kömür<br />
damarının maseral bileşimine ve bölgenin jeolojik özelliklerine bağlı olarak değişir. Metan<br />
degajlarında kömür damarlarındaki ve yan kayaçlardaki kırıklar, çatlaklar, faylar gibi tektonik<br />
yapılar ile dayklar, siller, kumtaşı kanalları gibi jeoloik yapılar önemli rol oynamaktadır.<br />
Bu çalışmada; gaz degajlarında etkili olan parametreler açıklanmış ve Zonguldak yeraltı<br />
ocaklarındaki metan drenajı uygulamaları özetlenmiştir.<br />
ABSTRACT Because methane is a major hazard to underground coal mining, historical records <strong>of</strong><br />
source <strong>of</strong> methane is very important in terms <strong>of</strong> production facilites. Methane is stored in the coal<br />
itself and in the surroinding strata depending on the lithological properties. Potential <strong>of</strong> methane<br />
outburst varies depending on maceral composition <strong>of</strong> coal seam and geological characteristic <strong>of</strong> the<br />
region. In methane outbursts, tectonical fractures such as fractures, cleats, faults and geological<br />
factors including dikes, sills and sandstone channels play an important role.<br />
In this study, the effectst <strong>of</strong> geologic features on gas outbursts is explained and methane drainage<br />
applications in Zonguldak underground coal mines are discussed.<br />
* alibaltas@gmail.com<br />
299
1 GİRİŞ<br />
Yeraltı kömür madenlerinde katmanların içerisinde desarj edilememiş olan metan<br />
gazı depolanmaları, her zaman tehlike oluşturur. Damarların içinde basınç altında<br />
bulunan gazların aşırı oranda boşalması tavan taşında alçalmalara veya taban taşında<br />
kabarmalara neden olabilir. Basınç altında bulunan yüksek miktardaki gaz rezervleri,<br />
genellikle püskürerek hızlı bir şekilde ortama yayılır ve çalışanlar için tehlike<br />
oluşturur.<br />
2 GAZLARIN KÖMÜR DAMARLARINDAN PÜSKÜRME POTANSİYELİ<br />
Yapılan araştırmalarla, kömür madenlerindeki gazların püskürme potansiyeliyle ilgili<br />
olarak başlıca iki faktör ortaya konmuştur. Birinci faktör kömür litotipleridir.<br />
Beamish ve Crosdale (1988), kömürlerin içerisinde yüksek oranda bulunan vitren<br />
ve/veya intertodetrinite litotiplerinin, damarların içerisindeki gazların dışarıya<br />
çıkmasına engel olduğunu, bu nedenle de çok sayıda gaz patlamasını meydana<br />
getirdiğini kanıtlamıştır. Nemli iklimlerde ve pH’ın 7’den küçük olduğu ortamlarda<br />
çökelen kömür damarları içerisinde yüksek oranda vitrinit maserali bulunur (Stach,<br />
1982 ve Hacquebard, 1967). Zonguldak Bölgesindeki taşkömürü damarlarında en çok<br />
görülen maseral gurubu vitrinitlerdir (Karayiğit, 1990). Karbonifer devrinde hakim<br />
olan subtropikal iklim nedeniyle, vitrinit yönünden zengin kömür damarları<br />
çökelmiştir.<br />
Cao ve diğ. (2001) göre, gaz püskürmeleriyle ortak olan ikinci faktör ise; tektonik<br />
olarak bozulmuş, faylı ve kırıklı kömür damarlarıdır. Aniden meydana gelen degaj<br />
olaylarında, tektonik aktiviteye bağlı olarak üretilen basınçlar nedeniyle faylar itme<br />
ve geri çekilme hareketleri yaparlar. <strong>Kömür</strong> damarlarında sık sık fayların görülmesi,<br />
civarda bulunan katmanlarda da kırılgan bir yapının bulunduğuna işaret eder. Bu<br />
nedenle; birbirine komşu, genellikle ezilmiş ve pulverize olmuş kömür damarlarının<br />
bünyelerinde bulunan gazların depolamasında ve göç karakteristiklerinde, lokal<br />
olarak belirgin değişimler meydana gelir. Kuzeybatı Anadolu Taşkömürü Havzası da<br />
Hersiniyen ve Alpin gibi birbirinden farklı dönemlerde meydana gelen<br />
orojenezlerden etkilendiği için kömür damarları ve yan kayaçlar yoğun olarak faylı<br />
ve kırıklıdır (Şekil 1).<br />
300
Şekil 1. Zonguldak Bölgesi Tektonik Haritası (MTA tarafından hazırlanan Batı<br />
Karadeniz Taşkömürü Havzası Jeolojik Haritasından alınmıştır).<br />
Kuzeybatı Anadolu Taşkömürü Havzası’ndaki kömür damarları, içlerindeki litotipler<br />
açısından ve tektonik yönden gazların püskürme potansiyeli ile ilgili olarak,<br />
kanıtlanmış her iki göstergeye de sahiptir.<br />
3 GAZ DEGAJLARININ JEOLOJİK ÖZELLİKLERLE İLGİSİ<br />
Katmanların içinde biriken gazları ocak ortamına kontrollü olarak çıkarabilmek,<br />
potansiyel gaz degajı tehlikelerini azaltmak ve bu tehlikeler oluşmadan haberdar<br />
olmak için, jeolojik özelliklerin ayrıntılı olarak işlendiği haritalardan ve planlardan<br />
yararlanılır. Birbirine yakın konumda bulunan kömür damarının yanı sıra; tavan<br />
düşmelerinin, taban kabarmalarının, kil damarlarının, volkanik sokulumların, kumtaşı<br />
kanallarının, lenslerin, eklemlerin, kırıkların ve fayların görüldüğü bölgelerde,<br />
olağandışı gaz degajlarının meydana gelme riski oldukça yüksektir.<br />
3.1 Birbirine Yakın Konumdaki <strong>Kömür</strong> Damarlarının Etkileri<br />
Metan gazının kaynağı olan ve porozitesi yüksek ancak permeablitesi nispeten düşük<br />
olan kömür damarlarının birbirine yakın konumda bulunduğu ocaklarda, kömür<br />
kazısı ile birlikte önemli miktarda metan gazının da açığa çıkması beklenir. Ancak;<br />
kömür damarlarının tabanında ve bazen de tavanında porozitesi ile permeablitesi<br />
düşük ve belirli bir kalınlığa sahip, katmanların bulunduğu durumlarda, söz konusu<br />
katmanlar, kendilerini dike yakın konumda kesecek şekilde sürülen galerilere, gaz<br />
akışını engellerler.<br />
Bitişik durumda bulunan katmanlarda sondajlar aracılığı ile yapay olarak<br />
oluşturulmuş yeni çatlaklar veya kırık sistemleri, gazların açığa çıkmasında önemli<br />
rol oynar. Bu durumda, kömür damarlarında ve damara bitişik konumda gaz<br />
depolama kapasitesi yüksek katmanlardaki metan gazının önemli bir kısmı serbest<br />
kalır ve çalışma ortamlarına yayılarak, patlamaya uygun koşullar oluşur.<br />
Normal sedimantasyon sürecinde, kömür damarlarının tavan kayaçları konglomera,<br />
kumtaşı veya kiltaşı katmanlarından oluşabilir. <strong>Kömür</strong> damarının tavan taşı olarak<br />
301
ulunan birimin içerisindeki tanelerin boyutlarına ve tabakalaşma diziliminde kesinti<br />
olup olmamasına bağlı olarak bir sonraki kömür damarı konumlanacaktır (Şekil 2).<br />
Eğer kömür damarının tavan taşı kiltaşı katmanlarından oluşuyorsa, bir sonraki<br />
kömür damarı bu katmanlara oldukça yakın olarak konumlanacaktır. Bu nedenle; gaz<br />
emisyon tehlikelerini ortadan kaldırmak için yapılan degaj (kontrol) sondajları, gaz<br />
kaynağı olan kayaçlarla birlikte, bitişik konumda olan diğer kayaçları da kesecek<br />
şekilde yapılmalıdır.<br />
3.2 Kil Katmanlarının Etkileri<br />
Kil katmanları; genellikle, kömür damarlarının tabanında, arasında ve bazen de<br />
tavanında ince veya kalın katmanlar halinde bulunan damar şeklindeki kırıntılı<br />
kayaçlardır. Killer, mineralojik özelliklerinden dolayı, damarlarından gaz akışına<br />
engel oluşturacak şekilde geçirimsizdirler ve bu nedenle madencilik çalışmaları<br />
süresince gazların akışına engel oluştururlar. Madencilikte kullanılan makineler kil<br />
katmanlarını delerek kömür damarına ulaştığında, basınç altında bulunan ve içi gazla<br />
dolu damarlardan çalışma alanına yüksek oranda metan gazı yayılır. Killer, yapısal<br />
özelliklerinden dolayı, genellikle üzerlerinde etkili olan farklı basınç değerleri<br />
nedeniyle, değişik oranlarda sıkışırlar. Söz konusu basınçlar nedeniyle dönüşüm<br />
geçirme eğilimine giren killer, ayrıca ortamın geçirdiği tektonik süreçlerden de<br />
etkilenir.<br />
Şekil 2. Zonguldak kömür havzasında görülen istif çeşitleri.<br />
Zonguldak Havzası’nda; tektonik etkilerden bağımsız olarak gelişen sedimantolojik<br />
süreçler nedeniyle, kömür damarlarının tabanında her zaman kil katmanları bulunur.<br />
<strong>Kömür</strong> damarlarının tavan taşı olarak ise, kil katmanlarının yanı sıra; ince, orta ve iri<br />
302
taneli kumtaşlarıyla konglomeralar bulunabilir. Eğer damarın tavan taşı da kil<br />
katmanlarından oluşuyorsa, hem tavanda hem de tabanda sızdırmaz bir zon<br />
oluşacağından, kömürün ürettiği metan gazı jeolojik süreçte damarın bünyesinde<br />
büyük bir basınç oluşturacak şekilde birikir. Bu nedenle bu tür kayaçların bulunduğu<br />
ortamlarda potansiyel gaz degajlarının doğuracağı sorunlar ve meydana getireceği<br />
tehlikeler özellikle dikkate alınmalıdır.<br />
3.3 Kumtaşları ve Konglomera Katmanlarındaki Depolanmaların Etkileri<br />
Gazlar; permeablitelerinin genellikle bitişik konumda olan diğer tabakalara göre daha<br />
yüksek olması ve bünyelerinde oluşan çatlakları geçiş yolu olarak kullanmaları<br />
nedeniyle, en çok kumtaşı ve konglomera katmanlarının içerisinde hareket eder.<br />
<strong>Kömür</strong> damarlarına bitişik konumda olan merceksel kumtaşı ve konglomera<br />
katmanlarının içinde jeolojik süreçte oluşan kanallar, potansiyel gaz depolarıdır<br />
(Şekil-3).<br />
Kumtaşları ve konglomeraların porozitelerinin tespitiyle veya direkt olarak bu<br />
katmanlardan çıkan gazların ölçülmesiyle, depolama kapasiteleri anlaşılabilir.<br />
Doğabilecek potansiyel tehlikeleri ortaya koyabilmek için, söz konusu katmanların<br />
bulunduğu yerler ve yayıldığı alanlarda doğuracağı sorunlar, önceden yapılacak pilot<br />
ve degaj sondajlarıyla ortadan kaldırılır.<br />
Şekil 3-Kanal dolgusu (kesit görünüş).<br />
3.4 Büyük ve Küçük Ölçekli Normal ve Ters Fayların Etkileri<br />
Özellikle atım zonlarındaki kanal delikleri boyutlarının küçük olması nedeniyle<br />
geçirimsiz olan büyük faylar; geçirimsiz kayaçlar üzerinde atım oluşturduklarında<br />
veya kömür damarlarının devamlılığını kesintiye uğrattıklarında, gaz akışını tamamen<br />
engellerler veya gazların çok az miktarda geçmesine izin vererek gaz barajları gibi<br />
davranırlar (Şekil-4, 5). Yeraltı kömür ocaklarında damarların bünyesinde oluşan<br />
metan gazı, üretim süresince fayların engellemesi nedeniyle yukarıya veya aşağıya<br />
doğru hızla hareket ederek uygun ortamlarda birikir.<br />
Büyük ölçekli faylar; aynı zamanda ocaklardaki kömür damarlarından kaynaklanan<br />
yüksek potansiyelli gaz degajları veya gaz patlamaları için iletim hattı gibi<br />
davranırlar. Dolayısıyla bu faylar, birbirine yakın konumda bulunan kömür<br />
damarlarından kaynaklanan gaz emisyonlarının ocaktaki çalışma ortamına kolayca<br />
iletilmesi için kanal görevi görürler. TTK Kozlu Müessesesi ocaklarında tanımlanan<br />
ve “Degaj Zonu” olarak isimlendirilen fayı, bu duruma örnek gösterebiliriz.<br />
303
Şekil 4. Normal fayın tabana attığı kömür damarında sürülen taban yolunda yapılan<br />
pilot ve degaj sondajları (üstten görünüş).<br />
Küçük ölçekli faylar; bazı durumlarda yüksek basınç altında bulunan ve potansiyel<br />
olarak tehlike oluşturabilen metan degajlarına karşı, engel olacak şekilde gaz<br />
bariyerleri gibi davranırlar. Yeraltı kömür madenlerinde bulunan kırık yapıları,<br />
arkada bulunan gazların çıkışına engel oluşturuyorsa, üzerinde etkili olan basınçların<br />
zaman içinde artmasına bağlı olarak gazlar ani bir şekilde serbest kalabilir.<br />
Normal faylar, potansiyel olarak gazların çıkışlarına izin veren kanallara benzer<br />
şekilde davranabildikleri gibi, kapalı olan normal faylar da; gazların çıkışına izin<br />
vermezler. Katmanlardan çıkamayan gazların oluşturduğu basınçlar nedeniyle,<br />
yeraltındaki bazı tabakalarda yeni çatlak sistemleri gelişir. Bu durumda, kömür<br />
damarlarını kesen normal faylar, damarların içerisindeki gazların hareketine izin<br />
verebilir.<br />
Şekil 5. Normal fayın tabana attığı başyukarıda yapılan pilot ve degaj sondajları<br />
(kesit görünüş).<br />
Düşük açılı ters faylar genellikle, basınç fayları veya büyük ölçekli bölgesel faylar<br />
olarak karşımıza çıkarlar. Bu tip faylar genellikle; gazların akışını engelleyerek adeta<br />
bir baraj gibi davranırlar (Şekil 6).<br />
304
Şekil 6. Ters fayın tabana attığı kömür damarına sürülen taban yolunda yapılan pilot<br />
ve degaj sondajları (üstten görünüş).<br />
3.5 Eklemlerin, Çatlakların ve Kırıkların Etkileri<br />
Havzalar üzerinde etkili olan basınçlar nedeniyle kömür damarları üzerinde eklemler,<br />
çatlaklar ve kırıklar meydana gelir. Bu yapılar; meydana geldikleri ortamlarda<br />
sıkışma ve gevşeme etkileri oluşturarak, kayaçlarda diyajenez olaylarının ve<br />
katmanlarda kabarmaların meydana gelmesine neden olurlar. Küçük ölçekteki<br />
eklemlerin birbirinden ayrılan yüzeyleri pürüzsüz olmakla birlikte, daha geniş<br />
alanları kapsayan ve büyük ölçekte olan kırıkların yüzeyleri çok daha pürüzlü ve<br />
düzensizdir. Genellikle çift olarak meydana gelen eklemler, katmanların doğrultusuna<br />
yaklaşık olarak 90º’lik açı oluştururlar (S.E. Laubach ve diğ.1998). Bu nedenle<br />
tabakaların yüzeyinde görülen birçok eklem seti, çatlak olarak isimlendirilir (Şekil-7).<br />
Kazı esnasında kömür damarı üzerinde etkili olan basınçların dağılımı değişir ve<br />
damarın bünyesinde önceden bulunan kırıklar daha da genişler. Bu değişim,<br />
damarların içerisindeki gazların akışını kolaylaştırır. Uzunlukları fazla olan çatlak ve<br />
kırıklar; gaz kaynağı olan kömür damarlarından ve damarlara komşu olan<br />
katmanlardan, ocaklardaki çalışma ortamlarına gazların taşınması için bazen kanal<br />
gibi davranırlar.<br />
Şekil 7. <strong>Kömür</strong> yüzeylerinde görülen kırık ve çatlak yapılarının şematik ve gerçek<br />
görünümü.<br />
3.6 Magmatik Sokulumların Etkileri<br />
Bazı durumlarda magmatik sokulumlar kömür damarlarına ve damarlara yakın<br />
konumda bulunan kil damarlarının içine dayklar ve siller halinde girerek damarın<br />
olgunluğunu dolayısı ile gaz içeriğini artır (Ulery P J., 2008). Bu gibi durumlarla<br />
TTK ocaklarında ender de olsa karşılaşılmış ve magmatik sokulumlar nedeniyle sık<br />
305
sık kayaç parçalarının girdiği damarların, sert bir yapı kazanarak yoğunluklarının<br />
arttığı gözlenmiştir.<br />
Katmanlanma düzlemini dik ve dike yakın konumda kesen magmatik dayklar,<br />
madencilik çalışmaları süresince gaz akışına engel oluşturarak, tehlikeli durumların<br />
doğmasına neden olurlar (Ulery P J. 2008). Üretim panolarının ve galerilerin ilerleme<br />
güzergâhı üzerinde kesilecek olan magmatik daykların koordinatları; ancak bu<br />
yapıların daha önceden ayrıntılı olarak ve doğru bir şekilde yeraltı haritalarına<br />
işlenmesi ile bilinebilir. Magmatik dayklardan kaynaklanan potansiyel gaz<br />
degajlarının oluşturacağı tehlikeler, yeraltında yapılan ve daykları yatay yönde kesen<br />
sondajlar yardımıyla ortadan kaldırılabilir.<br />
Genellikle siller gibi katmanlanma düzlemine paralel olarak uzanan magmatik<br />
sokulumlar; dayklara göre yanal olarak daha geniş alanları kaplar ve yakın<br />
konumdaki katmanların ısısal olgunluğu artırır. Bu nedenle, kömür damarlarının<br />
görüldüğü sahalarda sillerin damarlara yakın olarak konumlanması, damarların gaz<br />
içeriğini artırır.<br />
4. GAZLARIN KONTROLLÜ ÇIKARILMASI İÇİN TTK OCAKLARINDA<br />
YAPILAN SONDAJ ÇALIŞMALARI<br />
<strong>Kömür</strong> üretimi amacıyla yeraltında açılan her türlü kuyu, galeri, taban yolu ve<br />
başyukarıda; kazıya başlanmadan önce ileride geçilecek damar ve katmanlarda belirli<br />
bir düzen içerisinde açılan sondaj deliklerinden, gazların kontrollü olarak çıkması<br />
sağlanır. Zonguldak Taşkömürü Havzası’nda galeri, taban yolu, başyukarı vb.<br />
çalışma yerlerinde genel emniyet şartnameleri, yönergeler ve talimatlara uygun<br />
şekilde degaj ve pilot sondajları yapılmaktadır.<br />
4.1 Galerilerde Yapılan Sondaj Çalışmaları<br />
Rekup galerilerinin kazısına başlanmadan önce galeri güzergâhı doğrultusunda pilot<br />
sondajı yapılır. Pilot sondajının uzunluğunun bitmesine 5 m kalınca arın durdurularak<br />
galeri güzergâhı doğrultusunda yeni bir pilot sondajına başlanır. Galeri kazısı sona<br />
erinceye kadar benzer şekilde diğer pilot sondajları yapılır (Şekil 8).<br />
Şekil 8. Galeri doğrultuları boyunca yapılan pilot sondajları.<br />
Pilot sondajlarıyla geçilecek katmanların, kömür damarlarının ve fay zonlarının<br />
konumları ve kalınlıkları önceden belirlenerek, kömür damarına ve gerekiyorsa fay<br />
zonlarına 5 m kalınca arın ilerlemesi durdurularak degaj sondajlarına başlanır. Degaj<br />
sondajları; damarlarda ve yan kayaçlardaki gazların kontrollü olarak çıkışını<br />
sağlamak amacıyla, arın doğrultusunda ve galeri kesitinin dışına doğru, m 2’ ye en az<br />
bir adet olacak şekilde yapılır (Şekil-9, 10).<br />
306
Şekil 9. B 10 Galeride m 2 ’ye bir adet düşecek şekilde açılan degaj sondajları.<br />
Şekil 10. Galerilerde kömür damarlarına yapılan degaj sondajları (üstten görünüş)<br />
<strong>Kömür</strong> damarlarının eğimleri ile bırakılan topuk mesafesi arasında bir ilişki<br />
kurulmalıdır. Değişik eğimlerdeki kömür damarlarına her zaman standart olarak 5 m.<br />
kalınlığında topuk bırakılması bazen sorunlar yaratabilir. Prensip olarak; damarının<br />
eğimi düştükçe bırakılan topuğun uzunluğu artırılmalı, damarın eğimi arttıkça topuk<br />
mesafesi de kısaltılmalıdır (Şekil-11).<br />
Şekil 11. Damar eğimi ile bırakılan topuk arasındaki ilişki (kesit görünüş).<br />
Rekup galerilerinin arınlarında yapılan degaj sondajlarında, sondajın tabana yakın<br />
olarak kurulması nedeniyle, tavanda sondajların ulaşamadığı ve damar içerisindeki<br />
gazların çıkarılamadığı bir bölge kalmaktadır. Bu durumun önüne galerilerin her<br />
noktasından ve her yöne sondaj yapabilen iş makineleri kullanılarak geçilebilir (Şekil<br />
12).<br />
307
Şekil 12. Galerilerde sondaj makinesinin tabana yakın kurulması nedeniyle yapılan<br />
degaj sondajlarının tavanda ulaşamadığı bölge (kesit görünüş).<br />
Yeraltı kömür ocaklarında bazen kömür damarlarının ve büyük fayların<br />
konumlarından bağımsız olarak; nakliyat ve havalandırma amacıyla sürülen<br />
galerilerin yanı sıra, motor garajları, su havuzları, desandreler vb. gibi farklı eğim ve<br />
doğrultularda galeriler de sürülmektedir. Bu tip galeriler gaz depolama kapasitesi<br />
yüksek kayaçlarda veya büyük faylara yakın konumda sürülüyorlarsa, hiç kömür<br />
damarı kesmeseler bile çalışma ortamına yüksek oranda gaz desarjı olabilir. Bu<br />
nedenle; direkt olarak kömür üretiminden bağımsız nedenlerle sürülecek galerilerin,<br />
kömür damarlarına ve büyük faylara göre konumları önceden belirlenmeli ve kömür<br />
kesmeseler bile bu galerilerde pilot sondajlarının yanı sıra gerekirse degaj sondajları<br />
da yapılmalıdır (Şekil 13).<br />
Şekil 13. Galerilerde Pilot ve Degaj Sondajlarının yapılması (kesit görünüş).<br />
4.2 Gazların Kontrollü Olarak Çıkarılması İçin Taban Yolu ve Başyukarı<br />
Arınlarında Yapılan Sondaj Çalışmaları<br />
Sert arakesmesi bulunan damarlarda, sondajın arakesmeye saplanması nedeniyle veya<br />
nispeten ince damarlarda damar eğimindeki düzensizlikler nedeniyle, her zaman<br />
helezon burgularla sondaj yapılamaz. Bu durumlarda normal tijlerle ve sert kayaçları<br />
kesen sondaj başlıkları takılarak degaj sondajlarının yapılır. Gaz desarjı amacıyla<br />
yapılan sondaj delikleri uzunluğundan 5 m. kısa olacak noktaya kadar arında ilerleme<br />
yapılır. Daha sonra arın durdurularak tekrar degaj sondalarına başlanır. Degaj<br />
sondajları genel olarak başyukarının ilerleyeceği doğrultuda yapılır (Şekil 14). Ancak<br />
başyukarı doğrultusunun sol ve sağ tarafına en fazla 30º lik açı yapacak şekilde çıkış<br />
delikleri de yapılmalıdır. Damarın kalınlığına ve gaz üretme kapasitesine göre aynı<br />
yöne yapılan çıkış delikleri farklı yüksekliklerden en az iki tane olacak şekilde<br />
yapılmalıdır (Şekil 15).<br />
308
Şekil 14. Başyukarı kazısına başlamadan önce taban yolundan yapılan degaj sondajı<br />
(kesit Görünüş)<br />
Şekil 15. Başyukarıda degaj sondajları ve çıkış delikleri (üstten görünüş)<br />
Başyukarıda olduğu gibi taban yollarında da kadar birbirini örtecek şekilde degaj<br />
sondajları ile ilerleme yapılır (Şekil.16, 17)<br />
Şekil 16. Degaj Sondajları yapılarak çalışılan başyukarı (kesit görünüş)<br />
309
Şekil 17. Taban yolunda yapılan degaj sondajları (üstten görünüş).<br />
Taban yolu arınlarında, başyukarılardaki gibi degaj sondajları yapılarak çalışılır.<br />
Eğimli damarlarda sürülen taban yollarında degaj sondajları damarın eğimi nedeniyle<br />
çıkış delikleri şeklinde yapılamaz. Ancak tavan taşında çok fazla gazın depolandığı<br />
durumlarda, taban yolunun gidiş doğrultusu ile 30º’ den daha küçük açılar<br />
oluşturacak şekilde, tavan taşına degaj sondajları yapılmalıdır (Şekil-18).<br />
Şekil <strong>18.</strong> Eğimli damarların taban yolu arınındaki konumu (kesit görünüş).<br />
<strong>Kömür</strong>lü formasyonlar içerisinde açılan kuyu ve bürlerde önce pilot sondaj yapılarak<br />
kesilecek katmanların, kömür damarlarının ve fayların konumları ve özellikleri<br />
belirlenir. Potansiyel gaz deposu olabilecek alanlarda yeterli sayıda degaj sondajı<br />
yapıldıktan sonra kazıya başlanır.<br />
SONUÇ VE ÖNERİLER<br />
- Kuzeybatı Anadolu Taşkömürü Havzasında, halen çalışılmakta olan derinliklerde<br />
degaj sondajları yapmak için yeterli olan topuk mesafesi, sondaj uzunlukları ve m 2 ’ye<br />
düşen sondaj sayısı; daha derinde ve dolayısı ile daha fazla basınç altında kalan ve<br />
jeotermal gradyandan dolayı daha çok ısınarak daha fazla gaz üretecek kömür<br />
damarlarından kaynaklanacak degaj olaylarını önlemede yetersiz kalacaktır. Bu<br />
nedenle Havzada her çalışma derinliği için bu parametreler yeniden<br />
değerlendirilmelidir.<br />
- Yeraltı kömür ocaklarında gaz degajlarının önlenmesi için alınacak tedbirlerin<br />
belirleneceği Emniyet Nizamnameleri ve Çalışma Yönergeleri hazırlanırken; kömür<br />
damarlarıyla birlikte damarlara yakın konumdaki gaz depolama özelliği yüksek<br />
310
kayaçların fay ve kırık zonlarına yakın konumda olması, çalışma derinliği, damarların<br />
maseral bileşimi, nemi, kil içeriği vb. gibi faktörler de dikkate alınmalıdır.<br />
- Yeraltında yapılacak degaj sondajlarının etkili olabilmesi için, gaz içeren<br />
katmanların yerlerinin doğru bir şekilde saptanması gerekmektedir. Galeri, taban yolu<br />
ve başyukarı sürülecek bölgelerdeki damarların kalınlıkları, gaz içerikleri, yangına<br />
müsait olma durumları, üretim yapılacak damarın tavanında ve tabanında bulunan<br />
kayaçların litolojik özellikleri ve gaz depolama kapasiteleri gerekiyorsa sondajlar da<br />
yapılarak araştırılmalıdır.<br />
KAYNAKLAR<br />
Baltaş, A. 2000, Kilimli Bölgesindeki Kayaçların Isısal İletkenliklerinin Belirlenmesi ve Organik<br />
Evrimlerinin Yorumlanması, 12. <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong>, Kdz. Ereğli.<br />
Beamish BB, Crosdale PJ 1988. Instantaneous outbursts in underground coal mines an overview<br />
and association with coal type. Int J Coal Geology.<br />
Beamish, B.B. and O’Donnell, G., 1992, Microbalance Applications to Sorption <strong>of</strong> Coals,<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> Symposium on Coalbed Methane Research and Development in Australia,<br />
Cao Y. He.D. Glick DC 2001. Coal and gas outbursts in footwalls <strong>of</strong> reverse faults. Int Coal<br />
Geology, Volume 48, Number 1, December 2001 , pp. 47-63(17)<br />
Gürdal, G. ve Yalçın, M.N., 1992, <strong>Kömür</strong>de Gaz Birikmesini Kontrol Eden Parametreler-Genel<br />
Bakış, <strong>Türkiye</strong> 8. <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong>, Zonguldak,<br />
Hacquebard, P.A. 1967. Minto Coalfield. Geological Survey <strong>of</strong> Canada Paper 67-1, Part A, p. 169.<br />
Karayiğit, A.İ. 1990. Zonguldak <strong>Kömür</strong>lerinin Petrolojik Özellikleri, <strong>Türkiye</strong> 7. <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong>, s.<br />
261.<br />
MTA, Batı Karadeniz Bölge Müdürlüğü 2001. Batı Karadeniz Taşkömürü Havzası Jeolojik Haritası<br />
S.E. Laubach, R.A. Marrett, J.E. Olson, A.R. Scott 1998. Characteristics and Origins <strong>of</strong> Coal Cleat:<br />
A Review, International Journal <strong>of</strong> Coal Geology 35 _1998. 175–207<br />
Stach, E, 1982. Stach’s Textbook <strong>of</strong> Coal Petrology, Thrid Edition, Gebrüder Borntraeger, Berlin and<br />
Stuttgard.<br />
İ. Karakurt, G. Aydın, K. Aydıner 2010. <strong>Kömür</strong> Damarlarında <strong>Kömür</strong> Özelliklerinin Gaz İçeriğine<br />
Etkisi, <strong>Türkiye</strong> 17. <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong><br />
Ulery P James 2008. Explosion Hazards from Methane Emissions Rerlated to Geologic Features in<br />
Coal Mines Department <strong>of</strong> Health and Human Services, Pittsburgh 2008.<br />
311
312
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
TUNÇBİLEK KÖMÜRLERİNDE KENDİLİĞİNDEN<br />
YANMANIN GÜNEŞ IŞINLARI ETKİSİNE BAĞLI<br />
OLARAK İNCELENMESİ<br />
INVESTIGATION OF THE SPONTANEOUS COMBUSTION<br />
WITH RESPECT TO TIME ON THE EFFECT OF THE SUN<br />
RAYS IN TUNÇBILEK COALS<br />
Mehmet Galip Parlak, A.Hadi Özdeniz *<br />
S.Ü. Mühendislik-Mimarlık Fakültesi, Maden mühendisliği Bölümü, 42079 Konya<br />
Sadan Kelebek<br />
Department <strong>of</strong> MiningEngineering, Queens University, K7L 3N6 Kingston, ON,<br />
Canada<br />
ÖZET Birçok kömür işletmesinin stok sahalarında bekletilmiş kömürlerde kendiliğinden yanma<br />
meydana gelerek, üretimde aksamalar, ekonomik ve çevresel kayıplar meydana gelmektedir. Bu<br />
çalışma, GLİ Tunçbilek İşletmesi’nde bulunan Ömerler Lavvarı’nda yıkanmış +18 mm tane<br />
boyutundaki lave kömürlerle oluşturulan endüstriyel boyutlu stok üzerinde yapılmıştır. Yapılan bu<br />
stok, atmosfer şartlarında bekletilerek, yığın iç sıcaklıkları ölçülmüştür. Eşzamanlı olarak atmosfer<br />
parametrelerinden olan hava sıcaklığı, basınç, nem, rüzgâr hızı ve yönü değerleri sürekli olarak<br />
ölçülerek kayıt altına alınmıştır. Aynı zamanda kömür yığını yüzeyinde bulunan kömür tanelerinin<br />
yüzey sıcaklıkları da ölçülmüştür. Ayrıca bu ölçümler alınırken yığından ayrı bir yerde kömür<br />
numunesi üzerinde güneş ışınlarının etkisinde yüzey sıcaklık değişimleri ölçülmüştür. Elde edilen<br />
yığın yüzeyi ve yığın içi sıcaklık değerleri ile kendiliğinden yanma arasındaki ilişki belirlenmeye<br />
çalışılmıştır.<br />
ABSTRACT Many fires are the result <strong>of</strong> spontaneous combustion <strong>of</strong> coal stocks waited, thereby<br />
triggering the production <strong>of</strong> coal waiting to operation disruptions, economic and environmental<br />
losses occur. This work has been performed on the industrial size stock which is occurred by<br />
washed +18 mm grain size coal in Ömerler Lavvar <strong>of</strong> GLI Tunçbilek Coal Management. The stock<br />
inside temperature has been measured by waiting this stock occurred in the natural atmosphere<br />
conditions. At the same time, the values <strong>of</strong> air temperature, air pressure, humidity, wind speed and<br />
directions, which belong to atmosphere parameters, have been enrolled by measuring continuously.<br />
At that time, the surface temperature <strong>of</strong> the coal pieces, which are on the surface <strong>of</strong> the coal stock,<br />
has been measured. In addition, the heat changes have only been measured by the effect <strong>of</strong> sun rays<br />
in another place on getting from the same coal stock. The relationship between the spontaneous<br />
combustion and the values obtained <strong>of</strong> the surface temperature <strong>of</strong> the stock and the stock inside<br />
temperature has been tried to determine.<br />
* hadiozdeniz@yahoo.com<br />
313
1 GİRİŞ<br />
<strong>Kömür</strong>lerde kendiliğinden yanma, düşük sıcaklıkta başlayıp artan ısı birikmesi<br />
nedeniyle alevli yangına kadar varabilen ekzotermik bir olaydır. <strong>Kömür</strong> yüzeylerinin<br />
oksijen adsorbe etmesi sonucu ortamdaki oksijen tüketimi kendiliğinden yanma<br />
olayının başlaması için ilk adımdır (Wang ve ark., 2003). Bu olay aynı zamanda<br />
ekzotermik bir reaksiyondur. Oksijen adsorbsiyonunun devam etmesi sonucu 40°C<br />
üzerinde ortam sıcaklığını yükseltmektedir. Bu ısı ortamdan uzaklaştırılmadığı<br />
takdirde, ortalama olarak 60–70°C’lerden sonra CO ve CO2 gibi gaz çıkış yoğunluğu<br />
artmakta ve 125°C’ de su buharı oluşmaktadır. Isı artışının hızlanmasıyla kömürün<br />
tutuşma sıcaklığına ulaşması sonucu alevli yanma başlamaktadır (Jones ve Townend,<br />
1949; Kural, 1998; Barış, K. ve ark., 2011).Yapılan çalışmalarda, GLİ kömürlerinin<br />
genelinin kendiliğinden yanma riskinin yüksek olduğu vurgulanmıştır<br />
(Şensöğüt,1999; Karpuz, 2000). <strong>Kömür</strong>lerde kendiliğinden yanma olayında ısı<br />
transferi oldukça etkili olmaktadır. Isı transferi, sıcaklık farkı nedeniyle iki sistem<br />
arasındaki veya bir sistem ile çevresi arasındaki enerji aktarımını incelemektedir. Isı<br />
transferine yol açan farklı mekanizmalar, ısı aktarım türleri olarak adlandırılır. Bunlar<br />
dokunumla (kondüksiyon), dolanımla (konveksiyon) ve ışınımla (radyasyon) ısı<br />
transferi olmak üzere üç tür mekanizmadır. Dokunumla ısı aktarımı, sıcaklık farkı<br />
nedeni ile birbirine dokunmakta olan (katı, sıvı, gaz gibi) maddeler arasındaki<br />
moleküler hareketle ve bazende serbest hareket eden elektronlarla, ısının sıcak<br />
olandan daha soğuk olana doğru akmasıdır (Yüncü ve Kakaç, 1999).<br />
<strong>Kömür</strong>lerin kendiliğinden yanma olayı sadece yeraltı madenciliği ile sınırlı<br />
kalmamaktadır. <strong>Kömür</strong>lerin depo edildiği stok sahalarındaki yığınlarda da meydana<br />
gelen kızışma olayı çok sık rastlanan bir durumdur ve bu olay birçok çevresel ve<br />
ekonomik kayıplara yol açmaktadır(Kaymakçı E., ve ark., 2002).<br />
Bilindiği üzere bir madde üzerine direkt güneş ışığı düştüğünde, ultraviyole<br />
radyasyonun bir kısmı geri yansır, bir kısım radyasyon madde üzerinde absorplanır<br />
ve diğer bir kısım radyasyon da madde içinden geçer. Siyah renkli cisimler, üzerine<br />
gönderilen ışığın tamamını soğururlar. Bu yüzden başka renkteki cisimlere göre siyah<br />
renkli cisimler daha fazla ısınırlar(Algaba ve Riva, 2002). Bu çalışmada, doğal<br />
atmosferik şartlar altında kömür stoklarında zamanla oluşan iç sıcaklık değişimleri ile<br />
ultraviyole ışınlarının kömür yüzeylerinde oluşturduğu sıcaklık değişimleri<br />
incelenmiştir. Elde edilen sıcaklık değerleri ile kendiliğinden yanma arasındaki ilişki<br />
belirlenmeye çalışılmıştır.<br />
2 DENEY SİSTEMİ VE DENEYİN YAPILIŞI<br />
Bu çalışma, GLİ Tunçbilek İşletmesi’nin açık ve kapalı ocaklarından üretilen ve<br />
Ömerler Lavvar’ında zenginleştirilen +18 mm tane boyutunda lave kömürler üzerinde<br />
yapılmıştır. Stok sahasında 15 gün boyunca atmosfer şartları altında bekletilen<br />
endüstriyel boyutlu kömür yığını üzerinde etkili olan atmosfer parametreleri<br />
nedeniyle meydana gelen sıcaklık değişimleri incelenmiştir. Bu amaçla oluşturulan<br />
kömür yığınının uzunluğu yaklaşık olarak 10 m, eni 6 m ve yüksekliği 3 m’dir.<br />
Üçgen prizma şeklindeki yığının genel görünüşü Şekil 1’de verilmektedir.<br />
Oluşturulan bu stoğun iç bölgesine sıcaklık değerlerini ölçmek üzere bir adet sıcaklık<br />
314
sensörü (PT100) yerleştirilmiştir. Bu sıcaklık sensörü ile yığın iç bölgesinden alınan<br />
sıcaklık değerleri otomatik olarak bir dataloggera aktarılmıştır..<br />
Şekil 1. Oluşturulan kömür stoğunun genel görünüşü.<br />
Eş zamanlı olarak, oluşturulan yığından ayrı bir yerde, yığın içinde kömür tanelerinin<br />
birbirleriyle etkileşiminden meydana gelebilecek olan ısı aktarımından bağımsız, üç<br />
adet +200 mm ebadında kömür tanesi üzerinde de yüzey sıcaklıkları ölçülmüştür. Bu<br />
taneler üzerinde alınan yüzey sıcaklık değerlerinin adedi ise 144’ tür. <strong>Kömür</strong> yüzey<br />
sıcaklıkları kızılötesi termometre ile manuel olarak ölçülmüş ve kaydedilmiştir.<br />
Şekil 2. Oluşturulan yığının ölçüleri ve kuzeyinin gösterimi.<br />
<strong>Kömür</strong> stoğundan numune alınarak, yığının yapıldığı ilk gün işletmenin akredite<br />
laboratuvarında kömür kısa analizleri yaptırılmıştır (Çizelge 1). Ayrıca çalışma süresi<br />
içinde yığın üzerinde etkili olan atmosferik parametrelerden hava sıcaklığı, nemi,<br />
315<br />
Yığın İçi<br />
Sıcaklık Sensörü
atmosfer basıncı, rüzgâr hızı ve rüzgâr yönü değerleri de manuel olarak ölçülmüş ve<br />
kayıt altına alınmıştır. Bu verilerin toplamı ise 240 adettir.<br />
Alt Isıl Değer<br />
(kCal/kg)<br />
Çizelge 1. <strong>Kömür</strong> yığınının ilk yapıldığı zamanki analizi.<br />
Uçucu Madde<br />
(%)<br />
Kül<br />
(%)<br />
316<br />
Nem<br />
(%)<br />
Kükürt<br />
(%)<br />
5366 38,31 18,67 11,15 2,04<br />
3 STOKLARDAN ALINAN VERİLERİN DEĞERLENDİRİLMESİ<br />
Endüstriyel amaçlı bir kömür yığınında, kendiliğinden yanmanın tespitine yönelik<br />
olarak, yığın içi sıcaklıkları, yığının her iki yüzeyi ve yığından ayrı bir yerde bulunan<br />
üç adet kömür numunesinin yüzey sıcaklık değerleri ölçülmüştür. Veri alma işlemleri<br />
düzenli bir şekilde devam ederken, işletme şartları nedeniyle 16. günün sonunda<br />
çalışma sona erdirilmek zorunda kalınmıştır.<br />
3.1 Yığın İç Sıcaklıklarının Güneş Işınları Etkisine Bağlı Olarak İncelenmesi<br />
Oluşturulan kömür stoğunun iç bölgesindeki, sıcaklık değerlerini ölçmek üzere<br />
yerleştirilen bir adet sıcaklık sensörü, 360 saat boyunca her 30 dakikada bir olmak<br />
üzere, toplam 720 adet sıcaklık değeri bir dataloggerla otomatik olarak alınmıştır.<br />
Çalışmanın 38. saatinden sonra; sıcaklığı yüksek tanelerden, sıcaklığı düşük tanelere<br />
ısı transferi oluştuğu Şekil 3 de görülmektedir. Ayrıca hava şartları nedeniyle, yığın<br />
içi sıcaklık 24ºC’den 21ºC’ye düşmüştür. Çalışmanın 114. saatinden sonra yığın iç<br />
sıcaklığında artışlar meydana gelmiştir. Özdeniz ve arkadaşlarının (2003, 2006)<br />
Tunçbilek kömürlerinden oluşturulmuş endüstriyel boyutlu bir stok üzerinde yapmış<br />
oldukları çalışmalarında, kendiliğinden yanma sıcaklık değerinin, yaklaşık<br />
60°C’lerde meydana geldiğini bulmuştur. Chamberlain ve arkadaşları (1976)<br />
yaptıkları çalışmasında kömürün kritik sıcaklık değerine kadar çok yavaş seyrettiği,<br />
bu değerden sonra daha hızlı bir seyir aldığını tespit etmiştir. Bu çalışmada da yığın<br />
içi sıcaklık değerlerinin oldukça yavaş bir seyirle artış gösterdiği görülmektedir.<br />
İşletmeden kaynaklanan zorunlu nedenlerle deney sona erdirilmese, çok büyük bir<br />
ihtimalle bu çalışmada da aynı durum meydana gelecekti.
Şekil 3. Yığın içi sıcaklık değerlerinin zamanla değişimi.<br />
3.2 Yığın Yüzeyi Sıcaklıklarının Güneş Işınları Etkisine Bağlı Olarak<br />
İncelenmesi<br />
Yığın içi sıcaklık ölçümleri datalogger ile otomatik olarak alınırken, güneş<br />
ultraviyole ışınlarının kömür tane yüzeyleri üzerindeki etkisini tam olarak belirlemek<br />
amacıyla, belirli zaman aralıklarıyla (Saat 09.00, 14.00 ve 21.00) yığının doğu ve batı<br />
yönündeki yığın yüzeyi üzerindeki kömürlerde yüzey sıcaklık ölçümleri alınmıştır.<br />
Bu verilerin toplamı ise 450 adettir.<br />
Güneşin doğuşuna ve güneş ışınlarının geliş açısına dolayısıyla güneşlenme şiddetine<br />
paralel olarak saat 09.00’da doğu yönü yüzey sıcaklığı, batı yönü yüzey sıcaklığından<br />
yüksek değerlerdedir. Saat 09.00’da güneş ultraviyole enerjisinin doğu yönündeki<br />
yüzey üzerinde daha çok etkili olduğu Şekil 4’de görülmektedir.<br />
Güneş ışınlarının saat 14.00’de batı yönünde daha etkin olması sebebiyle, batı yönü<br />
yüzey sıcaklığının doğu yönü yüzey sıcaklığından daha yüksek değerlerde olduğu<br />
görülmüştür (Şekil 5). Bunun nedeni, batı yönündeki yığın yüzeyinin güneşlenme<br />
şiddetine paralel olarak güneş ultraviyole ışınlarını daha uzun süre absorplamasıdır.<br />
Güneş ışınları oranının açısı mevsimlere göre değişir. Ultraviyole (UV) yoğunluğu<br />
yaz ayları boyunca en yüksektir. Öğle saatlerinde güneş ışınları dünya yüzeyine daha<br />
dik açıyla gelir. Bu yüzden atmosferden daha kısa mesafede geçerek yer yüzeyine<br />
ulaşırlar. Sabahın erken saatlerinde ve öğleden sonra geç saatlerde ışınlar<br />
atmosferden belirli bir açı ile geçer ve UV radyasyon yoğunluğu büyük ölçüde azalır.<br />
Saat 09.00’daki yığın yüzey sıcaklıklarının, saat 14.00’deki yığın yüzey<br />
sıcaklıklarından düşük olduğu görülmektedir. Sabah 09.00 sıralarında yığın yüzey<br />
sıcaklıkları 30ºC’ler civarında iken (Şekil 4), saat 14.00 sıralarında yığın yüzey<br />
sıcaklık değerlerinin 40-60ºC’lerde olduğu (Şekil 5) açıkça görülmektedir. Güneş<br />
ışınlarının etkinliğinin bittiği ve güneşlenme şiddeti değerinin 0 kW/m 2 olduğu saat<br />
317
21.00’de, absorplanan ısı miktarına ve yığın içi kondüksiyonla ısı transferine bağlı<br />
olarak batı yönü yüzey sıcaklığı genel anlamda yüksektir (Şekil 6). Akşam saat<br />
21.00’de güneş ultraviyole ışınlarının etkisinin ortadan kalkmasıyla yığın yüzey<br />
sıcaklıklarının 20ºC’lere düştüğü görülmektedir.<br />
Şekil 4. Saat 09.00'daki yığın yüzey sıcaklığının, hava sıcaklığı ve güneşlenme<br />
şiddeti ile ilişkisi.<br />
Şekil 5. Saat 14.00' deki yığın yüzey sıcaklığının, hava sıcaklığı ve güneşlenme<br />
şiddeti ile ilişkisi.<br />
318
Şekil 6. Saat 21.00'dak yığın yüzey sıcaklığının, hava sıcaklığı ve güneşlenme şiddeti<br />
ile ilişkisi.<br />
3.3 Yığın Dışı Tane Sıcaklığının Güneş Işınları Etkisine Bağlı Olarak<br />
İncelenmesi<br />
Daha öncede belirtildiği gibi kömür, siyah renginden dolayı güneş ışınlarını<br />
yansıtmaz, soğurur. Yığında yapılan çalışma ile eş zamanlı olarak yığından farklı bir<br />
yerde +200 mm ebadında üç adet kömür tanesi üzerinde yüzey sıcaklıkları alınmıştır.<br />
Saat 09.00, 14.00 ve 21.00 saatlerinde alınan yüzey sıcaklıklarının sayısı 144 adettir.<br />
Saat 09.00’da kömür numunesinin sıcaklığı, yığın içi ısı aktarımından bağımsız<br />
sadece güneş ışınlarının etkisi altında zamanla artmıştır. Öğle saatlerinde güneş<br />
ışınlarının dünya yüzeyine daha dik ve atmosferden daha kısa mesafede gelmesi<br />
sebebiyle (Algaba ve Riva, 2002) saat 14.00’da güneş ışınlarının daha fazla etkili<br />
olduğu ve bu zaman içinde kömür numunesinin yüzey sıcaklığının oldukça yüksek<br />
değerlerde seyrettiği gözlenmiştir. Yığın dışı tane yüzey sıcaklığının maksimum<br />
61ºC’ ye çıktığı ölçülmüştür (Şekil 7). Güneşin batması sonucu güneşlenme<br />
şiddetinin 0 kW/m 2 olmasından dolayı, saat 21.00’de numune yüzey sıcaklığının<br />
ortalama 18 ºC’lerde seyrettiği tespit edilmiştir.<br />
319
Şekil 7. Yığın dışındaki tane yüzey sıcaklıklarının güneşlenme şiddeti ile ilişkisi.<br />
4 SONUÇLAR<br />
Bu çalışma GLİ Tunçbilek İşletmesi zenginleştirilmiş lavvar ürünü endüstriyel<br />
boyutlu yığın kömürleri üzerinde yapılmıştır. Yapılan bu çalışmada, oluşturulan<br />
kömür stoğunda, güneş ışınlarının ultraviyole etkisine bağlı olarak kendiliğinden<br />
yanma olayı incelenmiştir. Oluşturulan yığın doğal koşullara maruz bırakılmıştır. Eş<br />
zamanlı olarak yığın yüzey sıcaklıkları, hava sıcaklığı, basıncı, nemi, rüzgâr hızı ve<br />
yönü değerleri ölçülmüştür. Ayrıca yığından ayrılarak farklı bir yere alınan üç adet<br />
kömür numunesi üzerinde yüzey sıcaklık değerleri alınmıştır.<br />
Yığın içinde bulunan sıcaklık sensörünün atmosfer şartlarından, yüzey sıcaklığına<br />
göre daha az etkilendiği görülmüştür. Sensörün bulunduğu noktada ısının tahliyesi<br />
daha güç olduğundan, devamlı bir ısı birikmesi gerçekleştiği ve yığın içi sıcaklık<br />
değerlerinin 114. saatten itibaren yavaş yavaş zamana bağlı olarak arttığı<br />
görülmüştür.<br />
Saat 09.00’da ölçülen sıcaklık değerlerinde, yığının doğu yönü yüzey sıcaklığının<br />
güneşin doğuşuna ve güneşlenme şiddetine paralel olarak, güneş ışınlarının yoğun<br />
etkisine maruz kalarak 25 ºC’den 38 ºC’ye yükseldiği ortaya çıkmıştır. Yığının batı<br />
yönündeki yüzey sıcaklığının ise, güneş ultraviyole ışınlarının etki alanına tam olarak<br />
girmemesinden dolayı doğu yönü yüzey sıcaklığına göre düşük olduğu görülmüştür.<br />
320
Saat 14.00’da güneş ışınlarının yeryüzüne dik olarak geldiği ve etkisinin koyu renkli<br />
maddeler üzerinde daha fazla olduğu görülmüştür. Bu zaman diliminde, her iki<br />
yöndeki yüzey için sıcaklık değerlerine bakıldığında; batıya doğru yönelmekte olan<br />
güneş ışınlarının kömür yığınında batı yönü yüzey sıcaklık değerlerinin doğu yönü<br />
yüzey sıcaklık değerlerine göre daha yüksek değerlerde olmasına neden olmuştur.<br />
Saat 14.00’ de batı yönü yüzey sıcaklığının 45ºC’den 56ºC’ye yükseldiği<br />
görülmüştür.<br />
Saat 21.00’de güneş ışınlarının etkisinin kalmadığı, havanın sıcaklık, nem ve rüzgâr<br />
hızı gibi değerlerindeki değişimlerin etkili olduğu görülmüştür. Çalışmanın<br />
başlangıcında batı yönü sıcaklık değerlerinin, doğu yönü sıcaklık değerlerinden<br />
yüksek olduğu tespit edilmiştir. Fakat çalışmanın 350. saatinden sonra yüzey<br />
sıcaklıkları aynı değerlerde seyretmiştir.<br />
Yığın içi ısı aktarımından bağımsız olarak sadece güneş ışınları etkisinde kalan yığın<br />
dışı kömür numunelerinin sıcaklık değerlerinin, gün içerisinde güneş ışınlarının etkili<br />
ve etkisiz olduğu saatlerde hava sıcaklığına karşı değişik değerler aldığı tespit<br />
edilmiştir. Güneş ışınlarının etkili olduğu saat 14.00’de yüzey sıcaklığının en yüksek<br />
değerlerde seyrettiği görülmüştür. Güneş ışınlarının etkili olmadığı saat 21.00’de tane<br />
yüzey sıcaklıkları en düşük değerlerde seyretmiştir. Yığın dışındaki tane yüzey<br />
sıcaklıklarının güneş ışınlarının etkisinden daha fazla etkilendiği belirlenmiştir.<br />
TEŞEKKÜR<br />
Bu çalışma, Selçuk Üniversitesi Bilimsel Araştırma Projeleri Koordinatörlüğü<br />
tarafından desteklenmiştir. Ayrıca TKİ Tunçbilek kömür işletmesi, sağladıkları<br />
imkânlarla çalışmanın yapılmasına önemli katkıda bulunmuşlardır.<br />
KAYNAKLAR<br />
Algaba, I. and Riva, A., (2002) In Vitro Measurement <strong>of</strong> the Ultraviolet Protection Factor <strong>of</strong><br />
Apparel Textiles, Coloration Technology, 118: 52–58.<br />
Barış K., Aydın H., and Didari V., 2011, Statistical Modeling <strong>of</strong> the Effect <strong>of</strong> Rank , temperature,<br />
andparticle size on Low-Temperature Oxidation <strong>of</strong> Turkish Coals, Combt. Sci. And Tech., 183:<br />
105-121<br />
Chamberlain, E. A., Barrass, G., and Thirlaway, J. T., 1976, Gases evolved and possible reactions<br />
during low-temperature oxidation <strong>of</strong> coal, Fuel 55:217, 223 s.<br />
Jones, R.E., Townend, D.T.A., 1949, Oxidation <strong>of</strong> Coal, Journal Society <strong>of</strong> Chemical Industry, 68s.<br />
Karpuz, C., Güyagüler, T., Bağcı, S., Bozdağ, T., Başarır, H., Keskin, S., 2000, Linyitlerin<br />
kendiliğinden yanmaya yatkınlık derecelerinin tespiti: Bölüm 1-Risk sınıflaması derlemesi,<br />
Madencilik/ Eylül-Aralık, s 4–11.<br />
Kaymakçı, E., and Didari, V., 2002, Relations between Coal Properties and Spontaneous<br />
Combustion Parameters, Turkish J. Eng. Env. Sci., 26, 59-64<br />
Kural, O., 1998, <strong>Kömür</strong> Özellikleri, Teknolojisi ve Çevre İlişkileri, Özgün Ofset Matbaacılık A.S.,<br />
785s.<br />
Ören, Ö., Şensöğüt, C., 2007, Kütahya bölgesi linyitlerinin kendiliğinden yanmaya yatkınlıklarının<br />
araştırılması, Madencilik, Cilt 46 Sayı 1, 17 s.<br />
321
Özdeniz. A. H., 2003, <strong>Kömür</strong> stoklarındaki kendiliğinden yanma olayının incelenmesi-Garp<br />
Linyitleri İşletmesi örneği, Doktora Tezi, Selçuk Üniversitesi Fen Bilimleri Enstitüsü, Konya,<br />
185 s.<br />
Özdeniz. A. H., Çorumluoğlu. O., Kalaycı. İ., 2006, Endüstriyel boyutlu kömür stoklarında<br />
kendiliğinden yanma ile yığının sıkışması arasındaki ilişkinin incelenmesi, ss. 2–12.<br />
Şensöğüt, C., 1999, Türk kömürlerinin kendiliğinden yanmaya yatkınlığı-Ilgın Linyitleri örneği,<br />
Madencilik, 38–1, s 45– 52.<br />
Wang, H., Dlugogorski, B.Z., Kennedy, E.M., 2003, Coal oxidation at low temperatures: Oxygen<br />
consumption, oxidation products, reaction mechanism and kinetic modeling, Progress in<br />
Energy and Combustion Science, ss. 487– 513.<br />
Yüncü, H., Kakaç, S., 1999, Temel Isı Transferi, Bilim Yayıncılık, 9 s.<br />
322
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
GLİ, AÇIK İŞLETMELERİNDEKİ KÖMÜR<br />
KAMYONLARININ DURUŞ SÜRELERİ ANALİZİ<br />
DOWNTIMES ANALYSIS OF OFF-HIGHWAY COAL TRUCKS<br />
IN SURFACE COAL MINES, GLI<br />
Ece Kundak * , Hürriyet Akdaş **<br />
Eskişehir Osmangazi Üniversitesi, MMF, Maden Mühendisliği Bölümü, Eskişehir<br />
ÖZET Bu çalışma, Garp Linyitleri İşletmesi (GLİ), açık işletmelerinden üretilen kömürün<br />
nakliyatında kullanılan kamyonlara ait duruş sürelerinin analizini içermektedir. Geçmiş 11 yıla ait<br />
kayıt altında tutulan duruş süreleri ve nedenleri ile ilgili veriler, tamir–bakım ve operasyonel<br />
kaynaklı duruşlar olmak üzere iki ana grup altında toplanarak, yeniden derlenmiş ve istatistiksel<br />
anlamda incelenmiştir. 85 ston kapasiteli 20 adet kömür kamyonuna ait bu derlenen duruş verilerine<br />
zaman serisi analizleri uygulanmıştır. Zaman serisi analizleri sonucunda elde edilen tahmin<br />
modelleri, 2011 yılında aylık gerçekleşen fiili değerler ile karşılaştırılmıştır. Karşılaştırmalar<br />
sonucunda, tahmin modellerinin kabul edilebilir seviyede ve iyi sonuçlar ürettiği görülmüştür.<br />
ABSTRACT This study includes analyzing <strong>of</strong> downtimes <strong>of</strong> <strong>of</strong>f- highway coal trucks which are<br />
used to transport the produced coal from surface lignite mines in Western Lignite Cooperation<br />
(GLI). Data related to the recorded downtimes in past 11 years with their reasons have been<br />
classified into two groups as fixed and operational downtimes and then recompiling data have<br />
statistically evaluated. Time series analysis has been applied to the recompiling downtime data<br />
belong to 20 <strong>of</strong>f- highway coal trucks and 85 ston capacity each <strong>of</strong> them. Obtained prediction<br />
models from results <strong>of</strong> time series have been compared with monthly real downtimes occurred in<br />
2011. It was concluded that obtained prediction models have produced acceptable and reasonable<br />
results.<br />
* ekepekci@ogu.edu.tr.<br />
** hakdas@ogu.edu.tr.<br />
323
1 GİRİŞ<br />
Zaman serisi, tahmin edilecek değişkenin geçmiş değerlerinden oluşan bir seridir.<br />
Zaman serisi analizi, değişkenin geçmiş verileri kullanılarak, değişkenin gelecekte<br />
alabileceği değerlerin öngörülmesi işlemidir. Değişkenin geçmişteki davranışlarının<br />
gelecekte de devam edeceği kabul edilerek öngörü işlemi gerçekleştirilir. Kullanılan<br />
verilerin zaman içerisinde ardışık bir biçimde olması zorunlu değildir. Ancak,<br />
verilerin düzenli zaman aralıkları ile alınmış olması tahminin doğruluğunu arttırıcı<br />
etki sağlamaktadır (Sevüktekin ve Nargeleçekenler, 2010).<br />
Zaman serisi analizi, geçmişteki değerleri kullanarak gelecekteki değerleri öngörme<br />
işlemini gerçekleştirebildiğinden pek çok alanda bu analiz ile çalışmalar yapılmıştır<br />
ve yapılamaya da devam edilmektedir. Bu alanların başında ekonomi, iktisat ve<br />
istatistik gelmektedir. Bu analiz, geçmişe ait verilerin kaydedilebildiği alanlarda<br />
yaygın olarak kullanılmaktadır. Gerek bilimsel amaçlı, gerekse farklı amaçlarla<br />
ekonomi, mühendislik, sağlık, eğitim gibi çok farklı alanlarda zaman serileri<br />
derlenmektedir. Özellikle istatistiksel ve ekonometrik çalışmalarda zaman serilerine<br />
oldukça yoğun ihtiyaç duyulmaktadır (Sevüktekin ve Nargeleçekenler, 2010).<br />
Zaman serisi analizi, yukarıda belirtilen alanlarda kullanıldığı kadar yaygın olmasa<br />
da, farklı mühendislik disiplinlerinde zaman zaman kullanılan bir analiz yöntemidir.<br />
Bunlar ile ilgili bazı örnekler şöyle verilebilir. Ankara hızlı ray sistemindeki<br />
istasyonda bekleyen yolcu yoğunluğunun modellenmesi çalışmalarında uygulanmıştır<br />
(Yaman vd., 2001). Çevik ve Yürekli, 2003, tarafından Yeşilırmak nehri aylık akım<br />
serisinin modellenmesi üzerine bir çalışma yapılmıştır. Aras ve Aras, 2004, zaman<br />
serilerini Eskişehir’de konutsal doğal gaz talebini tahmin etmek için kullanmışlardır.<br />
Dooley ve Lenihan, 2005, metal fiyatları ile ilgili tahmin yapabilmek için zaman<br />
serilerini kullanmışlardır. Görmüş vd., 2006, GPS yardımıyla ölçülen köprü salınım<br />
hareketlerini zaman serisi kullanarak modellemiştir. İbrahim vd., 2009, Malezya’nın<br />
gelecekteki hava kalitesinin öngörebilmek için bu yöntemi kullanmışlardır. Özdemir<br />
ve Bahadır, 2010, zaman serileri ile küresel iklim değişikliği öngörüsü oluşturulan bir<br />
çalışma yapmışlardır.<br />
Zaman serisi analizi, geçmiş zamanda kayıt altına alınan değişkenlerin madencilik<br />
alanında çok yaygın kullanılan istatistiksel analiz yöntemlerinden biri olmamasına<br />
karşın; madencilik alanında da bazı çalışmalar gerçekleştirilmiştir. Bhattacherjee vd.,<br />
1994, bir kömür ocağındaki iş kazalarını zaman serisi analizi ile modellemiştir.<br />
Kutlar ve Elevli, 1999, Dünya bakır üretimini doğrusal zaman serileri ile öngörüde<br />
bulunmuşlardır. Ediger vd., 2006, <strong>Türkiye</strong>’nin fosil yakıt üretiminin muhtemel<br />
eğrisini öngörmüşlerdir. Bir başka çalışma, bir kömür ocağındaki CO konsantrasyon<br />
değerlerini zaman serisi analizi ile modellemiştir (Hower vd., 2011). Zhao ve Chen,<br />
2011, bir metal madeninde oluşan tasmanı zaman serileri kullanarak yapay sinir<br />
ağları tekniği ile tahmin çalışması yapmışlardır. Kepekçi ve Akdaş, 2011a ve 2011b,<br />
Tunçbilek Bölgesindeki açık işletmelerde çalışmakta olan 85 ston kapasiteli 53 adet<br />
ve 170 ston kapasiteli 10 adet dekapaj kamyonlarının duruş sürelerini zaman serileri<br />
kullanarak tahmin modellerini önermişlerdir.<br />
324
Bu çalışmada Garp Linyitleri İşletmesi (GLİ), Tunçbilek Bölgesinde, 20 adet ve her<br />
biri 85 ston kapasiteli kömür naklinde kullanılan kamyonlardan oluşan bir filonun<br />
duruş süreleri analiz edilmiştir. Aslında bölgede, daha fazla sayıda dekapaj gibi farklı<br />
işlerde çalıştırılan kamyonlar olup, burada sadece kömür taşınmasında<br />
görevlendirilen kamyonlar ele alınmıştır.<br />
<strong>Kömür</strong> kamyonların duruş süreleri, tamir-bakımdan kaynaklı ve operasyonel kaynaklı<br />
duruşlar olmak üzere iki ana başlık altında toplanmıştır (Kepekçi, 2011). 2000-2011<br />
yılları arasında aylık olarak kayıt altında tutulan tüm duruş süresi verileri, zaman<br />
serisi analizlerine tabii tutulmuştur. Sonuçta, bir sonraki yıla ait duruş süreleri üzerine<br />
%95 güvenilirlikle öngörüler yapılarak, fiili değerler ile karşılaştırmaları yapılmıştır.<br />
2 KÖMÜR KAMYONLARININ DURUŞ SÜRELERİ<br />
GLİ, Açık işletmelerinde, kömür nakliyesinde çalıştırılan 85 ston kapasiteli 20 adet<br />
kamyonun duruş süreleri kayıt altında tutulmaktadır. Bu kayıtlar, duruşların alt<br />
nedenlerini içeren ve işletmenin kendi oluşturduğu bir tablo altında, saat biriminde<br />
toplanmaktadır. İşletmenin kendi ihtiyaç ve izleme durumuna göre geliştirilen bu<br />
kayıt sisteminde, her kamyon için ayrıntılı bilgiler de bulunmaktadır.<br />
<strong>Kömür</strong> kamyonlarının kayıt altında tutulan duruş süreleri ayrıntılı incelenerek, tamirbakım<br />
ve operasyonel kaynaklı olmak üzere iki grup altında toplanmıştır. Tamirbakımdan<br />
kaynaklı duruşlar ve gerekçeleri incelendiğinde, bu duruşların kamyonların<br />
kendisinden kaynaklı olan yani, makine aksamı ile ilgili mekanik kaynaklı duruşlar<br />
olduğu ifade edilebilir. Operasyonel kaynaklı duruşlar ise, açık işletme koşullarına ve<br />
faaliyetlerine bağlı, yani madencilik faaliyeti ve çevre koşullarından kaynaklanan<br />
duruşlar olduğu görülmektedir. İşletmedeki kömür kamyonlarının duruş nedenleri<br />
Şekil 1’de şematik olarak verilmektedir (Kepekçi ve Akdaş, 2011a).<br />
Şekil 1. G.L.İ. Açık İşletmelerde kömür kamyonlarının duruş nedenleri.<br />
325
3 ZAMAN SERİSİ ANALİZLERİ<br />
Zaman serisi analizinde ve seriyi tanımlayan en iyi modeli belirlemede üç temel adım<br />
sırasıyla izlenmektedir. Bu adımlardan ilki olan tanımlama adımı, veri setini analize<br />
hazırlamayı ve potansiyel modelleri teşhis ederek model seçmeyi kapsamaktadır.<br />
İkinci adım olan tahmin ve test yapma adımında ise, potansiyel modellerdeki<br />
parametrelerin tahminleri yapılmakta ve model seçme kriterleri kullanılarak en iyi<br />
model seçilmektedir. En iyi modelin seçilmesi bu adımın sonlandırılarak üçüncü<br />
adıma geçilmesine olanak sağlamaz. Son adıma geçmeden önce, seçilen en uygun<br />
modelin ayırt edici kontrolü yapılır ve bu modelin yeterli olup olmadığına bakılır.<br />
Benzetilen (simüle edilen) serinin otokorelasyon fonksiyonu (ACF), orijinal serinin<br />
otokorelasyon fonksiyonu ile karşılaştırılır. Eğer iki otokorelasyon fonksiyon<br />
birbirinden farklı ise, modelin geçerliliğinden şüphe duyulur ve yeniden model<br />
belirleme aşamasına dönülür. Eğer model yeterli görülürse, son adım olan uygulama<br />
adımına geçilir. Uygulama adımında ise, kontrol amacıyla belirlenen model kullanılır<br />
(Sevüktekin ve Nargeleçekenler, 2010).<br />
İşletmede kömür taşımada kullanılan 85 ston kapasiteli 20 adet Wabco 85-D<br />
kamyonların duruş süreleri için iki ayrı analiz uygulanmıştır. Birincisinde, tamirbakımdan<br />
kaynaklı duruş süreleri; ikincisinde ise, operasyonel duruş süreleri zaman<br />
serisi analizine tabi tutulmuştur.<br />
3.1 <strong>Kömür</strong> Kamyonlarının Tamir-Bakım Kaynaklı Duruşların Analizi<br />
Açık işletmelerden kömür taşınmasında görevlendirilen Wabco 85-D kamyonların<br />
2000-2010 yılları arasında tamir-bakımdan kaynaklı fiili duruş süreleri, Garp<br />
Linyitleri İşletmesinden temin edilmiş ve uygulanacak zaman serisi analizi için<br />
uygun şekilde yeniden derlenmiştir. Bu derleme sonunda, analiz için geçmiş 11 yılı<br />
kapsayan ve aylık olarak düzenlenen 132 adet veri seti oluşturulmuştur. Serinin<br />
görselleştirilmesini ve bu sayede serinin zaman serisi bileşenlerinden herhangi birini<br />
ya da bir kaçını içerip içermediğinin anlaşılmasını sağlamak için yapılacak ilk adım,<br />
serinin zaman serisi grafiğini oluşturmaktır. 11 yıllık tamir-bakımdan kaynaklı<br />
duruşların zaman serisi grafiği şekil 2’de verilmektedir. Şekil 2’deki grafik<br />
incelendiğinde, genellikle, tamir-bakımdan kaynaklı duruşlar serisinin kış aylarında<br />
yüksek değerlere ulaştığı ve yaz aylarında ise, düşük değerlerde seyrettiği<br />
gözlenmektedir.<br />
Zaman serisi grafiği üzerinden serinin durağanlığı ile ilgili çok kesin yargılara<br />
vararak analize başlamak çoğu kez araştırmacıları yanıltmaktadır. Serinin<br />
otokorelasyon grafiği oluşturularak serinin durağan olup olmadığının incelenmesi<br />
gerekir. Şekil 3’de tamir bakımdan kaynaklanan duruş süreleri serisinin<br />
otokorelasyon grafiği verilmektedir. Şekil 3’deki grafik incelendiğinde, serinin<br />
mevsimsel bir yapı içermediği ve bu yüzden de mevsimsel farkının alınmasına gerek<br />
olmadığı söylenebilmektedir. Aynı zamanda da seri gecikmeler arttıkça sıfıra<br />
gittiğinden serinin durağan olduğu ve herhangi bir fark alma işlemine ihtiyaç<br />
olmadığı anlaşılmıştır.<br />
326
Şekil 2. Tamir-bakımdan kaynaklı duruşlar serisinin zaman serisi grafiği.<br />
Şekil 3. Tamir-bakımdan kaynaklı duruşlar serisinin ACF grafiği.<br />
Tamir-bakımdan kaynaklı duruş süreleri serisi için, Statgraphics adlı yazılımının<br />
otomatik tahminleme modülü kullanılarak, 11 uygun model bulunmuştur (Çizelge 1).<br />
Uygun modeller arasından en uygun modelin belirlenmesi için, en yaygın kullanılan<br />
model seçme kriteri olan Akaike Bilgi Kriteri (AIC) kullanılmış ve<br />
[ARIMA(1,0,1)x(2,0,2)12] modelinin (M), 8,01239 değeri ile en küçük AIC değerine<br />
sahip model olduğu elde edilmiştir. Bu yüzden, tamir-bakımdan kaynaklı duruş süresi<br />
serisini en iyi tanımlayan, en uygun model olarak (M) modeli olduğu belirlenmiştir.<br />
Çizelge 1. Tamir-bakımdan kaynaklı duruşlar serisi için uygun bulunan modeller.<br />
(A) Rastgele yürüyüş<br />
(B) Sabit ortalama = 248,966<br />
(C) Doğrusal trend = -290,115 + 0,808823 t<br />
(H) Basit üstel düzleştirme, alfa = 0,5572<br />
(I) Brown doğrusal düzleştirme, alfa = 0,2722<br />
(J) Holt doğrusal düzleştirme, alfa = 0,5468 ve beta = 0,0226<br />
(M) ARIMA(1,0,1)x(2,0,2)12 with constant<br />
(N) ARIMA(0,1,1)x(2,0,1)12<br />
(O) ARIMA(0,1,2)x(2,0,1)12<br />
(P) ARIMA(1,1,1)x(2,0,1)12<br />
(Q) ARIMA(0,1,2)x(1,0,2)12<br />
327
En uygun model olarak bulunan ve seçilen (M) modelinin [ARIMA(1,0,1)x(2,0,2)12]<br />
parametre değerlerinin anlamlılığı t-istatistiği kullanılarak incelenmiştir. Modelin tüm<br />
parametrelerinin olasılık değerleri 0,05 değerinden düşük olduğundan, tüm<br />
parametrelerin %95 güven düzeyinde istatistiksel olarak anlamlı olduğunu sonucuna<br />
ulaşılmıştır. Bir zaman serisi modeli belirlenip, parametrelerinin anlamlılığı<br />
ispatlandıktan sonra, ayırt edici testler yardımı ile yapılan tanımlamanın ne kadar<br />
doğru olduğu ortaya konulur. Ayırt edici kontrolün süreci iki aşamayı içerir. İlk<br />
adımda, benzetilen serinin ACF grafiği, gerçek serinin ACF grafiği ile karşılaştırılır.<br />
Eğer iki otokorelasyon fonksiyonu oldukça farklı görünüyorsa, modelin geçerliliği<br />
üzerinde şüpheyle durulur ve yeniden başka bir model belirlenmeye çalışılır. Tamirbakımdan<br />
kaynaklı duruş süreleri serisi için oluşturulan gerçek serinin ve tahmin<br />
serisinin otokorelasyon grafikleri benzer yapı gösterdiğinden, seçilen modelin<br />
yeterliliğinin kontrolü için yapılan ilk ayırt edici kontrol yönteminden, model yeterli<br />
çıkmaktadır. İkinci adımda ise, artıklar analiz edilir. Artıkların, rastgele hareketlere<br />
sahip ve her birinin diğeri ile yaklaşık olarak korelasyonsuz olması beklenir.<br />
Artıkların analizi, Box-Pierce istatistiği kullanılarak gerçekleştirilmiştir. Box-Pierce<br />
istatistiğinde; sıfır hipotezi (H0), tüm otokorelasyonların istatistiksel olarak anlamsız<br />
olduğunu ileri sürerken; alternatif hipotez (H1), en az bir otokorelasyonun anlamlı<br />
olduğunu göstermektedir (Sevüktekin ve Nargeleçeken, 2010). Uyguladığımız Box-<br />
Pierce istatistiğinin olasılık değeri (0,459289) olarak bulunmuştur. Olasılık değeri<br />
0,05’den büyük olduğundan; H0 reddedilemez. Bir başka ifadeyle; artıkların tüm<br />
otokorelasyonlarının istatistiksel olarak anlamsız olduğu sonucuna ulaşılmaktadır.<br />
Gerçekleştirilen ayıt edici kontrol işlemleri de, en uygun model olarak seçilen (M)<br />
modelinin doğruluğunu işaret etmektedir.<br />
<strong>Kömür</strong> kamyonlarının tamir-bakımdan kaynaklı duruş süresi serisi için en uygun<br />
seçilen (M) modelin tahmin değerleri grafiği Şekil 4’de verilmektedir. 2000-2010<br />
yılları arasında gerçek değerler ve bu gerçek değerlerin tahmin eğrisi oluşturulurken;<br />
2011 yılı için ise, gerçek değerler olmaksızın, tahmin eğrisi ve bu eğrinin %95 güven<br />
seviyesindeki alt ve üst güven aralığı sınırları oluşturulmuştur.<br />
Şekil 4. (M) modelinin [ARIMA(1,0,1)x(2,0,2)12] tahmin değerleri grafiği.<br />
Şekil 4’deki (M) modelinin tahmin değerleri ile oluşturulmuş olan 2000-2011 yılları<br />
arasındaki tahmin eğrisi ile Şekil 2’deki serinin gerçek değerleri ile oluşturulmuş<br />
328
zaman serisi eğrisinin oldukça benzer yapıda olduğu görülmektedir. 2011 yılının<br />
işletmeden alınan gerçek değerler eğrisi ile (M) modeli kullanılarak elde edilen<br />
tahmin değerleri eğrisi aylık olarak, Şekil 5’de gösterilmektedir.<br />
Şekil 5. 2011 yılına ait kömür kamyonlarının tamir-bakımdan kaynaklı duruşlar<br />
serisinin aylık olarak gerçek ve tahmin değerleri grafiği.<br />
3.2 <strong>Kömür</strong> Kamyonlarının Operasyonel Kaynaklı Duruşlarının Analizi<br />
Bu bölümde kömür kamyonlarının operasyonel sebeplerle oluşan duruşlarına, tamirbakım<br />
duruşlarına benzer şekilde uygulanan zaman serisi analizi yapılmıştır. <strong>Kömür</strong><br />
taşıyan Wabco 85-D kamyonların 2000-2010 yılları arası operasyonel kaynaklı duruş<br />
sürelerinin zaman serisi grafiği Şekil 6’da verilmektedir. 2003 yılının tüm ayları ve<br />
2006 yılının Şubat, Mart, Nisan, Haziran aylarında operasyonel kaynaklı duruş<br />
süreleri sıfır değerini almış yani, bu zamanlarda işletmede operasyonel kaynaklı<br />
duruşlar nedeni ile kömür kamyonları iş saati kaybı yaşamamış gibi anlaşılmaktadır.<br />
Ancak GLİ Müessesesindeki kamyonların tamamına ait operasyonel kaynaklı duruş<br />
süreleri veri seti incelendiğinde, 2003 yılının tamamı ve 2006 yılının üç ayında diğer<br />
kamyonlarda da verilerin aynı şekilde kaydedildiği, yani bu dönemlerde duruş<br />
olmadığı görülmektedir. Bu nedenle, işletmede bu dönemlerde operasyonel<br />
duruşların kayıt altına alınamamış olabileceği düşünülmektedir.<br />
Şekil 6. Operasyonel kaynaklı duruşlar serisinin zaman serisi grafiği.<br />
329
Operasyonel duruşların oluşturduğu serinin otokorelasyon grafiği Şekil 7’de<br />
verilmektedir. Seri mevsimsel bir yapı göstermediğinden ve fonksiyon sıfıra doğru<br />
gittiğinden mevsimsel ve mevsimsel olmayan fark alma işlemine ihtiyaç<br />
bulunmamaktadır.<br />
Şekil 7. Operasyonel kaynaklı duruşlar serisinin ACF grafiği.<br />
Kullanılan yazılımın önerdiği uygun 11 model içinden, Akaike Bilgi Kriteri (AIC)<br />
değeri 7,92236 ile en küçük olan ARIMA(0,0,2)x(2,0,2)12 modelinin kömür<br />
kamyonlarının operasyonel kaynaklı duruşlarından oluşan veri seti için en uygun<br />
model olduğu tespit edilmiştir.<br />
ARIMA(0,0,2)x(2,0,2)12 modelinin parametre değerleri Çizelge 2’de verilmektedir.<br />
P < 0,05 durumunun sağlanması tahmin sütununda verilen katsayıların %95 güven<br />
düzeyinde istatistiksel olarak anlamlı olduğunu göstermektedir.<br />
Çizelge 2. ARIMA(0,0,2)x(2,0,2)12 modelinin parametre değerleri.<br />
Değişken Tahmin Standart hata t-istatistiği P- değeri<br />
MA(2) -0,423028 0,0809746 -5,2242 0,000001<br />
SAR(2) -0,875494 0,118577 -7,38334 0,000000<br />
SMA(2) -1,0839 0,068652 -15,7884 0,000000<br />
Kontrol işlemi, tamir bakımdan kaynaklı verilere yapıldığı gibi yine iki adımda<br />
gerçekleştirilmiştir. İlk adımda, operasyonel kaynaklı duruş süreleri serisi için gerçek<br />
seri ve tahmin serisi ACF grafikleri karşılaştırılmış ve benzer yapı gösterdiğinden<br />
model yeterli bulunmuştur. İkinci adımda ise; artıkların korelasyonsuz olup<br />
olmadıkları Box-Pierce istatistiği kullanılarak değerlendirilmiştir. Box-Pierce<br />
istatistiğinin p-değeri (0,142333) olarak bulunmuştur. P-değeri >0,05 olduğundan<br />
artıkların tüm otokorelasyonlarının istatistiksel olarak anlamsız olduğu sonucuna<br />
ulaşılmaktadır.<br />
<strong>Kömür</strong> kamyonlarının opearsyonel kaynaklı duruş süresi serisi için en uygun seçilen<br />
ARIMA(0,0,2)x(2,0,2)12 modelin tahmin değerleri grafiği Şekil 8’de verilmektedir.<br />
2000 yılı ocak ayı ile 2010 yılı aralık ayı arasındaki sürede gerçek değerler ve bu<br />
değerlerin tahmin eğrisi oluşturulmuş; 2011 yılı için ise; sadece modelin tahmin<br />
eğrisi ve bu eğrinin %95 güven aralığındaki alt –üst limitleri oluşturulmuştur.<br />
330
Şekil 8. ARIMA(0,0,2)x(2,0,2)12 modelinin tahmin değerleri grafiği.<br />
<strong>Kömür</strong> kamyonlarının operasyonel duruşları için 2011 yılı gerçek duruş süresi<br />
değerleri ve tahmin modeli kullanılarak bulunan tahmin duruş süresi değerleri aylık<br />
olarak Şekil 9’da gösterilmektedir. Tahmin eğrisi ile gerçek değerler eğrisinin yaptığı<br />
salınımlar benzerlik gösterdiği gibi, tahmin edilen değerlerin gerçek değerlere<br />
oldukça yakın olduğu da görülmektedir.<br />
Şekil 9. 2011 yılına ait kömür kamyonlarının operasyonel kaynaklı duruşlar serisinin<br />
aylık olarak gerçek ve tahmin değerleri grafiği.<br />
4 SONUÇLAR VE ÖNERİLER<br />
GLİ, Tunçbilek Bölgesi, açık işletmelerinde kömür nakliyatında görevli 20 adet 85<br />
ston kapasiteli kamyonların 11 yıllık aylık duruş süreleri üzerine zaman serisi analizi<br />
yapılmıştır. <strong>Kömür</strong> kamyonlarının duruş süreleri, tamir-bakım ve operasyonel olmak<br />
üzere iki ana grupta sınıflandırılıp, ayrı ayrı istatistiksel olarak incelenmiştir.<br />
Zaman serisi analizi sonucunda, kömür kamyonlarının tamir-bakımdan kaynaklı<br />
duruş süreleri için en iyi modelin ARIMA(1,0,1)x(2,0,2)12, operasyonel kaynaklı<br />
duruş sürelerinin için ise, ARIMA(0,0,2)x(2,0,2)12 olduğu bulunmuştur. Bu modeller<br />
ile 2011 yılına yönelik tahminler yapılarak, fiili duruş süreleri ile karşılaştırılmıştır.<br />
331
Grafiksel olarak karşılaştırmalarda elde edilen tahminlerin fiili değerlere oldukça<br />
yakın ve dikkate değer şekilde paralel olduğu gözlenmektedir. Bu nedenle, işletmenin<br />
ileriye dönük olarak kamyonların gelecek yıllara ait duruş sürelerini tahminleme için<br />
bu modelleri kullanabileceği söylenebilir. Buna bağlı olarak da işletme, geleceğe<br />
yönelik iş ve üretim planlarını daha gerçekçi ya da daha az hata ile yapabilir.<br />
Açık işletmelerde kullanılan tüm ekipmanların çalışma süreleri, duruşları, bakımonarım<br />
gibi her türlü faaliyetlerinin daha ayrıntılı kayıt altında tutulması ile birlikte<br />
nedenlerinin de belirtilmesi, bu tür çalışmalara olanak tanıması açısından önemlidir.<br />
Ayrıca atmosferik koşullar ya da mevsimsel etkiler (yağmur, kar, gibi) nedeniyle<br />
oluşan meteorolojik bilgilerin de kayıtlarda tutulmasında yarar bulunmaktadır.<br />
TEŞEKKÜR<br />
Yazarlar, GLİ Müessesesi, Makine İşletme Şube Müdürlüğü ve çalışanları ile Açık<br />
İşletme İstihsal Şube Müdürlüğü ve personeline teknik bilgi ve yardımlarından dolayı<br />
teşekkür ederler.<br />
KAYNAKLAR<br />
Aras, H. ve Aras, N., 2004. Forecasting residential natural gas demand. Energy Sources, 26 (5);<br />
463-472.<br />
Bhattacherjee vd.,1994. Time series analysis <strong>of</strong> coal mine accident experience, Journal <strong>of</strong> Safety<br />
Research, 25-4, 229-234.<br />
Çevik, O. ve Yürekli, K., 2003, Mevsimsel arıma modeli kullanılarak Yeşilırmak Nehri aylık<br />
akım serisinin modellenmesi, Tarım Bilimleri Dergisi, 9-3.<br />
Dooley, G. ve Lenihan, H., 2005. An assessment <strong>of</strong> time series methods in metal price forecasting,<br />
Resources Policy, 30,208–217.<br />
Ediger vd., 2006. Forecasting production <strong>of</strong> fossil fuel sources in Turkey using a comparative<br />
regression and ARIMA model, Energy Policy, 34, 3836–3846.<br />
Görmüş, K.S., 2006. Gerçek zamanlı kinematik GPS ile ölçülen köprü salınımlarının zaman serisi<br />
analizi, Jeodezi, Jeoinformasyon ve Arazi Yönetimi Dergisi, 2006/2-95, 25-35.<br />
Hower vd., 2011. Time series analysis <strong>of</strong> CO concentrations from an Eastern Kentucky coal fire,<br />
International Journal <strong>of</strong> Coal Geology, 88, 227-231.<br />
İbrahim vd., 2009. Forecasting time series analysis <strong>of</strong> air pollutions in several area <strong>of</strong> Malaysia,<br />
American Journal <strong>of</strong> Environmental Sciences, 5, 625-632.<br />
Özdemir, M.A., Bahadır, M., 2010. Denizli’de Box-Jenkins tekniği ile küresel iklim değişikliği<br />
öngörüleri, Uluslararası Sosyal Araştırmalar Dergisi, 3-12.<br />
Kepekçi, E., 2011. Açık işletme kamyonlarının duruş sürelerinin analizi, Eskişehir Osmangazi Üni.<br />
Fen Bil. Ens. Yüksek lisans Tezi, 46-48.<br />
Kepekçi, E. ve Akdaş, H., 2011a. Açık işletmelerde dekapaj kamyonlarına ait duruş sürelerinin<br />
zaman serisi analizi, 3. Maden Makineleri Sempozyumu, İzmir, <strong>Türkiye</strong>, 127-138.<br />
Kepekçi, E. ve Akdaş, H., 2011b. Time Series Analysis <strong>of</strong> Overburden Removal Trucks in<br />
Tunçbilek Surface Mines, Mine Planning and Equipment Selection, MPES-2011, Almaty,<br />
Kazakhstan.<br />
Kutlar, A. ve Elevli,S., 1999. Dünya bakır üretiminin doğrusal zaman serileri modelleri ile tahmini,<br />
Madencilik dergisi, 38-4, 43-55.<br />
332
Sevüktekin, M. ve Nargeleçeken, M.,2010. Ekonometrik zaman serisi analizi, Nobel yayın dağıtım<br />
tic. Ltd. şti., İstanbul, 591.<br />
Yaman vd., 2001, Dinamik çizelgeleme için görüntü işleme ve ARIMA modelleri yardımıyla veri<br />
hazırlama, Gazi Üniversitesi Mimarlık ve Mühendislik Dergisi, 16-(1-2), 19-40.<br />
Zhao, K. ve Chen, S., 2011. Study on artificial neural network method for ground subsidence<br />
prediction <strong>of</strong> metal mine, Procedia Earth and Planetary Science, 2, 177-182.<br />
333
334
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
SOMA-KINIK BÖLGESİNDE BİR KÖMÜR OCAĞININ<br />
GALERİ KAZISI İÇİN KOLLU GALERİ AÇMA<br />
MAKİNESİ SEÇİMİ VE PERFORMANS TAHMİNİ<br />
ROADHEADER SELECTION AND PERFORMANCE<br />
PREDICTION FOR EXCAVATION OF GALLERIES FOR A<br />
COAL MINE IN SOMA-KINIK REGION<br />
Hanifi Çopur , Cemal Balcı<br />
İstanbul Teknik Üniversitesi Maden Mühendisliği Bölümü, İstanbul<br />
Mustafa Tokat<br />
Polyak-Eynez Enerji Madencilik Sanayi ve Ticaret A.Ş., Soma<br />
ÖZET Planlama aşamasında olan Polyak-Eynez Enerji Madencilik Sanayi Ticaret A.Ş.’ne ait olan<br />
Soma-Kınık Elmadere Köyü <strong>Kömür</strong> Sahası ziyaret edilerek, jeolojik bilgiler edinilmiş, karot<br />
sandıkları incelenmiş ve linyit kömürü ve linyitin tavan-tabanında bulunan yankayaçları temsil eden<br />
karot numuneleri seçilmiştir. Numuneler üzerinde küçük ölçekli doğrusal kesme, tek eksenli basınç<br />
dayanımı, statik elastisite modülü, akustik dalga hızı, dolaylı çekme dayanımı, Cerchar aşındırıcılık,<br />
nokta yük dayanımı ve üç eksenli basınç dayanımı deneyleri yapılmıştır. Deneysel sonuçlar<br />
kullanılarak, formasyonların kazısı için uygun olabilecek kollu galeri açma makinesinin genel<br />
teknik özellikleri belirlenmiştir. Bu makinenin kazı hızı ile keski tüketimi değişik yöntemler<br />
kullanılarak tahmin edilmiştir. Kesme gücü 170-230 kW ve ağırlığı 40-50 ton arasında değişen<br />
eksenel veya travers tip bir kollu galeri açma makinesinin yüksek kazı hızlarında ve düşük keski<br />
tüketimiyle ekonomik olarak kullanılabileceği ortaya konmuştur.<br />
ABSTRACT Kinik Elmadere Village Coal Field owned by Polyak-Eynez AS planned to be an<br />
underground mine is first visited, geological information and documents are obtained, core boxes<br />
from the boreholes are analyzed and representative core samples <strong>of</strong> lignite and measure stones are<br />
selected. Then, small-scale linear cutting, uniaxial compressive strength, static elasticity modulus,<br />
acoustic wave velocity (dynamic elasticity modulus and Poisson’s ratio), indirect (Brazilian) tensile<br />
strength, Cerchar abrasivity index, point load strength, and triaxial compressive strength tests are<br />
performed on the samples. Based on the experimental results, a suitable roadheader and its general<br />
specifications are determined. The excavation rate and cutter consumption rate <strong>of</strong> this machine are<br />
predicted by using a few different methods. It is indicated that a transverse or axial type roadheader<br />
having cutterhead power between 170 and 230 kW and weight between 40 and 50 tons can be used<br />
economically for excavation <strong>of</strong> the formations found in the region with very high excavation rates<br />
and low tool costs.<br />
copurh@itu.edu.tr<br />
335
1 GİRİŞ<br />
Bir yer altı maden ocağında üretime başlayıp cevher-maden satışı yapabilir duruma<br />
gelinebilmesi için öncelikle ana nakliye ve havalandırma yollarının açılması ve daha<br />
sonra tavan-taban yolu gibi diğer hazırlık galerilerinin sürülmesi gerekmektedir. Bu<br />
aşama, klasik (delme patlatma) kazı sisteminde genellikle uzun zaman almaktadır.<br />
Cevhere daha hızlı ulaşabilmek için tek alternatif mekanize kazı sistemleridir.<br />
Hazırlık galerilerinin çok fazla olduğu büyük ölçekli kömür ve metalik maden<br />
ocaklarında tam cepheli tünel açma makineleri geçmişte çok büyük başarı ile<br />
kullanılmış ve kullanımı devam etmektedir. Ancak, küçük ve orta boy işletmelerde,<br />
ilk yatırım maliyetleri (tam cepheli tünel açma makinelerine göre) daha düşük olan,<br />
daha esnek, daha mobil ve seçimli madenciliğe olanak sağlayan kollu galeri açma<br />
makineleri daha çok tercih edilmektedir.<br />
Kazılacak formasyonlara uygun doğru kazı makinesinin seçimi, teknik özelliklerinin<br />
belirlenmesi, kazı hızlarının ve keski sarflarının fizibilite aşamasında tahmin<br />
edilmesi, işletmenin ekonomik hedeflerine ulaşması bakımından büyük önem<br />
taşımaktadır. Bu hedefe ulaşırken, projeye bir bütün olarak bakılmalı, sahanın çok iyi<br />
bir jeolojik çalışması yapılmalı ve makine ile formasyon etkileşimi incelenmelidir.<br />
Bu çalışma, Polyak-Eynez Enerji Madencilik Sanayi ve Ticaret A.Ş.’nin İTÜ Maden<br />
Mühendisliği Bölümü’ne yaptığı müracaata istinaden hazırlanan rapora<br />
dayanmaktadır (Çopur ve Balcı 2010). Şirkete ait olan Kınık Elmadere Köyü <strong>Kömür</strong><br />
Sahası sondajlarına ait kömür ve yankayaç karot sandıkları incelenmiş, uygun<br />
numuneler seçilmiş, numunelerin kazılabilirlikleri incelenmiş, fiziksel ve mekanik<br />
özellikleri belirlenmiş ve henüz planlama şamasında olan yer altı ocağında bulunan<br />
formasyonların mekanize kazısı için kollu galeri açma makinesi seçimi yapılmış ve<br />
kazı hızı ve keski tüketimi tahminleri yapılmıştır.<br />
2 SAHANIN JEOLOJİK ÖZELLİKLERİ VE DENEY NUMUNESİ SEÇİMİ<br />
İncelemelerin yapıldığı sahada yaklaşık derinlikleri 750-800 m olan 2 adet sondaj (P8<br />
ve P2) yapılmıştır ve diğer sondaj faaliyetleri devam etmektedir. Sondaj şantiyesinde<br />
bulunan karot sandıklarının tümü incelenerek deneysel çalışmalar için temsili<br />
numuneler alınmıştır (Şekil 1). Firma tarafından sağlanan bilgi ve belgelere (özellikle<br />
P8 sondajı) dayanarak hazırlanan yüzeyden derine doğru değişen stratigrafik<br />
formasyonlar ve RQD’ye göre kaya sınıflaması, Çizelge 1’de sunulmaktadır.<br />
P8 sondajı KM2 linyitinin taban formasyonu dahil 10 değişik stratigrafik birimi<br />
kesmiştir. P8 sondajı önce 16 m’lik bir Yamaç Molozu (YM) daha sonra kalınlığı en<br />
fazla olan ve PLTV olarak isimlendirilen stratigrafik birimi kesmiştir. PLTV birimi<br />
Andezit, Aglomera, Tüf ve Bazalt’tan oluşan litolojik birimleri içermektedir ve<br />
toplam kalınlığın %38.6’sına sahiptir. YM ve PLTV hariç stratigrafik birimler<br />
336
arasında kalınlığı en fazla olan P2AB birimidir (220 m, toplam kalınlığın % 28’idir)<br />
ve Marn, Kireçtaşı, Tüf ve Kil litolojik birimlerini içermektedir.<br />
Şekil 1. Karot sandıkları ve numune seçim çalışmaları.<br />
Çizelge 1. P8 sondajına göre stratigrafik değişim ve RQD kaya kütlesi sınıflaması.<br />
Stratigrafi Litolojik Birim Kalınlık (m)<br />
Formasyon<br />
Yüzdesi (%)<br />
337<br />
Ortalama<br />
RQD (%)<br />
RQD Kaya Kalite<br />
Sınıflaması (*)<br />
Minimum<br />
RQD (%)<br />
Maksimum<br />
RQD (%)<br />
YM Yamaç Molozu 16 2.0 0 (A) Çok Zayıf 0 0 0<br />
Standart<br />
Sapma (%)<br />
PLTV Andezit, Aglomera, Tüf, Bazalt 304 38.6 50 (B-C) Zayıf-Orta 10 89 21.7<br />
P2C Konglomera, Kumtaşı, Kil 106 13.5 53 (C) Orta 8 86 29.0<br />
P2AB Marn, Kireçtaşı, Tüf, Kil 220 28.0 42 (B) Zayıf 6 82 22.5<br />
KP1 Linyit 7 0.9 - - - - -<br />
P1 Kil, Silt 71 9.0 38 (B) Zayıf 26 43 5.7<br />
M3 Kireçtaşı 16 2.0 31 (B) Zayıf 29 33 -<br />
M2 Marn 15 1.9 69 (C) Orta 49 88 -<br />
KM2 Linyit 4.5 0.6 - - - - -<br />
M1 Kil (kumlu, çakıllı) 27.5 3.5 61 (C) Orta 48 72 12.1<br />
Ağırlıklı Ortalama =<br />
46 (B) Zayıf<br />
(*) RQD %0-25 = A) Çok Zayıf, RQD %25-50 = B) Zayıf, RQD %50-75 = C) Orta, RQD %75-90 = D) İyi / Sağlam, RQD %90-100 = E) Çok İyi / Çok Sağlam<br />
YM hariç tutulursa, minimum RQD değeri (kaya kalitesi) % 5 ve maksimum RQD<br />
değeri % 90 civarındadır. Tüm stratigrafik birimlerin kalınlığa bağlı ağırlıklı ortalama<br />
RQD değeri %45 civarındadır. Buna göre genel olarak sahadaki kayaçların sınıfı B<br />
(Zayıf) sınıfına girmektedir. Konglomera, Kumtaşı, Kil litolojik birimlerini içeren<br />
P2C ve ağırlıklı olarak Marn içeren M2 stratigrafik birimleri sahadaki RQD kalitesi<br />
en yüksek olan (C Sınıfı, Orta Kalite) birimlerdir.<br />
Bu çalışmada, YM (Yamaç Molozu) ve PLTV (Tüf, Aglomera, Andezit) birimleri<br />
hariç tüm birimlerden karot numunesi alınmıştır. Arazide seçilen numuneler özellikle<br />
P8 sondajından ve az oranda P2 sondajından (sadece M2, M3 ve KM2 (linyit)<br />
stratigrafik birimlerinden) alınmıştır. Numune seçiminde stratigrafik birimler ve her<br />
biri içinde yer alan litolojik birimler ayrı ayrı göz önüne alınıp ve gruplandırılıp<br />
deney sayısı optimize edilmiştir.
3 DENEYSEL ÇALIŞMALAR VE SONUÇLAR<br />
Fiziksel ve mekanik özellikleri belirlemeye yönelik yapılan deneyler tek eksenli<br />
basınç dayanımı, statik elastisite modülü, dolaylı (Brezilyan) çekme dayanımı,<br />
akustik dalga hızı (dinamik elastisite modülü ve Poisson oranı), nokta yük dayanımı<br />
ve üç eksenli basınç dayanımı (kohezyon ve içsel sürtünme açısı) deneyleridir.<br />
Kesilebilirliği belirlemek için küçük ölçekli doğrusal kesme ve aşındırıcılığı belirmek<br />
için Cerchar aşındırıcılık indeksi deneyleri yapılmıştır. Tüm fiziksel-mekanik özellik<br />
deneylerinde Brown (1981) standartları kullanılmıştır. Küçük ölçekli doğrusal kesme<br />
deneyleri McFeat-Smith ve Fowell (1977, 1979)’da önerildiği gibi yapılmıştır.<br />
Cerchar aşındırıcılık indeksi deneyleri West (1989)’in önerilerine göre yapılmıştır.<br />
Tek eksenli ve üç eksenli basınç dayanımı deneylerinde numune yoğunlukları (doğal<br />
birim hacim ağırlık) da belirlenmiştir.<br />
Fiziksel ve mekanik özellikleri belirlemeye yönelik yapılan deneylerin sonuçları<br />
Çizelge 2’de özetlenmiştir. Bölgedeki tüm formasyonların ve litolojik birimlerin<br />
fiziksel ve mekanik özelliklerine bakıldığında, genel olarak kollu galeri açma<br />
makinelerinin bölge formasyonlarının kazısı için kullanılabileceği görülmektedir.<br />
Ancak, doğrusal kesme deneyleri yapılmadan bu konuda kesin bir karar verilemez.<br />
Çizelge 2. Fiziksel ve mekanik özellikler özeti.<br />
Deney Minimum Maksimum<br />
Doğal Birim hacim Ağırlığı (g/cm 3 ) 2.16 2.81<br />
Tek Eksenli Basınç Dayanımı (MPa) 3.6 106.0<br />
Nokta Yük İndeksi'nden Basınç Dayanımı (MPa) 1.7 174.4<br />
Dinamik Elastisite Modülü (GPa) 7.43 54.78<br />
Dinamik Poisson Oranı 0.14 0.37<br />
Statik Elastisite Modülü (MPa) 2.03 17.47<br />
Dolaylı (Brezilyan) Çekme Dayanımı (MPa) 0.32 14.8<br />
Kohezyon (MPa) 2.58 8.83<br />
İçsel Sürtünme Açısı (°) 46 51<br />
Cerchar Aşındırıcılık İndeksi Deneyi < 0.3 1.25<br />
Küçük ölçekli doğrusal kesme deneylerinde, bir karot numunesi veya kayaç bloğu<br />
standart kama tipi bir keski ile (-5° kesme açısı, 5° temizleme açısı) 5 mm kesme<br />
derinliğinde yardımsız (etkileşimsiz) olarak kesilir, keskiye etkiyen kuvvetler üç<br />
boyutlu olarak ölçülür ve spesifik enerji (kesme kuvveti, kırıntı ağırlığı ve kesme<br />
uzunluğunun fonksiyonu olarak) hesaplanır. Bu çalışmada kullanılan doğrusal kesme<br />
deney donanımı ve uygulanan deneysel yöntemin detayları Copur vd (2007)<br />
referansında bulunabilir.<br />
Küçük ölçekli doğrusal kesme deneylerinde kullanılan bağımsız değişken sadece<br />
kayaç tipidir ve karot çapı 63 mm olan 4 farklı karot numune (Şekil 2, 3) kesilmiştir.<br />
Numuneler özellikle ana nakliye galerileri ve desandriler için tüm linyit sahasını<br />
temsil edebilecek şekilde seçilmiştir. Ancak, tavan-taban yollarının geçeceği M2<br />
338
(Marn) formasyonunda, karot çapı çok küçük olduğundan kesme deneyleri<br />
yapılamamıştır. M2 (Marn) ve KM2 (Linyit) numunelerinin kazılabilirlikleri veya<br />
kesilebilirlikleri, fiziksel ve mekanik özelliklere göre değerlendirilmiştir.<br />
Şekil 2. Küçük ölçekli doğrusal kesme deneylerinde kullanılan numuneler.<br />
Şekil 3. Kesme deneylerin sonrası numuneler.<br />
Deneylerde ölçülen veya hesaplanan parametreler (bağımlı değişkenler) şunlardır:<br />
ortalama ve maksimum keski kuvvetleri (normal ve kesme kuvveti) ve kırıntı ağırlığı,<br />
kesme uzunluğu ve kesme kuvvetinin fonksiyonu olarak hesaplanan spesifik<br />
enerjidir. Deneylerde sabit tutulan parametreler şunlardır: keski tipi (kama), kesme<br />
339
derinliği (5 mm), numune tabakalanma yönü (tabakalanmanın yataya yakın olduğu ve<br />
sondajların dikey olduğu kabulü ile tabakalanma düzlemine dik yönde kesim), kesme<br />
hızı (40 cm/sn), veri toplama hızı (1000 Hz), kesme açısı (-5°) ve temizleme açısı<br />
(5°). Küçük ölçekli doğrusal kesme deneylerinin sonuçları Çizelge 3’de özetlenmiştir.<br />
Sondaj<br />
Stratigrafi<br />
Çizelge 3. Doğrusal kesme deney sonuçlarının özeti.<br />
Litoloji<br />
Ortalama Normal<br />
Kuvvet, FN<br />
340<br />
Ortalama Kesme<br />
Kuvveti, FC<br />
Ortalama Spesifik<br />
Enerji, SE<br />
(kgf) (kgf) (MJ/m 3 ) (kWh/m 3 )<br />
P8 P2C Kumtaşı (killi) 71.2 98.2 12.51 3.47<br />
P8 P2C Silttaşı 39.8 61.9 6.79 1.89<br />
P8 P2AB Marn 119.9 112.4 9.03 2.51<br />
P2 M3 Kireçtaşı 385.2 117.2 14.69 4.08<br />
4 KOLLU GALERİ AÇMA MAKİNESİ SEÇİMİ, NET KAZI HIZI, GÜNLÜK<br />
İLERLEME HIZI VE KESKİ TÜKETİMİ TAHMİNİ<br />
Doğrusal kesme deney sonuçlarının McFeat-Smith ve Fowell (1977, 1979) tarafından<br />
kömür yankayaçları için geliştirilen abaklara göre değerlendirilmesi Çizelge 4’de<br />
verilmektedir. Kınık Elmadere Köyü <strong>Kömür</strong> Sahası kayaçlarının kazısında, özellikle<br />
kesilebilirliği zor olan M3 (Kireçtaşı) ve dayanım özellikleri yüksek olan ve tavantaban<br />
yollarının geçeceği M2 (Marn) göz önüne alındığında, 40-65 ton ağırlıkları<br />
arasında eksenel tip bir kollu galeri açma makinesinin sorunsuz bir şekilde<br />
kullanılabileceği söylenebilir. Bu ağırlık sınıfındaki makinelerin kesici kafa güçleri<br />
170-230 kW arasında değişir. Çizelge 4’de yapılan değerlendirmeler masif (kırık ve<br />
çatlak gibi süreksizlikler içermeyen) formasyonlar için geçerlidir. Formasyon<br />
süreksizlik içeriyorsa, net kazı hızı beklenenden daha yüksek olabilecektir.<br />
Kınık Elmadere Köyü <strong>Kömür</strong> Sahası formasyonlarının ortalama RQD değerinin % 45<br />
civarında olduğu düşünülürse, kazı hızının beklenenden yüksek olacağı söylenebilir.<br />
Ayrıca, gerek doğrusal kesme deneyleri gerekse de fiziksel-mekanik özellikleri<br />
belirlemeye yönelik deneyler yapılırken, formasyonların tabakalanma düzlemlerinin<br />
zayıf olduğu (tabakalanma düzlemine dik yönde yükleme yapıldığında dayanımları<br />
yüksek olsa da tabakalanma düzlemi boyunca kolayca ayrılabildikleri) görülmüştür.<br />
RQD değerinin düşük olması net kazı hızını olumlu etkileyeceği, ancak tahkimat<br />
aralığı sıklaşacağından, makine kullanım oranı (vardiyada kazıya ayrılan zaman<br />
yüzdesi) bir miktar azalacağı, performansın ters yönde etkileneceği söylenebilir.<br />
Eksenel tip bir kollu galeri açma makinesinin kazabildiği formasyonları, travers tip<br />
bir makine de rahatlıkla kazabilmektedir (Şekil 4). Travers tip kesici kafanın dönme<br />
ekseni bom eksenine diktir. Eksenel tip kesici kafanın dönme ekseni bom eksenine<br />
paraleldir. Böyle bir çalışmada, eksenel veya travers makine tiplerinden hangisinin<br />
kullanılacağına da karar verilmesi gerekir. Bu nedenle her iki tip galeri açma
makinesi için de performans hesapları yapılmalıdır ve çeşitli işletme kriterleri göz<br />
önüne alınarak kıyaslamalar yapılmalıdır.<br />
Çizelge 4. McFeat-Smith ve Fowell (1977, 1979) tarafından geliştirilen abaklara göre<br />
eksenel kollu galeri açma makineleri performans değerlendirmesi.<br />
Sondaj<br />
P8<br />
P8<br />
P8<br />
P2<br />
Sondaj<br />
P8<br />
P8<br />
P8<br />
P2<br />
Stratigrafi<br />
P2C<br />
P2C<br />
P2AB<br />
M3<br />
Stratigrafi<br />
P2C<br />
P2C<br />
P2AB<br />
M3<br />
Litoloji<br />
Kumtaşı (killi)<br />
Silttaşı<br />
Marn<br />
Kireçtaşı<br />
Litoloji<br />
Kumtaşı (killi)<br />
Silttaşı<br />
Marn<br />
Kireçtaşı<br />
Ortalama Specific<br />
Enerji, SE<br />
SE Abak<br />
Aralığı<br />
(MJ/m 3 ) (kWh/m 3 ) (MJ/m 3 )<br />
12.51 3.47<br />
6.79<br />
9.03<br />
14.69<br />
Ortalama Specific<br />
Enerji, SE<br />
SE Abak<br />
Aralığı<br />
(MJ/m 3 ) (kWh/m 3 ) (MJ/m 3 )<br />
12.51 3.47<br />
6.79<br />
1.89<br />
2.51<br />
4.08<br />
1.89<br />
9.03 2.51<br />
14.69 4.08<br />
12.0-15.0<br />
5.0-8.0<br />
8.0-12.0<br />
12.0-15.0<br />
8.0-17.0<br />
< 8.0<br />
8.0-17.0<br />
8.0-17.0<br />
20-40 ton Ağırlığında Eksenel Kollu Galeri Açma Makineleri İçin<br />
Performans Değerlendirmesi<br />
Zayıf kazı performansı. Kazıya özellikle yüksek spesifik enerji<br />
değerlerinde delme-patlatma ile yardımcı olunabilir. Keski kırılmaları<br />
beklenebilir. Aşınmış keskilerin düzenli olarak değiştirilmesi enerji<br />
ihtiyacını azaltacaktır. Konik keski kullanmak daha faydalı olacaktır<br />
ve düşük hızlı kesici kafa motorları ile hidrolik mahmuz kullanmak<br />
makine stabilitesini arttıracaktır.<br />
Ortadan iyiye doğru bir kazı performansı ve düşük makine arızaları.<br />
Özellikle aşındırıcı kayaçlar kazılırken keskiler düzenli olarak<br />
incelenmeli ve gerekiyorsa değiştirilmelidir. Ayna geometrisi uygun<br />
ise, kama tipi keskilerin hepsi bu kayaçların kazısına uygundur.<br />
Orta – Zayıf kazı performansı. Oran düşük olmasına rağmen, bu<br />
koşullarda da keski kırılmaları beklenebilir. Aşındırıcı kayaçlarda<br />
keskiler sık sık kontrol edilmelidir ve gerekiyorsa değiştirilmelidir,<br />
böylece kazı performansı da artacaktır.<br />
Zayıf kazı performansı. Kazıya özellikle yüksek spesifik enerji<br />
değerlerinde delme-patlatma ile yardımcı olunabilir. Keski kırılmaları<br />
beklenebilir. Aşınmış keskilerin düzenli olarak değiştirilmesi enerji<br />
ihtiyacını azaltacaktır. Konik keski kullanmak daha faydalı olacaktır<br />
ve düşük hızlı kesici kafa motorları ile hidrolik mahmuz kullanmak<br />
makine stabilitesini arttıracaktır.<br />
40-65 ton Ağırlığında Eksenel Kollu Galeri Açma Makineleri İçin<br />
Performans Değerlendirmesi<br />
Yüksek spesifik enerji değerlerinde orta ve düşük spesifik enerji<br />
değerlerinde iyi kazı performansı. Aşındırıcı kayaçlarda keskiler sık<br />
sık kontrol edilmelidir, gerekiyorsa değiştirilmelidir. Ortalama kazı<br />
hızları beklenebilir.<br />
Makineler bu tip kayalar için çok uygundur ve yüksek ilerleme hızları<br />
beklenebilir. Çamurtaşlarının çoğunda kazı yerine sökme işi yapılır ve<br />
çok yüksek kazı hızlarına ulaşılır, yüksek kapasiteli nakliye sistemleri<br />
ilerleme hızlarını arttıracaktır. Keskilerin düzenli olarak incelenmesi<br />
ve gerekiyorsa değiştirilmesi bu tip kayalarda da faydalıdır.<br />
Yüksek spesifik enerji değerlerinde orta ve düşük spesifik enerji<br />
değerlerinde iyi kazı performansı. Aşındırıcı kayaçlarda keskiler sık<br />
sık kontrol edilmelidir, gerekiyorsa değiştirilmelidir. Ortalama kazı<br />
hızları beklenebilir.<br />
Yüksek spesifik enerji değerlerinde orta ve düşük spesifik enerji<br />
değerlerinde iyi kazı performansı. Aşındırıcı kayaçlarda keskiler sık<br />
sık kontrol edilmelidir, gerekiyorsa değiştirilmelidir. Ortalama kazı<br />
hızları beklenebilir.<br />
341
Eksenel veya travers tip kollu galeri açma makineleri arasında kıyaslama yapılırken<br />
galeri duvarlarının pr<strong>of</strong>ili (pürüz durumu), makine stabilitesi, pasa yükleme verimi,<br />
pasa boyut dağılımları, kazı hızları, makine fiyatları ve ocağın üretim planları göz<br />
önüne alınmalıdır. Ayrıca, yükleme plakasının genişleyebilir olup olmadığı, bomun<br />
teleskopik olup olmadığı ve bom üzerinde çelik tahkimat kaldırma aparatı olup<br />
olmadığı konuları da göz önüne alınmalıdır. Satın alınacak makinenin tavan-taban<br />
yollarındaki kömür kazısında da kullanılacağı göz önünde bulundurularak, antigrizutin<br />
özellikte olmasına dikkat edilmelidir. Kullanılmış (tamir-bakım-onarım<br />
yapılmış) makinelerin fiyatları genellikle yenisinin 3’te 1’i veya yarısı kadardır, bu da<br />
ekonomik analizler ile birlikte göz önüne alınmalıdır. Çok amaçlı ekskavatör alınması<br />
da ayrıca ele alınmalıdır. Çok amaçlı ekskavatörlerde, işletmenin elinde orta ağır<br />
herhangi bir ekskavatör varsa, bu ekskavatörün bomuna ataçman olarak kesici kafa<br />
(travers veya eksenel olabilir), hidrolik (darbeli) kırıcı veya kepçe takılabilir.<br />
Kullanılması planlanan kollu galeri açma makinesinin B14 ve/veya B16 at nalı<br />
kesitinde galeriler açabilmesi, dolayısı ile sınırlayıcı bir faktör olarak bu kesitlere<br />
sığması gerekmektedir. B14 kesitin genişliği 5.3 m ve yüksekliği 3.5 m’dir. B16<br />
kesitin genişliği 5.6 m ve yüksekliği 3.7 m’dir.<br />
Ocağa giriş desandri (~14° eğimli) veya kuyu alternatiflerinden biri ile olacaktır.<br />
Desandri ile giriş söz konusu olduğunda bölgede stratigrafik olarak görülen ve<br />
fiziksel-mekanik özelliklerin geniş bir yelpazede değişeceği tüm birimlerde kazı<br />
yapılacaktır. Tüm kollu galeri açma makinelerinin ~14° eğimde çalışabileceği (eğer<br />
kazı performansları yeterli ise) söylenebilir, bu nedenle düşünülen galeri eğimi<br />
önemli bir sınırlayıcı faktör değildir. Öte yandan, ocağa kuyu ile giriş söz konusu<br />
olduğunda, özellikle tavan-taban yollarında ağırlıklı olarak Marn ve Linyit’te kazı<br />
yapılacaktır.<br />
Performans (kazı hızı ve keski tüketimi) tahmini yapılabilmesi için formasyonlar ile<br />
ilgili bazı bilgilerin (fiziksel-mekanik özellikler, RQD vs.) yanı sıra makine ile ilgili<br />
bazı teknik özelliklerin de (kesici kafa gücü, makine ağırlığı vs.) bilinmesi<br />
gerekmektedir. Piyasada en çok bulunan ve orta ağır sınıfında yer alan ve at nalı B14<br />
ve B16 galeri kesitlerinde çalışabilecek boyutlara sahip kollu galeri açma makineleri<br />
imalatçılarından bazı örnekler Çizelge 5’de verilmiştir.<br />
342
Travers tip kesici kafa (Sandvik, Voest Alpine) Eksenel tip kesici kafa (Dosco)<br />
Şekil 4. Travers ve eksenel kesici kafa tipleri.<br />
Çizelge 5. Orta ağırlıkta kollu galeri açma makineleri üreten firmalara örnekler.<br />
Firma Ülke Orta Ağır<br />
KGAM(*)<br />
Modelleri<br />
Sandvik İsveç MR320<br />
MR340<br />
MR360<br />
MT340<br />
Dosco İngiltere SL 320<br />
SL 320<br />
Eickh<strong>of</strong>f Almanya ET210<br />
Kesici<br />
Kafa<br />
Tipi<br />
(**)<br />
T<br />
T<br />
T<br />
T<br />
E/T<br />
E/T<br />
T<br />
343<br />
Kesici<br />
Kafa<br />
Gücü<br />
(kW)<br />
200<br />
200<br />
200<br />
200<br />
134/246<br />
170/270<br />
200<br />
Makine<br />
Ağırlığı<br />
(ton)<br />
52<br />
52<br />
52<br />
56<br />
40<br />
40<br />
57<br />
Makine<br />
Yüksekliği<br />
(m)<br />
2.15<br />
2.15<br />
2.15<br />
2.50<br />
2.06<br />
2.06<br />
2.40<br />
Makine<br />
Genişliği<br />
(m)<br />
ET250 T 200 64 3.20<br />
2.9<br />
2.9<br />
2.8<br />
2.8<br />
IBS Almanya SM160 T 160 45 1.85 2.6<br />
Mitsui Mieke Japonya S200 E 200 49 3.85 2.9<br />
Aker Wirth Almanya T1.14 T 160 40<br />
T1.24 T 160 55<br />
IB-A Almanya ASM-175 T 175 37 1.90 2.0<br />
Jimasu Çin EBZ150H E 150/80 41 1.80 2.9<br />
EBZ160C E 160/100 48 1.80 2.9<br />
EBZS200A T 200/110 58 1.72 3.2<br />
(*) KGAM: Kollu Galeri Açma Makinesi; (**) E: Eksenel, T: Travers<br />
Yukarıda belirtilen kısıtlayıcı faktörler göz önüne alındığında, aşağıda yapılacak olan<br />
performans hesapları, 200 kW kesici kafa gücünde orta ağır sınıfta eksenel ve travers<br />
tip kollu galeri açma makineleri için yapılacaktır.<br />
4.1 Net Kazı Hızlarının Hesabı<br />
Net (anlık) kazı hızı, makinenin sadece kazı yaptığı süreler dikkate alınarak ulaştığı<br />
kazı hızıdır, duraklamalar göz önüne alınmaz. Kollu galeri açma makinelerinin net
kazı hızları aşağıdaki modele göre tam boyutlu (tam ölçekli) doğrusal kazı deneyleri<br />
ile tahmin edilebilmektedir (Rostami vd, 1994):<br />
ICR = k ( P / SEopt ) (1)<br />
Burada ICR = net kazı hızı (m 3 /saat), P = kazı makinesinin kesici kafa gücü (kW),<br />
SEopt = tam boyutlu doğrusal kazı deneylerinden elde edilen optimum spesifik enerji<br />
değeri (kWh/m 3 ) ve k = enerji transfer katsayısıdır (kullanılan model ve yapılan<br />
deneyin niteliğine göre, bu çalışmada k değeri 0.8 alınmıştır).<br />
Bu çalışmada tam boyutlu doğrusal kazı deneyleri yapılmadığından, SEopt değerinin<br />
basınç dayanımı ve çekme dayanımı değerlerine dayanarak masif formasyonlar için<br />
hesaplanabilmesi amacıyla geliştirilmiş modeller kullanılmıştır (Çopur vd., 2001,<br />
Balcı vd., 2004, Bilgin vd., 2006). Buna göre eksenel ve travers kollu galeri açma<br />
makineleri için SEopt değerleri (kWh/m 3 olarak) aşağıdaki gibi hesaplanabilir ve<br />
hesaplanan değerler Eşitlik (1) ile beraber kullanılır (Balcı vd., 2004):<br />
SEopt = 1,16 x ( UCS x BTS ) 0,40 (Eksenel için) (2)<br />
SEopt = 0,92 x ( UCS x BTS ) 0,34 (Travers için) (3)<br />
Burada UCS = kayacın tek eksenli basınç dayanımı (MPa) ve BTS = kayacın dolaylı<br />
(Brezilyan) çekme dayanımı (MPa)’dır.<br />
Gehring (1989) net kazı hızı (ICR, m 3 /saat) değerinin basınç dayanımına dayanarak<br />
masif formasyonlar için ve 230 kW (eksenel) ile 250 kW (travers) kesici kafa<br />
gücündeki kollu galeri açma makineleri için iki model önermiştir. Buna göre:<br />
ICR = ( 1739 / UCS 1,13 ) (Eksenel için) (4)<br />
ICR = ( 719 / UCS 0,78 ) (Travers için) (5)<br />
Burada UCS = kayacın tek eksenli basınç dayanımı (MPa) ve bulunan ICR değerleri<br />
200 kW kesici kafa gücü için doğrusal olarak normalize edilmelidir.<br />
Bilgin vd., (1990, 1996) eksenel tip kollu galeri açma makinelerinin net kazı<br />
hızlarının (ICR, m 3 /saat) tahmini için formasyon içindeki süreksizlikleri de göz<br />
önünde bulunduran aşağıdaki modeli geliştirmişlerdir:<br />
ICR = 0.28 x HP x 0.974 RMCI (6)<br />
RMCI = UCS x (RQD/100) 2/3 (7)<br />
Burada RMCI = kaya kütlesi kazılabilirlik indeksi (MPa), HP = kesici kafa gücü<br />
(Hp), UCS = tek eksenli basınç dayanımı (MPa) ve RQD = kayaç kalitesi (%)’dir.<br />
Thuro ve Plinninger (1999) 132 kW kesici kafa gücü olan travers bir kollu galeri<br />
açma makinesinin net kazı hızı (ICR, m 3 /saat) için aşağıdaki modeli önermiştir:<br />
344
ICR = (75.7–14.3 x ln(UCS)) (8)<br />
Burada UCS = kayacın tek eksenli basınç dayanımı (MPa) ve bulunan ICR değerleri<br />
200 kW kesici kafa gücü için doğrusal olarak normalize edilmelidir.<br />
Yukarıda verilen modeller kullanılarak net kazı hızı tahmini yapmak için kullanılan<br />
kayaç özellikleri bu çalışmadan elde edilen deneysel verilere ve Polyak A.Ş.<br />
tarafından temin edilen sondaj loglarına dayanmaktadır ve Çizelge 6’da özetlenmiştir.<br />
Hesaplanan net kazı hızları ise Çizelge 7’de özetlenmiştir.<br />
Formasyonların içerdiği süreksizlikleri de göz önünde bulunduran Bilgin vd., (1990,<br />
1996) tarafından önerilen modelin eksenel tip kollu galeri açma makineleri için<br />
gerçeğe daha yakın sonuç vereceği düşünülmektedir. Sadece masif formasyon<br />
koşulları için geliştirilen diğer modellerden elde edilen tahmin değerlerinin<br />
süreksizlikler için bir düzeltme katsayısı ile çarpılması gerekmektedir. Dolayısı ile<br />
masif formasyonlar için geliştirilen modellerin tahmin sonuçları bir alt limit olarak<br />
kabul edilmelidir. Eksenel kollu galeri açma makineleri için tüm tahmin değerleri göz<br />
önüne alındığında, Bilgin vd., (2006) modeli alt limitlerde ve Bilgin vd., (1990, 1996)<br />
modeli üst limitlerde yer almaktadır.<br />
Çizelge 6. Performans tahminlerinde kullanılan formasyon özellikleri.<br />
Yoğunluk Spesifik Enerji Basınç Çekme Cerchar Aşınd.<br />
Litoloji<br />
<br />
(g/cm<br />
SE Dayanımı Dayanımı İndeksi<br />
3 ) (MJ/m 3 ) (kWh/m 3 )<br />
UCS<br />
(MPa)<br />
BTS<br />
(MPa)<br />
CAI<br />
(-)<br />
Kumtaşı (killi) 2.20 12.45 3.46 52.0 7.0
söylenebilir. Çizelge 7’de görüldüğü gibi, travers tip kollu galeri açma makinelerinin<br />
net kazı hızlarının eksenel tiplerden daha yüksek olacağı söylenebilir.<br />
Bilgin vd., (1990, 1996) Modeli’ni daha da genelleştirerek (200 kW kesici kafa gücü<br />
kabulü ile), Kınık Elmadere Köyü <strong>Kömür</strong> Sahası gibi fiziksel ve mekanik özellikleri<br />
ile RQD değerlerinin çok geniş bir yelpazede değiştiği formasyonlar için RQD ve<br />
UCS’ye bağlı bir nomogram oluşturulmuştur (Şekil 5). Böylelikle, eksenel makine<br />
için değişik formasyon koşullarında kolaylıkla kazı hızı tahmini yapılabilir.<br />
Net Kazı Hızı, ICR (m 3 /saat)<br />
80<br />
70<br />
60<br />
50<br />
40<br />
30<br />
20<br />
10<br />
0<br />
0 20 40 60 80 100 120 140<br />
Tek Eksenli Basınç Dayanımı, UCS (MPa)<br />
346<br />
RQD = %15<br />
RQD = %30<br />
RQD = %45<br />
RQD = %60<br />
RQD = %75<br />
RQD=%100<br />
Şekil 5. Bilgin vd., (1990, 1996) Modeli’ne göre eksenel kollu galeri açma makineleri<br />
için oluşturulan net kazı hızı tahmin nomogramı (200 kW kesici kafa).<br />
Sadece bölgedeki linyit (KM2) ve (KP2) göz önüne alındığında, linyitin de kollu<br />
galeri açma makineleri ile rahatlıkla kazılabileceği söylenebilir. Nokta yük<br />
deneylerine göre (geçersiz kırılmalar hariç tutularak maksimum ve minimumlar da<br />
atılarak) yapılan hesaplamada KM2 linyitinin tabakalanmaya dik yönde yükleme<br />
yapıldığında basınç dayanımı yaklaşık 40 MPa, paralel yönde ise 30 MPa olmaktadır;<br />
çekme dayanımı 3.88 MPa ve Cerchar aşındırıcılık indeksi 0.3’den küçüktür.<br />
4.2 Günlük İlerleme Hızlarının Hesabı<br />
Günlük ilerleme hızı aşağıdaki bağıntı ile hesaplanabilir:<br />
GİH = GKH / GKA (9)<br />
GKH = ICR x MKO x GVS x VÇS (10)<br />
Burada GİH = günlük ilerleme hızı (m/gün), GKH = günlük kazı hacmi (m 3 /gün),<br />
GKA = galeri kesit alanı (m 2 ), ICR = net kazı hızı (m 3 /saat), MKO = makine
kullanım oranı (%), GVS = günde vardiya sayısı (vardiya/gün) ve VÇS = vardiya<br />
çalışma süresi (saat/vardiya)’dir.<br />
Makine kullanım oranı, tüm çalışma zamanı içinde makinenin kazı için kullanılma<br />
süresinin yüzde olarak ifadesidir; diğer bir değişle sadece kazı yapılan sürenin<br />
(duraklamalar hariç tutularak) tüm çalışma süresine (duraklamalar+kazı) oranıdır. Bu<br />
oran çeşitli işletme, madencilik ve iş organizasyonu parametrelerine bağlıdır. Galeri<br />
kazılarında makineden faydalanma oranı, çelik tahkimat kullanımı durumunda<br />
genellikle % 25 ile % 45 arasında değişmektedir. Diğer zamanlarda tahkimat, pasa<br />
nakli, su atımı, makine arızaları vb nedenlerle duraklamalar olacaktır.<br />
Kınık Elmadere Köyü <strong>Kömür</strong> Sahası için günde 8 saatlik 3 vardiya düzeninde<br />
çalışma koşulunda, 65 MPa ağırlıklı ortalama tek eksenli basınç dayanımı ve % 45<br />
ortalama RQD değeri için, B14 (14 m 2 ) ve B16 (16 m 2 ) galeri kesitlerinde, kesici kafa<br />
gücü 200 kW olan orta ağırlıklı eksenel kollu galeri açma makinesi kullanımında<br />
günlük ilerleme hızının makine kullanım oranına bağlı değişimi Şekil 6’da<br />
verilmektedir. Buna göre günde 12 ile 24 m arasında ilerlemelerin mümkün olduğu<br />
görülmektedir. Travers makinelerde ilerleme daha yüksek olacaktır.<br />
Günlük İlerleme Hızı, GİH (m/gün)<br />
26<br />
24<br />
22<br />
20<br />
18<br />
16<br />
14<br />
12<br />
10<br />
20 25 30 35 40 45 50<br />
Makine Kullanım Oranı, MKO (%)<br />
347<br />
GKA = 14 m^2<br />
GKA = 16 m^2<br />
Şekil 6. Kınık Elmadere Köyü <strong>Kömür</strong> Sahası için orta ağırlıklı eksenel kollu galeri<br />
açma makinesi (P = 200 kW) için günlük ilerleme hızının makine kullanım oranına<br />
bağlı değişimi (UCS = 65 MPa, RQD = % 45, GKA = 14-16 m 2 ).<br />
4.3 Keski Tüketim Tahmini<br />
Bir galeri açma makinesinin performansını ve kazı maliyetlerini sadece kazı hızları<br />
veya süreksizlikler değil aynı zamanda kayaçların aşındırıcılıkları (diğer bir değişle<br />
keski tüketimleri) de etkilemektedir. Kayaçların kazılabilirlikleri hakkında daha kesin<br />
bir yargıya varmak için, keski tüketimlerinin de tahmin edilmesi gereklidir. Konik<br />
veya radyal tip keskiler için tüketim tahmini aşağıdaki bağıntıya göre hesap edilebilir<br />
(Johnson ve Fowell 1986):<br />
TCR = K x CAI / 4 (11)
Burada TCR = birim hacimdeki kayacı kesmek için tüketilen keski miktarı<br />
(keski/m 3 ), CAI = kayacın Cerchar aşındırıcılık indeksi ve K = kesici kafa dönüş hızı<br />
ve su püskürtme (keski soğutma veya toz bastırma için) ile ilgili katsayıdır (Ozdemir<br />
1995). K değeri hızlı kafa dönüşü ve su püskürtme yapılırsa 0.65’e kadar düşebilir.<br />
Kınık Elmadere Köyü <strong>Kömür</strong> Sahası numunelerinin Cerchar aşındırıcılık indeksi<br />
(CAI) değerleri 2 ve altındadır. CAI değerinin 2 olduğu litoloji P2C stratigrafik<br />
biriminde bulunan Killi Kumtaşı formasyonudur. Bu litolojik birimin kalınlığı da 15<br />
m civarındadır ve tüm istif göz önüne alındığında önemsiz sayılabilir. Ayrıca, P2C<br />
formasyonunun diğer litolojik birimlerinde CAI değeri 0,3’ün altındadır. Bu nedenle<br />
bölgedeki litolojik birimlerde CAI değerleri ağırlıklı olarak 0,2 (CAI
Keski Tüketimi, TCR (keski/m 3 )<br />
0.280<br />
0.240<br />
0.200<br />
0.160<br />
0.120<br />
0.080<br />
0.040<br />
0.000<br />
0 0.2 0.4 0.6 0.8 1 1.2 1.4<br />
Cerchar Aşındırıcılık İndeksi, CAI (-)<br />
Şekil 7. Kınık Elmadere Köyü <strong>Kömür</strong> Sahası için Johnson ve Fowell (1986)<br />
Modeli’ne göre konik keski tüketim tahmin nomogramı.<br />
Keski Tüketimi, TCR (keski/m 3 )<br />
0.250<br />
0.200<br />
0.150<br />
0.100<br />
0.050<br />
0.000<br />
0 20 40 60 80 100 120 140<br />
Tek Eksenli Basınç Dayanımı, UCS (MPa)<br />
Şekil 8. Kınık Elmadere Köyü <strong>Kömür</strong> Sahası için Çopur vd., (1998) Modeli’ne göre<br />
konik keski tüketim tahmin nomogramı (orta ağır travers kollu galeri açma<br />
makineleri için, P = 200 kW, W = 50 ton, CHD = 1 m).<br />
4.4 Genel Değerlendirme<br />
Çalışmalar sonucunda, sahadaki formasyonların ve kömürün kazısında kesici kafa<br />
gücü 200 kW civarında olan orta ağır sınıfında travers veya eksenel tip kollu galeri<br />
açma makinelerinin yüksek kazı hızlarında ve düşük keski maliyetlerinde<br />
kullanılabileceği ortaya konmuştur. Söz konusu kesici kafa güçlerinin bulunduğu ve<br />
B14 ve B16 galeri kesitlerine uygun kollu galeri açma makinelerinin ağırlıkları<br />
genellikle 40 ile 50 ton arasında değişmektedir. Planlanan ocak projesinin detayları<br />
göz önüne alınarak, eksenel veya travers tip makine seçimi yukarıda belirtilen<br />
parametreler de göz önüne alınarak işletme tarafından yapılabilir.<br />
Kollu galeri açma makinelerinin kesici kafa tasarımlarının iyileştirilmesi ile kazı<br />
hızları belirli oranda arttırılabilmekte ve işletme maliyetleri bakımından çok önemli<br />
349
olan keski tüketimleri de azaltılabilmektedir. İleriki aşamalarda, sahadaki<br />
formasyonlara uygun kesici kafa tasarımına ve makinenin teknik özelliklerinin (güç,<br />
tork, baskı kuvveti) tam olarak belirlenmesine ve kazı hızlarının daha hassas olarak<br />
tahmin edilmesine yönelik olarak “Tam Ölçekli Doğrusal Kazı Deneyleri”nin de<br />
yapılmasında fayda vardır. Sahada sadece galerilerin değil, aynı zamanda kömürün<br />
de mekanize kazısı düşünülmektedir. <strong>Kömür</strong>den alınan karot numunelerin çapları çok<br />
küçük olduğundan doğrusal kazı deneyleri yapılamamıştır. <strong>Kömür</strong>ün kesiciyükleyiciler<br />
ile mekanize olarak kazısına yönelik olarak ileride kömür üzerinde daha<br />
geniş kapsamlı kazılabilirlik ve kesici yükleyici seçimi-tambur tasarımı ile ilgili Tam<br />
Ölçekli Doğrusal Kazı Deneyleri’nin de yapılmasında fayda vardır.<br />
Tam boyutlu kazı deneylerinde yaklaşık 1.0 x 0.7 x 0.5 m 3 boyutunda blok<br />
numuneler ve kazı makinelerinde kullanılan gerçek (konik, radyal, disk) keskiler<br />
kullanılarak çeşitli kesme derinliklerinde ve keskiler arası mesafelerde kesme<br />
deneyleri yapılarak, söz konusu kayaçların kazısı için optimum kesme koşulları<br />
belirlenmektedir. Elde edilen keski kuvvetleri kullanılarak, bir kesici kafayı<br />
bilgisayar ortamında deterministik olarak simule etmek mümkün olmaktadır. Bu<br />
simülasyon yardımıyla, kesici kafaya ve boma etkiyen tüm kuvvetler ve momentler<br />
detaylı olarak ortaya konulabilmekte ve kazı hızları tahmin edilebilmektedir.<br />
5 SONUÇLAR<br />
Yapılan çalışmalar sonucunda, Kınık Elmadere Köyü <strong>Kömür</strong> Sahası’ndaki linyit ve<br />
yan kayaçların çok detaylı olarak fiziksel ve mekanik özellikleri ve ayrıca<br />
kazılabilirlikleri ortaya konmuştur. Uygun galeri açma makinesi seçimi, net kazı hızı<br />
ve keski tüketim tahminleri ile beraber yapılmıştır. Sahadaki formasyonların<br />
kazısında kesici kafa gücü 200 kW civarında olan orta ağır sınıfında travers veya<br />
eksenel tip kollu galeri açma makinelerinin yüksek kazı hızlarında ve düşük keski<br />
maliyetlerinde kullanılabileceği ortaya konmuştur. Söz konusu kesici kafa gücüne<br />
sahip ve B14 ve B16 galeri kesitlerine uygun kollu galeri açma makinelerinin<br />
ağırlıkları 40 ile 50 ton arasında değişmektedir.<br />
KAYNAKLAR<br />
Balci, C., Demircin, M.A., Copur, H., Tuncdemir, H., 2004. Estimation <strong>of</strong> optimum specific energy<br />
based on rock properties for assessment <strong>of</strong> roadheader performance. Journal <strong>of</strong> South African<br />
Institute <strong>of</strong> Mining and Metallurgy, Dec., 104(11): 633-642.<br />
Bilgin, N. Seyrek, T. Erdinç, E., Sahriar, K., 1990. Roadheader glean valuable tips for Istanbul<br />
Metro. Tunnels and Tunnelling, 22(10): 29–32.<br />
Bilgin, N. Yazici, S., Eskikaya, S., 1996. A model to predict the performance <strong>of</strong> roadheaders and<br />
impact hammers in tunnel drivages. <strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> Eurock 96, Torino. pp. 715–720.<br />
Bilgin, N., Demircin, M.A., Copur, H., Balci, C., Tuncdemir, H., Akcin, N., 2006. Dominant rock<br />
properties affecting the performance <strong>of</strong> conical cutters and the comparison <strong>of</strong> some experimental<br />
and theoretical results. Int J Rock Mech Min Sci, 43: 139–156.<br />
Brown, E.T. (ed.), 1981. ISRM Suggested Methods: Rock Characterization, Testing and<br />
Monitoring. Pergamon Pres, London, p. 211.<br />
350
Çopur, H., Balcı, C., 2010. Roadheader Selection and Cuttability <strong>of</strong> Coal and Measure Stones <strong>of</strong><br />
Polyak-Eynez Enerji Madencilik A.Ş. Kınık Elmadere Köyü Coal Field. Polyak-Eynez Enerji<br />
Madencilik A.Ş.’ye Sunulan Rapor, İTÜ Maden Fakültesi Vakfı Projesi.<br />
Copur, H., Balci, C., Bilgin, N., Tumac, D., Duzyol, I., 2007. Full-scale linear cutting tests towards<br />
performance prediction <strong>of</strong> chain saw machines. In: C. Karpuz, et al., (eds), Proc. The 20th Int.<br />
Mining Congress and Exhibition <strong>of</strong> Turkey, Ankara, June 6-8, pp. 161-169.<br />
Copur, H., Ozdemir, L., Rostami, J., 1998. Roadheader applications in mining and tunneling.<br />
Mining Engineering, 50(3): 38-42.<br />
Çopur, H., Tunçdemir, H., Bilgin, N., Dinçer, T., 2001. Specific energy as a criterion for the use <strong>of</strong><br />
rapid excavation systems in Turkish mines. The Institution <strong>of</strong> Mining and Metallurgy,<br />
Transactions Section-A Mining Technology, Nov-Dec, 110: A149-157.<br />
Dosco. Ürün Katalogları.<br />
Gehring, K.H., 1989. A cutting comparison. Tunnels and Tunnelling, Nov, pp. 27-30<br />
Johnson, S.T., Fowell, R.J., 1986. Compressive strength is not enough: Assessing pick wear rates<br />
for drag tool equipped machines. Proc. 27th US Rock Mechanics Symposium, Tuscazoosa, AL<br />
(Editor: H.L. Hartman), AIME, New York, pp. 840-845.<br />
McFeat-Smith, I., Fowell, R.J., 1977. Correlation <strong>of</strong> rock properties and the cutting performance <strong>of</strong><br />
tunnelling machines. Conference on Rock Engineering, UK, pp. 581-602.<br />
McFeat-Smith, I., Fowell, R.J., 1979. The selection and application <strong>of</strong> roadheaders for rock<br />
tunnelling. Proc. Rapid Excavation and Tunnelling Conference, Atlanta, Vol. 1, pp. 261-279.<br />
Ocak, İ., Yenigün, Y., Çınar, M., Nahya, T., 2007. Kadıköy-Kartal metro tünellerinde kullanılan<br />
roadheader’ın kazı performansı ve keski tüketiminin araştırılması. <strong>Türkiye</strong> 2. Ulaşımda Yer altı<br />
Kazıları Sempozyumu, Ed. N. Bilgin, H. Çopur, C. Balcı, A.E. Yüce. 15-17 Kasım, İstanbul,<br />
TMMOB Maden Mühendisleri Odası, Yayın No: 138. İTÜ Ayazağa Kampüsü, ss. 199-206.<br />
Ozdemir, L., 1995. Mechanical Mining. Short Course Notes. Colorado School <strong>of</strong> Mines, Golden.<br />
Rostami, J., Ozdemir, L., Neil, D.M., 1994. Performance prediction: A key issue in mechanical hard<br />
rock mining. Mining Engineering, 11: 1263-1267.<br />
Sandvik (Voest Alpine). Ürün Katalogları.<br />
Thuro, K., Plinninger, R.J., 1999. Roadheader excavation performance -geological and geotechnical<br />
influences. Proc. The 9th ISRM Congress, Paris, 25 August, pp. 1241–1244.<br />
West, G., 1989. Rock abrasiveness testing for tunnelling. Int J Rock Mech Min Sci, 26: 151–1560.<br />
351
352
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
KÖMÜR ÜRETİM BÖLGELERİNDE ZAMANSAL<br />
TASMAN KESTİRİMİNE İLİŞKİN YENİ BİR<br />
YAKLAŞIM MODELİ<br />
A NEW APPROACH FOR THE PREDICTION OF<br />
TEMPORAL SUBSIDENCE IN UNDERGROUND COAL<br />
MINING BASINS<br />
Hakan Akçın <br />
Bülent Ecevit Üniversitesi, Jeodezi ve Fotogrametri Mühendisliği Bölümü, Zonguldak<br />
Özgür Yılmaz, Tuğrul Ünlü<br />
Bülent Ecevit Üniversitesi, Maden Mühendisliği Bölümü, Zonguldak<br />
ÖZET Günümüzde, yeraltı kömür madenciliği nedeniyle oluşan tasmanın tahmini, izlenmesi ve<br />
kontrol altına alınması oldukça önem taşımaktadır. Bundan dolayı, tasman oluşumu ve etkileri<br />
nedeniyle yeryüzü yapılarında meydana gelen duraysızlık problemleri ve bunların ekonomi ve<br />
sosyal hayata etkileri yaşamsal önem taşımaktadır. Bu çalışmada; madenciliğin etkisi ile yüzeyde<br />
ve tabakalardaki tasman oluşumları zamansal bir süreçte ele alınmıştır. Geliştirilen yeni bir<br />
yaklaşımla, Coğrafi Bilgi Sistemi (CBS) ortamındaki maden imalat haritalarından alınan üretim<br />
bilgileri ve jeolojik yapı vektör veri yapısındaki kesitlere aktarılarak elde edilen kesitler, dilimler<br />
halinde, iki boyutlu sayısal modelleme çalışmaları yardımıyla çözümlenmiştir. <strong>Kömür</strong> damarlarının<br />
zamansal olarak çalışılmasıyla, yeraltı yapısının kesitler şeklinde incelemesi gerçekleştirilmiştir.<br />
Elde edilen sonuçlar, Yapay Açıklıklı Radar (SAR) interferometresi gözlem bilgileri ile<br />
karşılaştırılmıştır. Önerilen bu yaklaşımla elde edilen değerler, gerçek ölçüm değerleriyle oldukça<br />
uyumlu olduğu ve diğer tasman tahmin yöntemlerine göre de daha güvenilir değerler verdiği<br />
sonucuna varılmıştır.<br />
ABSTRACT Today, prediction, monitoring and controlling <strong>of</strong> subsidence arising from coal mining<br />
activities is essential for maintaining the stability <strong>of</strong> surface and underground structures. Therefore,<br />
it is vital to evaluate hazards arising from subsidence occurrences in terms <strong>of</strong> the stability <strong>of</strong><br />
structures and the influence <strong>of</strong> subsidence effects on regional economy and social life. In this study,<br />
the temporal subsidence caused by underground mining is investigated and a new subsidence<br />
prediction approach is suggested taking into account the most important parameters related<br />
subsidence occurrence such as coal production methods, depth, mining sequence, geomechanical<br />
characteristics <strong>of</strong> underground strata, time, surface measurements, etc. In the study, geological<br />
information was gathered from the Geographic Information System and it is used together with the<br />
numerical modeling studies in which subsidence effects were sought in particular coal extraction<br />
areas. Finally, numerical modeling results are compared with the Synthetic Aperture Radar(SAR)<br />
enterferometric measurements. Results <strong>of</strong> the study have shown that this new approach gives better<br />
results than those from other methods used for subsidence evaluation.<br />
hakanakcin@hotmail.com<br />
353
1 GİRİŞ<br />
Günümüzde; fay hatları ile sınırlı tektonik açıdan sorunlu olan bölgelerde, yumuşak<br />
zeminli su havzalarında, heyelan riski bulunan sahalarda, büyük rezervlerin<br />
bulunduğu havzalardaki yeraltı kömür madenciliği çalışmalarının yapıldığı<br />
bölgelerde ve benzeri alanlarda şehirler kurulmakta ve olası tehlikeler istenmeden de<br />
olsa göz ardı edilmektedir. Çarpık ve düzensiz şehirleşme açısından, bir yerleşim<br />
biriminin, insanların ekonomik beklentilerini karşılayabilecek olanaklar sunması ve<br />
dolayısıyla göç alması, hızlı bir nüfus artışına da neden olmaktadır. Bu nüfus artışı da<br />
beraberinde, insanlığın en temel ihtiyaçlarından biri olan barınma sorununu gündeme<br />
getirmektedir. Herhangi bir plan ya da programı olmayan, madencilik faaliyetleri ve<br />
jeolojik oluşumlar dikkate alınmadan, gelişigüzel seçilmiş alanlardaki yapılaşmalar,<br />
günden güne artarak büyük yerleşim alanlarını oluşturmuştur. Öyle ki, bu yerleşim<br />
alanlarına her türlü altyapı ve ulaşım hizmeti de getirilerek cazibe arttırılmıştır.<br />
Örneğin Zonguldak gibi maden havzası ile içe içe girmiş kentler oluşmuştur.<br />
Özellikle madencilik açısından diğer bir tehlike de deniz, göl ve nehir gibi büyük su<br />
kütlelerinin altında veya yakınında yapılan çalışmalardır. Bu bakımdan gerek kentsel<br />
alanlarda ve gerekse su kütleleri altında sürdürülen madenciliğin yaratacağı tasman<br />
sorunlarının sürekli gözlem altında tutulması, incelenmesi ve yaratabileceği hasarın<br />
belirli yaklaşım modelleri ile tahmin edilmesi, hatta modellerle görsel olarak ortaya<br />
koyulması gerekmektedir. Bu durum hem maden işletmesinin güvenliği, hem de<br />
yeryüzündeki yerleşim birimlerinin güvenliği açısından önemlidir.<br />
<strong>Kömür</strong> madenciliği nedeniyle yüzeyde ve yüzey altında oluşan tasmanın araştırılması<br />
çok uzun yıllardır Polonya, Almanya, İngiltere, Çin, Güney Afrika, Avustralya ve<br />
ABD’de sürdürülmektedir (Bauer, 2008). 1885 yılında H. Fayol hem arazi hem de<br />
laboratuvar çalışmaları sonucunda kemer teorisini ortaya koymuştur. Bu teoriye göre,<br />
üretim sonucunda yeraltında oluşan boşluk nedeniyle kemer şeklinde göçmeler<br />
meydana gelmektedir ve eğer üretim çok derindeyse söz konusu göçüklerin<br />
yeryüzüne bir etkisi olmamaktadır. 1907 yılında Hausse gerçekleştirdiği çalışmalar<br />
sonucunda, yeraltındaki üretimin etkisinin yeryüzünde belli derecelerde görüldüğünü<br />
ifade etmiştir. Hausse’ye göre, üretimin tam üzerine denk gelen bölgelerde ana<br />
hareketler, bu bölge etrafındaysa ikincil hareketler meydana gelmektedir ve hareketin<br />
etki alanı, imalat sınırını yeryüzüne birleştiren doğrunun 20° kadar dışında<br />
kalmaktadır (Buyurgan, 1967).<br />
1919 yılında Lehmann, günümüzde de geçerli olan küvet teorisini ortaya koymuştur.<br />
Bu teoriye göre, üretim sonucunda yeryüzünde, çökme, yer değiştirme ve<br />
deformasyon olaylarının bir bileşimi olan çökme küveti meydana gelmektedir.<br />
Lehmann’dan sonra birçok teori ortaya atılsa da hiçbiri küvet teorisinin<br />
doğrulamaktan öteye gidememiştir (Buyurgan, 1967). Ortaya konulan teoriler daha<br />
çok, üretimin etkisinin yeryüzüne neden geç yansıdığı konusunda olmuştur. Tasman<br />
araştırmalarının yukarıda bahsedilen tarihsel gelişimi ve gerçekleştirilen arazi ve<br />
laboratuvar çalışmalarının sonucu olarak, tasman mühendisliği bakımından devrim<br />
354
niteliğinde bir yayın olan Tasman Mühendisleri’nin El <strong>Kitabı</strong>, 1965 yılında Birleşik<br />
Krallık’da Ulusal <strong>Kömür</strong> Dairesi tarafından yayımlanmıştır. Bu tarihten sonra birçok<br />
havzada bu yayın bir başvuru kaynağı olarak kullanılmıştır. 1970’li yıllardan itibaren,<br />
oluşan bu küvetin kestirimine yönelik uygulamalar geliştirilmiştir. Şekil 1’de<br />
görüleceği gibi, özellikle kömür madenciliğinden kaynaklanan tasmanın<br />
mekanizmasını ortaya koymak ve bütünleşik bir sistematikte modellenebilmesi için,<br />
bir veya birkaç tekniğin beraberce kullanılması ile tasman oluşumunu karakterize<br />
edecek parametrelerin belirlenmesi ve elde edilen bulguların gözlemlerle<br />
doğrulanması gerekmektedir. Bu yaklaşım ele alınan model çalışmasının gücünü<br />
ortaya çıkarmaktadır. Çalışmada izlenen strateji bu akışa göre planlanmıştır.<br />
Şekil 1. Tasmana ilişkin bütünleşik bir sitemde risk belirleme.<br />
2 TASMAN KESTİRİMİNİN TEORİSİ<br />
Giriş bölümünde kısa tarihçesi verilen ve özellikle kömür madenciliğinin<br />
gerçekleştirildiği bölgelerde oluşan tasman için geliştirilen teoriler<br />
sınıflandırıldığında, tanımlayıcı tasman teorileri ve oluşumun mekanizmasına ilişkin<br />
teoriler olarak iki sınıfta ele alındığını görmekteyiz. Deneysel ve yarı deneysel<br />
yöntemleri içeren tanımlayıcı tasman teorilerinin; yüzeydeki tasman küvetine ve<br />
tasmana etki eden faktörlere ilişkin teoriler olduğu, sayısal yöntemleri içeren<br />
tabakaların mekanizmasına ilişkin teorilerin ise ele alınan yeryüzü parçasının elastik<br />
bir yapı özelliği mi yoksa elastoplastik bir davranış özelliği gösterip göstermediğine<br />
yönelik geliştirilmiş teoriler olduğu görülmektedir.<br />
Şekil 2’den de görüldüğü gibi, tanımlayıcı tasman teorilerinde, oluşan tasman<br />
küvetinin üretim doğrultusu ve üretim doğrultusuna dik yöndeki pr<strong>of</strong>il yapısına ve bu<br />
355
pr<strong>of</strong>illerin oluşumuna etki eden faktörlere ilişkin çıkarımlar yapılmaktadır. Bu<br />
çıkarımlarda temel faktörler şunlardır:<br />
Tasman kırılma açıları,<br />
Damar kalınlığı,<br />
Üretim yöntemi ve üretim süresi,<br />
Üretim derinliği ve genişliği,<br />
Tahkimat türü ve<br />
Damar eğimi’dir.<br />
Şekil 2. Tasman küvetine ilişkin pr<strong>of</strong>iller.<br />
Yeryüzünde oluşan tasman küvetindeki maksimum tasmanın, yukarıda verilen<br />
faktörlere bağlı olarak kestiriminde değişik kabuller yapılabildiği gibi deneysel olarak<br />
geliştirilen grafiklerden yararlanarak kestirimi de söz konusu olabilmektedir. Diğer<br />
bir yaklaşım ise; Peng’in 1992’de geliştirdiği üretim bölgesi ile yeryüzü arasındaki<br />
katmanların jeolojik özelliklerine göre belirlenen ortalama dayanım değerlerinden<br />
elde edilebilen en büyük tasman değeridir. Elde edilen en büyük tasman değeri<br />
çevresinde üretim yönünde ve üretim yönüne dik yöndeki tasman pr<strong>of</strong>illeri için ise<br />
eşitlik 1’de verilen pr<strong>of</strong>il fonksiyonları geliştirilmiştir (Whittaker ve Reddish, 1989).<br />
So= a m cos α<br />
S(x) = So f(L, x, c, ) (1)<br />
Bu fonksiyonda; So, en büyük tasman değeri, (L) tasmanın sıfır ve en büyük olduğu<br />
etki alanı mesafesi, (x) tasman değeri hesaplanacak P noktasının en büyük tasman<br />
oluşumuna olan mesafesi, (a) tasman faktörü, (m) damar kalınlığı, (α) damar eğim<br />
açısı ve (c) ise yöntemlere göre değişen sabit bir değerdir. Bu fonksiyona pr<strong>of</strong>il<br />
fonksiyonu denir ve çok değişik yaklaşımlarla ele alınmaktadır.<br />
356
Tasman tahminin diğer bir teorisi elastik teoridir. D.S. Berry tarafından 1964’de<br />
geliştirilen Transversal İzotropik Yüzey teorisi ile tanımlanmıştır. Üretim alanının<br />
göçmesi ile oluşan kapanma şekline göre üç değişik elastik ortam analiz edilmektedir.<br />
Bunlar üretim alanın kapanmaması, yarı kapanma ve tam kapanmadır. Berry’nin<br />
geliştirmiş olduğu teori tam kapanmayı esas almakta ve izotropik malzeme davranışı<br />
modellenmektedir. Bu teorinin iki boyutlu pr<strong>of</strong>il yapısı için 1977’de temel eşitlikleri<br />
geliştirilmiştir. Ele alınan eşitlikte malzemenin Young Modülü ve Poisson oranları<br />
kullanılmakta ve en büyük tasman etrafında pr<strong>of</strong>il boyunca değişimler<br />
hesaplanabilmektedir (Akçın, 1995).<br />
Elastoplastik teoride ise, üretim sonrası kaya-zemin içi gerilmeler kısa bir süre elastik<br />
özellik göstermekte, elastik limitten sonra ise zemin yüksek gerilmeye maruz<br />
kaldığında da plastik davranışa geçerek kalıcı bir deformasyon oluşturmaktadır. Bu<br />
davranışlar iki ve üç boyutlu sonlu elamanlar yapısında modellenebilmekte yüzey ve<br />
yüzey altı hareket büyüklükleri hesaplanabilmektedir.<br />
3 GELİŞTİRİLEN YAKLAŞIM MODELİNE İLİŞKİN ESASLAR<br />
Uzunayak madenciliği şeklinde gerçekleştirilen yeraltı çalışmalarında, farklı kömür<br />
damarlarına ilişkin farklı üretim zamanlarında, özellikle üretim boşluğu içerisinde ve<br />
çevresinde oluşan yüksek ikincil gerilmelerin desteklenmediği durumlarda (dolgusuz<br />
çalışma), üretim seviyesinden başlayarak yeryüzüne kadar uzanan katmanlar zaman<br />
içerisinde ardışık olarak yenilerek üretim boşluğuna doğru düşey yönde yer<br />
değiştirmektedir. Bu yer değiştirmeler yeryüzüne ulaştığında da etki alanı içerisinde<br />
çökmeler oluşmaktadır. Bu oluşumu bir tek üretim için ve ideal koşullar altında<br />
kestirmek değişik tasman tahmin yöntemleri için olasıdır. Ancak farklı üretim<br />
seviyelerindeki kömür damarlarında, farklı üretim tarihleri için tek tek ele almak ve<br />
sonrasında bunların birbirleriyle etkileşiminin neden olacağı sonuçları kestirmek<br />
oldukça zordur ve hatta bazı yöntemler için olanaksızdır. Bunun yanı sıra, üretim<br />
seviyesi ile yeryüzü arasındaki yenilme bölgelerinin belirlenmesi ve gerilme<br />
dağılımlarının incelenmesi de yukarıda belirtilen tanımsal tahmin yöntemleri için<br />
olanaksızdır.<br />
Gerilme dağılımları, yenilme bölgeleri ve yüzey tasman pr<strong>of</strong>ilinin bir bütün olarak<br />
belirlenebilmesi için gerek üretim ortamının, gerekse yeryüzünün aynı koordinat<br />
sisteminde olması, jeolojik yapının da üç boyutlu olarak tanımlanması gerekmektedir.<br />
Geliştirilen yaklaşım modeli; elastoplastik teoriden hareketle, sonlu elemanlar<br />
yönteminin yeraltı üretimleri, jeolojik yapı ve yeryüzü verileri ile oluşturulmuş bir<br />
Coğrafi Bilgi Sistemine(CBS) entegre edilmesi sonucu, üretim seviyesi ile yeryüzü<br />
arasındaki tabaka(lar)ın üretim aşamalarının tomografisinin çıkartılması gibi bir<br />
inceleme esasına dayanmaktadır.<br />
Ele alınan yaklaşım modelinde, kaya kütleleri ve kömür damarlarının dayanım<br />
parametrelerini tahmin etmek için Hoek-Brown yenilme ölçütü kullanılmıştır. Yakın<br />
aralıklı eklemlerle bölünmüş kaya kütlelerinin mekanik davranışının tahmini,<br />
357
laboratuvar deneyleri için gerekli olan örnek boyutlarının büyük olması nedeniyle<br />
kaya mekaniğinin temel sorunlarından biri olmuştur. Hoek ve Brown (1980) bu<br />
soruna bir çözüm olarak, sağlam ve kırılmış kaya kütlelerinin yenilme davranışlarını<br />
karakterize etmek için maksimum ve minimum asal gerilmeler arasındaki ilişkinin<br />
kullanımını önermişlerdir. Kaya malzemeleri ve kaya kütleleri için önerilmiş olan ve<br />
görgül (ampirik) yenilme ölçütleri arasında yer alan Hoek-Brown yenilme ölçütü<br />
araştırmacılar ve mühendisler tarafından oldukça yaygın bir şekilde kullanılmaktadır.<br />
Bu çalışma kapsamında incelenen bölgelerde karşılaşılan farklı tipteki kaya kütleleri<br />
ve kömür damarlarının dayanımları Hoek-Brown yenilme ölçütü ile tanımlanmıştır.<br />
İlk defa 1980’de önerilen bu görgül ölçütte (Hoek ve Brown, 1980), zamanla bazı<br />
değişiklikler yapılmıştır (Hoek ve Brown, 1988). Hoek-Brown yenilme ölçütü en<br />
genel haliyle;<br />
'mak= 'min + c(mb'min/c +s) a (2)<br />
bağıntısıyla verilmektedir (Hoek vd., 1995). Burada; 'mak ve 'min, sırasıyla,<br />
maksimum ve minimum asal etkin (yenilme anında uygulanmakta olan) gerilmeler;<br />
c, sağlam kaya malzemesinin tek eksenli basınç dayanımı; mb, s ve a’da kaya<br />
kütlesinin karakteristiklerine bağlı boyutsuz dayanım sabitlerdir. Kaya kütleleri için<br />
bu sabitlerin belirlenmesinde, jeolojik dayanım indeksinin (GSI: geological strength<br />
index) işlevleri olan görgül bağıntılar önerilmiştir (Hoek vd., 1995). Jeolojik dayanım<br />
indeksi, arazi gözlemlerinden yararlanarak farklı jeolojik ve jeoteknik koşullara bağlı<br />
olarak kaya kütlesi dayanımının hesaplanması esasına göre geliştirilmiştir. Bu<br />
indekste kaya kütlesinin karakterizasyonu; kaya yapısına, yani kaya kütlesinin bloklu<br />
olması veya süreksizliklerin yüzey koşulları (pürüzlülük, ayrışma ve dolgu, vb.) gibi<br />
görsel izlenimlere bağlıdır (Hoek et al., 1992). Yüzey ve yeraltı kazısı<br />
uygulamalarında, özellikle gelişigüzel, aşırı çatlaklı ve yapraklanmalı kaya<br />
kütlelerinde GSI ile tatmin edici sonuçlar elde edilmektedir. GSI değerinin<br />
büyüklüğü; aşırı zayıf kaya kütlesi için 10 değeri ve sağlam kaya kütlesi için 100<br />
değeri arasında değişmektedir. Kaya kütlesine ait mb sabitinin tahmini için ise;<br />
mb= miexp[(GSI-100)/28] (3)<br />
bağıntısı önerilmiştir. Burada; mi, sağlam laboratuvar örnekleri üzerinde yapılan<br />
dayanım deneylerine ait verilerin istatistiksel olarak değerlendirilmesiyle elde edilen<br />
bir malzeme sabitidir. Hoek-Brown yenilme ölçütüne ait diğer iki sabitin belirlenmesi<br />
için de aşağıdaki görgül bağıntılar önerilmektedir (Hoek ve Brown, 1998).<br />
GSI > 25 için s= exp[(GSI-100)/9 ] ; a=0,5 (4)<br />
GSI < 25 için s= 0 ; a= 0.65- GSI /200 (5)<br />
Sayısal gerilme çözümlemeleri, diğer mühendislik dallarında olduğu kadar maden<br />
mühendisliğinde de gün geçtikçe daha yaygın uygulama alanları bulmaktadır.<br />
Yöntemin avantajları arasında; gerilme yığılmalarının ve olası yenilme bölgelerinin<br />
358
önceden kestirimini sağlamak, çevre açıklıklar veya yapılarla etkileşimin sonuçları<br />
konusunda tasarımcıya ipuçları vermek ve alınacak tahkimat önlemleri karşısında<br />
olumlu veya olumsuz tepkisini tahmin emek sayılabilir.<br />
Bu çalışmada, farklı zamanlarda gerçekleştirilen kömür üretimlerinin yeryüzünde<br />
oluşturduğu tasman etkilerini değerlendirmek için, iki boyutlu sonlu eleman programı<br />
Phase2 (sürüm 8.0) (Rocscience, 2012) kullanılmıştır.<br />
4 YAKLAŞIM MODELİNE İLİŞKİN SAYISAL UYGULAMA<br />
Ele alınan yaklaşım modeli, Zonguldak Taşkömürü Havzası’nın Kozlu bölümünü<br />
içeren 45600 ve 46600 Kuzey-Güney doğrultuları arasında kalan kısmı için<br />
uygulanmıştır. Bu bölgedeki eski ve yeni üretimlerin tümü vektör veri yapısında<br />
mevcut Maden İmalat Haritalarını içeren Maden Bilgi Sistemi MABİS’den<br />
çekilmiştir (Şekil 3,4). Benzer şekilde bu doğrultular arasında her 200m’de bir<br />
alınmış jeolojik kesitler (Şekil 5, 6), sayısal vektör veri yapısında ele alınarak <strong>Türkiye</strong><br />
Taşkömürü Kurumu’nun koordinat sisteminde sonlu elemanlar programına<br />
aktarılmıştır. Bölgedeki üretimlerin tümü Kozlu Formasyonu içindeki bir seri<br />
damarda uzunayak yöntemi ile uygulanmıştır. Bazı üretim alanlarında pnömatik<br />
ramble sistemi kullanılarak dolgulu üretim gerçekleştirilmiştir. Günümüz üretimleri<br />
olan 2007-2010 arasındaki üretimler için istatistikler Çizelge 1’de verilmiştir. Faylar,<br />
damarlar ve üretim alanları sonlu üçgen elemanlar ağları şeklinde modellendikten<br />
sonra, üretimlerin tarih sıraları dikkate alınarak, Phase2 sonlu elemanlar yazılımı<br />
marifeti ile zamansal olarak çalışılmıştır (Şekil 7). Çalışma sonucu kaya<br />
katmanlarında oluşan ikincil gerilme dağılımları, yer değiştirmeler ve yüzey tasman<br />
pr<strong>of</strong>illeri kestirilmiştir. Bu çalışmaya paralel olarak; elde edilen sonuçlar aynı<br />
bölgede 2007-2010 yılları arasında görüntülenmiş PALSAR radar uydu verilerinin<br />
Diferansiyel İnterferometrik Tekniği DİNSAR ile elde edilmiş yüzey deformasyon<br />
haritası ile karşılaştırılmıştır. Bu harita üzerinde belirlenen noktalarda, gözlemle ve<br />
ele alınan bu yeni yaklaşım modelinden bulunan sonuçlar karşılaştırılmıştır.<br />
PANO<br />
NO<br />
Çizelge 1. Bölgedeki yeni üretimlerin istatistikleri.<br />
DAMAR<br />
İSMİ<br />
DAMAR<br />
KALINLIĞI<br />
PANO<br />
BOYU<br />
(L)<br />
359<br />
PANO<br />
GENİŞLİĞİ<br />
(W)<br />
PANO<br />
EĞİM<br />
AÇISI<br />
ORTALAMA<br />
DERİNLİK<br />
Ho<br />
(m) (m) (m) α (m)<br />
1 Acılık 2,18 268 132 30 0 528<br />
2 Çay Batı 2,36 259 154 26 0<br />
528<br />
3 Çay III-IV 2,43 156 133 26 0<br />
528<br />
4 Milipero 2,09 104 152 21 0<br />
460<br />
5 Sulu 2,20 100 71 26 0<br />
460
Şekil 3. Bölgedeki yeni üretimlerin üç boyutlu görünümü.<br />
Şekil 4. İnceleme için seçilen kesit doğrultuları.<br />
360
Şekil 5. Sayısal modellemelerde ele alınan jeolojik kesitler.<br />
Şekil 6. Vektör veri yapısındaki jeolojik kesit.<br />
361
Şekil 7. Üretim tarihlerine göre ardışık olarak incelenen panolar, (**) olan panolar<br />
dolgulu olarak üretimi gerçekleştirilen panolardır.<br />
Uygulama sonunda elde edilen üçgenleme modeli, düşey yerdeğiştirme, yenilme<br />
bölgeleri, kümülatif tasman, yatay birim gerilme, makaslama gerilimi sırasıyla Şekil<br />
8-13’de 46200 Güney-Kuzey doğrultusu için verilmiştir. Her kesitten elde edilen<br />
kümülatif tasman değeri 2007-2011 yılları arasında yapılan yeni üretimler için<br />
tasman değerine dönüştürülürken, eski üretimlerin artık tasman ve ayın dünya üzerine<br />
uyguladığı kalıcı kara gelgit etkisi de dikkate alınarak 2007 yılına kadarki toplam<br />
tasmanın % 9’u olarak alınmış, bu değere 2007-2011 arasındaki yeni üretimin tasman<br />
değeri eklenerek yeryüzündeki gözlem noktaları için tasman tahmin değerleri elde<br />
edilmiştir. Yeryüzü gözlem noktaları için düşey deformasyon değerleri Şekil 14’te<br />
verilen interferometrik deformasyon haritasından, geliştirilen CBS ortamında<br />
belirlenerek Şekil 15’de sunulan sonuçlar elde edilmiştir. Deformasyon haritasındaki<br />
örgeler tam düşeyde koyu maviden siyaha 15.1 cm’lik hareketi belirtmektedir.<br />
Böylece, İç içe gelen renk örgelerindeki devir sayılarına bağlı olarak, görüntüdeki bir<br />
noktada meydana gelen deformasyon miktarı elde edilebilmektedir. Kestirilen ve<br />
gözlemle bulunan tasman değerleri karşılaştırıldığında % 89 korelasyon elde<br />
edilmiştir. İstatistikte ölçülen değerlerin (burada gerçek değer olarak ele alınır)<br />
kestirilen değerler üzerindeki doğrusal regresyonu 45 0 (1’e 1) eğimli doğru üzerinde<br />
olması istenir ve buna koşullu yansızlık adı verilir. Örneklem noktalarından geçen<br />
regresyon doğrusunun45 0 eğimli doğrudan sapmasının alansal farkı kestirimin<br />
gücünü belirler.<br />
Kestirilen ve gözlemle bulunan sonuçlar, ayrıca ortalama değerleri arasındaki farka<br />
göre t testi ile de incelenmiştir. Ho: X GÖZLEM X KESTIRIM =0 hipotezi için test istatistiği<br />
T=0.313, tablo değeri t20-0.95 =2.09 bulunarak T
Şekil 8. Geliştirilen yaklaşımda, CBS’den aktarılan jeolojik kesitin, TTK koordinat<br />
sistemindeki üçgen modeli.<br />
Şekil 9. 46200 G-K doğrultusundaki düşey yerdeğiştirmeler.<br />
363
Şekil 10. 46200 G-K doğrultusundaki yenilme bölgeleri ve yüzdeleri.<br />
Şekil 11. 46200 G-K doğrultusunda belirlenen zamansal kümülatif tasman pr<strong>of</strong>ili.<br />
364<br />
KARADENİZ
Şekil 12. 46200 G-K doğrultusunda oluşan yatay gerilme.<br />
Şekil 13. 46200 G-K doğrultusunda oluşan makaslama gerilimi.<br />
Şekil 14. PALSAR radar uydu görüntüsünden elde edilmiş deformasyon haritası, ele<br />
alınan kesit hatları, üretim panoları ve gözlem noktaları.<br />
365
5 SONUÇLAR<br />
Bu çalışma; yeraltı madenciliğinin uygulandığı kömür üretim bölgelerinde, Coğrafi<br />
Bilgi Sistemi (CBS), sonlu elemanlar sayısal modelleme tekniğinin birlikte kullanımı<br />
ile, üretim bölgelerindeki kazı çalışmaları sırasında yeraltında ve yüzeyinde oluşan<br />
hasarın kesitler halinde tomogr<strong>of</strong>i benzeri bir yöntemle çıkartılması ve yeryüzü ile<br />
üretim alanları arasındaki değişimlerin saptanmasına yönelik yeni bir yaklaşım<br />
modelini sunmuştur. Günümüze kadar geliştirilmiş tasman tahmin yöntemleri<br />
açısından tanımsal ve elastik teoriye dayalı tahmin yöntemlerinin tümü yüzeydeki<br />
tasman pr<strong>of</strong>ilinin çıkarılmasına yönelik geliştirilmiştir. Elastoplastik teoride ise<br />
genellikle belirli kabullerle model oluşumuna yönelik çıkarımlar yapılmaya<br />
çalışılmıştır.<br />
KESTİRİLEN TASMAN, Sk (cm)<br />
10<br />
9<br />
8<br />
7<br />
6<br />
5<br />
4<br />
3<br />
2<br />
1<br />
0<br />
Tasman (cm)<br />
10<br />
8<br />
6<br />
4<br />
2<br />
0<br />
ÖLÇÜLEN VE KESTİRİLEN TASMAN DEĞERLERİ<br />
KARŞILAŞTIRMA GRAFİĞİ<br />
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12<br />
Nokta No<br />
y = 0.9951x<br />
r = 0.8327<br />
0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10<br />
GÖZLENEN TASMAN, Sg (cm)<br />
366<br />
(a)<br />
KESTİRİLEN TASMAN, Sk (cm)<br />
10<br />
9<br />
8<br />
7<br />
6<br />
5<br />
4<br />
3<br />
2<br />
1<br />
0<br />
y = 1.5293x - 2.8688<br />
r = 0.8947<br />
KESTİRİLEN<br />
ÖLÇÜLEN<br />
0 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10<br />
GÖZLENEN TASMAN, Sg (cm)<br />
(b) (c)<br />
Şekil 15. Deneysel sonuçların karşılaştırma grafiği (a), örneklem noktaları için<br />
doğrusal regrasyon (b) ve örneklem noktalarının 45 0 eğimli regresyon doğrusu ile<br />
ilişkisi (c).
Geliştirilen bu yöntemde gerçek coğrafi veriler kullanılarak kesit modellemesi<br />
uygulanmıştır. Dolayısıyla ortam kesitler şeklinde incelenip görüntülenebildiği için<br />
bilgisayarlı tomografidekine veya Magnetik Rezonans (MR)’dakine benzer şekilde,<br />
daha detaylı ve kapsamlı inceleme yapılabilmektedir.<br />
Bu yaklaşım modeli ile gerçekleştirilen çalışmalardan elde edilen sonuçlar, araştırma<br />
bölgesinin jeolojik, geoteknik özelliklerinin ve yeraltı üretim bilgilerinin doğru<br />
tanımlanması durumunda, oldukça başarılı bir şekilde sonuç üretebildiğini<br />
göstermiştir. Yöntem ayrıca, farklı damarlara ait üretim panolarının alınma sıralarının<br />
üretim bölgelerine etkileri, topuklu veya topuksuz çalışmaların üreteceği tasman<br />
değerlerinin belirlenmesi ve yeryüzü hasarlarının önceden kestirilmesiyle etkin bir<br />
üretim planlaması gerçekleştirilmesi açısından oldukça önemlidir.<br />
TEŞEKKÜR<br />
Yazarlar, bu çalışmadaki katkılarından dolayı, Yrd. Doç. Dr. Hüseyin Kemaldere’ye<br />
ve Harita mühendisi Serkan Sargınoğlu’na teşekkür eder.<br />
KAYNAKLAR<br />
Akçın H., (1995) Zonguldak Taşkömürü Havzası (ZTH)'nın Özgün Mekanik Parametrelerine<br />
Dayalı Olarak Tasman Tahmini Uygulamaları, 14. Madencilik <strong>Kongresi</strong>, ISBN 975-395-150-7,<br />
Ankara<br />
Bauer R. A., (2008) Planned Coal Mine Subsidence In Illinois: A Public Information Booklet.<br />
Illinois Department Of Natural Resources, Illinois State Geological Survey, Illinois.<br />
Buyurgan S (1967) Maden işletmesinde doğan zemin hareketleri (tasmanlar). EKİ İnsan Gücü –<br />
Eğitim Müdürlüğü Yayını No: 23, Zonguldak, 82 s.<br />
Hoek, E. and Brown, E.T., (1980) Underground Excavations in Rock, IMM, London, 527 p.<br />
Hoek, E. and Brown, E.T., (1988) The Hoek-Brown failure criterion - a 1988 update. Proc. 15th<br />
Canadian Rock Mechanics Symp.- In Rock Eng. for Underground Excavations, pp. 31-38.<br />
Hoek, E., Wood, D. and Shah, S. (1992) A modified Hoek-Brown failure criterion for jointed rock<br />
masses, Proc. Rock Characterization EUROCK’92 (ed. Hudson). ISRM: pp. 209-214.<br />
Hoek, E., Kaiser, P.K. and Bawden, W.F., (1995) Support <strong>of</strong> Underground Excavations in Hard<br />
Rock. Rotterdam, A.A. Balkema. 215 p.<br />
Hoek Hoek, E., Brown, E T., (1998), Practical Estimates <strong>of</strong> Rock Mass Strength, Int. J. Rock Mech.<br />
Min. Sci.,Vol.34, pp.1165-1186.<br />
Peng, S. S., (1992). Surface Subsidence Engineering, 159 sh., Published by Society for mining,<br />
metalurgy, and exploration, Inc., Littelon, Colorado.<br />
Rocscience, (2012) Phase2 v8.0. http://www.rocscience.com/products/3/Phase2<br />
Whittaker, B. N. ve Reddish D. J., (1989) Subsidence occurrence, prediction and control, 528 sh.,<br />
Elsevier, Amsterdam – Oxford – New York - Tokyo.<br />
367
368
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
TAM MEKANİZE ÇAYIRHAN YERALTI LİNYİT<br />
İŞLETMESİNDE 2008-2011 YILLARI ARASINDA<br />
MEYDANA GELEN İŞ KAZALARININ<br />
DEĞERLENDİRİLMESİ<br />
STATISTICAL EVALUATION OF WORK RELATED ACCIDENTS<br />
AT THE ÇAYIRHAN FULL MECHANIZED UNDERGROUND<br />
LIGNITE MINE BETWEEN THE YEARS 2008-2011<br />
Şebnem Tarhan * , Ergin Kahraman<br />
Park Termik A.Ş., Ankara<br />
H.Hakan Erdem, Cemalettin Sığırcı, Fatih Bülent Taşkın<br />
Park Termik A.Ş., Ankara<br />
ÖZET Ağır ve tehlikeli işlerin gerçekleştirildiği yeraltı maden işletmeleri, çok fazla iş kazalarının<br />
meydana geldiği işletmelerdir. Meydana gelen iş kazalarının sayısı, uygulanan madencilik yöntemi,<br />
jeolojik koşullar, işçilerin mesleki eğitim seviyesi ve iş güvenliği bilgisi gibi birçok faktöre bağlıdır.<br />
İş kazalarının sonucu olarak hem çalışanlar hem de işletmeler zarar görmektedir. İş kazalarının<br />
sayısını azaltabilmek için, meydana gelmiş kaza verilerini detaylı ve sistemli bir şekilde incelemek<br />
gerekmektedir. Çalışma kapsamında, yeraltından kömür üretiminin tam mekanize uzun ayak<br />
yöntemi ile gerçekleştirildiği Çayırhan Linyit İşletmesinde 2008-2011 yılları arasında meydana<br />
gelen iş kazaları irdelenmiş, karşılaştırmalar yapılmış ve çeşitli kriterlere göre değerlendirilmiştir.<br />
ABSTRACT Heavy and hazardous work is carried out in the underground mine operations,<br />
therefore much number <strong>of</strong> work-related accidents are occurred. Number <strong>of</strong> the work related<br />
accidents depend on many factors such as applied mining methods, geological conditions,<br />
pr<strong>of</strong>essional training level <strong>of</strong> workers and their work safety knowledge. As a result <strong>of</strong> work related<br />
accidents as well as employees and management are damaged. In order to decrease the number <strong>of</strong><br />
work related accidents have to be required detailed and systematical investigate the accident datas.<br />
In this paper, the work related accidents at the Çayırhan Full Mechanızed Underground Lignite<br />
Mıne which took place between the years 2008-2011have been investigated<br />
* sebnemtarhan@yahoo.com<br />
369
1 GİRİŞ<br />
Arama, hazırlık, üretim, nakliyat ve cevher hazırlama evrelerinin her birinde ayrı<br />
riskler barındıran madencilik sektörü, bu risklerin önlenememesi neticesinde oldukça<br />
fazla iş kazasının meydana geldiği en tehlikeli çalışma kollarından birisidir. Kazalar,<br />
önceden planlanmamış ve istenmeyen olaylar olup, vukuunda, ölümlere,<br />
yaralanmalara ve maddi kayıplara neden olmaktadır (Güyagüler, 2007).<br />
Bir olayın iş kazası sayılabilmesi için hangi hal ve durumlarda meydana gelmesi<br />
gerektiği 5510 sayılı Sosyal Sigortalar ve Genel Sağlık Sigortası Kanunun 13.<br />
Maddesinde şöylece sıralanmıştır:<br />
“Sigortalının işyerinde bulunduğu sırada,<br />
İşveren tarafından yürütülmekte olan iş nedeniyle, sigortalı kendi adına ve<br />
hesabına bağımsız çalışıyorsa yürütmekte olduğu iş nedeniyle,<br />
Bir işverene bağlı olarak çalışan sigortalının, görevli olarak işyeri dışında<br />
başka bir yere gönderilmesi nedeniyle asıl işini yapmaksızın geçen zamanlarda,<br />
Emziren kadın sigortalının, iş mevzuatı gereğince çocuğuna süt vermek için<br />
ayrılan zamanlarda,<br />
Sigortalıların, işverence sağlanan bir taşıtla işin yapıldığı yere gidiş gelişleri<br />
sırasında.”<br />
meydana gelen olaylar iş kazası olarak değerlendirilmektedir (SGK, 2012).<br />
Hemen hemen her sektörde meydana gelen iş kazalarını sayısı madencilik sektöründe<br />
oldukça fazladır. Madencilik sektörü kendi içerisinde değerlendirildiğinde, en fazla<br />
iş kazasının kömür madenciliğinde ortaya çıktığı görülmüştür. Erbayat vd. (2011)<br />
tarafından yapılan çalışmada, 2009 yılı SGK verileri incelendiğinde toplamda<br />
meydana gelen 64.316 iş kazasının 1.171’i ölüm ve 1.668 sürekli iş göremezlik ile<br />
sonuçlandığı, kömür madenciliğinde ise 8.193 iş kazası olup 3 ölüm, 18 sürekli iş<br />
göremezlik şeklinde iş kazası gerçekleştiği belirtilmiştir. Ayrıca, tüm sektörlerdeki iş<br />
kazalarının % 12.7’sinin kömür madenciliğinden gerçekleştiği sonucunu<br />
belirtilmiştir.<br />
Yeraltı madencilik çalışmalarında çalışma koşullarını; planlanan üretim yöntemi,<br />
kullanılan kazı sistemi, havalandırma, nakliyat, tahkimat, tavan ve taban koşulları, su<br />
geliri vb birçok parametre belirlemektedir.<br />
<strong>Kömür</strong> madenciliğinde kazı çalışmaları kullanılan makinelere göre;<br />
i.Manuel kazı<br />
ii.Yarı-mekanize kazı<br />
iii.Mekanize kazı<br />
iv.Tam mekanize kazı<br />
370
olmak üzere 4 yöntemde gerçekleştirilmektedir (Tatar ve Özfırat, 2003).<br />
Klasik kazıdan mekanize kazıya gidildikçe daha güvenli çalışma ortamı sağlanmış ve<br />
üretim kapasitesinde artışlar meydana gelmiştir. Ancak, yeraltı koşullarında makine<br />
kullanımı daha fazla bilgi, beceri ve deneyim isteyen bir uygulama olduğundan iş<br />
kazaları devam etmiştir.<br />
İş kazalarının sayısını azaltabilmek için öncelikle meydana gelmiş olan kazaların<br />
sistematik bir şekilde incelenmesi gerekmektedir. Meydana gelen kazaların çeşitli<br />
kriterlere göre analizlerinin yapılması sektörün gelişiminde, özellikle de iş güvenliği<br />
çalışmalarının yönlendirilmesi açısından önemlidir.<br />
Bu çalışmada, yeraltından kömür üretiminin tam mekanize uzun ayak yöntemi ile<br />
gerçekleştirildiği Çayırhan Yeraltı Linyit İşletmesinde 2008-2011 yılları arasında<br />
meydana gelen iş kazaları istatiksel olarak incelenerek değerlendirmeler yapılmıştır.<br />
2 ÇAYIRHAN YERALTI LİNYİT İŞLETMESİ<br />
2.1 Genel Bilgi<br />
Yaklaşık 400 milyon ton kömür rezervine sahip, Çayırhan Havzasında faaliyet<br />
gösteren Çayırhan Linyit İşletmesi, Ankara ilinin 124 km batısında yer almaktadır.<br />
(Şekil 1).<br />
Şekil 1. Yer bulduru haritası.<br />
İşletmeye ait yeraltı ocaklarından tam mekanize geri dönümlü göçertmeli üretim<br />
yöntemi ile mevcut termik santralin kömür ihtiyacı karşılanmaktadır (Kahraman ve<br />
Erarslan, 2011). Tam mekanize olarak üretim yapılan ocaklardaki uzunayak<br />
teçhizatları kesici-yükleyici, yürüyen tahkimat üniteleri, ayak içi zincirli konveyörü,<br />
aktarma zincirli konveyörü, bant konveyör, güç üniteleri, nakliyat üniteleri vb. gibi<br />
donanımlardan oluşmaktadır. Kesici yükleyicinin kömürü kazmasıyla başlayan<br />
üretim işleminde kömür nakliyatı, ayak içi zincirli konveyör, aktarma konveyörü ve<br />
bant nakliyat sistemlerinin de devreye girmesiyle gerçekleşmektedir.<br />
371
2008-2011 yılları arasında işletmede B, C ve G sahası olmak üzere üç sahada hazırlık<br />
ve üretim çalışmaları yürütülmüştür. Mevcut durumda, bunlara ilave olarak D, E ve H<br />
sahalarında hazırlık kazıları şeklinde çalışmalar yürütülmektedir.<br />
2.2 İşletmede İş Sağlığı ve Güvenliği Faaliyetleri<br />
İşletme bünyesinde mevzuata uygun şekilde faaliyet gösteren işyeri sağlık ve<br />
güvenlik birimi bulunmaktadır. İş sağlığı ve güvenliği (İSG) biriminde;<br />
i. Çalışma ortamı gözetimi,<br />
ii. Çalışanların sağlık gözetimleri,<br />
iii. Çalışma ortamına ilişkin risk değerlendirilmeleri,<br />
iv. Çalışanların iş güvenliği ve mesleki eğitimleri,<br />
v. Acil durum planları,<br />
vi. Çalışanların kişisel koruyucularının temini,<br />
vii. İlgili kayıtların tutulması<br />
gibi işlemler gerçekleştirilmektedir.<br />
İş kazalarının önlenmesinde alınacak tedbirlerin başında eğitim gelmektedir.<br />
İşletmede eğitim faaliyetlerine gereken önem verilmektedir. Çalışanların iş güvenliği<br />
eğitimlerinin yanı sıra ağır ve tehlikeli işler mevzuatına uygun olarak mesleki<br />
eğitimler, yerel halk eğitim merkezi ile yapılan “protokol” kapsamında ve tüm<br />
çalışanları kapsayacak şekilde düzenlenmektedir. Bu eğitimlere ilave olarak, zaman<br />
zaman kendi alanlarında uzman kurumlardan şirket çalışanlarına yönelik eğitim<br />
çalışmaları düzenlenmektedir (Kahraman vd., 2011). 2011 yılında çalışanların eğitim<br />
durumları Şekil 2’ de verilmiştir. Çalışanların yaklaşık olarak % 25’i ilkokul,<br />
% 51’lik kısmı lise mezunudur.<br />
lise<br />
51%<br />
myo<br />
6%<br />
lisans<br />
1%<br />
372<br />
ilkokul<br />
25%<br />
ortaokul<br />
17%<br />
Şekil 2. 2011 yılı itibarıyla çalışanların eğitim pr<strong>of</strong>ili.
İSG birimi tarafından yeraltı ve yerüstü işyerlerinde ölçüm ve kontrollerle çalışma<br />
ortamı gözetimi yapılmakta, sağlık ve güvenliğe aykırı hususlara müdahale<br />
edilmektedir. Ocak havalandırması, gaz içeriği, hava kalitesi ve hava hızı yönünden<br />
uzaktan izleme sistemi ve kişisel gaz detektörleri ile takip edilmektedir.<br />
İşletmeye bağlı yeraltı ve yerüstü işyerlerinde gerçekleştirilen bütün faaliyetler için<br />
risk analizleri yapılmıştır. Sistemde olan değişikler, mevzuat değişiklikleri, ölçüm<br />
sonuçlarına göre, vb. durumlarda bu risk analizleri güncellenmektedir. İşletmedeki<br />
tüm çalışmalarla ilgili risk analizleri son olarak 2011 yılında güncellenmiştir.<br />
Çalışanların kişisel koruyucu donanımlarının temini, İSG birimi tarafından<br />
yapılmaktadır. Kişisel koruyucu donanımların kullanımı ve işlevleri ile ilgili olarak<br />
çalışanlar özel eğitime tabi tutulmaktadır. Kişisel koruyucuların çalışana uyumunda<br />
çalışanların sözlü ve yazılı görüşleri alınmakta ve bu kriterler göz önünde<br />
bulundurulmaktadır. İş kazası riskini asgariye indirmek amacıyla 11.07.1974 tarih ve<br />
14765 sayılı Resmi Gazete’de yayımlanarak yürürlüğe giren İş Sağlığı ve İş<br />
Güvenliği Tüzüğü Madde 522 ve Madde 523 kapsamında gerekli önlemler alınmış<br />
olup, çalışan personele 2011 yılı içerisinde toplam 520 adet baret, 960 adet diz altı<br />
koruyucusu, 850 adet koruyucu gözlük, 800 adet kulak tıkacı, 350 adet reflektörlü<br />
yelek, 14600 çift iş eldiveni, 910 takım yağmurluk, 1095 çift çizme, 370.000 adet toz<br />
maskesi, 3.200 çift bot ve 3.200 takım iş elbisesi, 760 adet parka dağıtılmıştır.<br />
İSG birimi tarafından, İSG kurul çalışmalarının organizasyonu gerçekleştirilmektedir.<br />
Kurulda meydana gelen kazaların da incelemesi yapılarak, önlemlerine yönelik<br />
çalışmalar gerçekleştirilmektedir.<br />
Yeraltı ve yerüstü işyerlerinde yapılan ölçüm sonuçları (toz, gaz, gürültü, vb.),<br />
meydana gelen iş kazaları, düzenlenen eğitim çalışmaları, vb. gibi sağlık ve güvenlik<br />
alanında yapılan bütün çalışmaların detaylı kayıtları İSG birimi tarafından<br />
tutulmaktadır. Çalışma kapsamında kullanılan veriler İSG biriminden temin<br />
edilmiştir.<br />
3 ÇAYIRHAN LİNYİT İŞLETMESİNDE 2008-2011 YILLARI ARASINDA<br />
MEYDANA GELEN İŞ KAZALARININ İNCELENMESİ<br />
3.1 İş Kazaları İle Üretim Miktarı Arasındaki İlişki<br />
İş kazaları ile üretim miktarı ve işletmede çalışanların sayıları arasındaki ilişkiyi<br />
gösterir grafik Şekil 3’de sunulmuştur.<br />
Grafikte, 2008 yılından 2011 yılına doğru gidildikçe iş kazalarının sayısı ve personel<br />
sayılarının arttığı görülmektedir. Özellikle, 2011 yılında yeni ocakların faaliyete<br />
başlaması nedeniyle yoğun işçi alımı yaşanmıştır. 2011 yılı içerisinde işletmede 319<br />
kişi işe başlamıştır (Kahraman vd., 2011). Personel sayısının artmasına ve yeni işe<br />
girişlere bağlı olarak iş kazalarının artış gösterdiği grafikten görülmektedir.<br />
373
Üretim miktarı(*1000ton)<br />
7000<br />
6000<br />
5000<br />
4000<br />
3000<br />
2000<br />
1000<br />
0<br />
Üretim miktarı<br />
Kaza Sayıları<br />
Çalışan sayıları<br />
2008 2009 2010 2011<br />
Yıllar<br />
Şekil 3. Yıllara göre kaza, işçi sayısı ve üretim miktarları arasındaki ilişki.<br />
3.2 Kaza Zamanına Ait Faktörlere Göre Kaza İstatistikleri<br />
3.2.1 Kazaların haftanın günlerine göre dağılımı<br />
İşyerinde meydana gelen kazaların haftanın hangi günlerinde meydana geldiğini<br />
belirlemek amacıyla yapılan istatistik çalışmasıdır. İşletmede 2008 ile 2011 yılları<br />
arasında meydana gelen iş kazalarının haftanın günlerine göre dağılımlarına<br />
bakıldığında en fazla iş kazasının haftanın ilk günü yaşandığı görülmektedir (Şekil 4).<br />
İş kazalarının Salı günü azaldığı, Çarşamba günleri küçük bir artış gösterdikten sonra<br />
hafta sonuna doğru azaldığı görülmüştür. İş kazalarının en az yaşandığı gün Pazar<br />
günü olmasındaki neden, üretim çalışmalarının daha az yapılarak, bakım-onarım<br />
maksatlı işlerin yapılmasıdır.<br />
Kaza sayısı<br />
180<br />
160<br />
140<br />
120<br />
100<br />
80<br />
60<br />
40<br />
20<br />
0<br />
374<br />
1600<br />
1400<br />
1200<br />
1000<br />
Pazartesi Salı Çarşamba Perşembe Cuma Cumartesi Pazar<br />
Şekil 4. İş kazalarının haftanın günlerine göre dağılımı.<br />
800<br />
600<br />
400<br />
200<br />
0<br />
Kaza sayısı, Çalışan sayısı<br />
2008 yılı<br />
2009 yılı<br />
2010 yılı<br />
2011 yılı
3.2.2 Kazaların günün (vardiyanın) saatlerine göre dağılımı<br />
2008 ile 2011 yılı arasında meydana gelen kazaların hangi saatler arasında meydana<br />
geldiği Şekil 5’de sunulmuştur. İşletmede, 24:00-08:00 saatleri arası 1.vardiya,<br />
08:00-16:00 saatleri arası 2. vardiya ve 16:00-24:00 saatleri arası 3.vardiya olmak<br />
üzere 3 vardiya çalışma yapılmaktadır.<br />
İşletmede meydana gelen kazaların vardiyaların ilk saatlerinde düşük olduğu, vardiya<br />
sonlarına yakın pik yaptığı görülmektedir. En fazla iş kazası 2. vardiyada saat 15:00<br />
civarında 2011 yılında (93 adet) gerçekleşmiştir. Kazaların vardiyalara göre<br />
dağılımlarında ise; en fazla kaza 2.vardiyada (08:00-16:00) saatleri arasında<br />
gerçekleşmiştir. 2011 yılında birinci vardiyada 197, 2.vardiyada 349 ve 3.vardiyada<br />
216 iş kazası meydana gelmiştir.<br />
Kaza sayısı<br />
100<br />
90<br />
80<br />
70<br />
60<br />
50<br />
40<br />
30<br />
20<br />
10<br />
0<br />
00:00<br />
00:00<br />
03:00<br />
04:00<br />
05:00<br />
06:00<br />
375<br />
2008 yılı<br />
2009 yılı<br />
2010 yılı<br />
2011 yılı<br />
07:00<br />
08:00<br />
09:00<br />
10:00<br />
11:00<br />
12:00<br />
13:00<br />
14:00<br />
15:00<br />
16:00<br />
17:00<br />
18:00<br />
19:00<br />
20:00<br />
21:00<br />
22:00<br />
23:00<br />
24:00<br />
Şekil 5. Kazaların günün saatlerine göre dağılımı<br />
3.3 Kazalılara Ait Faktörlere Göre İstatistikler<br />
3.3.1 Kazaların yaşlara göre dağılımı<br />
Meydana gelen kazalarda, kazalıların yaşlarına göre gruplandırma yapılarak, analizde<br />
elde edilen sonuçlar Şekil 6’da verilmiştir.<br />
Grafikten, en fazla iş kazası geçirenlerin 30-34 yaş arası çalışanlar olduğu<br />
görülmektedir. 2008-2011 yılları arası meydana gelen kazaların % 32’sini 30-34 yaş<br />
grubu çalışanları, % 27’sini ise 25-29 yaş grubu çalışanları geçirmiştir. Bunları,<br />
% 19’luk oran ile 35-39 yaş grubu çalışanları takip etmektedir.<br />
2011 yılı itibarı ile işletmede bütün çalışanların % 9.55’i 18-24 yaş aralığında,<br />
% 24.13’ü 25-29 yaş aralığında, % 27.68’i 30-34 yaş aralığında, %22,32’si 35-39 yaş<br />
aralığında, %11.79’u 40-44 yaş aralığında, % 3.70’i 45-49 yaş aralığında ve % 0.84’ü<br />
50-55 yaş aralığında bulunmaktadır.
Kaza sayısı<br />
300<br />
250<br />
200<br />
150<br />
100<br />
50<br />
0<br />
18-24 25-29 30-34 35-39 40-44 45-49 50-55<br />
Çalışanların yaş aralığı<br />
Şekil 6. Kazaların çalışanların yaşlarına göre dağılımları.<br />
3.3.2 Mesleklere göre kaza dağılımları<br />
376<br />
2008 yılı<br />
2009 yılı<br />
2010 yılı<br />
2011 yılı<br />
2008-2011 yılları arasında meydana gelen kazaların meslek gruplarına göre dağılımı<br />
Çizelge 2’de verilmiştir. 2011 yılında iş kazalarının meslek gruplarına göre<br />
dağılımları Şekil 7’ de verilmiştir.<br />
Çizelge 2. Meslek gruplarına göre kaza dağılımı.<br />
Meslek<br />
Kaza Sayıları<br />
Grubu/Yıllar 2008 2009 2010 2011<br />
Madenci 120 104 192 479<br />
Mekanikçi 79 96 140 237<br />
Elektrikçi 7 6 12 30<br />
Nezaretçi 4 9 8 16<br />
Toplam 210 215 352 762
Şekil 7. 2011 yılı mesleklere göre kaza sayılarının dağılımı.<br />
3.3.3 Kazalıların mesleki tecrübelerine göre iş kazalarının dağılımı<br />
İş kazasına uğrayan kişi sayılarının mesleki tecrübe ile azaldığı Şekil 8’de<br />
görülmektedir.<br />
Son 4 yılın iş kazalarının incelenmesinde en fazla kazanın 1.yıl çalışan kişilerde<br />
meydana geldiği görülmüştür. Bunu 2. yıl ve 3.yıl çalışanlar izlemektedir. 4 yılda<br />
meydana gelen toplam 1539 kazanın 315’i 1yıl tecrübeye sahip çalışanlarda<br />
görülmüştür.<br />
Kaza sayısı<br />
200<br />
180<br />
160<br />
140<br />
120<br />
100<br />
80<br />
60<br />
40<br />
20<br />
0<br />
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 25<br />
Tecrübe (yıl)<br />
Şekil 8. Mesleki tecrübeye göre kaza sayılarının dağılımı.<br />
377<br />
2008 yılı<br />
2009 yılı<br />
2010 yılı<br />
2011 yılı
3.4 Kaza Sebebine (Nedenlerine Göre) Ait Faktörlere Göre İstatistikler<br />
2008-2011 yılları arasında meydana gelen kazaların nedenlerine göre dağılımı<br />
Çizelge 3’de verilmiştir. En fazla iş kazasının malzeme/taş kömür düşmesinden<br />
kaynaklandığı, düşmeler, uzuv sıkıştırmalar, ağırlık kaldırma-taşıma vb. nedenlerin<br />
bunları izleyen kaza nedenleri olduğu görülmektedir.<br />
Çizelge 3. Nedenlerine göre kaza dağılımları.<br />
Nedenlerine Göre Kaza Oranları<br />
(%)<br />
2008 2009 2010 2011<br />
Düşme <strong>18.</strong>84 25.95 <strong>18.</strong>47 13.25<br />
Malzeme/Taş-kömür düşmesi 47.34 <strong>18.</strong>32 42.90 52.76<br />
Ağırlık kaldırma 13.04 33.59 17.33 11.94<br />
Makine tezgah 0.00 0.00 0.00 0.13<br />
Kimyasal maddeler 2.90 5.34 2.27 3.94<br />
Uzuv sıkıştırma 15.46 10.69 15.63 13.52<br />
Nakliyat 0.97 1.53 1.14 0.00<br />
Trafik Kazaları 0.00 0.00 0.00 3.94<br />
Basınçlı hava/hidrolik 1.45 4.58 2.27 0.52<br />
2011 yılı içerisinde meydana gelen iş kazalarının nedenlerine göre dağılımları<br />
Şekil 9’da verilmiştir. Diğer yıllarda olduğu gibi, 2011 yılında da en fazla iş<br />
kazasının malzeme/taş kömür düşmesinden kaynaklandığı grafikten görülmektedir.<br />
Şekil 9. 2011 yılı içerisinde kazaların nedenlerine göre dağılım grafiği.<br />
378
3.5 Kaza Sayıları İle Efektif İş Saatleri Arasındaki İlişki<br />
3.5.1 Kaza sıklık hızı/oranı (İKSH)<br />
Kaza frekansı olarak da bilinmektedir. Belirli bir zaman aralığı içinde meydana gelen<br />
ve bir günden fazla işten kalmaya neden olan iş kazası sayılarının, aynı yıl içinde<br />
referans grupta yer alan işçilerin çalışma saatlerinin toplamına bölünmesiyle elde<br />
edilen değerin 1.000.000 katsayısı ile çarpılmasıyla hesaplanır. İşçilerin toplam<br />
çalışma saati hesabında, her gün için 7.5 saatlik tam çalışma ile çarpılarak tüm<br />
sigortalıların bir yıl içinde toplam çalışma saati (işçi sayısı*çalışılan gün<br />
sayısı*günlük çalışma süresi) belirlenir (Riskmed, 2012).<br />
Bu şekilde son 4 yılın kazalarının kaza sıklık oranları hesaplanarak elde edilen veriler<br />
Şekil 10’da sunulmuştur.<br />
Yıllar<br />
250,00<br />
200,00<br />
150,00<br />
100,00<br />
50,00<br />
74,36<br />
81,80<br />
379<br />
114,42<br />
226,88<br />
0,00<br />
2007 2008 2009 2010 2011 2012<br />
Kaza Sıklık Oranı<br />
Şekil 10. Yıllara göre kaza sıklık oranları.<br />
2008 yılında 74.36 olan kaza sıklık oranı 2009 ve 2010 yıllarında artış göstermiş ve<br />
2011 yılında 226.88 değerine çıkmıştır.<br />
3.5.2 İş kazası ağırlık hızı/oranı (KAO)<br />
Kaza ağırlık oranı, bir efektif iş saatine düşen iş kazaları ile kaybedilen iş günü sayısı<br />
olarak tanımlanır (Köse,vd.,….). İş kazaları nedeniyle kaybedilen gün sayısının<br />
efektif iş saatine bölünüp, 1.000 ile çarpılması ile elde edilen değerdir.<br />
Meydana gelen kazaların kaza derecesine göre dağılımları Çizelge 4’de,<br />
hesaplamalarla elde edilen kaza ağırlık oranı değerlerinin yıllara göre dağılımı<br />
Şekil 11’de verilmiştir.
Çizelge 4. İş Kazaları derecelerine göre kaza dağılımları.<br />
İş Göremezlik Gün Sayılarına göre İş Kazaları Kaza Sayıları<br />
Dereceleri<br />
2008 2009 2010 2011<br />
1. Ölümlü kazalar 0 1 0 1<br />
2.Uzuv kayıplı, ve açık istirahatli kazalar 0 0 0 0<br />
3. Kırık, darbeli ağır kazalar 88 115 135 208<br />
4. Hafif sıyrık veya darbe 59 38 75 123<br />
5. Rapor almayacak kadar hafif 63 61 142 430<br />
Şekil 11. Kaza Ağırlık Oranları.<br />
Çizelge 4 ve Şekil 11’de belirtildiği üzere 2009 ve 2011 yıllarında kaza ağırlık<br />
oranları arzulanan seviye olan “1” değerinin oldukça üzerinde seyrettiği<br />
gözlenmektedir. 2009 ve 2011 yıllarında kaza ağırlık oranlarını seviye 1’ in oldukça<br />
üzerinde olmasının temel nedeni bu yıllarda yaşanan ölümlü iş kazalarıdır.<br />
5 SONUÇ VE DEĞERLENDİRME<br />
Çayırhan Linyit işletmelerinde son 4 yılda 2’si ölümlü 1539 iş kazası<br />
yaşanmıştır. Meydana gelen bu kazaların neden olduğu kayıp gün sayısı 36.622<br />
gündür. Son 4 yılda gerçekleşen iş kazalarının % 45’i 5. dereceden (0-3 gün<br />
rapor gerektiren) kazalardır.<br />
Üretim miktarının artmasıyla iş kazalarının doğru orantılı olarak artış<br />
gösterdiği sonucuna ulaşılmıştır. 2011 yılında yaşanan iş kazaların çoğu üretim<br />
çalışmaları sırasında yaşanmış olup, 2011 yılında çalışılan panodaki ayak<br />
380
eğimlerinin fazla oluşu, tabaka kontrolüyle ilgili yaşanan sorunlar sonucu<br />
meydana gelen ayak içi göçükleri ile ilişkilidir.<br />
İşletmede, yeni sahaların faaliyete geçmesi ile yeni işçi gereksinimi sonucu<br />
2011 yılı iş kazası sayıları önemli ölçüde artış göstermiştir. Ayrıca,<br />
madencilikte emeklilik süresinin uzatılması ile ilgili mevzuat değişikliğinin<br />
işçilerin üzerindeki olumsuz etkisi de bu sayıyı artırmıştır.<br />
Haftanın günlerine göre yapılan değerlendirmede, iş kazalarının hafta sonuna<br />
doğru azaldığı, haftanın ilk günlerinde maksimum düzeyde olduğu<br />
görülmüştür.<br />
İş kazalarının vardiyaların son saatlerine doğru artış gösterdiği ve en fazla iş<br />
kazalarının 8:00-16:00 vardiyasında meydana geldiği sonucuna ulaşılmıştır. En<br />
fazla iş kazasının meydana geldiği saat ise 15:00 olarak bulunmuştur. Vardiya<br />
sonlarında iş kazalarının artmasının temel nedeni, çalışanların yorulmaları, iş<br />
konsantrasyonlarında azalma ve tertip edildikleri işleri vardiya sonuna<br />
yetiştirme gibi nedenlerle güvensiz hareketler sergilemeleri gösterilebilir.<br />
Çalışanların yaşlarına göre yapılan değerlendirmede, en fazla iş kazasının<br />
30-34 yaş grubu çalışanlarda yaşandığı tespit edilmiştir. Bunun temel nedeni,<br />
bu yaş grubunda çalışanların mesleki tecrübelerinden kaynaklanan (iş körlüğü<br />
olarak da adlandırılan) güvensiz davranışlar içerisinde bulunmalarıdır.<br />
2008-2011 arası yaşanan iş kazalarında en fazla iş kazasını maden iş grubunda<br />
ve mekanik bakım iş gruplarında çalışanların geçirdikleri tespit edilmiştir.<br />
Çalışanların mesleki tecrübesi ile gerçekleşen iş kazası arasında ters orantı<br />
olduğu görülmüştür. En fazla iş kazasını 1 yıl iş tecrübesine sahip çalışanlar<br />
yaşamıştır.<br />
İşletme ocaklarında en fazla iş kazası gerçekleşmesine malzeme/kömür-taş<br />
düşmesi neden olmuştur. Bunları takiben, uzuv sıkıştırma ve ağırlık<br />
kaldırmanın bilinçsiz yapılması en fazla kaza nedenleri olduğu tespit edilmiştir.<br />
Kaza sıklık oranları 2008 yılından 2011 yılına gidildikçe artış göstermiştir. Bu<br />
artışa işletme bünyesinde yeni ocakların açılması (G2, D, E ve H sahaları) ile<br />
çalışan sayılarının artması etkili olmuştur.<br />
Kaza ağırlık oranı 2009 ve 2011 yıllarında diğer yıllara göre belirgin bir<br />
şekilde yüksek çıkmıştır. Bunun nedeni, 2009 ve 2011 yıllarında ölümlü iş<br />
kazalarının meydana gelmiş olmasıdır.<br />
381
Kaza ağırlık oranının istenilen seviyeye düşürülmesi ve kaza sıklık oranlarının<br />
azaltılması iş kazası sayılarının azaltılması ile mümkün olacaktır.<br />
KAYNAKLAR<br />
Erbayat, C. K., Akyel, H.S. ve Yüksel, A., 2011. Yeraltı <strong>Kömür</strong> Madenlerinde İş Müfettişlerince<br />
Yapılan Kaza İncelemelerinin Değerlendirilmesi, Maden İşletmelerinde İşçi Sağlığı ve İş<br />
Güvenliği Sempozyumu’ 2011, Zonguldak.<br />
Güyagüler, T., 2007. İnsan Özelliklerinin Kazalara Etkisi, Maden İşletmelerinde İş Sağlığı ve<br />
Güvenliği Sempozyumu <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, s. 51-55, Adana.<br />
Kahraman, E. ve Erarslan, O., 2011. Çayırhan Yeraltı Linyit İşletmesi G Sahasında Hazırlık<br />
Çalışmalarının Değerlendirilmesi, 3. Maden Makinaları Sempozyumu, İzmir.<br />
Kahraman, E., Erdem, H.H., Doğan, O.E., Sığırcı, C., 2011. Madencilikte Meslek İçi Eğitimin<br />
Önemi: Çayırhan Örneği, <strong>Türkiye</strong> 22. Uluslararası Madencilik <strong>Kongresi</strong>, Ankara.<br />
Kahraman, E., Erdem, H.H., Sığırcı, C., 2011. Çayırhan Linyit İşletmesi Yeraltı Çalışanları İçin İş<br />
Sağlığı ve Güvenliği Eğitim <strong>Kitabı</strong>, Teknik Not, Ankara.<br />
Riskmed Akademi, 2012. Yeni Mevzuat Işığında İş Sağlığı ve Güvenliği Temel Bilgileri, Riskmed<br />
Akademi Yayınları 2012/1, Ankara.<br />
Tatar, Ç. ve Özfırat, M., 2003. Yeraltı Maden Makineleri ve Mekanizasyonu, Dokuz Eylül<br />
Üniversitesi Yayınları, Yayın No:309, İzmir.<br />
Tatar, Ç., 1985. Orta Anadolu Linyitleri <strong>Kömür</strong> İşletmesinde Mekanize Pano Söküm Uygulamaları,<br />
Yerbilimleri, Sayı:26, Sayfa:221.<br />
Köse, H., Şenkal, S. ve Aközel, A., GLİ Tunçbilek Bölgesi Yeraltı İşletmelerindeki Kaza<br />
İstatistikleri.<br />
Sosyal Güvenlik Kurumu, 2012. 5510 Sayılı SS ve Genel Sağlık Sigortası Yasası, www.sgk.gov.tr.<br />
382
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
YER ALTI MADENLERİ İÇİN KABLOSUZ TAKİP<br />
GÖZETİM VE HABERLEŞME SİSTEMİ<br />
WIRELESS TRACKING, MONITORING AND<br />
COMMUNICATION SYSTEM FOR UNDERGROUND MINES<br />
A.Kemal Dumlupınar *<br />
İTECH Elektronik, İstanbul<br />
A.Necdet Alpmen<br />
İTECH Elektronik, İstanbul<br />
ÖZET Yer altı madenleri yapıları itibariyle birçok riski içinde barındırmaktadırlar. Kayıpların<br />
önüne geçmek için iş kazalarını önlemek, kaza öncesi ve sonrası gerekli önlemleri almak<br />
madencilik endüstrisi için olmazsa olmaz bir gerekliliktir. Bu amaçla, birçok ülkede kanuni<br />
düzenlemeler ile yer altı maden sahalarına sıkı güvenlik zorunlulukları getirilmektedir. Bunun<br />
başlıca örneği; ABD’de 2006 yılında yaşanan maden kazalarının ardından uzaktan kontrol ve<br />
personel takip sistemlerinin yer altı madenleri için zorunlu hale getirilmesidir.<br />
Mikroelektronik ve haberleşme alanlarındaki gelişmeler, s<strong>of</strong>istike iş güvenliği sistemlerinin ortaya<br />
çıkmasını sağlamıştır. Bunun sonucunda, telsiz duyarga ağları ve konumlandırma teknolojileri yer<br />
altı madenlerinde verimli biçimde kullanılabilmektedir. Telsiz duyarga ağları ile çevresel verilerin<br />
kablosuz olarak takip edilmesi, hareketli nesnelerin konumlarının anlık olarak izlenmesi ve çift<br />
taraflı haberleşme imkanları sağlanmaktadır. Bu teknoloji ışığında, ölümcül iş kazaları büyük<br />
ölçüde önlenmekte ve işletme verimliliği arttırılmaktadır.<br />
ABSTRACT Underground mines contain many risks by its nature. In order to prevent losses, it is<br />
essential for the mining industry to prevent work accidents and take pre and post-accident actions.<br />
To this end, many countries regulates the underground mining environments with strict safety<br />
measures. Leading example is; after the accidents in 2006, in the USA remote control and personnel<br />
tracking systems are made mandotory for underground mines.<br />
Developments in microelectronics and communication areas deliver sophisticated work safety<br />
systems. Now, wireless sensor networks and locationing technologies can efficiently be used in<br />
underground mines. With wireless sensor networks; monitoring <strong>of</strong> peripheral measurements without<br />
wires, real time locationing <strong>of</strong> moving objects and two sided communication are ensured. In light <strong>of</strong><br />
this technology, fatal work accidents are greatly prevented and concurrently, operation efficiency is<br />
improved.<br />
* dumlupinar@itech.com.tr<br />
383
1 GİRİŞ<br />
Son yıllarda çevresel verilerin izlenmesi, haberleşme ve bilgisayar alanlarındaki<br />
gelişmeler telsiz duyarga ağlarında çalışmaların artmasına sebep olmuştur. Bir telsiz<br />
duyarga ağı, herhangi bir yönetici müdahelesi olmadan birbirleriyle haberleşen<br />
duyarga düğümlerinden oluşmuş bir sistemdir (Cai vd., 2008). Telsiz duyarga<br />
ağlarının savunma sanayi, tarım, üretim sanayi, akıllı şehir yönetimi, çevresel izleme,<br />
uzaktan kontrol, anti-terörizm gibi önemli alanlarda potansiyel kullanım alanları<br />
bulunmaktadır (Ren vd., 2003). Bu sistemler; belli bir mesafe içerisinde, çeşitli<br />
ihtiyaçları karşılayacak biçimde seçilmiş duyargalardan verilerin kablosuz bir şekilde<br />
alınmasını, işlenmesini ve çevresel değişimlerin gözlemlenmesini sağlayabilmektedir.<br />
Endüstride ve hayatın her alanında geniş kullanım sahası bulunan telsiz duyarga<br />
ağları günlük problemlerin çözümünde önemli rol oynamaktadır. Bu noktada<br />
duyargalardan gelen verilerin doğru analiz edilebilmesi, kullanılabilir sistemlerin<br />
ortaya çıkmasını sağlayacaktır.<br />
Telsiz duyarga ağlarının en verimli kullanım alanlarından birisi de madencilik<br />
sektörü olarak görülmektedir. Birçok sensör ağı uygulaması madenlere rahatlıkla<br />
uygulanabilmekte ve mevcut problemlerin çözümünde etkili olabilmektedir. Yer altı<br />
madenciliği, doğası gereği birçok tehlikeyi içinde barındıran bir endüstridir. Yer altı<br />
madenlerinde iş ve işçi güvenliğine yönelik çalışmalar oldukça detaylı ve farklı<br />
disiplinlerde araştırmalar gerektiren bir konudur. Bu alanda çeşitli çalışmalar devam<br />
etmektedir (Niu vd., 2007).<br />
Bu bağlamda, İTÜ RF Laboratuarı ve ITECH Elektronik tarafından telsiz duyarga<br />
ağları vasıtasıyla iş ve işçi güvenliğinin arttırılmasına yönelik bir sistem<br />
oluşturulmuş, yer altı ve yer üstü madenlerde güvenle kullanılabilecek uzaktan takip<br />
ve kontrol uygulamaları geliştirilmiştir.<br />
2 YER MADENLERİNDE YAŞANILAN SORUNLAR<br />
Madencilik özellikle sanayi devriminden sonra önemi giderek artan, insanoğlunun<br />
çağlardır katma değer ürettiği ana üretim kollarından biridir. Maden Mühendisleri<br />
Odası’nın 2010 yılında hazırladığı rapora göre <strong>Türkiye</strong>’de 56 farklı maden türü<br />
bulunmaktadır. Yaklaşık 120.000 kişiye istihdam sağlandığı tahmin edilmektedir.<br />
Sadece kömür madenlerinde çalışan 49.487 personel bulunmaktadır. 2008 verilerine<br />
göre ülkemizde, 19 milyon ton metalik maden, 88 milyon ton kömür ve 46 milyon<br />
ton endüstriyel hammadde çıkarılmaktadır. Ülkede bulunan kömür rezervleri 1,330<br />
milyar ton, linyit rezervi ise 8,695 milyar ton olarak öngörülmektedir (Madencilikte<br />
Yaşanan İş Kazaları Raporu, 2010). Bu bağlamda madencilik sektörü ülkenin önde<br />
gelen endüstrilerinden biri olmakta, böylesine büyük bir iş kolunda bilgi<br />
teknolojilerinden azami şekilde faydalanmak bir gereklilik olarak göze çarpmaktadır.<br />
Saptanan sorunlar kabaca güvenlik ve işletme sorunları olarak iki kısma ayrılmıştır.<br />
384
2.1 Güvenlik Sorunları<br />
Madenler taşıdıkları riskler sebebiyle iş kaza oranlarının en yüksek seviyede olduğu<br />
iş kollarından birisidir. Oluşan kazalar sonucu maddi kayıpların yanı sıra iş gücü ve<br />
can kayıpları da yaşanmaktadır. Özellikle son 20 yılda kamuoyunda önemli bir tepki<br />
oluşturan büyük maden kazaları sonucu 636 kişi hayatını kaybetmiştir (Madencilikte<br />
Yaşanan İş Kazaları Raporu, 2010). 2008 yılında 43 maden çalışanı iş kazası sonucu<br />
yaşamını yitirmişken, 2009 yılında bu sayı 92‘ye yükselmiş, 2010 yılının 11 ayında<br />
ise 104‘e ulaşmıştır (Madencilik Sektör Raporu, 2011). Bunların yanı sıra daha küçük<br />
çaplı kazalar da çeşitli yaralanmalara ve sakatlanmalara sebebiyet vermiştir. Ayrıca<br />
kaza, göçük, sakatlanma ya da zehirlenme gibi vakalar sonucunda da çalışanların<br />
madenlerde mahsur kaldıkları görülmüştür. Bu bakımdan, kaza öncesinde ve<br />
sonrasında gerekli işlemlerin kolaylıkla gerçekleştirilebilmesi için gerekli alt yapının<br />
oluşturulması hayati bir önem taşımaktadır. Uzun ve dar koridorlar, yerin metrelerce<br />
altında oluşan basınç, havalandırma sorunları, sağlık riski taşıyan nem, sıcaklık ve toz<br />
gibi değerler, tehlikeli kimyasal gazların varlığı, grizu tehlikesi, sabit olmayan toprak<br />
hareketleri, tünel duvarlarında yıkılma, çökme ve göçük tehlikesi madenlerde üretim<br />
ve iş güvenliği açısından sorun teşkil eden başlıca nedenlerdir.<br />
<strong>Kömür</strong> madenleri özelinde grizu patlamalarından kaçınmak adına metan gazının anlık<br />
olarak takip edilmesi ve gerekli önlemlerin alınması önemli bir gerekliliktir. Bu<br />
bağlamda ülkemizde farklı işletmelerde uzaktan kontrol sistemleri kullanılmakta ve<br />
anlık olarak gaz yoğunlukları takip edilmektedir. Fakat hali hazırda kullanılan<br />
sistemlerin büyük bir kısmı kablolu ya da yarı kablolu haberleşme sistemleri<br />
üzerinden bilgileri merkeze iletmektedirler. Darbelere karşı hassas olan bu altyapının<br />
zarar görmesi durumunda madendeki risk durumunun takip edilmesi olanaksız hale<br />
gelmektedir.<br />
Madenlerde göze çarpan bir diğer konu da haberleşme sistemlerinin<br />
yedeklenememesi, herhangi bir hasar durumunda alternatif kanalların<br />
bulunmamasıdır. Özellikle olası bir göçük veya kaza anında kullanılmak üzere<br />
tamamen alternatif hatlar üzerinde bulunan iletişim araçlarının bulundurulması birçok<br />
ülkede zorunluluk haline getirilmiştir (MSHA, 2006). Böylelikle afet anlarında ya da<br />
ana sistem hasar gördüğü zaman alternatif kanal kullanılarak haberleşme devam<br />
edecektir.<br />
Yer altı madenlerinde kullanılan kablolu ve yarı-kablolu haberleşme sistemleri<br />
gündelik operasyonlarda yeterli bir performans göstermelerine rağmen, madenlerdeki<br />
olağandışı durumlarda gerekli fonksiyonları yerine getirememektedir. Kablolu<br />
sistemlere bağımlı olan işletmelerin aşağıdaki dezavantajları yaşamaktadırlar (Mishra<br />
vd., 2010):<br />
- Kabloların zarar görmesi iletişimin kesilmesine yol açmaktadır. Herhangi bir<br />
kaza anında kablolu sistemlerin bozulma olasılıkları oldukça yüksektir.<br />
385
- Tasarım ve geliştirme sürecindeki ufak dikkatsizlikler kıvılcım veya alev<br />
çıkmasına sebep olmaktadır. Bu da kömür madenleri gibi riskli alanlarda<br />
büyük bir tehlike arz etmektedir.<br />
- İletişim mesafesi kurulum yapılan alan ile kısıtlıdır. Sistem esnekliği ve<br />
mobilite kısıtlıdır<br />
- Kurulum ve sürdürülebilirlik maliyetleri yüksek; ölçeklenebilirliği ve<br />
genişletilebilmesi tamamen kablosuz sistemlere göre daha azdır.<br />
Buna karşın kablosuz iletişim, kablolama ve donanım gereksinimlerini önemli ölçüde<br />
gidermektedir. Endüstriyel uygulamalarda kullanılan kablosuz sistemler kablolu<br />
sistemlere göre %20 ila %80 oranında malzeme maliyetlerini düşürmektedir.<br />
Kablosuz terminallerin bir diğer avantajı ise sahip oldukları portatiflik ve<br />
kullanılabilirlik olmaktadır. Kablosuz iletişim hareketli nesnelerde kolaylıkla<br />
uygulanabildiği gibi, maden içerisinde yeni açılan sahalara da kolaylıkla<br />
uygulanabilir (Bandyopadhya vd., 2008).<br />
2.2. İşletme Sorunları<br />
Yer altı madenlerinde güvenlik gereksinimlerinin yanı sıra verimlilik ve işletmeye<br />
yönelik birçok ihtiyaç da bulunmaktadır. Madencilikte, üretim sahası kilometrelerce<br />
genişliğe yayılmış alanlar ve metrelerce uzunlukta galerilerden oluşabilmektedir.<br />
Birçok insanın çalıştığı böyle geniş bir alanda, yer altı tünelleri gibi zor koşullarda<br />
personel takibinin yapılması, iş taksiminin kontrol edilmesi oldukça zor bir uğraştır.<br />
Üretim verimliliği için personelin doğru yönlendirilmesi ve uygun çalışma alanlarının<br />
seçilmesi, bunun için personelin nerede bulunduğunun tespit edilmesi gerekmektedir.<br />
Bunun yanı sıra üretim araçlarının doğru bir şekilde kullanılması ve yerlerinin<br />
kolaylıkla tespit edilmesi, yetkili personelin bu araçlara doğru bir şekilde<br />
yönlendirilmesi de önemli bir gereksinimdir. Böylelikle ergonominin arttırılması ve<br />
verimin yükseltilmesi amaçlanabilir. Kapalı alanda insan takibi sayesinde personelin<br />
yer altı ve yer üstü çalışma saatleri otomatik olarak tutulabilecek ve gerekli veriler<br />
otomasyon programları tarafından kullanılabilecektir.<br />
Vardiya saatlerinin sistematik olarak tespit edilmesi, çalışma saati ve üretimle ilgili<br />
istatistikî verilerin elde edilmesi, personelin ve üretim araçların doğru bir planlamayla<br />
kullanılması, üretim hedefleri ve karşılaşılan sorunların tespit edilmesi ve bunlara<br />
bağlı olarak iş planları geliştirilmesi, üretimi etkileyen parametrelerin elde edilip<br />
değerlendirilmesi gibi konular işletmelerin karşılaştığı genel sorunlardan bazılarıdır.<br />
3 DÜNYADA GELİŞEN GÜVENLİK ÖNLEMLERİ VE TAKİP SİSTEMLERİ<br />
3.1 ABD Maden Güvenliği ve Sağlığı Dairesi Acil Eylem Planı 2006<br />
2006 yılında Amerika Birleşik Devletleri’nde meydana gelen Sago, Aracoma ve<br />
Darby maden kazalarından sonra ABD Maden Güvenliği ve Sağlığı Dairesi (MSHA)<br />
gelişen maden teknolojileri ve iletişim sistemleri üzerine piyasadaki üreticilere bir<br />
çağrı yapmıştır. 2006 Acil Eylem Planı (Mine Improvement and New Emergency<br />
386
Response Act <strong>of</strong> 2006 MINER Act.) olarak adlandırılan bu çağrı ile MSHA, gelişen<br />
haberleşme ve takip sistemleri üzerine geniş ölçekli bir çalışma başlatmıştır. Mart<br />
2006’da konu ile ilgili sektörel temsilciler ve üretici firmaların buluştuğu geniş bir<br />
oturum düzenlenerek maden kazalarının azaltılması, afet öncesi ve sonrası yönetimin<br />
kolaylaştırılması adına paneller düzenlenmiş, gelişen teknolojilerin madenlere olası<br />
uygulamaları araştırılmıştır. Yapılan çalışmalar neticesinde 15 Haziran 2009<br />
itibariyle MSHA, madenlerde uygulanacak güvenlik sistemleri için bir standart<br />
hazırlayarak işletmelere ve üretici firmaların bilgisine sunmuştur (MSHA, Program<br />
Policy Letter No. P11-V-13, 2011). Bu bağlamda her bir kömür işletmesinin afet<br />
durumlarında kullanmak ve kaza sonrası afet yönetimini gerçekleştirmek adına<br />
- Mevcut haberleşme sistemlerine alternatif, kablosuz ve çift yönlü bir iletişim<br />
altyapısı<br />
- Maden personelinin yerini tespit etmeyi sağlayan elektronik takip sistemi<br />
bulundurması gerekmektedir (MSHA, Program Information Bulletin, 2010).<br />
Öngörülen sistemlerle birlikte yer altındaki maden faaliyetleri yer üstündeki personel<br />
tarafından anlık olarak takip edilebilecek ve olası afet durumunda gerekli önlemler<br />
alınabilecektir.<br />
ABD Maden Güvenliği ve Sağlığı Dairesi ve Ulusal İş Sağlığı ve Güvenliği Enstitüsü<br />
(NIOSH) tarafından geliştirilen taslağa göre madenlerde güvenlik altyapılarının<br />
aşağıda sıralanan özelliklere sahip olması gerekmektedir (MSHA, 2011).<br />
3.1.1 Çift taraflı haberleşme sistemi<br />
- Sistemde, madencilerin yer üstündeki merkezle haberleşmesini sağlayacak<br />
kablosu bulunmayan haberleşme cihazları bulunmalıdır. Bu cihazlar hareket<br />
halindeki her ekip ya da madenci için en az bir adet olmalıdır.<br />
- Sistem çift taraflı ses ya da kısa mesaj servisi sunmalıdır. Önceden belirlenmiş<br />
kısa mesajlarda madencinin durumu hakkında taslaklar bulunmalıdır.<br />
- Görsel, sesli ya da titreşimli alarmlar bulunmalıdır. Bu alarm çevresel<br />
gürültülerden ayırt edilebilir olmalıdır..<br />
- Sistem madendeki bütün çalışma alanlarını kapsamalıdır.<br />
- Haberleşme altyapısını oluşturan sabit cihazlar genellikle maden tarafından<br />
sağlanan elektrik altyapısı üzerinden besleneceklerdir. Haberleşme cihazlarının<br />
günlük operasyonları %5 veri iletim, %5 işaret alımı ve %90 uyku modu olarak<br />
tanımlanmıştır. Bu çalışma şekliyle, herhangi bir elektrik kesintisinde en az 24<br />
saat batarya üzerinden çalışmaları gerekmektedir. Bu bataryaların güç<br />
durumlarını gösterecek ışıklı göstergeler olmalıdır.<br />
- Haberleşme sistemi, mevcut haberleşme sistemlerinin hasar görmesi<br />
durumunda yer üstü ile sağlıklı bir iletişimin gerçekleşmesini sağlayacak bir<br />
kanal yaratmalıdır.<br />
387
3.1.2 Personel takip sistemi<br />
- Gerekli performans kriterleri maden sahasına göre değişiklik arz etse de,<br />
efektif bir maden takip sistemi aşağıdaki kriteleri sağlamalıdır;<br />
o Madencinin konumu 60 metrelik (200feet) doğrulukla tespit edilmelidir.<br />
o Kaçış yollarındaki madencilerin konumları 600 metrelik aralıklardan<br />
daha büyük bir mesafede tespit edilmemelidir.<br />
o Madenci hareket yönü tespit edilmelidir.<br />
o Madenci kimliği 60 metre doğrulukla tespit edilmelidir.<br />
- Altyapı ekipmanları, herhangi bir acil durum ya da tahliye anında personelin<br />
takip edilmesini sağlayacaktır. Elektrik kesintisi durumunda en az 24 saat<br />
normal operasyonların gerçekleştirilmesi gerekmektedir.<br />
- Dahili güç kaynakları sayesinde 12 saatlik normal vardiya süresine ek olarak 4<br />
saat daha çalışabilme imkanına sahip olmaları gerekmektedir.<br />
- Altyapı ekipmanları, haberleşme menzilinde bulunan bütün elektronik<br />
kimlikler ile azami bir şekilde haberleşerek verileri merkeze iletmelidir.<br />
- Takip sistemi, yer altındaki verileri en az 60 saniyede bir güncellemelidir.<br />
- Sistem uzaktan görüntülenme kabiliyetine sahip olmalıdır.<br />
- Sistem arayüzü, iletişimin kesildiği durumlarda madencinin bulunduğu en son<br />
yeri göstermelidir.<br />
- Konum bilgisi zaman ve tarih bilgisiyle birlikte görüntülenmelidir.<br />
- Her bir madenci ayrı bir şekilde etiketlenmelidir.<br />
- Sistemden alınan bilgiler iki hafta boyunca saklanmalıdır. Böylelikle kurtarma<br />
ve tahliye durumlarında gereken bilgiler kullanılabilir.<br />
- Sistem rota üzerindeki kesintileri ve sistem hatalarını göstermelidir.<br />
- Veri depolama ünitesi yer altı ile yer üstü arasında herhangi bir veri<br />
eklenmesine sebebiyet vermemelidir.<br />
3.2 Diğer Çalışmalar<br />
Amerika Birleşik Devletleri’nden sonra benzer bir çalışma Kanada’da yürütülmüş,<br />
MSHA ile bilgi alışveri gerçekleştirilerek belirlenen sistemler bütün madenlere<br />
tavsiye edilmiştir. Aynı şekilde İngiltere ve Avustralya gibi ülkelerin ilgili kurumları<br />
da madenlerde insan takibi ve uzaktan kontrol sistemleri üzerine çalışmalar<br />
gerçekleştirmiş ve sektöre konuyla ilgili tavsiyelerde bulunmuşlardır (Health and<br />
Safety Executive, 2006).<br />
Avustralya ve Kanada gibi ülkelerde yapılan resmi düzenlemeler ile madencilik<br />
sektöründe yaşanan ölümlü kaza oranında ciddi bir düşüş yaşanmıştır. Bunun en<br />
önemli sebebi, teknoloji firmaları ile devletin ilgili kurumlarının bir araya gelerek<br />
ortak çalışmalar düzenlemesi ve bu sayede doğru ihtiyaç analizlerinin yapılmış<br />
olmasıdır. Bunun dışında dünyanın birçok ülkesinde güvenlik ve verimlilik açısından<br />
maden takip ve kontrol sistemlerinin kullanıldığı görülmektedir.<br />
388
4.KABLOSUZ TAKİP, GÖZETİM VE ACİL DURUM HABERLEŞME<br />
SİSTEMİ<br />
“Kablosuz Takip, Gözetim Ve Acil Durum Haberleşme Sistemi” , T.C Bilim, Sanayi<br />
ve Teknoloji Bakanlığı tarafından desteklenen bir projedir. 2011 yılında ilk teşvik<br />
paketinden yararlanmaya hak kazanan ITECH Elektronik yaklaşık 1 yıldır<br />
sürdürdüğü Ar-Ge projesi sonunda çalışır vaziyette ve özgün elektronik donanımların<br />
üretimini tamamlamıştır. Yapılan çalışmalar, üniversite-sanayii işbirliği çerçevesinde,<br />
İstanbul Teknik Üniversitesi Yüksek Frekans Laboratuvarı’nın “Telsiz Duyarga<br />
Ağlarında Konumlandırma” projesiyle eşgüdümlü yürümektedir. Şekil.1’de sistemde<br />
kullanılan haberleşme devreleri gösterilmektedir.<br />
Şekil 1. Kablosuz ağ haberleşme devreleri.<br />
Oluşturulan sistemde kablosuz duyarga ağları vasıtasıyla, çevresel verilerin takip<br />
edilmesi, çalışanların ve üretim araçlarının yerlerinin tespit edilmesi, bu verilerin bir<br />
kullanıcı ara yüzü sayesinde hızlı bir yenileme zamanıyla görüntülenerek<br />
değerlendirilmesi, gerekli işlemlerin gerçekleştirilmesi ve depolanması<br />
amaçlanmıştır. Belirtilen sorunlara birer çözüm niteliği taşıyan avantajlar sayesinde,<br />
maden sektörüne yenilikçi bir bakış açısı kazandırmak başlıca hedeflerimizdendir. Bu<br />
sistemle işletmeye kazandırılacak faydalar aşağıdaki gibi olacaktır:<br />
- İş güvenliği yönetiminin sağlanması<br />
389
- Çevresel değerlerin (Sıcaklık, nem, toz yoğunluğu, zehirli gaz yoğunluğu)<br />
anlık olarak izlenmesi, tehlike oluşturacak bir durumda erken uyarı<br />
sistemlerinin devreye girmesi<br />
- Madenlerde oluşabilecek kazaları tetikleyen faktörlerin takip edilerek, oluşacak<br />
tehlikeli durumların öngörülebilmesi<br />
- Kaza sonrası müdahalelere yardımcı olacak verilerin toplanması. Kaza<br />
mağdurlarının yerlerinin tespiti, geçiş yollarındaki çevresel değerlerin<br />
kullanılması, kurtarma planlarının oluşturulmasının kolaylaştırılması<br />
- Acil durumlarda emniyetli çıkış güzergâhlarının otomatik olarak çalışan<br />
madencilere bildirilmesi<br />
- Kullanılan elektronik kimlikler sayesinde personelin yerinin tespit edilmesi,<br />
böylelikle personel yönetiminin kolaylaştırılması<br />
- Elektronik kimliklerle iş araçlarının takibinin ve yönetilmesinin sağlanması<br />
- Çalışanla merkez arasında alternatif haberleşme imkânının sağlanması. Mevcut<br />
haberleşme sisteminin zarar görmesi durumunda ya da kaza sonrasında çift<br />
taraflı mesaj iletim imkânının sağlanması<br />
- Envanter yönetiminin sağlanması<br />
- Sistemin sağladığı avantajların kullanılması suretiyle üretimin ve verimin<br />
arttırılması<br />
- Elde edilen verilerin değerlendirilmesiyle iş planı ve vardiya yönetiminin<br />
kolaylaştırılması<br />
Oluşturulan sistem, farklı elektronik devrelerin radyo frekansları vasıtasıyla<br />
birbirleriyle ve ana bir merkezle haberleşmesinden oluşmaktadır. Kablosuz duyarga<br />
ağlarından oluşacak sistem, madenin tamamını kapsayacak şekilde tasarlanıp,<br />
istenilen bütün bilgilerin bir merkez tarafından değerlendirilmesini sağlayacaktır.<br />
Düğüm adı verilen elektronik elemanlardan oluşan sistemde, düğümlerden ihtiyaca<br />
yönelik veriler alınacaktır. Bunlar, elektronik kimlikler sayesinde konum verisi<br />
olacağı gibi, anlık mesajlaşma ve çeşitli duyargalardan elde edilecek çevresel veriler<br />
de olabilir. Sistem genel yapısı itibariyle, elektronik kimlikler, duyarga devreleri,<br />
yönlendirici düğümler, ana kumanda birimi ve kullanıcı ara yüzü gibi bölümlere<br />
ayrılabilir. Şekil.2’de sistem topolojisi gösterilmiştir.<br />
390
Şekil 2. Sistem Topolojisi<br />
Bu altyapı sayesinde her bir çalışan ve üretim aracı elektronik olarak etiketlenecektir.<br />
Araçların üzerine yerleştirilen ve çalışanların yanlarında taşıyacakları elektronik<br />
devreler sayesinde işletmede bulunan her bir araç ve personel yönlendirici düğümler<br />
sayesinde takip edilebilecektir. Ayrıca çalışanların taşıdığı elektronik cihazlar<br />
üzerinde kısa mesajların çift taraflı iletilmesini sağlayan bir ekran da bulunmaktadır.<br />
Böylelikle mevcut haberleşme sistemine alternatif olabilecek bir sistem daha elde<br />
edilmiş olup, mevcut haberleşme sisteminin zarar görmesi ya da olası kazalarda<br />
kullanılmak üzere bu sistem devreye girecektir. Şekil.3’de sistem akışı gösterilmiştir.<br />
Şekil 3. Sistem İletişimi<br />
Sistemin sağladığı esnek yapı ve farklı sensörlerin entegrasyonunu sağlayan altyapı<br />
sayesinde, madenin farklı bölgelerine yerleştirilmiş duyargalarla istenilen ölçümler<br />
yapılarak, veriler değerlendirilebilecektir. Belirli mesafe aralıklarında sıcaklık, nem,<br />
oksijen yoğunluğu gibi ölçümler yapılabilecektir. Ayrıca maden köşelerinde hava<br />
391
akımlarının kontrolü, hava pompalarının denetimi ve toz yoğunluğu da son kullanıcı<br />
tarafından çok kısa zaman aralıklarıyla takip edilebilecektir. Son yirmi yılda meydana<br />
gelen büyük ölçekli ölümcül 17 kazanın 15inde yaşanan grizu patlamalarına önlem<br />
almak adına, patlayıcı gaz yoğunluklarının takibi de an be an gerçekleştirilecektir.<br />
Zehirli gazların yoğunluğu da ihtiyaca göre ölçümlenip kullanıcıya sunulabilecektir.<br />
Böylelikle daha sağlıklı bir çalışma ortamı yaratılması sağlanacak, olası risklerden<br />
doğan kazaların önüne geçilebilecektir. Şekil.4’de sistemin maden içerisindeki farklı<br />
kısımlardaki veri akışı gösterilmiştir.<br />
Şekil 4. Temsili Sistem Yapısı (Bandyopadhyay vd., 2008).<br />
Bütün bilgilerin anlık olarak takip edilebildiği, son kullanıcı için geliştirilen bir<br />
yazılım bulunmaktadır. Soyut bir mimariye sahip olan yazılım sayesinde farklı<br />
alanlarda faaliyet gösteren firmalar için ihtiyaca yönelik arayüzler<br />
geliştirilebilmektedir. Öncelikle basit bir maden haritası üzerinde verilerin bölüm<br />
bölüm incelenmesi sağlanarak, takip edilecek cisimlerin kimlikleri ve yerleri canlı bir<br />
şekilde ekran üzerinden yenilenmektedir. Oluşturulacak veritabanları sayesinde<br />
düğümlerden elde edilen bilgiler depolanacak, istatistikî veriler elde edilip, gerekli<br />
çalışmaların yapılmasına olanak sağlanacaktır. Veritabanlarında saklanan bilgiler işçi<br />
ve araçların verimli kullanılmasına yönelik çözümlemeler sağlamaktadır. Kullanıcı<br />
dostu bir tasarım ile ihtiyaçlara ve projeye göre değişebilen eklentilerin olması<br />
sağlanabilmektedir. Ayrıca bu verilere anlık olarak web üzerinden de<br />
erişilebilmekteidr. Şekil.5’de testlerin gerçekleştirildiği program görüntüleri<br />
gösterilmiştir.<br />
392
Şekil 5. Kullanıcı Ara Yüzü Temsili Ekran Görüntüsü.<br />
Sistem IEEE 802.15.4 protokolünde ZigBee teknolojisi kullanılarak kablosuz örgü<br />
ağ(wireless mesh network) şeklinde oluşturulmuştur. Kendine özgü mimarisi<br />
sayesinde ZigBee teknolojisi düşük maliyeti, düşük enerji sarfiyatı, güvenilir veri<br />
transferi ve kolay uygulanabilir olmasıyla çekici bir teknoloji olarak kablosuz ağ<br />
uygulamalarında kullanılmaktadır (Srbinovska, Gavroski, & Dimcev, 2008) . Bu<br />
platform üzerinde geliştirilen sistem, KET yönetmeliğine uygun olarak 2400-2483.5<br />
MHz aralığında kablosuz iletişim gerçekleştirmektedir (BTK, 2010). İletişim<br />
standartının sunduğu yüksek band genişliği ve veri iletim hızı sayesinde sistem,<br />
yüzlerce elemandan oluşan geniş ölçekli ağlar rahatlıkla yaratılabilmektedir (Jianwu<br />
vd., 2009).<br />
“Maden Takip ve Kontrol Sistemi” Kaza sonrası operasyonlar için, değişken güç ve<br />
frekans seçeneklerine sahip olması ile maden içinde çökme olsa dahi haberleşmenin<br />
devam etmesini sağlayabilecektir. Bunun için ITU RF Laboratuarında gerçekleşen<br />
çalışmalardan faydanılmakta, böylelikle mevcut sistemlere yenilikçi bir çözüm<br />
sunulmaktadır(Ceylan vd., 2010).<br />
5.SONUÇ<br />
Oluşturulan sistemle kullanım kolaylığı sağlayan, küçük boyutlarda, düşük güç<br />
tüketimli, sürdürülebilir ve işletmelerin ihtiyacına cevap verilebilecek esneklikte bir<br />
kablosuz devre ağı oluşturulmuştur. Bu sistem sayesinde kapalı alanlarda en fazla 30<br />
393
metre hata ile konum tespiti yapılabilmektedir. Ayrıca kullanılan metan ve<br />
karbondioksit sensörleri ile çevresel veriler bir merkez tarafından anlık olarak<br />
izlenebilmektedir. Geliştirilen değişken frekans ve güç yönetimi sayesinde acil<br />
durumlarda haberleşmenin sürdürülebilmesine dair önlemler alınmıştır. Mevcut<br />
kablolu ve yarı kablolu haberleşme sistemlerinin yedeklenmesi sağlanarak merkezle<br />
yer altı personeli arasında kısa mesaj haberleşmesi sağlanmıştır. Böylelikle mevcut<br />
yer altı madenlerinin daha güvenli ve işletmelerin daha verimli bir şekilde<br />
çalışmasının sağlayan bir sistem ortaya çıkarılmıştır. Bu altyapıyla birlikte, özellikle<br />
iş güvenliği açısından kullanılabilecek güvenlik ve yönetim araçlarının çeşitliliği<br />
elektronik sektöründeki gelişmeyle orantılı biçimde artacaktır. Her türlü duyarga<br />
devresi bu altyapıya eklenerek mevcut yazılımlar üzerinden takip edilebilecektir.<br />
KAYNAKLAR<br />
TMMOB Maden Mühendisleri Odası. 2010. Madencilikte Yaşanan İş Kazaları Raporu.<br />
TMMOB Maden Mühendisleri Odası. 2011. Madencilik Sektör Raporu.<br />
TMMOB Maden Mühendisleri Odası. 2011. Madencilik Sektörü ve Politikaları Raporu.<br />
Mine Safety and Health Administration 2010, Aralık 14. Program Information Bulletin. Nisan 1,<br />
2012 tarihinde http://www.msha.gov/regs/complian/PIB/2010/pib10-22.asp adresinden alındı<br />
Mine Safety and Health Administration 2011, Nisan 28. Program Policy Letter No. P11-V-13. 2012<br />
tarihinde http://www.msha.gov/regs/complian/ppls/2011/PPL11-V-13.asp adresinden alındı<br />
B, K., Cai, L., Zhu H, S., & Xu Y, J. 2008 Accurate energy model for WSN node and its optimal<br />
design. Journal <strong>of</strong> Systems Engineering and Electronics, 427-433.<br />
Bandyopadhyay, Chaulya, Mishra, Choure, & Baveja. 2008. Wireless Information and Safety<br />
System for Mines. Journal <strong>of</strong> Scientific & Industrial Research, 68, 107-117.<br />
Ceylan, O., Yagci, H. B., Yarman, B. S., 2010 Wideband Matching Circuit Design for Differantial<br />
Output Systems by using Real Frequency Technique<br />
Health and Safety Executive 2006. Safety and Health in Mines Research Advisory Board Annual<br />
Review. http://www.hse.gov.uk/aboutus/meetings/committees/shmrab/shmrab06f.htm adresinden<br />
alındı<br />
National Institute for Occupational Safety and Health 2006, Haziran 15. Mine Improvement and<br />
New Emergency Response Act <strong>of</strong> 2006 (MINER ACT). Nisan 2, 2012 tarihinde<br />
http://www.cdc.gov/niosh/mining/mineract/pdfs/miner-act-pl109-236.pdf adresinden alındı<br />
Jianwu, Zhang, & Zhang. 2009. Research on Distance Measurement Based on RSSI <strong>of</strong> ZigBee.<br />
ISECS International Colloquium on Computing and Communication, 210-212.<br />
Bilgi Teknolojileri ve İletişim Kurumu 2010, Mart 20. Kısa Mesafe Erişimli Telsiz Cihazları<br />
Yönetmeliği,http://www.tk.gov.tr/mevzuat/yonetmelikler/dosyalar/KET_yonetmeligi.pdf<br />
adresinden alındı<br />
Labrador, M. A. 2009. Topology Control in Wireless Sensor Networks. Springer Science.<br />
Mishra, Bandyopadhyay, & Chaulya. 2010. Wireless Communication in Underground Mines RFID-<br />
Based Sensor Networking. Springer.<br />
Niu, Huang, Zhao, & Zhang. 2007. The design and evaluation <strong>of</strong> a wireless sensor network for mine<br />
safety monitoring. IEEE Gloabal Telecommunications Conference. Washington DC.<br />
Ren, Huang, & Lin. 2003. Wireless Sensor Network. S<strong>of</strong>tware Journal, 71-76.<br />
Srbinovska, Gavroski, & Dimcev. 2008. Location Estimation System Using Measurement Of RSSI<br />
Based On ZigBee Standard. Electronics, 45-50.<br />
394
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
ATATÜRK’ÜN ZONGULDAK KÖMÜR HAVZASI GEZİSİ<br />
(26 AĞUSTOS 1931)<br />
ATATÜRK’S VISIT OF ZONGULDAK COAL BASIN<br />
(26 AUĞUST 1931)<br />
Yücel Namal *<br />
Zonguldak Karaelmas Üniversitesi, Atatürk İlkeleri ve İnkılâp Tarihi Bölümü,<br />
Zonguldak<br />
ÖZET Atatürk, gerek milli mücadele döneminde gerekse sonrasında yurt gezilerine önem<br />
vermiştir. Bu gezilerde yapacağı inkılâpları halka bizzat anlatmış ve halkın görüşlerini almıştır.<br />
Atatürk, 26 Ağustos 1931 tarihinde Zonguldak kömür havzasını yerinde görmek ve incelemelerde<br />
bulunmak amacıyla gelmiştir. Atatürk’ün Zonguldak’ı ziyaretinin sonucunda havzada önemli<br />
gelişmelerin olduğu görülmüştür. Bugünün hatırası da Zonguldaklılar tarafından “Gazi(Atatürk)<br />
Günü” olarak kutlanarak yaşatılmıştır.<br />
ABSTRACT Atatürk had given importance to the traveling abroad both during the war <strong>of</strong><br />
independence and after it. He, himself, told the revolutions that he would do the public during<br />
those travels and obtained the views <strong>of</strong> public. In addition, he went on some journeys in order to<br />
industrialize the country and to uncover the natural resources. He went on one <strong>of</strong> them in order to<br />
see the coal basin <strong>of</strong> Zonguldak on site and to carry out some investigations on 26 August 1931. As<br />
a result <strong>of</strong> Atatürk’s visiting to Zonguldak, it has been kept alive by the people <strong>of</strong> Zonguldak by<br />
celebrating it as the “Veteran Day”.<br />
* yucelnamal@hotmail.com<br />
395
1 GİRİŞ<br />
Atatürk, Milli Mücadele yıllarında ve sonrasında, yurt gezilerine çok önem vermiş,<br />
bu gezilerde bizzat halkın içine girmiş, çeşitli konularda halkın görüşlerini almış,<br />
kararlarını bu görüşlerin ışığı altında vermiş, inkılâplarını da bu görüşlerle<br />
güçlendirmiştir. Milli Mücadelede başarıya ulaşmanın, zaferden sonra ileri, modern<br />
bir <strong>Türkiye</strong> yaratmanın fikri yapısı üzerinde, Atatürk’ün yurt gezilerinin etkisi<br />
şüphesiz büyük olmuştur. Bu nedenle Milli Mücadeleyi ve Atatürk inkılâplarını<br />
incelerken Atatürk’ün yurt gezilerini, bu gezilerin amaçlarını, uğradığı şehir ve<br />
kasabalarda halkla olan ilişkilerini, buralarda yaptığı konuşmaları da dikkate almak<br />
gereklidir (Önder, 1975).<br />
Atatürk, Doğusuyla Batısıyla <strong>Türkiye</strong>’yi karış karış gezmiş büyük bir devlet<br />
adamıdır. Atatürk’ün zaferlerini olduğu kadar devrimlerini de gezileri içinde<br />
değerlendirmek gereklidir. Ülkemizi çağdaş uygarlık seviyesine çıkarmak isteyen<br />
Atatürk, reform çalışmalarına kararlı bir şekilde devam etmiş ve insanımızın kılıkkıyafetini<br />
değiştirmeyi düşünmüştür. Bu amaçla Şapka inkılâbı yapmadan önce, o<br />
güne dek kendisini yüz yüze hiç görmemiş olan Çankırı’ya, Kastamonu’ya,<br />
İnebolu’ya elinde şapkasıyla gitmiş; Şapka ve Kıyafet İnkılâbının esaslarını buralarda<br />
açıklamıştır (Eski, 2002; Önder, 1975). Ardından, Harf inkılâbını tanıtmak ve<br />
harflerin ne kadar çabuk öğrenilebileceği yolundaki görüşünü kanıtlamak her inkılâp<br />
hareketi öncesinde olduğu gibi halktan destek almak amacıyla bir yurt gezisine<br />
çıkmıştır. Bu inkılâba ait kanun çıkmadan önce, inkılâbın başöğretmeni sıfatıyla<br />
şehir şehir dolaşarak elinde tebeşir, meydanlarda kurulan kara tahtalarda halkına yeni<br />
harfleri göstermiştir. Her inkılâptan önce çıktığı yurt gezilerinde inkılâbın ilkelerini<br />
anlatmış, milletinin onayını almıştır (Turan, 2005; Önder, 1975) * . Atatürk, yurt<br />
gezileri sırasında her uğradığı köy, kasaba ve şehirde milletini çevresinde tek bir<br />
yürek, tek bir ses olarak görmüş, kendisine gösterilen sevgi ve bağlılığı şahsına<br />
mâletmeden milletinin bir temsilcisi olarak yine milletine armağan etmiştir. Hemen<br />
her geziye çıkışında Cumhurbaşkanlığı Genel Sekreterliği, uğrayacağı illere<br />
“karşılama törenleri yapılmaması” nı bildirdiği halde, öğretmeni, öğrencisi,<br />
memuru, esnafı, işçisi ve köylüsüyle tüm halk Atatürk’ün geçeceği yollara<br />
dökülmüştür. Atatürk’ü görmek her Türk için bir mutluluk olmuş, görenler<br />
görmeyenlere yıllarca Atatürk’ü anlatmışlardır (Önder, 1975).<br />
2 ATATÜRK’ÜN ZONGULDAK KÖMÜR HAVZASINA GELİŞİ (26<br />
AĞUSTOS 1931)<br />
Zonguldak kömür havzası, Osmanlı İmparatorluğu döneminde ihmal edilmiş ve<br />
yabancıların idaresine bırakılmıştır. Ancak <strong>Türkiye</strong> Cumhuriyeti’nin kuruluşundan<br />
sonra Zonguldak kömür havzası hak ettiği değeri kazanmıştır. Öyle ki Cumhuriyet<br />
hükümetlerinin havzaya karşı olan ilgi ve alakasına delil olarak birçok devlet<br />
büyüğünün bölgeye gelmiş olmaları ve madenlerde tetkikte bulunmaları<br />
gösterilebilir. Bu ziyaretlerin bazıları şunlardır; Maliye Bakanı Hasan Saka 25 Mart<br />
1923’te (daha sonra Ticaret Bakanı olarak ikinci defa gelecektir), İmar ve İskân<br />
Bakanı Celal Bayar 1 Haziran 1926’da, Ziraat Bakanı Hayri Bey 6 Sonkanun<br />
* Harf inkılâbı konusundaki ilk dersini 23 Ağustos 1928 tarihinde Tekirdağ’da vermiştir.<br />
396
1928’de, İktisat Bakanı Rahmi Bey 24 Haziran 1928’de, Nafia Bakanı Recep Bey 8<br />
Ağustos 1930’da, Genelkurmay Başkanı Fevzi Çakmak Paşa 9 Temmuz 1931’de<br />
gelmiştir. Ardından 26 Ağustos 1931’de Zonguldak kömür havzası en büyük<br />
mutluluğa kavuşmuştur. Çünkü o gün Cumhurbaşkanı Gazi Mustafa Kemal Atatürk<br />
Zonguldak kömür havzasına şeref vermiştir (Zonguldak, Sayı: 382) † .<br />
Atatürk’ü Zonguldak’a davet etmek üzere 5 Mart 1926 tarihinde Zonguldak Vilayet<br />
Meclisi kararıyla Vilayet halkı adına arz-ı ta’zimat ve Zonguldak’a teşriflerini<br />
istirham etmek üzere İl Genel Meclisi azalarından İbrahim Ethem Beyin<br />
başkanlığındaki heyetin hareket edeceği bildirilmiştir. Bu heyette Hüseyin Fehmi<br />
İmer, İbrahim Etem, Zonguldak Milletvekili Ragıp, Zonguldak Milletvekili Tunalı<br />
Hilmi, Çakmaklıoğlu İzzet, Paşa Mehmetoğlu Mustafa, Akın Karauğuz,<br />
İncealemdaroğlu Halil, İncealemdaroğlu Hasan, Galip Hüseyin bulunmakta idi (BCA,<br />
Dosya: 115, Fon Kodu: 30..10.0.0, Yer No: 1.1..15., Tarih: 8/3/1926; BCA, Dosya:<br />
117, Fon Kodu: 30..10.0.0, Yer No: 1.1..17., Tarih: 21/3/1926; Zonguldak, Sayı:<br />
382). Heyet 1 Nisan 1926 tarihinde Atatürk’ün huzuruna çıkmıştır. Gazi, bu<br />
ziyaretten ve Zonguldak halkının duygularından çok memnun olduğunu belirttikten<br />
sonra ilk fırsatta Zonguldak’a geleceğini vaat etmiştir. Zonguldak Heyetinden <strong>Kömür</strong><br />
havzasının üstün değeri üzerine bilgiler aldıktan sonra şöyle demiştir: “Bütün<br />
<strong>Türkiye</strong>’yi ihya edecek bir servet…” Zonguldak Heyetinin Atatürk’le görüşmesi<br />
yirmi beş dakika sürmüştür (Karauğuz, 1973).<br />
Zonguldak yerel basın kayıtları incelendiğinde 13 Sonteşrin(Kasım) 1930 tarihli<br />
Zonguldak gazetesinde Atatürk’ün yurtta uzun bir tetkik gezisine çıkacağı belirtilmiş,<br />
bu gezinin İzmir, Antalya, Mersin, Adana, Konya, Samsun, Trabzon ve diğer bazı<br />
illeri içerdiği belirtilmiştir. Bu sebeple gazetede Atatürk’ün Zonguldak’a da uğraması<br />
amacıyla şöyle yazılmıştır (Zonguldak, Sayı: 285):<br />
“Sevgili Gazimizin Karadeniz’e geçtikleri sırada vilayetimize de şeref vereceklerini<br />
ümit ederiz. Memleketimizin bu büyük saadete ermesini candan dileriz.”<br />
Atatürk, 21 Temmuz 1931 tarihinde trenle Ankara’dan İstanbul’a altıncı defa<br />
geldiğinde iki ay beş gün kalmıştır (Önder, 1975). 11 Ağustos 1931’de New York’tan<br />
hareketle yere inmeden uçarak Yeşilköy’e inen Russel Boardman ve John Polando<br />
adlı havacıları Yalova’da kabul ederek görüşmüştür. Ardından 26 Ağustos 1931<br />
tarihinde Ertuğrul yatı ‡ ile İstanbul’dan Zonguldak’a kömür maden ocaklarında<br />
incelemelerde bulunmak üzere hareket etmiştir (Zaman, 2004; Çankaya, 1985;<br />
Önder, 1975). O günlerde Zonguldak kömür maden ocaklarının verimli ve ileri<br />
† Atatürk’ün Zonguldak kömür havzası ziyareti ardından da Cumhuriyet hükümetinin devlet adamlarının bölgede<br />
incelemelerde bulunmaya devam ettiklerini görmekteyiz. Bu ilgi Cumhuriyet hükümetinin bölgeye olan ilgisini ve<br />
alakasını göstermektedir.19 Ağustos 1931’de Dâhiliye Bakanı Şükrü Kaya, Fırka teşkilatı heyeti olarak<br />
milletvekillerinden Cevat Abbas, Halil Bey, Hasan Cemil, Saffet Bey, Dr. Cemal Bey, Memduh Şevket, Mahmut, Yunus<br />
Nadi ve birçok milletvekili geldiği gibi müsteşarlar, genel müdürler, yazarlar, bilim adamları ve iş grupları Zonguldak<br />
kömür havzasına gelerek uzun incelemeler yapmışlardır. Bu da Zonguldak kömür havzasının Cumhuriyet hükümetinin<br />
göz bebeği olduğunu göstermektedir.<br />
‡ Ertuğrul Yatı, II. Abdülhamit için 1903’te İskoçya’da yaptırılmıştır. Dokuz yüz tonluk bu geminin uzunluğu 79,2 metre,<br />
genişliği 8,3 metredir. İki bacalı ve saatte 21 mil yapabilen Ertuğrul Yatı, 1924 yılından itibaren “Cumhurbaşkanlığı Yatı”<br />
olarak kullanılmış ve bu görevi 1938’de Savarona satın alınıncaya kadar sürdürmüştü.<br />
397
düzeyde işletilmesi gündemde olan ve tartışılan bir konudur. Öyle ki Başbakan İsmet<br />
İnönü, Mecliste “<strong>Kömür</strong> meselesini bütün memleket için büyük bir dava telakki<br />
ediyoruz” demiştir. Bu nedenle Atatürk, Zonguldak <strong>Kömür</strong> Maden Ocaklarını<br />
yerinde görmek istediğinden Zonguldak’a gelmiştir (Önder, 1975). Zonguldak<br />
gazetesinin 26 Ağustos 1931 ve 28 Ağustos 1945 tarihli sayıları Atatürk’ün<br />
Zonguldak’a gelişini şöyle anlatır; “26 Ağustos 1931’de henüz gün ağarmadan<br />
İstanbul’dan gelen telgraf Atatürk’ün Zonguldak’a geleceğini müjdelemiştir. Bunun<br />
üzerinde heyecan dalgası tüm şehre yayılmıştır. Limandan itibaren çarşı boydan<br />
boya al bayraklar ve defne dalları ile bezenmiş, belediye önüne ve iskele başına<br />
taklar § kurulmuştur. Zonguldak halkı ve işçiler kafileler halinde limana gelmiş ve<br />
caddeleri doldurmuştur. Bütün gözler, Karadeniz’in sisli ufuklarından doğacak bir<br />
yıldızı bekler gibi bakmakta idi. Denizin yüzü sandaldan ve bayraktan seçilmez oldu”<br />
(Zonguldak, Sayı: 846; Zonguldak, 312).Saat 9.05’te Ertuğrul yatı uzakta görünmüş,<br />
yat limana girerken toplar atılmıştır (Zonguldak, Sayı: 312). Atatürk’ü karşılamak<br />
için Zonguldak valisi Arif Bey ve “Mahmut Şevket Paşa vapuru”yla şehre gelmiş<br />
olan Zonguldak milletvekili Rıfat Bey ve Zonguldak’ın diğer milletvekilleri Hasan<br />
Bey ve Esat Beyler, Zonguldak Belediye başkanı Dr. Nihat ve C.H.F il başkanı V.<br />
Halim Cavit Bey ve kaza İ.H.R. Ahmet, Maden Genel Müdürü V. Bedri Hüsnü ve<br />
Zonguldak gazetesi başyazarı A. Karaoğuz Bey ve diğer bazı kişilerden oluşan heyet<br />
bir motorla Atatürk’ü karşılamak için, Ertuğrul yatına gitmiştir (Zonguldak, Sayı:<br />
312). Bir süre sonra Atatürk ve yanındakiler birlikte yattan motora binerek iskeleye<br />
doğru hareket etmiştir. Bu sırada denizdeki bütün gemiler düdük çalarak Atatürk’ü<br />
selamlamıştır.Atatürk saat 11.30’da halılarla döşenmiş olan merdivenden iskeleye **<br />
çıkmıştır. İskelede kendisini karşılayanların samimi iltifatlarla ellerini sıkmıştır.<br />
Merdiven başında ise “Ayten Basri” isimli sevimli bir çocuk (Zonguldak, Sayı: 401;<br />
Zonguldak, Sayı: 312); “Hoş geldin, Gazi babamız!..” diyerek elindeki çiçek<br />
demetini takdim etmiştir. Atatürk, memnuniyetle çiçek demetini alarak “minimininin<br />
yanağını” okşamıştır (Zonguldak, Sayı: 312).<br />
Atatürk, caddeye çıkınca tepelerden, evlerden ve her yerden taşan halk ulu önderi<br />
alkışlamış, iskele başında bekleyen bir jandarma müfrezesi karşılama töreni yapmıştır<br />
(Zonguldak, Sayı: 312). Atatürk, Zonguldak’a yanında; İş Bankası Genel Müdürü ve<br />
İzmir milletvekili olan Celal (Bayar), Afyon milletvekili Ruşen Eşref (Ünaydın),<br />
Gaziantep milletvekili Kılıç Ali, Sinop milletvekili Recep Zühtü, Aydın milletvekili<br />
Reşit Galip Beyler ile umumi kâtip Tevfik (Bıyıklıoğlu), başyaver Rusuhi, Özel<br />
kalem müdürü Hasan Rıza (Soyak) Beyler ve yaver Beylerden oluşan geniş bir kadro<br />
ile gelmiştir (Zonguldak, Sayı: 312).Atatürk, yanındakilerle birlikte iskeleden<br />
otomobillere binerek Üzülmez kömür ocakları bölgesine Türk-İş 63 Ocaklarına<br />
gitmiş, burada biraz dinlenip öğle yemeğini yemiştir. Ardından İş Bankası Genel<br />
Müdürü Celal Beylerle “Türk-İş” şirketi müdür yardımcısı Kazım Bey ve diğer ilgili<br />
kişiler tarafından harita üzerinde kömür havzası hakkında verilen malumatı dinleyip<br />
bilgi almış, havzayı incelemiş ve ocaklara inmiştir. Atatürk, ayrıca Zonguldak kömür<br />
havzasındaki kömür üretim durumu ve kömür işçisinin hayatıyla da alakadar<br />
olmuştur (Zaman, 2004; Zonguldak, Sayı:312; Zonguldak, Sayı: 846; Zonguldak,<br />
Sayı: 426; Zonguldak, Sayı: 401; Önder, 1975;).<br />
§<br />
Tak, Milli bayramlarda veya önemli bir olayı anmak için düzenlenen şenliklerde, geçit yapılacak caddelere geçici<br />
olarak kurulan, yazılar ve çiçeklerle süslenen kemerdir.<br />
**<br />
Atatürk, Bugünkü Maden Mühendisleri Odası Zonguldak Şube Lokali yanında bulunan yerden Zonguldak’a çıkmıştır.<br />
398
- Atatürk, “Zonguldak’ın derin toprakları altında, bütün <strong>Türkiye</strong>’yi ihya edecek bir<br />
servet yatıyor, bu ziyaretten ve aldığım bilgiden çok memnun oldum” demiştir.<br />
Atatürk, (26 Ağustos 1931) Zonguldak gezisinde Zonguldak kömür havzasının<br />
modern sanayinin gereklerine ulaştırılması için gerekli kararları almıştır (Zonguldak,<br />
Sayı: 928). Atatürk, saat 15.00’te Üzülmez kömür ocakları bölgesinden kömür<br />
treniyle ayrılmış çarşı içinden geçip halkın alkışları ve maden işçilerinin “Yaşa,<br />
varol!..” haykırışları arasında vilayete dönmüştür (Canver, 2006) †† . Zonguldaklılar<br />
ısrarla şehirlerinde bir gece kalmalarını, aksi halde çok üzüleceklerini söylediler.<br />
Atatürk, içtenlik dolu bu sözler karşısında, bazı önemli işleri dolayısıyla İstanbul’a<br />
dönmek zorunda olduğunu söyledikten sonra :“Zonguldak’ın derin toprakları<br />
altındaki maden serveti ne kadar kıymetli ise, bizim nazarımızda Zonguldak’ta o<br />
kadar çok kıymetli bir vilayetimizdir. Samimi hislerinize çok teşekkür ederim”, diye<br />
eklemiştir. Bu sözler üzerine şiddetli bir alkış koptu. Zonguldaklılar: “Yaşa, Varol<br />
Büyük Gazimiz!..” diye haykırmıştır. Atatürk, halkın alkışları arasında motora<br />
binerek 15.30’da Ertuğrul yatına geçmiştir (Zonguldak, Sayı: 312; Zonguldak, Sayı:<br />
846; Önder, 1975). Ardından Zonguldak valisi, vilayet erkânı, belediye, parti,<br />
teşekküllere mensup heyetler ve Ereğli’den gelen bir heyet sandallarla yata kadar<br />
yaklaşarak Gazi’yi selamlamış, Gazi’de heyetlerle vedalaşmış ve iltifatlarını<br />
sunmuştur. Ertuğrul yatı saat 4’te Zonguldak limanından ayrılmıştır (Zonguldak,<br />
Sayı: 312) ‡‡ . Atatürk, 26 Ağustos’ta Zonguldak’tan ayrıldıktan sonra Ereğli limanına<br />
da uğramıştır. Ereğli limanında motor ve sandallarla açıklara kadar gelen bir kısım<br />
Ereğli halkı ve deniz sporcuları tarafından tezahüratla karşılanmıştır. Atatürk, karaya<br />
çıkmayarak Ereğli’yi gördükten sonra İstanbul’a dönmüştür (Cumhuriyet, Sayı:<br />
2624).<br />
3 ZONGULDAK’TA GAZİ GÜNÜ KUTLAMALARI<br />
Atatürk’ün Zonguldak’a geldiği 26 Ağustos §§ günü 1932 yılından itibaren “Gazi<br />
(Atatürk) Günü *** ” tören ve şenliklerle bugünü kutlanmıştır ††† (Zonguldak, Sayı: 340;<br />
Zonguldak, Sayı: 401). Gazi Mustafa Kemal Atatürk’ün 26 Ağustos 1931’de<br />
Zonguldak’a yaptığı ziyaretin Zonguldaklılar tarafından şeref günü olarak ilan<br />
edildiğinin belirtildiği Karaelmas dergisinde Mustafa Kemal’i bu ilde görmenin<br />
büyük mutluluk ve gurur olduğu da belirtilmiştir (Karaelmas, 2(22-23) 1944). Gazi<br />
günü kutlamaları Zonguldak Halkevi’nin başkanlığındaki bir kutlama komitesi<br />
tarafından organize edilerek yıllarca kutlanmıştır (Zonguldak, Sayı: 343).<br />
Gazi gününün birinci yıl dönümü kutlamaları Zonguldak Halkevi başkanı Mitat Akif<br />
Bey başkanlığındaki kutla komitesi tarafından düzenlenmiştir. Komite tarafından<br />
yapılan ve bütün halka dağıtılan “Gazi Günü” kutlama programının sureti şöyledir<br />
†† Atatürk’ün bu gezisi sırasında yürümüş olduğu caddeye sonradan “Gazi Paşa Caddesi” adı verilmiştir.<br />
‡‡ Atatürk’ün Zonguldak’a geldiğini duyan Zonguldak kazalarından hürmetlerini sunmak üzere birer heyet<br />
göndermişlerdir. Ancak sadece Ereğli heyeti Atatürk’e tazimlerini sunmuştur. Atatürk Zonguldak’tan ayrıldıktan sonra<br />
Devrek heyeti gelmiştir. Bartın ve Safranbolu heyetleri ise yolda olduklarından yetişememiştir.<br />
§§ 26 Ağustos tarihi <strong>Türkiye</strong> tarihinde önemli olan “Büyük Taarruz”un başlangıcı aynı zamanda iktisadi istiklal sahasında<br />
da bizi yeni zaferlere ulaştıran “İş Bankası”nın kuruluş günü olduğundan Zonguldak’ta Gazi Günü kutlamalarında bu iki<br />
önemli olayda anılmıştır.<br />
*** Zonguldak’ta Gazi Günü kimi zaman Atatürk Günü olarak anılmıştır.<br />
††† 1932 yılı Temmuz ayında Atatürk’ün Zonguldak’a ayak bastığı günün milli bayram gibi kutlanması kararlaştırılmıştır.<br />
399
(Zonguldak, Sayı: 343): Zonguldak Halkevi “Gazi Günü” nü tes’it komitesi 26<br />
Ağustos 1932 “Gazi Günü”nü tes’it(kutlama) programı.<br />
Ulu kurtarıcımız sevgili Cumhur reisimiz Gazi Mustafa Kemal Hazretlerinin<br />
Zonguldak’a ayak bastıkları mes’ut günün birinci yıldönümü 26 Ağustos 1932<br />
gününe rast geldiğinden Halkevi 26 Ağustos gününü aşağıda yazıldığı gibi tes’it<br />
edecektir:<br />
-Mebuslar<br />
-Hükümet reisleri ve memurları<br />
-Askeri ümera ve erkân<br />
-Resmi ve Hususi teşekküller<br />
1) 26 Ağustos 1932 Cuma günü öğleden önce saat 10.30’da Halkevinde<br />
toplanacaklardır.<br />
2) Merasim, Halkevi bahçesinde yapılacak ve Gazi Hz. Zonguldak’a ayak bastıkları<br />
saat 11.20 geçe olduğundan merasime bu dakikada başlanacaktır.<br />
3) Fırka Reisi Mitat Akif Beyefendi bu günün hatıralarını anlatan bir nutuk<br />
söyleyeceklerdir.<br />
4) Gündüz ve gece resmi ve hususi bütün binalar donatılacak ve aydınlatılacaktır.<br />
5) Gündüz ve gece Halk Fırkası ve Halkevi umuma açık bulunacaktır.<br />
6) Gece şenlikler yapılacak, muhtelif eğlenceler tertip olunacaktır.<br />
Kutlama programından da anlaşıldığı gibi “Gazi Günü” yıldönümü tören ve<br />
kutlamaları Zonguldak’ta bir milli bayram gibi kutlanmıştır. Zonguldak’ta geleneksel<br />
olarak “Gazi (Atatürk) Günü” kutlamasının başlatılması Zonguldak Halkevi<br />
tarafından olmuştur. Gazi günü, Zonguldak kömür havzasında da büyük bir sevinçle<br />
kutlanmıştır. Vali, C.H.F reisi, Halkevi, milli kuruluşların mensupları, maden<br />
müesseselerine mensup birçok kişi, izciler ve halkevi bando takımı defneler ve<br />
bayraklarla süslü tren ve otomobillerle Üzülmez ocakları bölgesine gitmiştir. Halkevi<br />
bandosu ise çeşitli milli marşlar çalmıştır (Zonguldak, Sayı: 375).Törenden sonra<br />
Vali, C.H Fırka reisi ve bütün teşekküllerin reisleri tarafından Atatürk’e “halkın<br />
coşkun özleyişleri, sevgi ve saygıları ve sarsılmaz bağlılıkları” telgrafla arz edilmiştir<br />
(Zonguldak, Sayı:375).Görüldüğü gibi Zonguldak’ta “Gazi Günü” kutlamaları 1932<br />
yılından itibaren günün anlam ve önemine uygun bir şekilde kutlanmış ve<br />
hatırlanmıştır. Böylelikle her yıl yıldönümleri kutlanan geleneksel bir bayram haline<br />
dönüşmüştür. Zonguldak ve ulusal basında bile bu günün kutlamalarıyla ilgili<br />
haberler yer almıştır (Cumhuriyet, No: 2624; Ulus, 27 Ağustos 1945). 1934 yılı 26<br />
Ağustos “Gazi Günü” kutlamaları münasebetiyle Cumhurbaşkanı Gazi Mustafa<br />
Kemal Atatürk’e Zonguldak adına gönderilen telgraf şöyledir (Zonguldak, Sayı:<br />
402):Gazi Mustafa Kemal Hazretleri Ulu Reisi Cumhurumuz<br />
İstanbul<br />
“Bugün Zonguldak <strong>Kömür</strong> Havzamıza şeref verdiğiniz ulu ve kutlu günün dördüncü<br />
yıldönümüdür. Zonguldak halkı bu şerefli güne emsalsiz tezahürat ve kalplerden<br />
taşan coşkun sevinçlerle kutlulamışlardır. Cumhuriyet meydanında bütün kasaba<br />
halkının iştirakiyle yapılan büyük toplantıda yüksek şahsınızla Havzamıza verdiğiniz<br />
hudutsuz feyizlerle anılmıştır. Memleket baştanbaşa donatılmış, gece için donanma<br />
hazırlıkları yapılmıştır. Zonguldak en büyük bayram günlerinden birini daha<br />
400
yaşamaktadır. Yüce varlığınızdan feyz ve ilham alan Zonguldaklılar iştiyaklar ile<br />
birlikte sonsuz saygı ve şükran duygularını sunarlar.”<br />
Fırka Reisi Belediye Reisi Zonguldak Valisi<br />
Mitat Hayri Halit<br />
Atatürk’ün, Zonguldak’taki “Gazi Günü” kutlamaları münasebetiyle gönderilen bu<br />
telgrafa cevaben Zonguldaklılara selam ve iltifatlarını bildirdiği telgraf şöyledir<br />
(Zonguldak, Sayı: 402):<br />
Vali Halit Beyefendi ve Muhterem arkadaşlarıma<br />
“Zonguldak’a geldiğim günden beri andığınızı bildiren telyazınızdan mütehassıs<br />
oldum. Teşekkür ve selamlarımın saygıyla halka iletilmesini rica ederim.”<br />
Cumhurbaşkanı Gazi Mustafa Kemal<br />
Zonguldak’ın kazanımı olan bu kutlu gün on dördüncü yılında dahi ilk günkü<br />
coşkusuyla kutlanmıştır. Zonguldak gazetesinin 28 Ağustos 1945 tarihli nüshasında<br />
“Gazi(Atatürk) Günü”nün on dördüncü yıldönümü kutlamalarından “Hüzünlü bir<br />
yıldönümü Atatürk Günü” başlıklı yazısında şöyle bahsetmektedir:“26 Ağustos;<br />
Zonguldak’ın kutlu bir günüydü. Zonguldak, ebedi Atatürk’e o gün kavuştu. Bugün<br />
“fani vücudu toprak olan, fakat asıl kendisi, asıl büyük eseri: “Cumhuriyet” gibi<br />
“ilelebed payidar kalacak” olan Atatürk, on dört yıl ‡‡‡ önce, o gün, Zonguldak<br />
toprağına ayakbastı. On dört yıl önce, o gün, Zonguldak bayram sevinciyle<br />
coşuyordu…” Görüldüğü gibi Zonguldak’ta Gazi günü kutlamaları büyük bir<br />
coşkuyla kutlanmış ve geleneksel bir hale gelmiştir. Ancak Zonguldak’ta “Gazi<br />
(Atatürk) Günü” yıldönümlerinin kutlamaları 1950’li yıllara kadar kutlandığını<br />
ardından bu günün unutulduğunu görmekteyiz.<br />
4 ZONGULDAK’TA GAZİ TARİH GÜNÜ<br />
Zonguldaklılar için 30 Ocak tarihi “Gazi Tarih Günü” olarak kabul edilmiş ve<br />
kutlanmıştır. Çünkü Atatürk, bu günde milli tarihimiz hakkındaki ilk konferansın<br />
verilmesi şerefini Zonguldak’a bahşetmiştir. 30 Sonkânun (Ocak) 1931 tarihinde<br />
Bolu milletvekili Cevat Abbas (Gürer) Bey, Gazi Mustafa Kemal Atatürk adına<br />
Zonguldak’ta memleket sinemasında, ilk konferansı vermiştir (Zonguldak, Sayı:<br />
382). Bu tarihten sonra 30 Ocak yıldönümlerinde “Gazi Tarih Günü” olarak anılmış<br />
ve kutlanmıştır.<br />
M. Şavran, “Karaelmas Diyarımız Zonguldak Vilayetimiz” adlı eserinde Gazi Tarih<br />
Günü’nden şöyle bahseder(Kalyoncu, 2005):“30 Ocak 1931 günü Zonguldaklıların<br />
büyük sevinç ve övünç günüdür. Bu günkü yüksek cihan kültürünün ilk temellerini<br />
atan Türk soyunun bütün kudretlerini ifa eden tarihi hakikatlerini asırların<br />
düşmanlığından kurtararak en muazzam bir mazi aynasında millete parlak istikbalini<br />
gösteren Ulu Gazi, Milli Tarihimiz hakkında ilk konferansın verilmesi şerefini<br />
Zonguldak’a bahşeder. Ve o gün Bolu mebusu Cevat Abbas Bey, Gazi Hazretleri<br />
namına Zonguldak’ta Memleket sinemasında ilk konferansını verir. Bu mutlu günde<br />
Zonguldaklılar için şerefli bir “Gazi Tarih Günü” kabul edilir”.<br />
‡‡‡ Gazetenin aslında 15. yıl diye yanlış yazılmış.<br />
401
Zonguldak’a “Atatürk Tarih Günü” gibi kutsal bir ülküyü armağan ettiğinden dolayı<br />
Cevat Abbas Gürer Bey, bütün Zonguldaklıların sevdikleri değerli bir şahsiyet<br />
olmuştur. Cevat Abbas Gürer Bey kimi zaman Zonguldak’taki “Gazi(Atatürk) Günü”<br />
yıldönümü törenlerine de katılmıştır. Zonguldaklılar da Cevat Abbas Gürer’i<br />
Zonguldak ziyaretlerinde çok içten gösterilerle karşılamıştır (Zonguldak, Sayı: 426).<br />
5 ATATÜRK VE ZONGULDAK KÖMÜR HAVZASI<br />
Cumhuriyet devri Zonguldak kömür havzası için bir saadet devresi olmuştur.<br />
Zonguldak kömür havzası bugünkü iktisadi önemini Cumhuriyetle beraber<br />
kazanmıştır (Cumhuriyet’in On Yılında Zonguldak, 1933). Zonguldak kömür havzası<br />
Cumhuriyetin idaresi altında Havzayı istismar eden yabancı eller ortadan kaldırılmış,<br />
bunların yerine Türk madenciliği kaim olmuştur. Böylece Cumhuriyet döneminde<br />
Zonguldak kömür havzası her gün gelişmiş ve ilerlemiştir (Cumhuriyet’in On Yılında<br />
Zonguldak, 1933). Atatürk’ün Zonguldak kömür havzasına gelmesi bütün yurdu<br />
saracak olan endüstri devriminin havza ufuklarından doğacağını müjdelemiştir. Bu<br />
devrimin temelini kömür oluşturmaktadır. Bu nedenle <strong>Türkiye</strong>’nin endüstrileşmesi<br />
demek, kömür istihsalinin artması demektir. Onun için, Atatürk <strong>Türkiye</strong>’sinin yeni<br />
endüstri devriminin ışıkları maden kömür havzasının ufkuna yayılmıştır. Atatürk,<br />
Zonguldak kömür havzasının “bütün <strong>Türkiye</strong>’yi ihya edecek bir servet” olduğunu<br />
söylemekle; havzanın sonsuz ilerisini en kamaştırıcı aydınlıkla gözler önüne sermiş<br />
ve Cumhuriyet kömür siyasetinin ilk anayolunu çizmiştir. Atatürk, <strong>Türkiye</strong>’nin<br />
endüstrileşmesi için iki ana unsur olan kömür ve demir üzerinde Cumhuriyet<br />
hükümetinin çalışmalarını şöyle anlatmıştır; “Demir sanayi tesisi ve demir<br />
madenlerinin işletilmesi için mütehassısların muhtelif sahalarda tetkiki müspet netice<br />
vermiştir.” “Ereğli kömür havzası şarkında matlup evsafı haiz yeni zengin kömür<br />
tabakatı zahire çıkarılmıştır.” “<strong>Kömür</strong> istihsalatı şimdiye kadar istihsal olunan<br />
neticelerin fevkine çıktı. Mamafih, bu neticeler, bizim istihdaf ettiklerimizden ve<br />
madenlerimizin servet ve kudretlerinin temin edeceğinden henüz çok uzaktır.<br />
İstihsalatı arttırmak için mütemadiyen tedbirler alınmaktadır.”<br />
Atatürk, Zonguldak’a karşı ilgisinin bir göstergesi olarak şu dizeyi armağan etmiştir<br />
(Zonguldak, Sayı: 382):“Zonguldak’ın derin toprakları altındaki serveti madeniye<br />
(maden serveti) ne kadar kıymetli ise, bizim nazarımızda Zonguldak’ta o kadar çok<br />
kıymetli bir vilayetimizdir.”<strong>Türkiye</strong>’de ilk kömürü Uzun Mehmet bulmuştur. Fakat<br />
Zonguldak kömür havzasında “Bütün <strong>Türkiye</strong>’yi ihya edecek bir servet” bulunduğunu<br />
ilk olarak ortaya koyan ATATÜRK’tür (Zonguldak, Sayı:426). Atatürk, 26<br />
Ağustos’ta kurduğu İş Bankasına, Zonguldak kömür havzasında büyük ödevler<br />
vermiş ve Zonguldak’a gelerek ekonomik savaşın kömürle başarılacağını göstermiş,<br />
yeni Türk Devletinin, kömür havzasından fışkıracağına işaret etmiştir (Zonguldak,<br />
Sayı: 426). 1921 yılında Kurtuluş Savaşı sırasında “114 Sayılı Zonguldak ve Ereğli<br />
Havza-i Fahmiyesinde Mevcut <strong>Kömür</strong> Tozlarının Amele Menafi-i Umumiyesine<br />
Olarak Füruhtuna Dair Yasa” ve “151 Sayılı Ereğli Havza-i Fahmiyesi Maden<br />
Amelesi’nin Hukukuna Müteallik Yasa” çıkartılmıştır. Atatürk’ün havzaya olan ilgisi<br />
Kurtuluş Savaşı sonrasında da artarak devam etmiştir. 17 Şubat–4 Mart 1923<br />
tarihinde yapılan İzmir İktisat <strong>Kongresi</strong>nde Maden meseleleri görüşülürken<br />
Zonguldak <strong>Kömür</strong> Havzası ile ilgili önemli kararlar alınmıştır. Görüldüğü gibi<br />
402
Atatürk Zonguldak <strong>Kömür</strong> Havzasının yeni <strong>Türkiye</strong> açısından iktisadi önemi<br />
üzerinde ehemmiyetle durmuş ve havzanın kalkındırılması için her türlü önlemleri<br />
aldırtmıştır. Öyle ki Cumhuriyet’in ilanının ardından Zonguldak Atatürk’ün<br />
teşvikiyle 1 Nisan 1924 tarihinde Cumhuriyet’in ilk ili olmuştur (Canver, 2006).<br />
Zonguldak kömür havzasındaki ıslahat Atatürk’ün Zonguldak kömür havzasını<br />
ziyareti sonucunda olmuştur. Her şeyi yakından ve yerinde incelemek Atatürk’ün<br />
ülküsüydü. Yıllarca teşkilatsızlık, imkânsızlık ve büyük sermaye eksikliği yüzünden<br />
en “iptida-i vasıta ve usullerden bile mahrum bırakılmış” olan Zonguldak kömür<br />
havzasını, bugünkü durumuna ulaştıracak adım, Atatürk’ün bu yakından tetkiki<br />
sonucunda olmuştur (Zonguldak, Sayı: 776). Atatürk, Zonguldak kömür havzasındaki<br />
kömürün ülkenin iç taraflarına taşınması gerekliliğini ve bununda demiryoluyla<br />
mümkün olduğunu belirtmiştir (Atatürk’ün Söylev ve Demeçleri I-III, 2006). Öyle ki,<br />
demiryolunun Zonguldak’a kadar getirilmesi de Zonguldak kömür havzasının<br />
öneminin göstergesidir. 1937 yılında demiryolunun Zonguldak’a ulaştığını<br />
Zonguldak valisi Atatürk’e telgrafla bildirmiştir. Atatürk’te bunun üzerine<br />
Zonguldaklılara cevaben yazdığı telgrafta şöyle demiştir (Zonguldak, Sayı: 539):<br />
“Demiryolunun kömür ilinin merkezine ulaştığı mes’ut hadisesini bildiren telgrafınızı<br />
büyük memnuniyetle aldım. Bu münasebetle muhterem halkın bana karşı<br />
gösterdikleri yüksek duygulara teşekkür ederim.” Görüldüğü gibi Zonguldak’ın<br />
Atatürk’ün gezisinin ardından sürekli geliştiğini görmekteyiz. Öyle ki Akın<br />
Karauğuz(Karaoğuz), “Cumhuriyetin Yirmi Yılı ve Zonguldak” adlı Karaelmas<br />
dergisinde yayımlanan yazısında Zonguldak’ın Cumhuriyet’in 20. yılında sadece<br />
kömür ve iktisat açısından değil, her açıdan geliştiği vurgulanmıştır §§§ (Karaoğuz,<br />
1943).<br />
6 SONUÇ<br />
Atatürk, Milli Mücadele yıllarında ve sonrasında <strong>Türkiye</strong>’nin hemen her tarafını<br />
gezmiştir. Bu gezilerde halkın içine girerek, yapacağı inkılâplar ve işler hakkında<br />
halkın görüşlerini almıştır. Bu görüşlerin ışığı altında kararlarını vermiş, inkılâplarını<br />
da bu görüşlerle güçlendirmiştir. Atatürk, Zonguldak kömür havzasına (26 Ağustos<br />
1931) gelmesinin sebeplerinden biri yıllarca geri bırakılmış olan bölgede “Türk-İş”<br />
idaresi altında daha modern şartlarda işçilerin çalışmasını sağlamak ve kömür<br />
üretiminin arttırılmasını sağlamak için yerinde incelemeler yapmak için gelmiştir.<br />
Atatürk, Zonguldak kömür havzasını endüstri devriminin temeli olarak görmekte idi.<br />
Bu nedenle Zonguldak kömür havzasının “bütün <strong>Türkiye</strong>’yi ihya edecek bir servet”<br />
olduğunu söyleyerek Cumhuriyetin kömür siyasetinin ana hatlarını çizmiştir.<br />
Atatürk’ün Zonguldak kömür havzası gezisinin Zonguldaklılar açısından manevi bir<br />
değeri de vardır. 26 Ağustos günü “Büyük Taarruz”un başladığı ve “İş Bankası”nın<br />
kurulduğu güne denk gelmiştir. Bu gün Zonguldak’ta “Gazi (Atatürk) Günü” olarak<br />
1932 yılından itibaren büyük bir bayram coşkusuyla kutlanmıştır.<br />
§§§ Akın Karaoğuz, “Cumhuriyetin Yirmi Yılı ve Zonguldak”, Karaelmas, 29 Ekim 1943,Sayı: 12, s. 4-5.<br />
403
KAYNAKLAR<br />
A. Başbakanlık Cumhuriyet Arşivi (BCA)<br />
BCA, Dosya: 115, Fon Kodu: 30..10.0.0, Yer No: 1.1..15., Tarih: 8/3/1926. BCA, Dosya:<br />
117, Fon Kodu: 30..10.0.0, Yer No: 1.1..17., Tarih: 21/3/1926.<br />
B. Gazete ve Dergiler<br />
Cumhuriyet, 27 Ağustos 1931, Yıl: 8, Sayı: 2624, s.1.<br />
Ulus, 27 Ağustos 1945, s. 2.<br />
Zonguldak, 13 Sonteşrin 1930, Yıl: 7, Sayı: 285, s.1.<br />
Zonguldak, 26 Ağustos 1931, Yıl: 8, Sayı: 312, s. 1.<br />
Zonguldak, 20 Temmuz 1932, Yıl: 9, Sayı: 340, s. 1.<br />
Zonguldak, 21 Ağustos 1932, Yıl: 9, Sayı: 343, s. 1.<br />
Zonguldak, 28 Ağustos 1933, Yıl: 10, Sayı: 375, s. 1.<br />
Zonguldak, 29 İlkteşrin 1933, Yıl: 10, Sayı: 382, s.1-4.<br />
Zonguldak, 26 Ağustos 1934, Yıl: 11, Sayı: 401, s.1-2.<br />
Zonguldak, 30 Ağustos 1934, Yıl: 11, Sayı: 402, s. 1.<br />
Zonguldak, 26 Ağustos 1935, Yıl: 12, Sayı: 426, s.1-3.<br />
Zonguldak, 23 Ağustos 1937, Yıl: 14, Sayı: 539, s. 1.<br />
Zonguldak, 29 Ağustos 1944, Yıl: 21, Sayı: 776, s. 1.<br />
Zonguldak, 28 Ağustos 1945, Yıl: 22, Sayı: 846, s. 1-2.<br />
Zonguldak, 11 Kasım 1946, Yıl: 24, Sayı: 928, s.3.<br />
“26 Ağustos Atatürk Günü 1931-1944”, Karaelmas, Cilt:2, Sayı: 22-23, 1944, s. 12.<br />
Akın Karaoğuz, “Cumhuriyetin Yirmi Yılı ve Zonguldak”, Karaelmas, 29 Ekim 1943,Sayı: 12,<br />
s. 4-5.<br />
C. Kitap ve Makaleler<br />
Atatürk’ün Söylev ve Demeçleri I-III, Atatürk Araştırma Merkezi Yayınları, Ankara<br />
2006, s. 416-417.<br />
Canver, Can (2006), “Atatürk ve Zonguldak”, Zonguldak Kent Tarihi Bienali‘05, Zonguldak Kültür<br />
ve Eğitim Vakfı Yayını (ZOKEV), İstanbul, s. 206.<br />
Cumhuriyetin On Yılında Zonguldak ve Maden <strong>Kömür</strong>ü Havzası, Zonguldak Ticaret ve Sanayi<br />
Odası Yayını, Sanayi Nefise Matbaası, İstanbul 1933, s. 128.<br />
Eski, Mustafa (2002), Atatürk’ün Kastamonu Gezisi, Atatürk Araştırma Merkezi Yayınları, Ankara,<br />
s.2;<br />
Kalyoncu (2005), Hamit, <strong>Kömür</strong>de Açan Çiçek, Pervaz Yayınları, Ankara, s.219.<br />
Karauğuz, Tahir (1973), “Karatopraklara Doğan Güneş”, Cumhuriyetin 50.yılına<br />
Armağan’dan Ayrı Basım, Sayı: A3, Ankara, s. 100.<br />
Önder, Mehmet (1975), Atatürk’ün Yurt Gezileri, <strong>Türkiye</strong> İş Bankası Kültür<br />
Yayınları, Ankara, s. 5.<br />
Turan, Şerafettin (2005), Türk Devrim Tarihi III, Bilgi Yayınevi, Ankara, s. 207;<br />
Zaman, Ekrem Murat (2004), Zonguldak <strong>Kömür</strong> Havzasının İki Yüzyılı, TMMOB Maden<br />
Mühendisleri Odası Yayınları, Ankara, s. 87.<br />
404
Fotoğraflar<br />
Fotoğraf 1. Atatürk’e Zonguldak adına saygılarını sunmak ve Zonguldak’a davet<br />
etmek üzere bir heyetin Ankara’ya gideceğini bildiren belge (21.03.1926) Kaynak:<br />
BCA, Dosya: 117,Fon Kodu: 30..10.0.0, Yer No: 1.1..17., Tarih: 21/3/1926.<br />
Fotoğraf 2. Atatürk’ü Zonguldak’a davet için giden Zonguldak heyeti.<br />
(Çetin Asma Arşivi).<br />
405
Fotoğraf 3. Atatürk Zonguldak iskelesinde (Bugünkü Maden Mühendisleri Odası<br />
Zonguldak Şube Lokali yanında bulunan). 26 Ağustos 1931.<br />
406
Fotoğraf 4. Atatürk ve Celal Bayar otomobille Üzülmez ocakları bölgesine giderken.<br />
Fotoğraf 5. Atatürk’ün Zonguldak ziyaretinin Cumhuriyet gazetesinin 27 Ağustos<br />
1931 tarihli “Gazi Hz. Zonguldağı Teşrif Buyurdular” manşeti.<br />
407
Fotoğraf 6. Atatürk <strong>Kömür</strong> treni ile Üzülmez kömür ocakları bölgesinden ayrılırken.<br />
Fotoğraf 7. Zonguldak gazetesinin 28 Ağustos 1933 tarihli nüshasında yer alan<br />
Zonguldak’ta Gazi Günü kutlamaları haberi.<br />
408
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
ZONGULDAK KÖMÜR HAVZASI’NDA İŞÇİ PROBLEMİ<br />
LABOUR PROBLEM AT ZONGULDAK HARDCOAL BASIN<br />
Mustafa Yüce *<br />
Zonguldak Karaelmas Üniversitesi, Zonguldak Meslek Yüksekokulu, Zonguldak<br />
ÖZET Zonguldak <strong>Kömür</strong> Havzası’nda 1840’lı yıllardan günümüze kadar devam eden süreçte, işçi<br />
problemi her zaman var olmuştur. Ancak, işverenler probleme hep üretim miktarı açısından bakmış,<br />
çalışanın kalifiye eleman haline getirilmesini düşünmemişlerdir. Bu nedenle, yasak savma amaçlı<br />
eğitimler işe yaramamıştır. Yer altında çalışan işçilere daima vasıfsız eleman gözü ile bakılmış ve<br />
rastgele insanlar ocaklarda çalıştırılmıştır. Bunun sonucu olarak düşük verim, yetersiz üretim ve<br />
aşırı sayıdaki iş kazaları ile karşı karşıya kalınmıştır. Problemin çözümü, Mesleki Yeterlilik<br />
Kurumu ile işbirliği yaparak, yer altında yapılan işlerin standartlarının tespiti ve işçilerin bu yönde<br />
eğitilmesinde yatmaktadır.<br />
ABSTRACT Worker problem at Zonguldak Coal Basin has always existed during the period<br />
starting from 1840s till today . However, employers has always approach the problem according to<br />
amount <strong>of</strong> production, but never consider about turning the employees into qualified workers. For<br />
this reason, trainings aiming to avoid the ban violation has never worked. Underground workers has<br />
been eveluated as unqualified, and random people were hired to work at mines. As a result <strong>of</strong> this,<br />
low efficiency, insufficient production and a lot <strong>of</strong> work accident have been faced. The solution <strong>of</strong><br />
this problem is determining the standardization <strong>of</strong> underground works and training the workers<br />
accordingly by colobrating with Pr<strong>of</strong>fesional Competence Instution.<br />
* mustafayuce@karaelmas.edu.tr<br />
409
1 TARİHSEL GELİŞİM<br />
Zonguldak <strong>Kömür</strong> Havzası’nda kömürün üretilmeye başlandığı 1840 yılından<br />
günümüze kadar, ocaklarda çalışacak işçileri bulmak hep sorun olmuştur. Zaman<br />
zaman “İşçi Problemi”, “İşçi Tedarik Meselesi”, “İşçi Davası” veya “İşçi Buhranı”<br />
olarak adlandırılan bu açmaz halen devam etmektedir. Konuyu daha geniş bir açıdan<br />
görmek için, aşağıdaki ön bilgilere ihtiyaç duyulmuştur.<br />
1.1 Hırvatistan ve Karadağ’dan Getirilen Kalifiye İşçiler<br />
Zonguldak <strong>Kömür</strong> Havzası’nda kömürün çıkartılmaya başlandığı ilk yıllarda<br />
yöredeki halk kömür ocaklarında çalışmaya rağbet etmedi. Bunun nedenlerini şu<br />
şekilde sayabiliriz; köy yaşantısına alışkın olma ve bunun sonucu olarak para<br />
ekonomisi ile ilişkilerinin olmaması, muhafazakâr ve kanaatkâr bir zihniyete sahip<br />
olmaları, aileden ayrı kalmanın yarattığı huzursuzluklar (Özeken, 1955). Bu yıllarda<br />
Hükümetten Havzadaki kömür çıkartma imtiyazını alan İngiliz Şirketi, yöre halkının<br />
kömür ocaklarında çalışmayı kabul etmemesi ve Bölge’de deneyimli işçi bulamaması<br />
nedeniyle, bu açığı Karadağ ve Hırvatistan’dan getirttiği taşocağı işçileri ile<br />
kapatmaya çalışmıştır (Quataert, 2009).<br />
Bu işçilerin Havza’ya yerleşmeleri ile bir yıllık üretim üç günde yapılır hale<br />
gelmiştir. Bu durumu Özeken şu şekilde ifade etmektedir; “Böyle bir tedbire<br />
başvurulmuş olması, bir asırlık kömür ekonomisi tarihi boyunca-sembolik bir<br />
karakter ve ölçüde kalmış olmakla beraber-işçi davasına çevrilen en anlayışlı bir<br />
görüşün ifadesini taşımaktadır” (Özeken, 1955).<br />
1.2 Zorunlu İş Mükellefiyeti<br />
Havza’nın ihtiyacı olan maden işçisi, serbest emeğe dayanan emek gücü ile<br />
sağlanamayınca,1867Tarihli Nizamname(Dilaver Paşa Nizamnamesi olarak<br />
adlandırılan)ile yapılan düzenleme sonucu, işgücünün zorla temin edilmesinin yolu<br />
açıldı. İş Mükellefiyeti olarak adlandırılan bu düzenleme, Havza’daki on dört kaza<br />
içinde yaşayan 13-50 yaş arasındaki bütün erkekleri kömür madeninde zorunlu<br />
çalışmaya tabi tuttu. Bu Nizamnameye göre, iki hafta madende çalışanlar, iki hafta<br />
köylerinde kalıyordu.<br />
Zorunlu çalışmaya tabi tutulan yöre halkının yanında, özellikle yerüstü işlerde çalışan<br />
serbest işçiler de bulunuyordu. Köylerinden zorla madene getirilen işçiler;<br />
tarlalarında bekleyen işleri, aile özlemi, para ekonomisine olan bağlılıklarının<br />
zayıflığı ve çalışmanın zora dayandırılarak yaptırılması nedeniyle Mükellefiyet<br />
Sistemi’ne ayak diremişlerdir. Bunun sonucu olarak işçiler arasında kaçma, işe geç<br />
gitme ve işyerinde verimsiz çalışma alışkanlıkları ortaya çıktı. Bu durum Maden<br />
İdaresi’nin dolayısıyla Devlet’in beklediği üretim miktarına ulaşmayı engelledi.<br />
410
Mükellefiyet Sistemi ile yeterli işçi sağlanamayınca, Havza’nın ihtiyacı olan işçi<br />
dışarıdan temin edilmeye çalışıldı. Böylece, Mükellefiyet gereği sadece yöre<br />
halkından temin edilen kazmacı, kiracı ve amele,1906 yılından itibaren tüm Osmanlı<br />
tebaasından serbest işçi olarak temin edilmeye başlandı. Ancak yöre halkı,1921 yılına<br />
kadar mükellef işçi olarak çalışmaya devam etti (Quataert, 2009).<br />
Genç <strong>Türkiye</strong> Cumhuriyeti Mükellefiyet Sistemi’ni kaldırdı. Ancak Münavebeli<br />
Çalışma Sistemi’ni korudu. İşçi teminindeki sorunlar kısmen hafiflemiş olsa da<br />
devam etti.1936 yılında “Amele Buhranı” olarak adlandırılan işgücü noksanlığı en<br />
üst seviyeye çıktı.1938 ve 1939 yıllarında da devam eden işgücü noksanlığı nedeni<br />
ile, dört yıllık üretim programı gerçekleştirilemedi (Özeken, 1955).<br />
II. Dünya Savaşı ile başlayan ekonomik bunalım ve <strong>Türkiye</strong>’nin her an savaşa<br />
katılma ihtimali, hükümeti bazı tedbirler almaya yöneltti. Bu tedbirlerden bir tanesi<br />
de Mükellefiyet Sistemi’nin yeniden uygulamaya konulmasıdır (Yüce, 1993).<br />
1940 yılında uygulamaya konulan ve II. Mükellefiyet olarak da adlandırabileceğimiz<br />
bu sistem sayesinde, ülkenin ihtiyacı olan kömür üretiminin artırılması en önemli<br />
amaçtır. Ayrıca Havza’da çalıştırılacak işçilerin madenciliği benimsemeleri, bu<br />
meslekte alışkanlık ve geleneklerin oluşması, Mükellefiyet Sistemi’ni yeniden<br />
kurmanın amaçları arasında sayılmaktadır (TTK Faaliyet Raporu, 1941).<br />
Uygulamanın ilk yıllarında emek açığı kapatılacak hale yaklaştı. Ancak bu durum<br />
1941 yılının ortalarına kadar devam etti. Haziran ayından itibaren mükellefiyet<br />
davetine uymayan ve işyerlerinden kaçanların sayısı sürekli bir biçimde artmaya<br />
başladı. Hükümet bu duruma çare getirmek amacıyla yeni bir Kararname çıkardı(25<br />
Mayıs 1942 tarih, 17992/2 sayılı). Bu Kararname, mükellefiyet sınırlarını<br />
genişletmek, davete uymayanları ve işten kaçanları daha ağır bir şekilde<br />
cezalandırmak amacı ile çıkarıldı. Bütün bu tedbirlere rağmen, mükellefiyet rejiminin<br />
birinci amacı olan Havza’ya yeterli işçi temini gerçekleştirilemedi. Havza’da verilen<br />
ücretlerin civarda verilen ücretlerden düşük olması ve işçilerin mevsim dolayısıyla<br />
kendi ziraat işlerinde çalışmak istemeleri bu durumun başlıca nedenleri idi (TTK<br />
Faaliyet Raporu, 1942).Bunlara zorla çalıştırılmanın getirdiği psikolojik etkiyi ve<br />
aileden uzak kalmanın sıkıntısını da eklemek gerekir.<br />
Etibank’ın 1941 yılına ait Havza ile ilgili raporunda, uygulanan iş mükellefiyetinin<br />
sakıncaları sıralandıktan sonra, bu uygulamanın işçilerin madenciliği benimsemeleri<br />
ve bir meslek olarak kabul etmeleri yönünde bir yararının da olamadığı<br />
belirtilmektedir (Eti Bank Faaliyet Raporu, 1941). E.K.İ. Müessesesi, Etibank’ın<br />
raporuna karşı hazırladığı cevabi yazıda da, mükellefiyetle getirilen yaptırımların işçi<br />
noksanını önlemeye yetmediği yönündeki değerlendirmeye katıldığını belirtmektedir<br />
(TTK Etüt Kütüphanesi, İhsan Soyak Köşesi, 37 nolu dosya).<br />
411
1.3 Asker İşçiler<br />
1840’lı yıllarda, Karadağ ve Hırvatistan’dan getirilen usta işçilerle nakliye işinde<br />
çalışan yöre halkı yeterli işgücünü sağlayamadı. Bunun üzerine, Hükümet askerlik<br />
süresince kömür madencisi olarak çalıştırılmak üzere, civardaki kışlalardan asker<br />
talep etti. Ancak,1854yılında Kırım Savaşı’nın başlaması ile asker işçiler tekrar<br />
silâhaltına alındı (Quataert, 2009).<br />
Maden Dairesi’nde çalışan bir Fransız mühendisin 1875tarihinde hazırladığı bir<br />
raporda, beş yüz kadar bahriye erinin, kömürü madenlerden kıyıya katırlarla<br />
naklettiğini ve bu işin ücretini Hükümetin maden işletmecilerine ödediği paradan<br />
kestiğini belirtmektedir (Quataert, 1987).<br />
Askerlerin maden işçisi olarak çalıştırılmasına Meşrutiyet Dönemi’nde de devam<br />
edildi. Ulusal Kurtuluş Savaşı’nda, kömür üretiminde çalışan işçilerin askerlik<br />
hizmetleri tecil edilmiş ve kendilerine diğer çalışanlar kadar ücret ödenmiştir (Çatma,<br />
1998). II. Dünya Savaşı Dönemi’nde getirilen mükellefiyet uygulamasında da,<br />
işçilerin altı aylık acemi eğitiminden sonra, askerliklerinin kalan kısmını Havza’da<br />
çalışarak tamamlamaları şeklinde bir düzenleme yapılmıştır (Yüce, 1993).<br />
Devlet, Havza’daki işgücü açığını kapatmak için, her zaman askerleri maden işçisi<br />
olarak çalıştırmıştır. Askerlerin savaş dönemlerinde kışlalarına çağrılması ile<br />
meydana gelen işgücü açığını da yöre halkına uyguladığı mükellefiyetle kapatmıştır.<br />
1.4 Mahkûm İşçiler<br />
Taşkömürünün stratejik bir madde olması, Havza’daki işçi açığına çözüm bulmayı<br />
her dönemde önemli kılmıştır. Adalet Vekâleti de bu düşünceden hareketle 1937<br />
yılında İktisat Vekâleti’ne bir yazı yazarak, mahkûmların madenlerde<br />
çalıştırılmasının yararlı olacağı görüşünü bildirmiştir. İktisat Vekâleti de bu görüşü<br />
uygun bulmuş ve ilk 20 Mayıs 1937 tarihinde mahkûm işçiler Havza’da çalışmaya<br />
başlamıştır. Bu çalışmada, mahkûm işçilerin ocakta çalıştıkları bir gün, kalan<br />
cezalarının iki gününe sayıldı. Diğer işçilere yakın bir ücret alan mahkûm işçilere, iş<br />
saatlerinde 1936 tarihli İş Kanunu, iş saatlerinin dışında da İnfaz Kanunu uygulandı.<br />
Mahkûm işçiler, tecrübe eksikliği nedeni ile normal işçilere göre düşük randımanla<br />
çalıştı. 1950 yılına kadar devam eden bu uygulama, Genel Af Kanunu ile yürürlükten<br />
kaldırıldı (Çatma, 1996).<br />
1.5 Ocakta Serbest Çalışmayı Teşvik Eden Uygulamalar<br />
Zonguldak <strong>Kömür</strong> Havzası tarihini işçi problemi tarihi olarak nitelendirmek yanlış<br />
olmaz. Ocaklara işçi bulmak için uygulanan zorunlu çalıştırma yöntemleri yanında,<br />
işçiler ocaklara çekmek için uygulanan teşvik edici yöntemler de vardı. Askerlikten<br />
muaf tutma, konut temin etme, büyük gramajlı ekmek verme, tıbbi bakım, tohumluk<br />
412
verme, parça başı çalıştırma, zamanında ödenen yüksek ve nakit ücret, bugün de<br />
uygulanan vergi muafiyeti bunların başlıcalarıdır.<br />
1867 yılında başlayıp, sonraki yıllarda da devam eden Müslüman işçilerin askerlik<br />
hizmetinden muaf tutulması, Müslüman halkı madenlerde çalışmaya özendirdi. Bu<br />
sebeple, Ereğli Şirketi ve diğer şirketlerin çalıştırdıkları işçilerin neredeyse tamamı<br />
Müslümandı (Quataert, 1987).<br />
Kurtuluş Savaşı’nın devam ettiği dönemde, Ankara Hükümeti ihtiyaç duyduğu<br />
stratejik önemdeki kömüre sahip çıkmak ve yeterli üretimi sağlamak amacı ile 1920<br />
yılında bir Kararname çıkararak, Zonguldak kömür madeni işçilerinin askerliklerini<br />
tecil etti(Çatma, 1998).Havza’da benzer bir uygulama II. Dünya Savaşı yıllarında da<br />
yapıldı.<br />
1900’lü yılların başında, yeni tekniklerin kullanılmaya başlanması ile kömür üretimi<br />
arttı. Bu nedenle daha çok işçiye ihtiyaç duyan ocak sahipleri, yer altı ve yerüstü<br />
işçilerini çekmek için onlara evler yapmaya başladı. Ereğli Şirketi, daha iyi<br />
çalıştıklarını düşünerek özellikle Karadağ’lı, Hırvat ve Doğu Anadolu’dan gelen<br />
kişileri işe aldı. Şirket bu işçileri memnun etmek için pansiyonlar inşa etti. Fransız<br />
ustabaşılara ise, daha ferah barınma imkânı sunan müstakil evler yaptı. Yüksek<br />
derecedeki yönetici ve mühendislere de Zonguldak’a bakan yüksek yamaçlarda<br />
kurulan villalar sundu (Quataert, 2009).<br />
Zonguldak yöresinin geleneksel yiyeceği olan mısır ekmeği, maden işçisinin de temel<br />
gıdasını oluşturuyordu. I. Dünya Savaşı’nı izleyen yıllarda çekilen işçi sıkıntısını<br />
gidermek için, ocak sahipleri madende çalışacak işçilere, farklı bir ekmek çeşidi olan,<br />
buğday unundan yapılmış büyük tayınlar vermeye başladı (Quataert, 2009).<br />
1938 yılından itibaren, İş Bankası ve Ereğli Şirketi yeraltında çalışan işçilere günde<br />
üç kere 3500 kalorilik sıcak yemek vermeye başladı. Havza’da, Mükellefiyet<br />
uygulaması esnasında da iyileştirmeler devam etti. 1942 yılından itibaren, işçiye<br />
verilen yemekten para alınmaması, işçilerin kalacağı yeni pavyonların yapılması,<br />
pavyonlarda kalan işçilere bedelsiz olarak don gömlek ve pavyon elbisesi verilmesi,<br />
Amele Birliği’ne ait 150 yataklı hastanenin devir alınması, bölgelere dispanser ve<br />
muayene yerlerinin açılmasını başlıca uygulamalar olarak gösterebiliriz (Yüce,<br />
1993).<br />
1.6 Özelleştirme ve Taşeronlaştırma<br />
Dünya’da 1980’li yıllarda başlayan globalleşme hareketi ve ardından soğuk savaşın<br />
bitmesi yeni bir Dünya düzenini oluşturmaya başladı. Ulusal ekonomilerin dünya<br />
ekonomileri ile bütünleşmeye başladığı bu dönemden, ülkemiz de nasibini aldı.<br />
Bunun sonucu olarak kamu işletmelerinde, verimlilik ve kârlılık hesapları yapılmaya<br />
başlandı. <strong>Türkiye</strong>’deki kamu iktisadi teşebbüslerinin gerçek amacı bir kenara itilerek,<br />
kârlı olmadıkları, sürekli Hazine’ye yük oldukları yönündeki açıklamalar, bilinçli bir<br />
413
şekilde sürdürüldü. Sonunda maden işçileri 1990’lı yıllarda özelleştirme ve<br />
taşeronlaştırma ile karşı karşıya geldiler.<br />
Havza’da, kömür üretim tekelini elinde bulunduran <strong>Türkiye</strong> Taşkömürleri Kurumu<br />
(TTK), rodövans adı verilen kiralama sistemi ile kömür sahalarını özel sektöre açtı.<br />
Ayrıca kendi işçileri ile yapabileceği işleri bölüp parçalayarak, küçük müteahhitlere<br />
vermeye başladı. Böylece, Havza’da taşeronlaşmanın yolu açılmış oldu.<br />
1990’lı yıllardan başlayarak günümüze kadar devam eden süreçte, Havza’da işsizlik<br />
sürekli bir yükselme trendi göstermektedir. Geçmiş yıllarda zorla ocağa sokulan<br />
işçiler, artık ocağa girebilmek için çareler aramaya başladı. 2008 yılında TTK’ya<br />
3000 işçi alınacağı ilan edilince, 1033’ü üniversite mezunu olan toplam 37 247 kişi<br />
yeraltında çalışmak için başvuru yaptı. Adaylar, ocak şartlarına uygun olup<br />
olmadıklarının belirlenmesi için teste tabi tutuldu. Sınavı kazanan 20814 kişi içinden<br />
3000 kişi, noterde çekilen kura sonucu işe girme hakkı kazandı. Bu işçiler 1 Ocak<br />
2009 günü işbaşı yaptı (Yüce, 2009).<br />
3000 kişi alınacak işe 37247 kişinin başvurması, Havza’daki işsizliğin boyutlarını<br />
göstermektedir. Bu durum, özelleştirme ile saha kiralayan ve taşeron sıfatı ile<br />
TTK’dan iş alan işletmecilerin işine yaradı. Artık en ağır işlerde ve yeraltında çalışan<br />
işçiler, bu işleri asgari ücretle yapmaya mecbur durumdadır.<br />
2 HAVZA’DAKİ İŞÇİ PROBLEMİNİN BUGÜNKÜ DURUMU<br />
2.1 Kamu Kesiminde (<strong>Türkiye</strong> Taşkömürleri Kurumu)<br />
2.1.1 İşçi Temin Prosedürü<br />
Her yıl <strong>Türkiye</strong> Taşkömürleri Kurumu(TTK)’nun çeşitli birimleri, personel<br />
ihtiyaçlarını TTK’nın Personel Daire Başkanlığı’na bildirir † . TTK Genel Müdürlüğü<br />
birimlerden topladığı talepler üzerinde bir değerlendirme yapar ve tespit ettiği<br />
alınacak personel sayısını Enerji ve Tabii Kaynaklar Bakanlığı’na gönderir ‡ .<br />
Bakanlık, Devlet Personel Başkanlığı ve Maliye Bakanlığı’nın görüşlerini alarak bu<br />
doğrultuda bir sayı belirler ve TTK Genel Müdürlüğü’ne bildirir § .<br />
TTK Genel Müdürlüğü, Bakanlığın müsaade ettiği sayıdaki personeli istihdam etmek<br />
için harekete geçer. Sözleşmeli personel ve memur alımı için Devlet Personel<br />
Başkanlığına, işçi alımı için İşkur’a müracaat eder(talep edilen işçiler, bir mesleği<br />
olan ve yerüstünde çalışacak işçilerdir). Sözleşmeli personel ve memurların ataması<br />
KPSS (Kamu Personeli Seçme Sınavı) puanlarına göre, Devlet Personel<br />
Başkanlığınca yapılır. İşkur, kendisinden istenilen işçi sayısının üç katını TTK Genel<br />
† Birimler, bildirdikleri sayının karşılanmayacağını bildikleri için taleplerini daima yüksek tutarlar. Amaç, Genel<br />
Müdürlüğün sayıyı azaltma yönündeki düzenlemesinden sonra gerçek ihtiyacın sağlanmasıdır.<br />
‡ Genel Müdürlük de bu sayının abartılmış bir sayı olduğunu bilir ve ona göre bir sayı belirler.<br />
§ Bu sayı her zaman TTK’nın talebinin altında olur.<br />
414
Müdürlüğü’ne bildirir. Bu işçi adayları arasından, Bakanlığın belirlediği kontenjan<br />
kadarı yapılan bir sınavla işe alınır.<br />
Yeraltına alınacak işçiler için farklı bir yol izlenir. Yeraltına alınacak işçilerin<br />
Zonguldak ve civar köylerden sağlanması yerleşmiş bir uygulamadır. Ancak, bugün<br />
köylerde çalışacak genç nüfus bulunamadığı için, yeraltına alınacak işçilerin temin<br />
yöntemi değişikliğe uğratılmıştır.<br />
TTK önce yeraltına alınacak işçi sayısını belirliyor ve bunu ilan ediyor. Bu ilanlara<br />
karşılık, Zonguldak merkezinden ve köylerden yapılan iş talepleri toplanıyor.<br />
Buralardan gelen talepler doğrultusunda, oranlama yolu ile her mahalle ve köyün<br />
kontenjanı belirleniyor. Bu kontenjanlara müracaat edebilmek için ya Zonguldak’ta<br />
doğmuş olmak(müracaat anında burada ikamet etmek zorunda değildir) ya da işçi<br />
alımı ilanı tarihinden önce Zonguldak’ta ikamet ediyor olmak (doğum yeri başka bir<br />
il olabilir) gerekir.<br />
TTK’ya olağan işçi alımı dışında, genellikle seçim dönemlerine rastlatılan<br />
zamanlarda, politik amaçlı toplu işçi alımları yapılmaktadır.<br />
2000 yılında TTK’ya alınacak işçi sayısı, normal prosedür takip edilerek 412 olarak<br />
belirlendi. Ancak politikacılar, ileriye dönük oy hesapları ile bu sayıya 3600 kişi daha<br />
eklediler ve toplam rakam 4012 oldu. Bir anda 4012 kişinin işe alınması, TTK’daki<br />
bütün dengeleri alt üst etti. Personel giderlerinin aşırı artması ile meydana gelen mali<br />
yük yanında iş disiplini de bozuldu. Fazla sayıda alınan işçilere verilecek iş<br />
bulamayan amirler, diğer çalışanların motivasyonunun bozulmaması için, bu işçileri<br />
iş sahasının dışındaki başka yerlere göndermek zorunda kaldı.<br />
2000 yılında alınan işçilerle dengesi bozulan TTK’ya, aynı düşüncelerle 2006 yılında<br />
1200, 2009 yılında da 3000 işçi alınmıştır. Tabii ki TTK’nın zaman zaman işçi açığı<br />
olmaktadır. Ancak bu açıkların, gerekli zamanlarda ve dengeli bir şekilde<br />
doldurulması gerekir. Bunun dışında, başka endişelerle işçi alımının devam halinde,<br />
TTK’nın kriz ortamından uzaklaşması beklenemez.<br />
2.2 Özel Sektör<br />
Zonguldak <strong>Kömür</strong> Havzası’nda, kömür üretimi yapılan yüzlerce ocak bulunmaktadır.<br />
Ancak bunların büyük bir kısmı kaçak olarak çalışmaktadır. TTK’dan rodövans<br />
(kiralama)yolu ile saha alan ve ocak çalıştıran ciddi firmaların sayısı bir elin<br />
parmaklarını geçmeyecek kadar azdır. TTK’dan saha kiralayan bu firmalardan iki<br />
tanesi ziyaret edilerek, işçi alımı ile ilgili bilgi edinildi.<br />
Genel olarak, iş arayan işçiler, bizzat firmalara kişisel başvuru yapmaktadır. Bu<br />
işçilerin neredeyse tamamı, Zonguldak’ın kazaları ve köylerinden gelmektedir. Bazı<br />
şirketler, işçi açığının yoğun olduğu zamanlarda, gazetelere ilan vererek veya İş<br />
Kur’a başvurarak işçi temin etmeye de çalışıyor.<br />
415
İş başvurusunda bulunan işçilere, bir mesleklerinin olup olmadığı, daha önce başka<br />
bir işyerinde çalışıp çalışmadığı soruluyor. İşçinin beyanından şüphelenilirse, daha<br />
önceki firmadan bilgi alınıyor. Müracaat eden işçinin alınmasına karar verilirse,<br />
kendisine tamamlayacağı evraklar bildirilir. Bu evrakları şu şekilde sıralayabiliriz;<br />
Savcılık belgesi, ağır ve tehlikeli işlerde çalışmaya uygun olduğuna dair rapor,<br />
akciğer filmi(şüphe doğduğu takdirde), iş güvenliği eğitim sertifikası ** , mesleki<br />
eğitim sertifikası †† ,<br />
Evraklarını tamamlayan işçilerden, yeraltında daha önce çalışmamış olanlara,<br />
dışarıdan ocağa malzeme taşıttırılıyor. Bu şekilde işçi ocak şartlarını yavaş yavaş<br />
tanımaya çalışıyor. Bir süre bu şekilde çalıştırıldıktan sonra, ustanın yanına yedek<br />
olarak veriliyor. Görevi ustasının dediklerini yapmak ve malzeme taşımaktır. Usta<br />
olduğunu söyleyen, daha önce ocakta çalışmış işçiler ise doğrudan kömür kazmaya<br />
gönderilmektedir ‡‡ .<br />
Bazı firmalar, işçiyi tutabilmek için, ücretin yanında yatacak yer göstermekte ve üç<br />
öğün yemek vermektedir.<br />
2.3 İşçi Teminindeki Aksaklıklar<br />
Hem kamu kesimi hem de özel kesim, yeraltında çalışan işçileri, vasıfsız işçi olarak<br />
nitelendirmekte, işçileri de bu görüş doğrultusunda işe almakta ve çalıştırmaktadır.<br />
Havza’da yetkili sendikanın da buna bir itirazı yoktur. İyi bir eğitim verilmediği için,<br />
bu işçilerin vasıfsız olarak nitelendirilmesi doğrudur. Ancak bu vasıfsızlığın<br />
kaynağını işçilerde aramamak gerekir. Maden işçisinin yeterince bilgilendirilmesinin<br />
yanında, moral olarak da desteklenmesi gerekir. Başta Almanya ve İngiltere olmak<br />
üzere, batının sanayi ülkelerindeki maden işçilerinde görülen mesleki ve kollektif<br />
davranma bilinci, diğer sanayi işçilerinden çok ileridedir. Bu durum, maden işçisinin<br />
** Bu eğitim, Mesleki Eğitim ve Çıraklık Merkezi öğretmenleri ile dışarıdan çağrılan maden mühendisi, makine<br />
mühendisi ve doktorlar tarafından verilmektedir. Teorik olarak verilen bu eğitim 40saat sürmektedir. Uygulama<br />
yaptırılmadan verilen bu eğitim yetersizdir. Olsa olsa bir formaliteyi yerine getirme işlemi olabilir.<br />
†† Bu sertifika, Mesleki Eğitim ve Çıraklık Merkezi tarafından verilen 16 saatlik kursun sonunda verilmektedir.<br />
Yeraltında yapılan işlerin öğretilmesi amacıyla(Kazı, tahkimat, nakliyat vb.) teorik olarak verilen bu kurslarda, Mesleki<br />
Eğitim ve Çıraklık Merkezi öğretmenleri yanında, maden mühendisleri ve doktorlar ders vermektedir. Bu eğitimin<br />
yetersizliğini söylemek için, sürenin 16 saat olduğunu ve derslerin teorik olarak verildiğini bilmek yeterlidir.<br />
‡‡<br />
Bu çalışma esnasında, yeraltında çalışmak için müracaat eden iki işçi ile aramızda geçen diyalog şu şekildedir;<br />
-Daha önce nerede çalışıyordun?<br />
-Hema’da.<br />
-Oradan niçin ayrıldın?<br />
-Paramı alamadığım için.<br />
-Hema büyük bir kuruluş paranı vermedi mi?<br />
-Onun taşeronu vermedi.<br />
-Kaç yıldır bu işte çalışıyorsun? Hangi işi yapıyorsun?<br />
-Bir yıldır ocak işinde çalışıyorum. Başlangıçta 16 gün yardımcılık yaptıktan sonra, usta oldum.<br />
İkinci işçi ile diyalog şöyle devam etti.<br />
-Sen daha önce ocakta çalıştın mı?<br />
-Ocakta hiç çalışmadım, inşaatlarda çalıştım<br />
416
özel çalışma şartlarından kaynaklanmakta olup verimli çalışabilmesinin de temel<br />
şartıdır (Özeken, 1955).<br />
Maden işçilerinin işe alınmalarında, eğitimin yanında fiziki yeterliliklerine ve<br />
psikolojik durumlarına da bakılmalıdır. TTK ve özel sektör uygulamasına<br />
baktığımızda ise manzara şudur; TTK’nın işçi alım ilanlarına on binlerce kişi<br />
başvurmakta, özel sektör ise ilanla işçi aramaktadır. TTK’nın tercih edilmesinin<br />
nedenleri; İş güvencesi, bir yolunu bulup yer üstüne çıkma ümidi, ücret ve sosyal<br />
hakların nispeten iyi oluşudur. TTK’ya bu kadar yüksek başvuru yapıldığı halde, işçi<br />
seçiminin rasyonel yapıldığını söyleyemeyiz. Özel sektöre yeterli müracaat<br />
yapılmadığı için, nerede ise her müracaat eden işe alınmaktadır.<br />
3 SONUÇ<br />
Havza’da işçi teminindeki güçlükler, her zaman işçi problemi olarak kabul edilmiş ve<br />
bu kabul doğrultusunda çözümler üretilmeye çalışılmıştır. Bunun sonucu olarak,<br />
bazen işçiyi ocağa çekebilmek için teşvik edici davranılmış, çoğu zamanda zora<br />
başvurulmuştur. Daha fazla kömür, daha fazla kazanç, her zaman ocak sahiplerinin<br />
tek amacı olmuştur. Günü kurtarma olarak adlandırabileceğimiz bu uygulamalar,<br />
hiçbir zaman başarılı olamamıştır. Bu problem 1840’lı yıllarda da vardı, bugün de<br />
var. Probleme verimlilik ve üretim miktarının artırılması olarak bakılıyor, yüksek<br />
verim ve üretimin artırılmasının yolunun kalifiye elemandan geçtiği göz ardı ediliyor.<br />
Havza’da uzun bir süre daha kömür üretimi devam edeceğine göre, kalifiye işçinin<br />
yetiştirilmesi, öncelikle ele alınması gereken bir konudur.<br />
Aklımıza şu soru gelebilir; Bu işçileri kim yetiştirecek? Onlara nasıl bir eğitim<br />
verilecek? Bu iki sorunun cevabı Mesleki Yeterlilik Kurumu’nun (MYK) görev ve<br />
yetkilerinde yatmaktadır. Çalışma ve Sosyal Güvenlik Bakanlığı’nın ilgili kuruluşu<br />
olan MYK’nın temel görevi, Avrupa Birliği ile uyumlu “Ulusal mesleki yeterlilik<br />
sistemi”ni kurmak ve işletmektir. Bugün <strong>Türkiye</strong>’de, başta otomotiv, inşaat, turizm<br />
ve tekstil sektörü olmak üzere toplam 249 adet “Ulusal Meslek Standardı”<br />
oluşturulmuş ve uygulamasına geçilmiştir.<br />
TTK ve Genel Maden-İş Sendikası yer altında yapılan işlerle ilgili meslek<br />
standartlarının belirlenmesi ve eğitimin nasıl yapılacağı ile ilgili, MYK’ya teklif<br />
verme yetkisine sahiptir. Finansman yönünden bir problem çıktığı takdirde, Amele<br />
Birliği’nin maden işçisinin yararına kullanılmak üzere banka hesaplarında atıl olarak<br />
bekletilen milyarlarca liralık kaynak kullanılabilir.<br />
Yeraltında yapılan işlerle ilgili meslek standartlarının belirlenmesi ve uygulamaya<br />
sokulması halinde, yeterli pratik ve teorik eğitimi almış sertifikalı işçiler iş talebinde<br />
bulunabilecek, rastgele kişiler bu işlere talip olamayacaktır. MYK’na yapılacak<br />
teklifte, ağırlıklı olarak eğitimin üretim yapılan ocaklarda verilmesi önemlidir. Bunun<br />
için pilot bir eğitim ocağı işletilmesi gerekir. Burada alınacak eğitimler sayesinde,<br />
maden işçisi benimsediği, gurur duyduğu ve iyi ücret aldığı bir mesleğe sahip olacak,<br />
417
işveren de kendine güvenen, verimliliği yüksek ve değişen iş koşullarına adapte<br />
olabilen elemanları ile rekabet gücünü artıracaktır.<br />
KAYNAKLAR<br />
Çatma, E., 1996. Zonguldak Madenlerinde Hükümlü İşçiler, Kesk/Maden-Sen Zonguldak Şubesi<br />
Yayın No: 1, Ankara.<br />
Anonim, 1998. Asker İşçiler, Ceylan Yayıncılık, İstanbul, s. 114-115.<br />
ETİBANK Faaliyet Raporu, 1941. s. 13.<br />
Özeken, A., 1955. <strong>Türkiye</strong> <strong>Kömür</strong> Ekonomisi Tarihi, İstanbul Üniversitesi Yayın No: 593, İktisat<br />
Fakültesi No: 74, İstanbul, s. 182-187.<br />
TTK Etüd Kütüphanesi, İhsan Soyak Köşesi,37 nolu Dosya.<br />
TTK Faaliyet Raporu, 1941. s. 13.<br />
Quataert, D., 2009. Osmanlı İmparatorluğu’nda Madenciler ve Devlet, Boğaziçi Üniversitesi<br />
Yayınevi, İstanbul,(Çevirenler: Nilay Özok Gündoğan, Azat Zana Gündoğan) s. 94, 104, 136,<br />
371.<br />
Anonim, 1987. Osmanlı Devleti’nde Avrupa İktisadi Yayılımı ve Direniş (1881-1908),Yurt<br />
Yayınları, Ankara,(Çeviren Sabri Tekay), s. 57, 59.<br />
Yüce, M., 1993. Ücretli İş Mükellefiyeti ve Zonguldak Havzası Uygulaması, Yayınlanmamış<br />
Doktora Tezi, İstanbul Üniversitesi, s. 13, 14, 102, 103.<br />
Yüce, M., 2009. “Medyanın Zonguldak Maden İşçilerinin İş Yaşamına Bakış Açısı”, Karaelmas<br />
2009 Medya ve Kültür Sempozyumu Bildiri <strong>Kitabı</strong>, İstanbul, s. 129, 130.<br />
418
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
ÖZET Koklaşabilir taşkömürünün yaygın olarak üretildiği Zonguldak kömür havzasında 1835-<br />
2012 yılları arasında 5 bin maden işçisi hayatını kaybetmiştir. Tarihsel gelişime bakıldığında<br />
ülkemizde de dünya örneklerine benzer şekilde, iş sağlığı ve güvenliği konusu, ilk olarak kömür<br />
madenciliği alanında ortaya çıktığı görülmektedir. İş sağlığı ve güvenliği doğrudan işverenleri,<br />
çalışanları; dolaylı olarak çalışanların ailelerini, bütün olarak da tüm toplumu ilgilendiren bir<br />
konudur.<br />
Yapılan araştırmalara göre iş kazalarının %98'i, meslek hastalıklarının da %100'ü, önlenebilir iken,<br />
ne yazık ki her yıl ülkemizde iş kazaları ve meslek hastalıklarından dolayı çok büyük bir insan<br />
topluluğu hayatını kaybetmekte dolayısı ile çok sayıda madenci ailesi maddi ve manevi açıdan<br />
mağduriyetler yaşamaktadır. Bu nedenle, bu çalışmada; maden iş kolunda hayatını kaybeden<br />
madenci yakınlarına yönelik olarak düzenlenen anket uygulamasına ait sonuçların kamuoyu ile<br />
tartışılması amaçlanmıştır.<br />
ABSTRACT In Zonguldak coal basin, where the cokeable pit coal commonly is produced, 5000<br />
miners had lost their lives during 1835-2012 years. The occupational health and safety firstly<br />
discovered in coal mining industry when we look at the historical development. Occupational health<br />
and safety concerns employees directly and their families indirectly. But as a whole it interests the<br />
society.<br />
According to recent researches 98% <strong>of</strong> occupational accidents and 100% <strong>of</strong> occupational diseases<br />
can be eliminated. Unfortunately every year lots <strong>of</strong> people losing their lives because <strong>of</strong> occupational<br />
accidents and diseases and miners' families experience difficulties. This study aims to discuss the<br />
results <strong>of</strong> surveys that applied to the families <strong>of</strong> miners who have lost his/ her life in mines.<br />
sukrannuzun67@hotmail.com<br />
GÖLGEDEKİ HAYATLAR<br />
LIVES IN SHADOW<br />
Şükran Uzun Kırömeroğlu <br />
TTK İş Güvenliği ve Eğitim Daire Başkanlığı, Zonguldak<br />
Emine Uzun<br />
Maden Mühendisi, Zonguldak<br />
419
1 GİRİŞ<br />
Koklaşabilir taşkömürünün yaygın olarak üretildiği Zonguldak kömür havzasında<br />
1835-2012 yılları arasında 5 bin maden işçisi hayatını kaybetmiştir.<br />
Tarihsel gelişime bakıldığında ülkemizde de dünya örneklerine benzer şekilde, iş<br />
sağlığı ve güvenliği konusu, ilk olarak kömür madenciliği alanında ortaya çıktığı<br />
görülmektedir.<br />
İş sağlığı ve güvenliği doğrudan işverenleri, çalışanları; dolaylı olarak çalışanların<br />
ailelerini, bütün olarak da tüm toplumu ilgilendiren bir konudur.<br />
Yapılan araştırmalara göre iş kazalarının % 98'i, meslek hastalıklarının da % 100'ü,<br />
önlenebilir iken, ne yazık ki her yıl ülkemizde iş kazaları ve meslek hastalıklarından<br />
dolayı çok büyük bir insan topluluğu hayatını kaybetmekte dolayısı ile çok sayıda<br />
madenci ailesi maddi ve manevi açıdan mağduriyetler yaşamaktadır.<br />
2 UYGULANAN ANKET<br />
Bu ankette 1992 Kozlu grizu faciasında ve daha sonrasında TTK’ da meydana gelen<br />
iş kazalarında ölen madenci aileleri, özel sektör de iş kazalarında ölen madenci<br />
aileleri ve yine şehrimizin gerçeği kaçak maden ocaklarında ölen madencilerin<br />
ailelerinin yaşadığı sosyal, ekonomik ve psikolojik sorunlarının ortaya çıkarılmasıdır.<br />
2.1 Anket içeriği<br />
I. BÖLÜM KİŞİSEL BİLGİLERİNİZ<br />
Adı Soyadı :<br />
Yaşadığınız Adres :<br />
1- Öğrenim durumunuz nedir?<br />
İlk Orta Lise Yüksek Okul<br />
2- Yaşınız nedir?<br />
25 ‘den küçük 26-35 36-45 46-55 55 den büyük<br />
3- Medeni haliniz nedir?<br />
Evli Bekar Dul<br />
4- Eşiniz ile akrabalığınız var mı?<br />
Evet Hayır<br />
5- Varsa eşinizle akrabalık dereceniz nedir?<br />
Dayı oğlu/kızı Amca oğlu / kızı Diğer<br />
Teyze oğlu/kızı Hala oğlu/kızı …………………..<br />
6- Çocuğunuz varmı?<br />
Evet Hayır<br />
7- Okul çağında çocuğunuz var mı?<br />
İlköğretim Lise Yüksekokul<br />
420
8- Eğitimi devam eden çocuklarınız için burs alıyor musunuz?<br />
Evet Hayır<br />
9- Üniversitede okuyan çocuğunuz öğrenim kredisi alıyor mu?<br />
Evet Hayır<br />
10- Üniversitede okuyan çocuğunuz nerede kalıyor?<br />
Evde Yurtta Akraba yanı<br />
11- Üniversitede okuyan çocuğunuza aylık ne kadar para gönderiyorsunuz? Hangi<br />
İlde okuyor?<br />
……………. TL İL: ………………………………….<br />
12- Çalışıyor musunuz?<br />
Evet Hayır<br />
13- Çalışıyor iseniz ne iş yapıyorsunuz?<br />
Kamu Özel Diğer ……………………………..<br />
14- Kaç yıldır çalışıyorsunuz?<br />
1 Yıldan az 1-5 6-9 9 Yıldan fazla<br />
15- Sosyal Güvenceniz varmı?<br />
Evet Hayır<br />
16- Sosyal Güvencenizin kaynağı nedir?<br />
Eş Anne/Baba Kendim<br />
17- İşyeriniz de çalışmaktan memnun musunuz?<br />
Evet Hayır Zorunluluktan katlanıyorum<br />
II . BÖLÜM KAZA İLE İLGİLİ SORULAR<br />
18- Madende yakınınızı kaybettiniz mi?<br />
Evet Hayır<br />
19- Yakınınızı ne zaman kaybettiniz?<br />
20- Kaybettiğiniz yakınınız neyiniz oluyor?<br />
Eş Baba Kardeş Amca/Dayı<br />
21- Kaybettiğiniz yakınınız madende ne iş yapıyordu?<br />
Kazmacı Nakliyatçı Tahkimatçı Diğer ………………….<br />
22- Yakınınızı nasıl bir kaza sonucu kaybettiniz?<br />
Patlama yangın Göçük Zehirlenme Boğulma Organ Sıkışması<br />
Diğer<br />
23- Yakınınız hangi sektörde çalışıyordu?<br />
TTK Özel Sektör Kaçak Ocak TTK(Taşeron)<br />
24- Kaza haberi size nasıl ulaştı?<br />
İşyerinden aradılar İş arkadaşları eve geldi<br />
Yakın akraba haber verdi Diğer …………………………..<br />
25- İlk haber aldığınız da ne hissettiniz?<br />
Şok/İnanmama Acı Boşluk Diğer<br />
26- Yakınınızın defin işlemi kazadan kaç gün sonra yapıldı?<br />
421
27- Yakınınızın naaşı size teslim edilene kadar geçen süre içerisinde maddi yardım<br />
aldınız mı?<br />
Evet Hayır İş Yerinden Çevreden<br />
28- Yakınınızı kaybettiğiniz aynı kazada çevrenizde arkadaş yada komşunuzu<br />
kaybettiniz mi?<br />
Evet Hayır<br />
29- Aynı acıyı sizinle yaşayan komşu/arkadaş olması size nasıl duygu oluşturdu?<br />
30- Kaybettiğiniz yakınınız için aynı kazada kaybettiğiniz komşu/arkadaş için aynı<br />
anda anma töreni yapıyor musunuz?<br />
Evet Hayır<br />
31- Madende kaybettiğiniz yakınınız la en son görüştüğünüz de aranızda herhangi<br />
bir sorun var mıydı?<br />
Evet Hayır<br />
32- Sorunun sebebi nedir?<br />
Ailevi Ekonomik Şiddetli geçimsizlik Şimdi önemsiz bir<br />
konu<br />
33- Maden de yakınınızı kaybetmeden önce nerede oturuyordunuz?<br />
Kendi evim Lojman Kira Aile büyükleri ile birlikte<br />
34- Şu an nerede oturuyorsunuz?<br />
Kendi evim Lojman Kira Aile büyükleri ile birlikte<br />
35- Evinizde yaşayan aile bireyleri neyiniz olur?<br />
Anne/Baba Kayınvalide/Kayınpeder Damat Gelin<br />
36- Şu an aylık geliriniz nedir?<br />
500- 1.000 1000-1500 1500-2000 2000 den fazla<br />
37- Yakınınızı kaybettiğinizden hemen sonra işverenden maddi yardım (kan parası)<br />
aldınız mı?<br />
Evet Hayır<br />
38- Aldığınız maddi bedel sizi tatmin etti mi? Ne kadar aldınız?<br />
Evet Hayır …………………………TL<br />
39- Maden kazası sonucu işveren e dava açtınız mı?<br />
Evet Hayır<br />
40- Dava Sonuçlandı mı?<br />
Evet Hayır Devam ediyor<br />
41- Dava sonucu tazminat aldınız mı? Ne kadar?<br />
Evet Hayır ………………………TL<br />
42- Maden kazasında yakınınız işçi mi, yoksa ocak sahibi mi?<br />
Ocak Sahibi Çalışan<br />
43- Maden kazası öncesinde ekonomik durumunuz nasıl dı?<br />
Gelir gider dengeli Kredi borçlarım vardı<br />
Orta derecede yaşıyordum Durumum kötü idi geçinemiyordum<br />
44- Şu an ekonomik durumunuz nasıl?<br />
İyi Orta Kötü Çok Kötü<br />
422
45- Yaşadığınız iş kazasında suç ’un kimde olduğunu biliyor musunuz? (Suç oranı<br />
kime verildi)<br />
İşveren Çalışan Kaçınılmaz iş kazası<br />
46- “Madenlerde işçi sağlığı ve iş güvenliği” ne olduğu hakkında bir şey duydunuz<br />
mu?<br />
Evet Hayır Belirtiniz ………………….<br />
47- Amele Birliği nedir? Hiç duydunuz mu?<br />
Evet Hayır Belirtiniz……………………<br />
48- Maden işçi sendikasını hiç duydunuz mu?<br />
Evet Hayır<br />
49- Çocuklarınızdan madene giren var mı?<br />
Evet Hayır<br />
50- Çocuklarınız madene ne zaman girdi?<br />
Kazadan önce çalışıyordu Kazadan sonra alındılar<br />
51- Olay üzerinden zaman geçince de işveren tarafından arandınız mı?<br />
Evet Hayır Düzenli ilgileniyorlar<br />
52- Eşinizden bağlanan maaş sizin üzerinize mi yoksa kızınızın üzerine mi bağlan<br />
dı?<br />
Ben alıyorum Kızım alıyor<br />
53- Yaşamınızda karşılaştığınız sorunları önem sırasına göre söyler misiniz?<br />
54- İşverenden beklentileriniz var mı, ne olmaktadır?<br />
55- Sizin söylemek istediğiniz herhangi bir şey var mı?<br />
56- Sizce madende kazalanmak, ölmek kader mi?<br />
Evet Hayır<br />
2.2 Uygulanan kişi sayısı<br />
Bu anket çalışması, Kozlu, Çaycuma, Devrek ve Merkezde 30 kazazede yakını<br />
üzerinde yapılmıştır.<br />
2.3 Anket sonuçları<br />
Katılımcı<br />
sayısı<br />
30<br />
25<br />
20<br />
15<br />
10<br />
5<br />
0<br />
Katılımcı Eğitim Durumları<br />
OKUR<br />
YAZAR<br />
İLKOKUL<br />
MEZUNU<br />
Eğitim durumu<br />
423<br />
OKUR<br />
YAZAR<br />
OLMAYAN<br />
Seriler 1
Katılımcı<br />
Sayısı<br />
Aile Sayısı<br />
12<br />
10<br />
8<br />
6<br />
4<br />
2<br />
0<br />
10<br />
9<br />
8<br />
7<br />
6<br />
5<br />
4<br />
3<br />
2<br />
1<br />
Çocuk Sayısı<br />
Kaza Sayıs ı<br />
Katılımcı Yaş Grupları<br />
26-35 36-45 46-55 56><br />
YAŞ GRUPLARI<br />
0<br />
1 ÇOCUKLU 2 ÇOCUKLU 3 ÇOCUKLU 4 ÇOCUKLU 5 ÇOCUKLU 6 ÇOCUKLU 7 ÇOCUKLU<br />
25<br />
20<br />
15<br />
10<br />
5<br />
0<br />
60<br />
50<br />
40<br />
30<br />
20<br />
10<br />
0<br />
Aile ve Çocuk Sayıları<br />
ÇOCUK SAYISI<br />
KATILIMCI AİLELERİN ÇOCUKLARININ EĞİTİM DURUMLARI<br />
İLKOKUL İLKÖĞRETİM LİSE ÜNİVERSİTE ÇIRAKLIK<br />
EĞİTİMİ<br />
EĞİTİM DURUMU<br />
İŞVEREN VE KAZA SAYILARI<br />
TTK RÖDEVANSLI SAHALAR KAÇAK OCAK<br />
İŞVEREN<br />
424<br />
PARASIZ<br />
YATILI<br />
Seriler 1<br />
Seriler 1<br />
Seriler 1<br />
Seriler 1
15<br />
SAYI<br />
10<br />
3 ÖZGÜN HİKÂYELER<br />
KATILIMCI KAZA HABERİNİ ALDIĞINDAKİ<br />
DUYGULARI<br />
25<br />
20<br />
5<br />
0<br />
İLK İKİ<br />
GÜN<br />
DEFİN BEKLEME SÜRESİ<br />
2<br />
HAFTA<br />
SÜRE<br />
425<br />
1 YIL<br />
ŞOK<br />
ACI<br />
BOŞLUK<br />
DİĞER<br />
Seriler 1<br />
SIDIKA,<br />
Eşimi kaybettiğimde 22 yaşındaydım. 2 kızım var. Küçük kızım 6 aylıktı. Eşim<br />
madene gireli 3 yıl olmuştu. Köyümüzde 15 kişi grizu da ocakta kaldı. Köyde yaşı en<br />
küçük olan bendim ve cahildim.<br />
Cenazeyi 5 ay sonra teslim aldım. 5 ay boyunca köyde diğer kazazede aileler ile bir<br />
araya gelip, kazayı konuşup acımızı paylaşıyorduk. Artık eşimin cenazesini bile<br />
alamayacağım, bir mezarı olmayacağı için tamamen umudumu kaybetmiştim!<br />
Bana devlet kan parası verdi ve maaşa bağladı. Eşimin çalıştığı süre az olduğu için<br />
maaşım çok düşük oldu. Herhangi bir tazminat davası açmadım, zaten tazminatın ne<br />
olduğunu da bilmiyordum. Cahildim, elimden tutan olmadı, kendimi çocuklarıma<br />
adadım, benim çocuklarım bir kez bile baba diyemediler, bu dünyada evlatlarım için<br />
yaşıyorum, bizi Allah koruyor.<br />
Büyük kızım Bursa'da İngilizce Öğretmenliği'nde, küçük kızım ise İşletme<br />
bölümünde okuyor.<br />
Ben 20 senedir acı çekiyorum. Artık üzüntüm sebebiyle sinir sistemim bozuldu<br />
hastalıklar yaşıyorum.
Her yıl 3 Mart'ta televizyonda Kozlu grizu anma haberlerini izliyorum ve işveren<br />
tarafından hiç aranmamış olmak bana büyük üzüntü veriyor, içimi yakıyor.<br />
ŞEHRİYE,<br />
Eşimi 1992 Kozlu grizu faciasında kaybettim. Sabah saat 07.00'da gelen telefon ile<br />
kaza haberini duydum. İnanamadım, bayıldım ve düştüm. 4 çocuk ile genç yaşta<br />
yalnız kaldım. Eşimin cenazesini alabilmek umuduyla bir yıl bekledim. Bir mezarı<br />
yoktu, buna üzülüyordum ama her gün de kapı açılıp içeri canlı olarak gireceğini<br />
düşünmekten kendimi alamıyordum. Gerçekle yüzleştikten sonra çocuklarımla bir<br />
başıma kaldım, hayatımı onlara adadım. Eşim 5 senelik işçi olduğu için maaşı<br />
düşüktü, kayınpederim destek oldu. Şu anda iki oğlu işletme ve edebiyat okudu, bir<br />
tanesi lise mezunu, diğer oğlum H.Ü. Tıp Fakültesinde okuyor. Tek tesellim onları<br />
her şeye rağmen okutabilmem, Aradan 20 sene geçti, acım hafiflemedi, katlanarak<br />
büyüyor.<br />
AYŞE,<br />
Kozlu grizu da kaybettim eşimi. 15 ay bekledim her gün yaşıyor umuduyla. 3 yaşında<br />
olan en küçük kızım her gün baba diye ağladı umudu tükenene kadar. 2 oğlan, 5 kızla<br />
kaldım yalnız başıma. Okutamadım çocuklarımı ancak, büyüttüm evlendirdim.<br />
Kızımı kocası terk etti ben bakıyorum, oğlum Tunay işsiz, çocuğunun bezini bile ben<br />
alıyorum. Oğlum babasını yerine ocağa alınsın istiyorum. Kazadan sonra iş yerinde<br />
arayanımız, soranımız olmadı. Allah'ım sana iyilik versin, razı olsun yıllar sonra bizi<br />
aradın.<br />
HASAN,<br />
Oğlum Asma İşletmesi’nde domuzdamcı olarak çalışıyordu. Köyün muhtarı haber<br />
verdi, göçük olduğunu. Yüreğime ateş düştü, evlat acısı, hiçbir şeye benzemiyor ki,<br />
yok ölçüsü.<br />
AZİZE,<br />
Eşim özel sektörde çalışıyordu. Emekli oldu ve yine işinde çalışmaya devam etti.<br />
Köyde ki yeğenimde eşim ile birlikte çalışıyordu. Yeğenim kazalandı diye haber<br />
geldi, hastaneye onu görmeye gittik, eşimin cenazesi ile karşılaştım. Elektrik<br />
çarpmıştı. 9 ay geçti kaza üzerinden, öldüğüne inanamıyorum her an bekliyorum<br />
sanki eve gelecek diye.<br />
HAYRİYE,<br />
Özel sektörde göçükte kaybettim kocamı. Oğlumu işe aldılar babasının yerine.<br />
Ocakta izin vermedim çalışmasına, yeryüzünde çalışı, 2 yıl sonra işten attılar bir<br />
bahane ile.<br />
HÜSEYİN,<br />
Özel bir sektörde aynı yerde çalışıyordum vinççi olan kardeşimle. Düşerek öldü<br />
kardeşim, anında öğrendim acı kavurdu yüreğimi, kardeşim bekardı. Kan parasını<br />
babam aldı. Ben aynı yerde her an kardeşimi düşünerek çalışmaya devam ediyorum.<br />
426
NEZAKET,<br />
Özel sektörde kazmacı olarak çalışıyordu kocam. Kalp krizi geçirdiği için öldü. Ne<br />
kan parası aldım, ne de dava açtım. Beş çocukla bir başıma kaldım. Şirketten yardım<br />
görmedim. En azından kışlık kömürümü verseler iyi olurdu. Çok mağdur<br />
durumdayım.<br />
HAVVA,<br />
30 Kasım 2011 de kaybettim kocamı. Özel sektörde maden işçisi idi. İşverenlerin<br />
dikkatli olmasını istiyorum. Ne benim eşim ne de başkalarının kocaları ölsün. Hukuki<br />
sürece gerek kalmadan işveren haklarımızı versin istiyorum. Çocuklarıma burs<br />
istiyorum. Bir de o ocak çalıştıkça kışlık kömür ihtiyacımızı karşılasın istiyorum.<br />
HAYRİYE,<br />
Kocam 4 vardiyasında işe gitmişti. Köyde radyoda sabah haberlerini dinlerken<br />
duydum Kozludaki grizu’yu, inanamadım. Cenazeyi 5 buçuk ay sonra aldım. Eşimin<br />
dini kuranlarını okuttum. Ama yine de her gün ocaktan çıkıp gelecek diye bekledim.<br />
Kocam ailesiyle sorun yaşıyordu. Zaman zaman anne ve babasına sitem ediyordu.<br />
“<strong>Kömür</strong> bedava, odun bedava, kefen de bedava” diyordu. İşe giderken. Dediği gibi de<br />
oldu; sarıp sarmalayıp teslim ettiler bize yok olmuş bedenini… Resmi işlemler için<br />
kayınpeder ile gittim iş yerlerine. Ne kadar para verildi bilmiyorum. Ben cahil bir<br />
kadınım. Parayı kayınpederim kullandı. 4 çocuğumda küçüktü. 4 yıl daha<br />
kayınpederle oturduktan sonra, sorunlar yüzünden onlardan ayrıldım. Çocuklarımı<br />
okutamadım. İşleri de yok. En azından bir tanesi kura dışında tutulsun. Babasının<br />
yerine işe alınsın.<br />
KEZBAN,<br />
Eşim nezaretçiydi. 1992 de komşulardan duydum grizu patlamış diye. Korku ile<br />
koştum kuyu başına. Beklemeye başladık diğer komşularla. İlk eşimin cenazesi çıktı.<br />
O an dünyam yıkıldı başıma, 5 çocukla yalnız başıma kaldım. Hiç kimse sahip<br />
çıkmadı bana.<br />
RECEP,<br />
Ortaokul öğrencisiydim. Arkadaşlarımla evde ders çalışıyorduk. Çok büyük bir<br />
gürültü duyduk. Babaannem anladı grizu patladı dedi. İnanamadık. 5 ay sonra aldık<br />
babamın cenazesini. Babasız geçen yıllardan sonra girdim baba ocağına, gönülsüz<br />
merak, korku ve heyecan ile gezdim bütün ocağı. Sonra alıştım. Burası Zonguldak.<br />
Zonguldak insanının kaderi madende çalışmak, ama ölmek değil. 20 yıl önce maske<br />
olsaydı, belki ölen 264 değil, 64 kişi olacaktı. Bunu şimdi anlıyorum.<br />
FATİME,<br />
Grizu’da kaybettim kocamı. Etraftan duydum kazayı. Köyümüzden 19 kişi kaldı<br />
ateşte. Köyün babayiğit adamları bir anda gitti, iş göremezler kaldı. 2 gün sonra<br />
427
aldım cenazeyi. İnsanlar ölmesin istiyorum. Duydum ki gaz maskesi olsa kocam<br />
ölmezmiş.<br />
BAYRAM,<br />
Babam öldüğünde 12 yaşındaydım. İşe gittiği o son gün evde traş olmasını<br />
izliyordum ilgiyle. Üzerinden 20 yıl geçti, ama o görüntü gözümün önünden hiç<br />
gitmedi. Babam öldükten sonra hiç ağlamadım. Bir sürü sevdiğimi kaybettim ama<br />
gözümden bir tek damla gözyaşı akmadı. Halen babasına sarılan birini görsem içim<br />
kan ağlıyor.<br />
ADEM,<br />
Babam emekli olacağı son gün, son kez işe gitti. 3 arkadaşı ile Asma’da bekar evinde<br />
kalıyordu. Annem 3 kardeşimle (7.9.15 yaşlarında) birlikte beni Perşembe’den köy<br />
arabasına bindirdi, babam ile iş çıkışı alışveriş yapacaktık. Otobüsten inişte bizi<br />
babam yerine arkadaşları karşıladı ve eve götürdüler. Babam bizim için kahvaltıyı<br />
hazırlamış ve işe gitmiş 2 arkadaşın konuşmasından babamın kazalandığını anladık.<br />
Bizi aynı geldiğimiz arabaya koyup köye geri gönderdiler. Eve yalnız döndüğümüzü<br />
gören annem anladı, bir şey söyleyemedik.<br />
Birden 5 kardeş babasız kaldık. 3 yıl sonra annemiz kanserden öldü. Yaşımız küçük<br />
olduğu için bize bağlanan maaşı yaşça büyük olan ablam kullandı.<br />
Okuyamadık.18 yaşımıza geldiğimizde hiçbir gelirimiz ve birikmiş paramız yoktu.<br />
FATMA,<br />
Eşim kendimize ait Ocakta 3 ortak çalışıyordu. O zamanlar taşeronluk pek yoktu.<br />
Kaçak çalışıyordu, sigorta olayı da yoktu. Göçük altında kaldı.8 saat sonra göçükten<br />
çıkarıldı. Belden altı kırık ve ezikti. Otuz altı gün Ankara da tedavi oldu. Ama ne<br />
yazık ki kurtulamadı.<br />
Eşimi kaybettikten sonra psikolojim bozuldu. Bir yıl evden çıkmadım, insan görmek<br />
istemedim, tedavi oldum, sonra da kendimi kızıma adadım. Biz yeşil kartlı idik.<br />
Kocam ölünce babamdan doğru bana çok çok düşük bir maaş bağlandı. Kızım yeşil<br />
kartlı, sözde maaşlı göründüğüm için, devletten yardım alamıyorum.<br />
Eşimin ailesinden maddi manevi hiçbir yardım görmedim. Dul kadın olmak çok zor,<br />
yürüyüşün bile farklı olmalı. Evli bayanlara karşı mesafeliyim.<br />
SEFER,<br />
Şehit kontenjanından girdim TTK’ ya. Yer üstünde çalıştığım için müsaade etti<br />
annem. Babam silodan düşmüştü. Kardeşim İstanbul da özel sektörde çalışıyordu.<br />
Kontenjan verilince devlet garantisi olduğu için onu da çağırdık. Zonguldak’a girdi<br />
maden ocağına.<br />
428
Var mı böyle bir şey, önce babam sonra kardeşim kaldı ocakta. Üzüntü ve suçluluk<br />
çatışması yaşıyorum hala yüreğimde.<br />
Kardeş acısı ne baba, ne de başka acıya benzemiyor.<br />
4 SONUÇ VE ÖNERİLER<br />
Zonguldak taşkömürü havzasında, 1835 yılından beri yapılan taşkömürü üretimi<br />
sürecinde, ölümlü kaza sonucu hayatını kaybeden 5 bin maden şehidi aileden sadece<br />
30 aile üzerinde yapılan anket çalışması sonrasında;<br />
Gerek Kamu, gerekse özel sektör tarafından madende yakınını kaybeden kazazede<br />
ailelere sosyolojik ve psikolojik yardımların yeterince yapılmadığı, ailelerin<br />
yalnızlaştırıldığı, her türlü acıya karşı yöre insanı için madenin kaçınılmaz ekmek<br />
kapısı olduğu, bu sonuca dayalı olarak da maden şehitleri ailelerin çocuklarının da<br />
eğitim seviyelerinin düşük olduğu gözlemlenmiştir.<br />
Katılımcılar çoğunlukla ilimiz köylerinde yaşamalarını sürdürüyorlar. Yaşamlarında<br />
ki en büyük sorun, genç yaşlarda dul kalmalarından sonra ki yaşadıkları yalnızlık<br />
duygusu ile yaşça küçük olan çocuklarını yetiştirmede, okumada, sağlıkta yapmış<br />
oldukları mücadeleler.<br />
Katılımcılar kaza sonucu almış oldukları kan parası ya da tazminatları dilediği gibi<br />
kullanamamış, aile büyüklerinin inisiyatifine bırakmak zorunda kalmışlardır.<br />
Çocuklar üzerine bağlanan maaşlar vasiler tarafından gelişi güzel kullanılmış, 18<br />
yaşına geldiklerinde, ne okuyabilmişler ne paraları birikmiş ne de bir işleri olmuştur.<br />
Katılımcılar köyden uzakta şehirde ki yaşamın zor olduğunu belirtmiş, bu nedenle<br />
çocuklarını ilkokuldan sonra okutamadıklarını beyan etmişlerdir.<br />
Katılımcılar toplumumuzda dul kadın olmanın psikolojik baskısından söz etmiş,evli<br />
ailelerden uzaklaştıklarını belirtmişlerdir.<br />
Birçok katılımcı eşinin cenazesini kaza üzerinden aylar geçtikten sonra teslim<br />
almıştır ve bu geçen süre içerisinde içlerinde hep eşlerinin yaşama umudu olduğunu<br />
belirtmişlerdir ve cenazeyi teslim aldıklarında ölümü bir kez daha yeniden<br />
yaşadıklarını ifade etmişlerdir.<br />
Katılımcılara’ Amele Birliği’ nedir diye sorulmuş. TTK kazazedelerinin yardım<br />
sandığı olarak bilindiği görülmüştür. Okuyan çocuklara burs verdiklerini söylemiş<br />
ancak bunu yeterli görememişlerdir.<br />
429
Katılımcıların ekonomik durumları sorgulandığında: kaza sonrası TTK<br />
kazazedelerinin özel sektör ve kaçak ocakta eşini kaybedenlere göre daha iyi olduğu<br />
saptanmıştır.<br />
Babasını kaybeden çocuklar bir yanlarının hep eksik olarak büyüdüklerini<br />
söylemişlerdir. Şehit kontenjanından ocağa girerek aynı yerde çalışmanın psikolojik<br />
ağırlığından söz etmişlerdir.<br />
Katılımcılara iş sağlığı ve iş güvenliğinin ne olduğu sorulmuş büyük çoğunluğu hiç<br />
duymadığını belirtmiş ve madende ölmenin kader olduğunu söylemişlerdir.<br />
Katılımcıların işverenden beklentileri sorulduğunda;<br />
Eşlerinin madende kaybetmiş, hatta eşinden sonrada oğlunu madende kurban vermiş<br />
olmasına rağmen, işsiz çocuklarının babalarının ya da kardeşlerinin yerine kuraya<br />
girmeden ocağa alınmasını talep etmişlerdir. Çünkü onların sırtını dayayacak<br />
devletten başka kimseleri yok.<br />
Katılımcılar babası olan diğer çocuklar gibi, kendi çocuklarının da iyi bir öğrenim<br />
görmesini,<br />
Okudukları sürece kurumdan karşılıksız burs verilmesini arzuluyorlar.<br />
Katılımcılar kazanın ilk günlerinde etrafında çok insan bulunduğunu İşveren<br />
tarafından yasal işlemler bittikten sonra hiç aranmadıklarını belirtmişlerdir.<br />
Toplu kazalar için düzenlenen anma etkinliklerinden bazılarının basın yoluyla<br />
haberdar oldukları görülmüştür.<br />
Katılımcılar hiç değilse bir kez işveren tarafından aranılmak, maden Şehidi olan<br />
eşinin unutulmadığını hissetmek istiyor.<br />
Özel sektördeki kazalarda eşini kaybeden katılımcılar, işveren tarafından kışlık<br />
kömür ihtiyacının karşılanmasını ve çocuklarına eğitim bursu verilmesini istiyorlar.<br />
Katılımcı ailelerin söylemleri doğrultusunda kazalar sonucu geride kalanlar için<br />
sosyal projeler üretilmeli, haklı talepleri akılcı politikalar üretilerek çözümlenmelidir.<br />
İşverenler, halkla ilişkiler bölümlerine işlerlik kazandırarak kazazede aileler için,<br />
gelenek ve göreneklerimize uygun olarak en azından toplu şehit mezarlığı olan<br />
köylerde, yılda bir kez anma etkinliği düzenlemelidir. İşçisine verdiği değeri, geride<br />
kalan ailesine hissettirmelidir.<br />
Maden İşçileri Sendikası yaşayan işçilerin hakları için verdiği mücadeleyi, iş<br />
kazasında ölen işçisinin geride kalan çocuklarının iyi bir eğitim alabilme hakkı içinde<br />
430
vermeli, bunun için fon ayırmalı,”maden işçisinin oğlu da madenci olur, baba<br />
mesleğidir” düşüncesini değiştirmelidir.<br />
Hiçbir maden şehidinin oğlu sadece kaderi olduğu için ocağa girmemelidir.<br />
Amele Birliği, eğitim için verdiği bursları aynı evde okuyan çocuklardan biri için<br />
değil -tamamı için vermelidir.<br />
Zonguldak Maden Havzası’nın en büyük işletmecisi TTK ve TTK’ya bağlı rödevans<br />
karşılığı üretim yapan firmaların “İşyerlerinde sağlık ve güvenlikle ilgili şartları<br />
sağlamak, öncelikli ödev ve sorumluluğundadır” Çalışanlar ise her türlü tedbire ve<br />
talimata uymakla sorumludur.<br />
Ancak uygulamanın etkinlik kazanması, Tarafların iş sağlığı ve güvenliğinin önemine<br />
inanmaları ile mümkündür.<br />
Sağlıklı ve güvenli bir çalışma ortamında, çalışma hakkının geliştirilmesi temel insan<br />
hakkıdır.<br />
İş sağlığı ve güvenliği konusunda hedef; ortak bir güvenlik kültürünün oluşturularak,<br />
sağlıklı ve güvenli davranışın yediden yetmişe tüm topluma benimsetilmesi bir<br />
alışkanlık haline getirilebilmesin sağlanmasıdır.<br />
Bunu başardığımızda çocukların babasız, kadınların yalnız yaşamak zorunda<br />
kalmasının önüne geçebiliriz.<br />
KAYNAKLAR<br />
30 aile ile yapılan anket çalışması.<br />
431
432
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
GLİ, ÖMERLER MEKANİZE UZUNAYAKTA YÜRÜYEN<br />
TAHKİMAT ÜNİTELERİNDEKİ BASINÇLARIN<br />
İSTATİSTİKSEL DEĞERLENDİRİLMESİ<br />
STATISTICAL EVALUATION OF PRESSURES ON POWERED<br />
SUPPORTS IN MECHANİZED LONGWALL AT OMERLER<br />
COAL MINE, GLI<br />
Soner Öğretmen<br />
<strong>Türkiye</strong> <strong>Kömür</strong> İşletmeleri, Ankara,<br />
Hürriyet Akdaş *<br />
Eskişehir Osmangazi Üniversitesi, MMF, Maden Müh. Böl.<br />
ÖZET Bu tebliğ, Garp Linyitleri İşletmesi (GLİ), Ömerler Yeraltı Ocağında uygulanan geri<br />
dönümlü, ayak arkasından tavan kömürünün göçertilerek üretildiği tam mekanize uzunayak<br />
panolarında yapılan çalışmayı kapsamaktadır. Mekanize uzunayaklarda ortalama 8 m kalınlığındaki<br />
linyit tabakasının 2,8 metresi arın kazısı ile 5,2 metrelik tavan kömürü ise ayak arkasından yürüyen<br />
tahkimat ünitelerinin ortasında bulunan pencerelerden üretilmektedir. İki ayrı panoda yürüyen<br />
tahkimat ünitelerinin (YTÜ) taşıyıcı ana hidrolik direklerinde basınç değişimleri farklı zaman<br />
dilimlerinde izlenerek kaydedilmiştir. M3 ve M7 panolarında YTÜ’lerden elde edilen basınç<br />
değişimleri incelenerek, artan, durağan ve azalan şeklinde üç grupta sınıflandırılmıştır. Bu basınç<br />
değişimleri istatistiksel anlamda değerlendirilerek, üç tipteki basınç değişimlerinin oluşma oranları<br />
belirlenmiş ve ayaktaki kazı ve üretim faaliyetleri ile ilişkilendirilmiştir. Artan basınç tiplerinin<br />
çoğunlukla arın kazısı sonrası geliştiği, durağan basınç tiplerinin ağırlıklı olarak tavan kömürü<br />
üretimi sonrası oluştuğu ve azalan basınç tiplerinin ise kırılmış ya da ezilmiş, oldukça zayıf tavan<br />
koşullarında meydana geldiği belirlenmiştir.<br />
ABSTRACT This paper involves the study which has been done in full mechanized retreated top<br />
coal caving longwall panels at Omerler Underground Mine, Western Lignite Cooperation. Lignite<br />
seam in average 8 m thickness is extracted the bottom slice <strong>of</strong> 2,8m via face cutting and top coal<br />
with 5,2 m in thickness is allowed to cave from the apertures in the middle <strong>of</strong> the powered supports.<br />
Pressure changes in main hydraulic props <strong>of</strong> powered supports at two longwall panels were<br />
monitored and recorded in different time periods. Pressure changes obtained form powered supports<br />
in M3 and M7 panels have been examined and classified into three groups as the increasing, the<br />
steady and the decreasing type. This pressure changes were statistically evaluated and the<br />
occurrence ranges <strong>of</strong> three pressure types were specified and related to face cutting and production<br />
activity. It has been found that the increasing type more <strong>of</strong>ten after face cuttings, the steady type<br />
usually after top coal caving and the decreasing type under very weak ro<strong>of</strong> conditions occurred.<br />
* hakdas@ogu.edu.tr.<br />
433
1 GİRİŞ<br />
Uzunayaklarda yürüyen tahkimat ünitelerindeki (YTÜ) hidrolik direklere gelen<br />
basınçların izlenmesi, ayaklar üzerindeki tavan hareketlerinin ve göçme<br />
mekanizmasının anlaşılması açısından önemlidir. YTÜ’lerindeki basınç<br />
değişimlerinin verileri, ön yükleme ve emniyet yükü değerlerinin tespiti, YTÜ’lerin<br />
çalışma koşullarının geliştirilmesi, ayak ilerleme hızının etkisi, emniyetli çalışma<br />
koşullarının sağlanması ve yeni panolarda YTÜ’lerin daha etkin kullanımı için<br />
önemli bilgiler sağlamaktadır.<br />
YTÜ’lerdeki basınç değişimlerinin değişik sebepleri vardır. Bu sebeplerin başında,<br />
yalancı tavan yükü ve yalancı tavanın ayak arkasına göçerek oturması, taban<br />
tabakasının karakteristiğine bağlı olarak taban kabarması, arında yapılan kazı<br />
aktiviteleri, YTÜ’lerde farklı uygulanan ön yükleme basınçları olarak sıralanabilir.<br />
YTÜ’lerdeki basıncın en önemli ve birincil kaynağı yalancı tavan ve ana tavanın<br />
etkileridir. Diğerlerinin etkisinin oldukça az olduğu ifade edilebilir.<br />
ABD, Batı kömür ocaklarında, YTÜ ile tavan tabakalarının birbirine etkilerini<br />
araştırmak üzere bir dizi çalışma yapılmıştır. Bu uzunayaklarda 3 m kömür kalınlığı,<br />
tek dilim olarak, tam mekanize kazı ile yapılmaktadır. YTÜ’nin direklerinde izlenen<br />
basınç değişimleri sonucunda, çoğunlukla artan özellik gösteren basınç değişimleri<br />
gözlenmiş olup, genel karakteristik şekli ortaya konulmuştur (Şekil 1). Bu tip artan<br />
basınç eğrisinde, basınç artışı ya da gelişimi dört safha olarak değerlendirilmektedir.<br />
Birinci safha (ta) ön yükleme basıncı (s) sonrası keskin bir basınç artışını<br />
göstermektedir. Keskin artış tavan yükü ile bir denge konumuna gelene kadar devam<br />
etmektedir (a). İkinci safha (tb) ise daha az eğime sahip, hafif bir artış eğiliminde<br />
olup, daha uzun sürelidir. Üçüncü safhada (tc) ise, kesici makinenin yaklaşması<br />
sonucu YTÜ deki oluşan basınç artışını ifade etmektedir (b-c). Son olarak dördüncü<br />
safhada ise (td), komşu YTÜ nin indirilip, ilerletilmesiyle aktarılan yük nedeniyle<br />
gelişen artan basınç oluşmaktadır (c-d) (Peng ve Chiang, 1984, Peng., 2006)<br />
Şekil 1. YTÜ’lerinde görülen karakteristik tahkimat direnç eğrisi (Peng ve Chiang,<br />
1984, Peng., 2006).<br />
434
Klasik kalınlığa sahip ABD <strong>Kömür</strong> ocaklarında mekanize uzunayaklarda<br />
gerçekleştirilen araştırmalarda, YTÜ’lerde üç tip basınç değişimi tespit etmiştir (Şekil<br />
2). Birincisi artan basınç tipi olup, basınç artışı geniş bir aralıkta devamlıdır. Bu<br />
basınç artışı çoğu zaman YTÜ’nin emniyet basıncına kadar ulaşabilmektedir ve tavan<br />
yükünün etkili olduğunu ifade etmektedir. İkinci tip ise, denge konumunu ifade eden<br />
durağan basınç tipidir. Durağan basınç tipi, YTÜ’ne ön yükleme basıncında sabit<br />
kalabildiği gibi, çok az bir artış eğilimi halinde de olabilmektedir. Bu durum tavan<br />
yükünün çok az olduğunu göstermektedir. Üçüncü tip ise, azalan basınç tipi olup, ön<br />
yüklemeden sonra YTÜ’lerdeki basınç azalmaktadır. Basınç azalması, zayıf bir<br />
tavan/taban tabakasının olduğunu ve/veya YTÜ’nin sarması ile tavan tabakası<br />
arasında fazlaca parçalanmış ya da ezilmiş malzeme olduğunu veya YTÜ’nin hidrolik<br />
direğinde sıvı kaybının olduğunu işaret etmektedir (Peng, 1998, 2006).<br />
Şekil 2. YTÜ’lerinde oluşan üç tip basınç değişimi (Peng 1988, 2006).<br />
Bir başka araştırmada, ayak ortasındaki bir YTÜ de basınç değişimi izlemeleri<br />
sonucu, çoğunlukla sağlam ve iyi tavan koşullarında görülebilen artan basınç tipi<br />
tespit edilmiştir. Ayrıca bu araştırmada, YTÜ ön yükleme basıncı ile hidrolik direk<br />
konverjansı arasında % 95 güvenlikle önemli bir ilişki önerilmiştir (Sally vd. 1986).<br />
Hanna ve Haramy, 1991, tarafından Foidel Creek (Colorado, ABD) maden ocağında<br />
YTÜ’ lerinde yapılan basınç değişim ölçümlerinde, hidrolik direklerindeki basınç<br />
değişimlerinin çoğunlukla, keskin ve hızlı bir artış olduğunu göstermiştir. Bu ocakta<br />
yalancı tavan tabakaları olarak, damar üzerinde 0.3-0.9 m kalınlığında siltli çamur<br />
tabakası mevcut olup, hava ve nem ile temas ettiğinde kolayca dağılıp, parçalanabilen<br />
özelliğe sahiptir. Siltli tavan tabakasının üzerinde ise toplam kalınlığı 13.7 m olan üç<br />
farklı kumtaşı bulunmaktadır.<br />
2000 yılında ilk olarak, Ömerler ocağı M2 nolu panoda üç adet YTÜ’ de basınç<br />
değişimleri, 9 günlük tatil süresince ve tatil sonrası üretim faaliyetlerinin yapıldığı 7<br />
günlük süre için, aynı YTÜ’ lerdeki basınç değişimleri izlenmiştir. Bu verilerin<br />
değerlendirilmesi sonucu, tatil süresince basınçların hemen hemen ön yükleme<br />
435
yapıldığı gibi, sabit kaldığı tespit edilmiştir. Tatil sonrası başlayan ayaktaki üretim<br />
faaliyetlerinin 7 günlük süreç için izlenmesi ve değerlendirmesinde ise, Peng’inde<br />
(1998) belirttiği şekilde, ünitelerde üç farklı basınç değişimi (artan, durağan ve<br />
azalan) gözlemlenmiştir (Akdaş vd., 2000).<br />
Benzer çalışma, ayak ortasındaki komşu üniteler olan 29 ve 30 nolu YTÜ lerindeki<br />
basınç değişimleri uzun süre izlenerek, ana tavanın YTÜ ler üzerindeki etkisi ve<br />
periyodu belirlenmeye çalışılmıştır. YTÜ lerindeki hızlı basınç artışları ve gelişimleri<br />
incelenerek ana tavan etkisinin ayak ilerlemesine bağlı olarak her 3 ile 5 metrede bir<br />
gelişerek, YTÜ leri etkilediği tespit edilmiştir (Öğretmen, 2003, Öğretmen ve Akdaş,<br />
2004).<br />
Bu çalışmada, GLİ, Ömerler Yeraltı Ocağındaki iki ayrı panoda (M3 ve M7), farklı<br />
zaman dilimlerinde YTÜ lerdeki basınç değişimleri izlenerek kaydedilmiştir. Kayıt<br />
edilen YTÜ ana hidrolik direklerindeki basınç değişimleri incelenerek, oluşan basınç<br />
tipleri ayrıntıları ile belirlenmiştir. YTÜ lerdeki basınç değişim ve tiplerinin<br />
istatistiksel değerlendirmeleri yapılarak, karşılaştırmaları ve oluşum frekansları<br />
belirlenmeye çalışılmıştır.<br />
2 GLİ, ÖMERLER YERALTI İŞLETMESİ<br />
<strong>Türkiye</strong> <strong>Kömür</strong> İşletmeleri (TKİ) kurumuna bağlı Garp Linyitleri İşletmesi (GLİ)<br />
Müessese Müdürlüğü, Kütahya ili Tavşanlı İlçesinde olup, Tunçbilek linyit<br />
havzasında, linyit üretim faaliyetlerini açık ocaklardan ve yeraltından sürdürmektedir.<br />
1985 yılında üretime başlayan Ömerler Yeraltı İşletmesinde arkadan göçertmeli ve<br />
geri dönümlü uzunayak üretim yöntemi uygulanmaktadır. Uzunayaklar meyil<br />
yükselme yönünde planlanmaktadır. Uzunayaklarda klasik tahkimat sistemi (hidrolik<br />
direk + mafsallı çelik sarma) kullanılırken, 1997 yılından itibaren bir adet tam<br />
mekanize sistem ile üretime devam edilmiştir. Mayıs-Eylül 1997 aylarında mekanize<br />
sistemi oluşturan teçhizatların montajları tamamlandıktan sonra M1 panoda üretim<br />
faaliyetlerine başlanmış, M2, M3, M4, M5 ve M7 nolu panolarda üretimi bitirerek,<br />
halen üretim faaliyetine M8 nolu panoda devam etmektedir. Panolarda ayak uzunluğu<br />
kuyruk ve sabit yolları dâhil 90 metre olup, pano boyları ise 450 – 650 m arasında<br />
değişmektedir.<br />
Havzada üretilmekte olan linyit damarı, genellikle orta sertlikte, siyah ve parlak<br />
görünümündedir. Ortalama kalınlığı 8-9 metre olan linyit damarının tavan ve taban<br />
kısımları genellikle daha temiz, orta kısımları ise daha karışık yapıya sahiptir. <strong>Kömür</strong><br />
damarı ve üzerindeki örtü tabakasını oluşturan formasyonların genel kesiti Şekil 3 de<br />
verilmektedir.<br />
Bu yöntemde kömür damarının taban taşından itibaren 2.8 metrelik kısmı çift<br />
tamburlu kesici yükleyici makine ile kazılarak, geriye kalan 5.2 metrelik tavan<br />
kömürü ise, yürüyen tahkimat üniteleri üzerinde bulunan pencerelerden zincirli oluğa<br />
akıtılarak üretilmektedir (Şekil 4).<br />
436
Şekil 3. Linyit damarı ve üzerindeki formasyonlar.<br />
Şekil 4. Üretim yönteminden temsili bir kesit ve ayak içi YTÜ.<br />
Şekil 5. Mekanize ayakta üretim ve kazı aşamaları.<br />
437
Günlük üretim faaliyetlerinin üç vardiya üzerinden yapıldığı ocakta, normal çalışma<br />
düzeninde ayak ilerlemesi ya da arın kazısı üç kesim olarak yapılmaktadır. Arın<br />
kazısı tek yönlü yapılmaktadır. Gerekli görüldüğü durumlarda çift yönlü kesim de<br />
uygulanmaktadır. YTÜ ilerletimi kesici makinenin 5m arkasından, ayak konveyörüne<br />
kadar yapılmaktadır. Her bir YTÜ’nin kumanda işlemi yanındaki YTÜ’den yapılır.<br />
Kesim vardiyasında üç kesim tamamlandıktan sonra takip eden vardiyada tüm<br />
teçhizatların tamir, bakım ve temizlik işleri yapılır. Son vardiyada ise tavan (arka)<br />
kömürü üretimi yapılarak, gelecek vardiya için arın kazısı hazır hale getirilir. Tavan<br />
kömürü, her bir YTÜ de bulunan ve hidrolik direk ile açılıp kapatılabilen<br />
pencerelerden, yerçekimi etkisi ile doğrudan konveyöre akıtılarak üretilir. Bu<br />
pencerelerden tavan kömürü iki seferde alınmaktadır (Şekil 5). Tavan kömürü YTÜ’<br />
lerden sırayla ayak boyunca belli bir düzen içerisinde alınmaktadır. Genellikle, iki ya<br />
da üç YTÜ penceresinden aynı anda ve yaklaşık aynı miktarlarda tavan kömürü<br />
akıtılmaktadır.<br />
3 YTÜ’ LERDE BASINÇLARIN İZLENMESİ VE ÖLÇÜLMESİ<br />
Ömerler Yeraltı ocağında mekanize ayakta toplam 60 adet YTÜ bulunmaktadır.<br />
Üretimi tamamlanan M3 panosunda dört adet YTÜ, M7 panosunda ise üç adet YTÜ’<br />
nin ana hidrolik direklerinde basınç değişimleri izlenerek, elde edilen sayısal değerler<br />
kayıt edilmiştir.<br />
Basınç değişimlerini algılayan basınç sensörleri YTÜ deki ana taşıyıcı direklere<br />
yerleştirilmiştir. Hidrolik direklerdeki sıvı basıncı ve değişimi algılama özelliği olan<br />
bu sensörler A55 sinyal dönüştürücüye bağlanmaktadır. Buradan Sinyal bağlantı<br />
kutusu aracılığı ile yerüstündeki idari binadaki merkezi izleme odasında bulunan ana<br />
bilgisayara veriler aktarılmaktadır (Şekil 6). Bu veriler bilgisayar ortamında,<br />
Senturion 500 yazılımı ile işlem görerek, kaydedilmekte ve grafik haline<br />
dönüştürülerek izlenebilmektedir.<br />
YTÜ’leri<br />
Dosya<br />
Kaydedici<br />
(Server)<br />
Basınç sensörü<br />
A 55 Sinyal<br />
Dönüştürücü<br />
Ana<br />
Bilgisayar<br />
Monitorler<br />
Şekil 6. YTÜ’lerin ana direklerindeki basınç değişimlerini ölçme ve izleme sistemi.<br />
438<br />
Bağlantı<br />
Kutusu<br />
Hat<br />
Sürücüsü<br />
Ana hat<br />
P 5000<br />
Sinyal<br />
Güçlendirici
M3 panoda basınç değişimleri izlenen YTÜ’leri, 20, 30, 45 ve 55 nolu YTÜ’leridir.<br />
30 nolu YTÜ ayak ortasında, 20 nolu YTÜ sabit yoluna yakın (sabit yolundan<br />
yaklaşık 30 metrede), 45 nolu YTÜ ise ayak ortası ile kuyruk yolu arasında konumlu<br />
olarak bulunmaktadır. 55 nolu YTÜ ise hem kuyruk yoluna hem de M2 nolu eski<br />
üretimi tamamlanmış panoya en yakın olan ünitedir. Aynı zamanda bu 55 nolu YTÜ<br />
ile eski panonun ve pano topuğunun, kazısı yapılmakta olan M3 panosuna ve<br />
YTÜ’lerine etkisini görmek ve değerlendirmek açısından düşünülmüştür.<br />
Benzer şekilde M7 panoda da basınç değişimleri için 15, 30 ve 45 nolu YTÜ’leri<br />
seçilmiş ve Temmuz 2009 ile Kasım 2009 ayı sonuna kadar izlenerek veriler kayıt<br />
edilmiştir (Şekil 7).<br />
M3 panoda elde edilen ölçümlerin bir örneği (24 saatlik) Şekil 8 de M7 panoda 12<br />
saatlik bir izleme örneği de Şekil 9 da verilmektedir.<br />
Şekil 7. M3 ve M7 nolu mekanize panolarda basınç sensörlerinin yerleştirildiği<br />
YTÜ’leri.<br />
Şekil 8. M3 Panosunda YTÜ’ lerde yapılan ölçümlerden bir örnek.<br />
439
Şekil 9. M7 Panosunda YTÜ’ lerde yapılan ölçümlerden bir örnek.<br />
4. YTÜ’ LERDE BASINÇLARIN DEĞERLENDİRİLMESİ<br />
M3 ve M7 panolarda YTÜ’lerinde ölçülen basınç değişimleri üretim ve kazı<br />
aşamaları göz önüne alınarak, birinci, ikinci kesim ve tavan kömürü üretimi sonrası<br />
olarak, her bir tahkimat için ayrı ayrı sınıflandırılmıştır. Bu sınıflandırmada her bir<br />
ölçüm için ön yükleme basıncı, son basınç ve bu basınçlara karşılık gelen tahkimat<br />
dirençleri ile birlikte oluşan basınç tipleri de ayrıca belirtilmiştir. Basınç tiplerinin<br />
saptanmasında kullanılan örnekler Şekil 10’ da verilmektedir. YTÜ direnci, her iki<br />
ana hidrolik direğe özdeş yükün geldiği kabul edilerek, ölçülen basınç değerleri iki ile<br />
çarpılarak elde edilmiştir.<br />
Ocakta üretim planlaması ya da aktivitesi, iki arın kesimi ve sonra tavan kömürü<br />
üretimidir. Ancak ölçüm yapılan dönemlerde, bazen bir arın kesimi ve sonra tavan<br />
kömürü alınması olduğu gibi, bazı durumlarda üç arın kazısı sonrası tavan kömürü<br />
üretimi uygulanmıştır.<br />
Şekil 10. Basınç tipleri (Öğretmen, 2003).<br />
440
Tavan kömürünün pencerelerden göçertilerek üretilmesi aşamasında, YTÜ’leri birkaç<br />
kez elden geçirilmekte ve her seferinde YTÜ’nin basınç değeri ve dengesi<br />
bozulmaktadır. Bu nedenle, YTÜ’lerinde en son tavan kömürü alma işlemi<br />
yapıldıktan sonra oluşan basınç değişimleri, tavan kömürü sonrası basınç değişimi<br />
olarak kabul edilmiştir.<br />
M3 panoda sensörlerin yerleştirildiği her bir YTÜ’de oluşan basınç tiplerinin üretim<br />
aşamaları da göz önüne alınarak yapılan değerlendirme sonuçları, sayı ve oranlarına<br />
göre Çizelge 1 de verilmektedir.<br />
Çizelge 1. M3 panoda YTÜ de oluşan basınç tiplerine göre frekans ve oranları<br />
(Öğretmen, 2003).<br />
YTÜ<br />
No<br />
Üretim Aşamaları<br />
441<br />
Basınç Tipleri<br />
Artan Tip Durağan Tip Azalan Tip<br />
Frekans % Frekans % Frekans %<br />
1. Kesim Sonrası 122 84,72 21 14,58 1 0,69<br />
20<br />
2. Kesim Sonrası 99 92,52 8 7,48 0 0,00<br />
Tavan <strong>Kömür</strong>ü Sonrası 58 55,77 39 37,50 7 6,73<br />
1. Kesim Sonrası 48 56,47 36 42,35 1 1,18<br />
30<br />
2. Kesim Sonrası 26 42,62 35 57,38 0 0,00<br />
Tavan <strong>Kömür</strong>ü Sonrası 20 33,90 37 62,71 2 3,39<br />
1. Kesim Sonrası 80 73,39 25 22,94 4 3,67<br />
45<br />
2. Kesim Sonrası 61 70,11 26 29,89 0 0,00<br />
Tavan <strong>Kömür</strong>ü Sonrası 37 50,68 32 43,84 4 5,48<br />
1. Kesim Sonrası 23 45,10 28 54,90 0 0,00<br />
55<br />
2. Kesim Sonrası 17 50,00 16 47,06 1 2,94<br />
Tavan <strong>Kömür</strong>ü Sonrası 14 46,67 16 53,33 0 0,00<br />
1. Kesim Sonrası 273 70,18 110 28,28 6 1,54<br />
TOPLAM<br />
2. Kesim Sonrası 203 70,24 85 29,41 1 0,35<br />
Tavan <strong>Kömür</strong>ü Sonrası 129 48,50 124 46,62 13 4,89<br />
Çizelge 1 incelendiğinde, artan basınç tipinin ölçüm alınan YTÜ’lerde ağırlıklı olarak<br />
1. ve 2. kesim sonrası % 70’ler seviyesinde gerçekleştiği görülmektedir. Artan basınç<br />
tipinin 1. kesim sonrası %84,72, 2. kesim sonrası %92,52 oranları ile en fazla 20 nolu<br />
YTÜ de meydana gelmiştir. Artan basınç tipinin tavan kömürü alınması sonrası<br />
oluşma oranı toplamda ortalama %48,50 olup, 20, 30 ve 55 nolu YTÜ’lerde yaklaşık<br />
benzer oranlarda meydana gelmiştir. 30 nolu ayak ortasındaki YTÜ’de ise, %33.90<br />
oranında artan basınç tipi oluşmuştur. Artan basınç tiplerinde YTÜ’lerde ön yükleme<br />
basınç ortalaması 105,7 bar, standart sapması 42,77 bar iken, son basınç değerleri<br />
ortalaması 173,2 bar ve standart sapması 62,82 bar olarak gerçekleşmiştir.
Durağan basınç tipinin en fazla tavan kömürü üretiminden sonra oluştuğu görülmekte<br />
olup, toplamda ortalama oranı %46,62’dir. Durağan basınç tipi 1. ve 2. kesim sonrası<br />
oluşma oranları %28,28 ve %29,41’dır. M3 panoda durağan basınç tipinin en çok<br />
oluştuğu YTÜ’ler, 30 ve 45 nolu ünitelerdir. Durağan basınç tiplerinde YTÜ’lerde ön<br />
yükleme basınç ortalaması 153 bar, standart sapması 47,55 bar iken, son basınç<br />
değerleri ortalaması 153 bar ve standart sapması 43,56 bar olarak gerçekleşmiştir.<br />
Azalan basınç tiplerinin YTÜ’lerde görülme oranları oldukça seyrektir. Genellikle<br />
tavan kömürü üretimi sonrasında oluştuğu anlaşılmaktadır. Azalan basınç tiplerinde<br />
YTÜ’lerde ön yükleme basınç ortalaması 193,2 bar, standart sapması 46,73 bar iken,<br />
son basınç değerleri ortalaması 170,5 bar ve standart sapması 47,64 bar olarak<br />
gerçekleşmiştir.<br />
Ölçüm yapılan YTÜ’lerdeki son basınç ortalamalarına bakıldığında, 20 nolu YTÜ’de<br />
169,4 bar, 30 nolu YTÜ’de 164 bar, 45 nolu YTÜ de 172 bar ve 55 nolu YTÜ’de<br />
147,31 bar seviyelerindedir. Tüm bu ünitelerde standart sapma değerleri 43 ile 61 bar<br />
arasında kalmaktadır. 55 nolu YTÜ’de en düşük son basınç ortalama değerinin<br />
nedeni ise kuyruk yoluna ve eski üretilmiş panoya en yakın ünite olmasıdır. 55 nolu<br />
YTÜ üzerindeki tavan kömürü, eski panonun etkisi ve tavan tabakalarının eski<br />
panoya doğru eğilerek, düşey ve yatay yönde yer değiştirmeleri nedeniyle ve oluşan<br />
basınçların etkisiyle de oldukça kırılmış ve ezilmiş durumdadır. Bu nedenle kuyruk<br />
yolundan itibaren yaklaşık 8-10 YTÜ oldukça ezik ve kırık tavan kömürü altında<br />
çalışmaktadır.<br />
M3 panoda yapılan ölçümler süresince, maksimum son basınç değerleri 20 nolu YTÜ<br />
de 315,19 bar, ayak ortasındaki 30 nolu YTÜ’de 2. kesim sonrası 333,40 bar ile en<br />
yüksek değer, 45 nolu YTÜ’de 325 bar ve 55 nolu YTÜ’de ise 242,58 bar<br />
ölçülmüştür. Bu panoda izlenen basınçların istatistiksel bilgileri Çizelge 2. de<br />
verilmiştir.<br />
İstatistikler<br />
Çizelge 2. M3 ayaktaki ölçülen tüm basınçların istatistikleri.<br />
Ana Direk Basınçları Tahkimat Direnci<br />
Ön Basınç Son Basınç Ön Yük Son Yük<br />
Ps (Bar) Pf (Bar) Ls (kN) Lf (kN)<br />
Ortalama 123,57 166,29 1026,79 1381,77<br />
Ortanca 119,29 163,76 991,24 1360,76<br />
Minimum 12,57 36,91 104,45 306,70<br />
Maksimum 289,28 333,40 2403,77 2770,39<br />
Standart Sapma 50,77 57,48 421,89 477,65<br />
M7 panoda basınç sensörlerinin yerleştirildiği üç adet YTÜ den elde edilen basınç<br />
tiplerinin üretim aşamalarına göre frekans ve yüzde oranları Çizelge 3. de<br />
verilmektedir.<br />
442
Çizelge 3 incelendiğinde, artan basınç tiplerinin M3 panosunda olduğu gibi ağırlıklı<br />
olarak 1. ve 2. kesim sonrası (% 51,28 ve %59,05 oranlarında) gerçekleşirken, 15<br />
nolu YTÜ de % 77,5 ve %85,19 oranları ile en fazla olmuştur. Bu oranlar 30 nolu<br />
YTÜ de % 49,15 ve %57,50 iken, 45 nolu YTÜ de ise %35,09 ve %42,11 olarak<br />
düşük seviyelerde kalmıştır. Artan basınç tiplerinin arka kömürü alınması sonrası<br />
görülme oranı %24,63 tür. Aynı durum için üniteler bazında bakıldığında, 15 nolu<br />
YTÜ de %37.04 ile en yüksek iken, 30 ve 45 nolu YTÜ’lerde sırasıyla, %22.64 ve<br />
%20,37 oranları ile yakın seviyelerde kalmıştır.<br />
Çizelge 3. M7 panoda YTÜ de oluşan basınç tiplerine göre frekans ve oranları.<br />
YTÜ<br />
No<br />
Üretim Aşamaları<br />
443<br />
Basınç Tipleri<br />
Artan Tip Durağan Tip Azalan Tip<br />
Frekans % Frekans % Frekans %<br />
15<br />
1. Kesim Sonrası<br />
2. Kesim Sonrası<br />
31<br />
23<br />
77,50<br />
85,19<br />
6<br />
3<br />
15,00<br />
11,11<br />
3<br />
1<br />
7,50<br />
3,70<br />
Tavan <strong>Kömür</strong>ü Sonrası 10 37,04 10 37,04 7 25,93<br />
30<br />
1. Kesim Sonrası<br />
2. Kesim Sonrası<br />
29<br />
23<br />
49,15<br />
57,50<br />
9<br />
6<br />
15,25<br />
15,00<br />
21<br />
11<br />
35,59<br />
27,50<br />
Tavan <strong>Kömür</strong>ü Sonrası 12 22,64 15 28,30 26 49,06<br />
45<br />
1. Kesim Sonrası<br />
2. Kesim Sonrası<br />
20<br />
16<br />
35,09<br />
42,11<br />
13<br />
3<br />
22,81<br />
7,89<br />
24<br />
19<br />
42,11<br />
50,00<br />
Tavan <strong>Kömür</strong>ü Sonrası 11 20,37 12 22,22 31 57,41<br />
TOPLAM<br />
1. Kesim Sonrası<br />
2. Kesim Sonrası<br />
80<br />
62<br />
51,28<br />
59,05<br />
28<br />
12<br />
17,95<br />
11,43<br />
48<br />
31<br />
30,77<br />
29,52<br />
Tavan <strong>Kömür</strong>ü Sonrası 33 24,63 37 27,61 64 47,76<br />
Durağan basınç tipleri en fazla arka kömürü alınması sonra oluşmuştur (%27,61). 1.<br />
ve 2. kesim sonrası oluşma oranları %17,95 ve %11,43’tür. 15 nolu YTÜ de %37,04<br />
ile en yüksek oran elde edilirken, 30 nolu YTÜ de %28,30, 45 nolu YTÜ de ise<br />
%22,22 oranında arka kömürü sonrasında durağan basınç tipleri izlenmiştir.<br />
Azalan basınç tiplerinin tüm tahkimatlarda 1. ve 2. kesim sonrası oluşma oranları<br />
%30,77 ve %29,52 ile birbirine yakın seviyelerdedir. Azalan basınç tipi %47,76 oranı<br />
ile en çok arka kömürü sonrasında gerçekleşmiştir. Azalan basınç tiplerinin en çok<br />
görüldüğü 45 nolu YTÜ olup, 1. kesim sonrası %42,11, 2. kesim sonrası %50,00 ve<br />
arka kömürü sonrasında ise %57,41 oranlarında gerçekleşmiştir.<br />
M7 panoda ölçülen tüm basınçların temel istatistikleri çizelge 4’de verilmektedir.<br />
Çizelgeden görüleceği üzere ön basınçların ortalaması 159,58 bar ve maksimum<br />
365,62 bar, son basınçların ortalaması 167,59 bar ve maksimum 478,11 bar olarak<br />
gerçekleşmiştir.
İstatistikler<br />
Çizelge 4. M7 ayakta ölçülen tüm basınçların istatistikleri.<br />
Ana Direk Basınçları Tahkimat Direnci<br />
Ön Basınç Son Basınç Ön Yük Son Yük<br />
Ps (Bar) Pf (Bar) Ls (kN) Lf (kN)<br />
Ortalama 159,58 167,59 1326,02 1392,58<br />
Ortanca 161,71 159,37 1343,73 1324,29<br />
Minimum 17,70 7,03 147,08 58,42<br />
Maksimum 365,62 478,11 3038,12 3972,86<br />
Standart Sapma 68,66 92,86 570,50 771,65<br />
5. SONUÇLAR<br />
Çoğunlukla, klasik kalınlıktaki (2-4 m) kömür tabakası kazısının yapıldığı mekanize<br />
uzunayaklarda, tavan tabakasının YTÜ’ler ile kontrol edilmesi nispeten daha düzgün<br />
ve etkilidir. Ayrıca YTÜ’ler üzerindeki yalancı tavan tabakaları ayak arkasına<br />
göçertilerek, hacim kabarması ile birlikte doğal dolgu olması sağlanabilmektedir.<br />
Kalın damarlarda ise, uygulanan üretim yöntemi nedeniyle YTÜ’ler üzerindeki<br />
basınç değişimleri oldukça karmaşık şekilde gelişmektedir. Bunun en önemli sebebi,<br />
kalın damarlarda tavan kömürü hem YTÜ’ler ile kontrol edilmekte, hem de YTÜ<br />
pencerelerinden üretilmektedir. Arın kazısı ile birlikte kontrol altında tutulan tavan<br />
kömürünün de üretimi nedeniyle, YTÜ’lerde dengesizlikler ve farklı yüklemeler<br />
gelişebilmektedir. Operatör, YTÜ’leri tavan da aynı hizada tutmak amacıyla sık sık<br />
üniteleri hafif indirip kaldırarak ayarlamalar yapmak zorunda kalmaktadır.<br />
Ayrıca tavan kömürü üretiminde her üniteden yaklaşık aynı miktar tavan kömürün<br />
alınması ya da akıtılması gerekmektedir. Tavan kömürünün farklı miktarlarda<br />
alınması YTÜ’ler üzerinde farklı yüklemelerin oluşmasına neden olmaktadır.<br />
GLİ, Ömerler Yeraltı Ocağında, iki ayrı panoda YTÜ’ler üzerindeki basınç<br />
değişimlerinin izlenmesi sonucu değişik basınç gelişmeleri incelenerek,<br />
gruplandırılmıştır. Artan, durağan ve azalan olarak gruplandırılan basınç değişimleri,<br />
istatistiksel anlamda ayak içi üretim aktiviteleri ile ilişkilendirilerek, oluşum oranları<br />
belirlenmiştir.<br />
M3 ayaktaki YTÜ’lerde oluşan basınçların değerlendirilmesi sonucu, artan tip basınç<br />
değişimleri 1. ve 2. kesim sonrasında % 70, arka kömürü sonrasında ise % 48,5<br />
oranında oluştuğu tespit edilmiştir. M7 ayaktaki YTÜ’lerde ise, artan tip basınç<br />
değişimleri 1. ve 2. kesim sonrasında %51,28 ve %59,05 oranlarında, tavan kömürü<br />
sonrasında ise % 24,63 oranında oluştuğu tespit edilmiştir. Bu sonuçlara göre, ayakta<br />
tavan kömürü sonrasında, tavan yükünde bir rahatlamanın olduğunu, fakat<br />
ilerlemenin başlaması ile birlikte YTÜ’lerin artan tavan yüküne maruz kaldığı<br />
anlaşılmaktadır.<br />
Durağan tip basınç gelişimi, M3 ayakta 1. ve 2. kesim sonrasında % 28-29<br />
oranlarında oluşurken, arka kömürü sonrasında % 46,62 oranında oluşmuştur. M7<br />
ayakta 1. ve 2. kesim sonrasında %17,95 ve %11,43 oranlarında oluşurken, tavan<br />
kömürü üretimi sonrasında %27,61 oranında oluşmuştur. Bu sonuçlar, tavan kömürü<br />
444
üretimi sonrasında tavan yükünde bir gelişmenin olmadığını göstermektedir.<br />
Periyodik tavan yüklemesinin oluşmadığı dönemlerde ve arka kömürünün tam olarak<br />
göçertildiği durumlarda 1. ve 2. kesim sonrasında da durağan tip basınç değişimleri<br />
gözlenmektedir.<br />
Azalan basınç tipinde, YTÜ ön yüklemesinden sonra basınçta önce ani bir azalma<br />
görülür ve yavaş bir şekilde devam eder. Üretim aşamasının sonuna doğru basınçta<br />
bir yükselme görülebilir. Oldukça zayıf bir tavanın olduğunu veya YTÜ tavan<br />
sarması üzerinde parçalanmış ya da ezilmiş tavan kömürünün olduğunu gösterir. M3<br />
ayakta ölçüm yapılan tahkimatlarda oldukça az bir oranda eski panoya yakın<br />
ünitelerde izlenmiştir (% 4,89). M7 ayakta 1. ve 2. kesim sonrasında %30,77 ve<br />
%29,52 oranlarında oluşurken, tavan kömürü üretimi sonrasında %47,76 oranında<br />
oluşmuştur. Özellikle 45 numaralı tahkimatta görülme oranı oldukça fazladır. Bu da<br />
ölçüm yapılan süreçte ayağın kuyruk bölümünde kırılmış bir zon içerisinde ilerleme<br />
yapıldığını işaret etmektedir.<br />
Panolarda yapılan ölçümler ve izlemeler esnasında, YTÜ’ler üzerine aşırı yüklerin<br />
gelmediği görülmektedir. YTÜ’lerin emniyet basıncı (360 bar) altında, yaklaşık 240<br />
bar basınç altında çalıştığı, çoğunlukla da 100 ile 200 bar arasında tavan yüküne karşı<br />
görevlerini sürdürdüğü anlaşılmaktadır.<br />
KAYNAKLAR<br />
Akdaş, H., Destanoğlu, N., Öğretmen, S., Yavuz, M., 2000, Ömerler mekanize ayakta yürüyen<br />
tahkimatlardaki basınçların izlenmesi ve incelenmesi, V. Ulusal Kaya Mekaniği Sempozyumu,<br />
İsparta, s 113-121.<br />
Destanoğlu, N., Taşkın, F. B., Taştepe, M. ve Öğretmen, S., 2000, GLİ, Tunçbilek – Ömerler yeraltı<br />
mekanizasyon uygulaması, TKİ yayını, Ankara.<br />
Hanna, K. & Haramy K, 1991, Automated longwall mining for improved health and safety at the<br />
Foidel Creek Mine, SME, Annual Meeting, Denver, Colorado, USA.<br />
Öğretmen, S., 2003, Ömerler mekanize uzunayakta tahkimatlar üzerindeki basınçların analizi,<br />
Yüksek Lisans Tezi, Eskişehir Osmangazi Üniversitesi, Fen Bilimleri Ens., Eskişehir.<br />
Öğretmen, S. ve Akdaş, H., 2004, GLİ Ömerler Ocağı M3 panosunda yürüyen tahkimat ünitelerinde<br />
basınç ölçümleri, <strong>Türkiye</strong> 14. <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, Zonguldak, s 63-75.<br />
Peng, S. S., Chiang, H. S., 1984, Longwall Mining, John Willley & Sons., USA.<br />
Peng, S. S., 2006, Longwall Mining, Second Edition, West Virgina University, USA, pp182-186.<br />
Peng, S. S., 1998, What can a shield leg pressure tell us?, Coal Age, March, pp 54-57.<br />
Sally, A. S. & Giin-Fa, F. & Nelson, M.G.,1986, Geomechanic evaluation <strong>of</strong> a longwall face, 27 th<br />
U.S. Symposium on Rock Mechanics, Alabama, USA.<br />
445
446
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
ELEKTRİKLİ MADEN YERKAZARLARINDA ÜRETİM,<br />
ÜRETKENLİK VE TOPLAM YERKAZAR ETKİNLİĞİ<br />
PRODUCTION, PRODUCTIVITY AND OVERALL<br />
EQUIPMENT EFFECTIVENESS OF ELECTRIC MINING<br />
SHOVELS<br />
Metin Özdoğan *<br />
İdeal Makine Danışmanlık Ltd. Şti., Ankara<br />
ÖZET Bu bildiride, daha çok fabrikalarda üretim yapan tezgahlarda kullanılan kavramlar olan<br />
ancak elektrikli maden yerkazarlarına da uyarlanabilen üretme hızı, üretme kalitesi ve toplam<br />
yerkazar etkinliği (TYE) tartışılmış olup Tunçbilekte çalışan 15 m 3 kapasiteli bir elektrikli maden<br />
yerkazarına uygulanarak örnek verilmiştir. Yükleme ve taşıma araçlarında yararlı ve hedef yükün<br />
üretkenliğin ve üretimin arttırılmasında önemi vurgulanmış ve izleme düzeneklerine değinilmiştir.<br />
GLİ açıkocaklarında çalışan 15 m 3 kapasiteli yerkazarlardan yararlı yük miktarı örnekleri<br />
verilmiştir. Ayrıca, gene bu açıkocaklarda çalışan beş adet 15 m 3 kepçeli yerkazarın (P&H<br />
2300XP), beş yıllık (2007-2011) üretkenlik değerleri, ayakta kalma oranı, kullanım oranı ile çağdaş<br />
elektrikli yerkazarların kepçelerinin m 3 'ü başına düşen yıllık iş miktarları verilmiş ve<br />
yorumlanmıştır.<br />
ABSTRACT : In this paper, the adaptation <strong>of</strong> production rate, production quality, and overall<br />
equipment effectiveness (OEE) concepts to electric mining shovels, which are used in a widespread<br />
manner in evaluating manufacturing equipment performances in industry, are explained and<br />
discussed . The concept is illustared on a 15 m 3 shovel operating at GLİ surface mines. The<br />
importance <strong>of</strong> payload and target load for loading and hauling vehicles are discussed from<br />
productivity and production perspective with respect to the 15 m 3 shovels operating at Tunçbilek.<br />
Payload monitors' importance are also discussed in securing the production objectives. Furthermore,<br />
the average production, availability and utilization figures <strong>of</strong> five units <strong>of</strong> 15 m 3 capacity shovels<br />
(P&H 2300XP) at Tunçbilek are given for a period <strong>of</strong> five years (2007-2011) and interpreted. The<br />
field proven production facts and figures <strong>of</strong> the contemporary large electric mining shovels are also<br />
given and annual production figures per m 3 <strong>of</strong> dipper are cited and interpreted.<br />
* metinozdogan@gmail.com<br />
447
1 GİRİŞ<br />
Yerkazı birimi üretkenliği bir dizi etkene bağlı olup kepçe kaya taşıtı uyumu, kaya<br />
gevşetme verimliliği, ortalama dönüş açısı, yeterli kaya taşıtı sayısı, kaya taşıtı<br />
yanaşma süresi, araç kullanıcısı verimliliği bunlardan başlıcalarıdır, Paterson ve<br />
Özdoğan (2001). Buna, döngü süresi, yazılı ve gerçek döngü süresi oranı (üretme<br />
hızı), ayakta kalma oranı, kullanım oranı; düzenli, bilinçli, nitelikli bakım-onarım;<br />
düzenli, süresinde, nitelikli tüketim gereci ve özgün yedeğin sağlanması gibi etkenleri<br />
de ekleyebiliriz. Yükleme ve taşıma birimi sayılarının iş programlarına göre yeterli<br />
sayıda ve kapasitede olması, ekonomik ömürlerinin durumu gibi başlıklarda ayrıca<br />
önem taşır.<br />
Elektrikli maden yerkazarı üreticilerine göre, en uygun uyum kaya taşıtı teknesinin üç<br />
kepçede doldurulmasıdır. Bu sayıdan sapma, bir diğer deyişle dört ya da beş kepçede<br />
doldurulması, yerkazarın üretkenliğinde belirgin bir düşüşe neden olmaktadır. Kaya<br />
taşıtının üç kepçeden daha az kepçe sayısında dolması ise, örneğin iki ya da tek<br />
kepçede doldurulması, gerek kaya taşıtı ve gerekse taşıt sürücüsü için sarsıcı ve yıkıcı<br />
etki yapacağından önerilmez, Paterson ve Özdoğan (2001). Kaya gevşetme ve<br />
parçalanmasının gerektiği gibi gerçekleşmemesi de, kaya taşıtının kaç kepçede<br />
dolduğunu etkilemektedir. Kötü gevşetme ve parçalanma, kepçe dolma çarpanını<br />
düşürmekte, kazı döngü süresini uzatmakta ve kaya taşıtı teknesinin üç kepçe yerine<br />
dört veya beş kepçede ancak dolmasına neden olmaktadır.<br />
Örtü katmanının elektrikli maden yerkazarı ve kaya taşıtı ile kaldırılarak yapıldığı<br />
açık işletmecilikte, kazı-yükleme işlemi toplam maliyetin % 30' unu, taşıma ise % 70'<br />
ini oluşturmaktadır, Paterson ve Özdoğan (2001). Bu nedenle, kaya taşıtlarının hedef<br />
yükte yüklenmeleri önem taşımaktadır. Kepçe büyüklüğü, kaya taşıtı teknesine tam<br />
kepçe sayısında yükleme yapacak biçimde seçilmelidir. Varılası (hedef) yükten fazla<br />
ya da eksik yüklemeden kaçınılmalıdır. Aşırı ağır yükleme aracın ömrü yönünden,<br />
eksik yükleme ise ekonomik bakımdan sakıncalıdır. Varılası yükten sapmanın, ± % 5<br />
ten fazla olması önerilmez. Bunu sağlamanın en iyi yolu, hem yükleme hem de<br />
taşıma biriminin yük izleyici aygıtlar ile donatılmasıdır.<br />
Bir dizi değiştirgen tarafından etkilense de, kazı-yükleme aracının başarısı sonuçta<br />
gerçekleşen üretim miktarı ile ölçülebilen bir olgudur. Üretkenlik, yerkazı<br />
makinesinin verilen bir süre içinde yerinde hacim cinsinden kazıp yüklediği kaya<br />
miktarıdır. Bu süre saat, gün, ay, yıl olabilir; ancak saat başına üretkenlik kavramı<br />
daha yaygın olarak kullanılır. Ayrıca, endüstri mühendisliğinde kullanılan üretim<br />
araçları etkinliği belirteçleri elektrikli yerkazarlara da uyarlanarak makinenin<br />
etkinliği hakkında bilgi edinilebilir. Bunlar, üretme hızı, üretme kalitesi ve toplam<br />
yerkazar etkinliği (TYE) gibi kavramlardır.<br />
2 YERKAZI MAKİNESİ ÜRETİM HIZI<br />
Üretme çabukluğu oranı (başarganlık oranı) (process rate), yerkazı aracının iş görme<br />
çabukluğunu ya da döngü çabukluğunu gösteren bir değiştirgendir, Barkhuizen,<br />
(2002). Yerkazı makinesine biçilmiş döngü süresinin (s), gerçekleşen döngü süresine<br />
(s) oranıdır. Bu yerkazarın iş yapma çabukluğunu, iş döngü hızını gösterir.<br />
448
Üretme çabukluğu oranı, gerçekleşen döngü süresinin, her ne kadar yapımcı<br />
tarafından verilen yazılı iş döngü süresine bölünmesi ile elde edilen bir oran ise de,<br />
bu da tek başına çok şey ifade etmeyebilir. Çünkü üretkenliği asıl belirleyen etken,<br />
kepçenin içindeki işe yarar yükün ağırlığıdır. Bunu da etkileyen başlıca<br />
değiştirgenler; kayanın parçalanma durumu, parça büyüklüğü, dağılımı, kayanın<br />
kabarma katsayısı, kepçenin dolma katsayısı, basamak yüksekliği, yerkazarın kazı<br />
gücü, kullanıcı deneyim ve becerisi gibi özelliklerdir. Kazandırıcı yük miktarını<br />
sürekli izlemek ve hedef (varılası) yük ağırlığına ulaşmak için, yerkazı araçlarını<br />
kepçe içindeki yükü ölçen sayısal aygıtlar ile donatmak en iyisidir. Yoksa, iş döngü<br />
süreleri yapımcı tarafından verilen iş döngü sürelerine ne kadar yakın olursa olsun,<br />
kepçe içindeki yük hedef yükü tutmuyorsa yerinde hacim cinsinden kaldırılan örtü<br />
katmanı miktarını da tutturmak olası değildir. Bu belirtgen (gösterge) kazı aracının iş<br />
yapma çabukluğunu gösterir ve yapılan iş miktarını doğrudan etkiler.<br />
3 YERKAZI MAKİNESİ ÜRETİM KALİTESİ<br />
Elevli ve Elevli (2011), endüstrideki ürün kalitesi karşılığının elektrikli yerkazı<br />
araçlarında kepçe dolma çarpanı olduğunu belirtmektedir. Yerkazı aracının yaptığı<br />
işin kalitesi, her iş döngüsü başına kazıp yüklediği kayanın ağırlığıdır. Bu ağırlık,<br />
hedef yüke ne kadar yakınsa işin niteliği de o kadar yüksektir. Bu da, kepçe içindeki<br />
kaya parçalarının arasındaki boşluğa, gevşetilmiş kayanın kepçe içine dolarken<br />
sıkışmasına bağlı olarak değişen kepçe dolma çarpanına bağlıdır. Bir iş döngüsünde<br />
yapılan işin kalitesi, bir bakıma, kepçenin ne kadar iyi dolduğuna bağlıdır. Üretim<br />
kalitesi, öteki deyişle kepçe doluluğu, aracın üretkenliğini ve kazdığı kayaç miktarını<br />
doğrudan etkileyen bir göstergedir.<br />
4 TOPLAM YERKAZI MAKİNESİ ETKİNLİĞİ<br />
Yukarıda belirtildiği gibi bu kavramlar, aslında, endüstri mühendisliğinde üretim<br />
tezgahlarının başarısını incelemede kullanılmaktadır. Barkhuizen (2002), Elevli ve<br />
Elevli (2011), bu kavramları elektrikli maden yerkazarlarına uyarlamışlardır. Toplam<br />
yerkazar etkinliği, bir bakıma, kazı aracının üretkenlik durumunu belirleyen bir<br />
göstergedir.<br />
Toplam araç etkinliği kavramı (TAE) endüstri mühendisliğinde fabrikalardaki<br />
tezgahların, üretim araçlarının başarısını ölçmek için kullanılmaktadır. Ancak,<br />
yukarıda belirtilen araştırmacılar bu kavramı elektrikli maden yerkazarlarına ve kaya<br />
taşıtlarına uyarlamışlardır. Barkhuizen (2002), yerkazar etkinliği kavramında, (YE),<br />
aracın ayakta kalma oranı (A) ve üretim hızını (Cy/Cg) gözönüne almaktadır. Üretme<br />
çabukluğu oranı yerkazı aracının kuramsal iş döngüsü süresinin, gerçekleşen iş<br />
döngüsü süresine oranı ile elde edilen değerdir. Elevli ve Elevli (2011) ise aracın<br />
toplam etkinliğini elde etmek için bu iki değişkeni, ek olarak, bir de nitelik değişkeni<br />
ile çarpmaktadır. Kepçe içindeki yük, önerilen hedef yükten ne kadar az sapma<br />
gösteriyorsa o kadar kalitelidir. Bu da, bir bakıma, kepçenin dolma çarpanının yüksek<br />
olmasına bağlıdır. Elektrikli yerkazarda yapılan işin kalitesini, kepçe yükünü, kepçe<br />
dolma çarpanı ile anlayabiliriz. Bu yüzden, burada üçüncü değişken kepçe dolma<br />
çarpanı olmaktadır.<br />
449
Elevli ve Elevli (2011), varılası toplam araç etkinlik değerinin % 77 üstünde olması<br />
gerektiğini belirtmektedir. Bu da, ayakta kalma oranı değerinin % 90'dan büyük, iş<br />
görme hızı oranının % 90 üstünde, dolma çarpanının ise % 95 üzerinde olması<br />
anlamına gelmektedir. Bu varılası değerlere, belki yeni alınmış yerkazarlarda ilk on<br />
yıl için ulaşılmak olasıdır, ancak 25-30 yaşındaki yerkazı makinelerinde bu değerlere<br />
ulaşmanın çok çetin bir iş olduğu da bir gerçektir. Toplam yerkazar etkinliği<br />
değerinin yaşlı makinelerde en azından % 50 eşiğini geçmesinin bile başarı<br />
sayılabileceği düşünülmektedir.<br />
Çizelge 1. de GLİ Tunçbilek açık işletmelerinde çalışan YK38(15m 3 ) yerkazarın beş<br />
yıllık ortalama toplam yerkazar etkinliği (TYE) ve üretim değerleri görülmektedir.<br />
Şekil 1. ise bu yerkazarın yıllara göre toplam etkinliğini görsel olarak vermektedir.<br />
Çizelge 1.YK38(15m 3 ) için yıllara göre toplam araç etkinliği ve üretkenlik verileri.<br />
Yıl Gerçek<br />
Çalışma<br />
Süresi<br />
Tg<br />
(h)<br />
Gerçek<br />
Döngü<br />
Süresi<br />
Cg<br />
(s)<br />
Üretme<br />
Hızı<br />
(PR),<br />
(Cy/Cg)<br />
%<br />
Ayakta<br />
Kalma<br />
Oranı<br />
(A) %<br />
450<br />
Toplam<br />
Yerkazar<br />
Etkinliği<br />
(Cy/Cg)x<br />
(A)x(FF)<br />
%<br />
Kepçe<br />
Dolma<br />
Çarpanı<br />
(FF) %<br />
Üretim<br />
Miktarı<br />
Q<br />
(m 3 /h)<br />
Üretim<br />
Miktarı<br />
Q (m 3 /yıl)<br />
x 10 3<br />
2007 3449 30 87 65 52 92 759 2417<br />
2008 2980 29 90 64 52 90 807 2368<br />
2009 3121 28 93 55 53 103 744 2286<br />
2010 3213 28 93 61 55 97 829 2662<br />
2011 2259 30 87 64 55 98 872 1969<br />
Ort. 3004±403 29±0.9 90±3 62±4 53±1 96±5 802±47 2340±224<br />
YK38 yerkazarın yazılı döngü süresi (Cy) 26 s alınmıştır.
Şekil 1. YK38 makinenin yıllara göre ortalama toplam yerkazar etkinliği.<br />
5 YARARLI VE HEDEF YÜK<br />
GLİ işletmesindeki 15 m 3 kapasiteli elektrikli yerkazı araçlarında yük izleme aygıtı<br />
yoktur. Ancak bunların yüklediği 77 ve 154 tonluk kaya taşıtlarından, yalnızca on<br />
adet 154 tonluk taşıtta yük ölçme ve izleme düzeneği vardır. Kepçe içine<br />
doldurabilecek kaya ağırlığının tepe değeri, kayacın yoğunluğuna göre yapımcı firma<br />
tarafından belirtilir; buna varılası yük de denir. Bu değer 2300XP yerkazarlar için 35<br />
ton'dur. Başarılı bir yerkazar çalışmasında, aracın bu biçilmiş kazandırıcı yükte<br />
işletilmesi gerekir. İş günü sonunda, dökü yerine aktarılan yerinde örtü katmanı<br />
miktarı kepçe doluluk oranına bağlıdır. Bu yüzden yararlı yükün sürekli olarak<br />
ölçülüp izlenmesi, en uygun duruma getirilmesi, ocak koşullarına uygun çizilmiş<br />
kepçe edinilmesi gibi başlıklar önem taşımaktadır. GLİ Tunçbilek açık ocaklarında<br />
çalışan elektrikli yerkazı araçları için, bir örnek aşağıdaki çizelgede verilmiştir. Yük<br />
ölçme düzeneği bulunan 154 tonluk kaya taşıtlarını yüklemekte olan bu yerkazarlar,<br />
taşıtları 2011 yılı çalışmalarında dört kepçede doldurmaktaydı, Taksuk (2012).<br />
Yerkazar kullanıcısı kepçe dolum başarısından tek başına sorumlu tutulamaz; çünkü<br />
örtü katmanı gevşetilmesi ve kaya parçalanımı kepçe dolma özelliğini önemli ölçüde<br />
etkiler. Yerkazı makinesine kurulacak yük ölçme ve izleme düzeneği, bir bakıma<br />
kayaç parçalanım durumunu da gösteren bir izleyici aygıt konumundadır, Paterson ve<br />
Özdoğan (2001). İyi kayaç parçalanımı demek yüksek üretkenlik, düşük bakımonarım,<br />
enerji gideri, daha düşük yol bakım gideri, daha uzun lastik ömrü; metal<br />
madenlerinde ise cevher kırma işleminde daha düşük kırma giderleri demektir,<br />
Paterson and Williams (2005).<br />
451
Çizelge 2. Yerkazar (15 m 3 ) ve kaya taşıtlarının (154 ton) Temmuz 2011 yükleri.<br />
Yerkazar<br />
No.→<br />
Yararlı Yük<br />
↓<br />
Kepçe<br />
Yükü, t<br />
Taşıt Tekne<br />
Yükü, t<br />
Yapılan İş,<br />
m 3<br />
YK34<br />
(15m 3 )<br />
YK35<br />
(15m 3 )<br />
YK36<br />
(15m 3 )<br />
452<br />
YK38<br />
(15m 3 )<br />
Aylık Ortalama<br />
29.37±2.09 28.62±1.88 28.59±1.83 29.37±2.09 28.99±0.38<br />
117.48±8.35 114.49±7.50 114.36±7.32 117.50±8.35 115.96±1.53<br />
162000 123000 249000 164000 174500±46014<br />
Şekil 2. Temmuz 2011 ortalama yerkazar kepçe yükü ve kaya taşıtı tekne yükü.<br />
Taşıma birimi de daima varılası yükte doldurulmalıdır. Çünkü elektrikli maden<br />
yerkazarı ve kaya-taşıtlı örtükazı yönteminde, yükleme maliyetinin toplam sistem<br />
maliyeti içindeki yeri % 30 yöresindedir. Bu yüzden taşıma işlemi sistem maliyetinin<br />
pahalı kısmını yani % 70'ini temsil eder. Kullanım kapasitesinden özveride bulunmak<br />
durumunda kalınırsa bu yükleme birimi olmalıdır, Paterson and Özdoğan (2001).<br />
Yararlı yükü en uygun duruma getirmek ve kullanılan kaya taşıtı ile eşleştirmek için,<br />
en iyisi, işletmenin koşullarına özgü kepçe geliştirilmesi ve seçilmesidir. Bu konuda<br />
yerkazı aracı üreticisi firma ile işbirliği içinde çalışmakta yarar vardır. Kepçe doluş<br />
çarpanı değerini yükseltmek için geniş ağızlı ve büyük hacimli kepçeler kullanılması<br />
önerilmektedir. Kepçe doluş çarpanı, bir bakıma, kepçe içine parçalanmış kayanın<br />
akış kolaylığını da gösterir. Ancak, kepçenin tasarım ve yapısı da kepçe doluş oranını<br />
arttırıp eksiltebilir. Ocak koşullarına göre üretilmiş ısmarlama kepçeler, iyi
parçalanmış kaya koşullarında, %100 - %120 ve üstü doluş yüzdelerine ulaşabilirler,<br />
Özdoğan (2009).<br />
İşletme ve kayaç koşullarına uygun seçilmiş, keskin kepçe dişleri olan bakımlı ve<br />
yüklediği araca uyumlu kepçeler kazı makinelerini daha verimli ve üretken kılar.<br />
Kazı-yükleme döngü süreleri kısalır. Kepçe itiş ve kaldırış devinimini uyumlu hale<br />
getiren düzenekler, kepçenin doluşunu, içindeki kazılmış kayanın ağırlığını algılayıp<br />
uyaran düzenekler, daha hızlı dönüş motorları ya da üçüncü bir dönüş motoru<br />
konması, kazı aynasına doğru yanaşımı ve doğru kazı yörüngesini sağlayıcı<br />
düzenekler iş döngüsünün kazı ve öteki bölümlerini kısaltarak döngüyü önemli<br />
ölçüde kısaltmaya katkıda bulunabilir, Özdoğan (2009).<br />
Yükleme aracı kepçelerindeki saplanış-kazış gereçleri, öteki deyişle kepçe dişleri,<br />
iyice körelmelerini beklemeden belirli aralıklarla değiştirilmelidir. Çünkü aşınmış<br />
kepçe dişleri ile çalışmanın, hem üretkenlik hem de enerji tüketimi üzerine olumsuz<br />
etkisi vardır. Körelmiş kepçe saplanış-kazış gereçleriyle çalışmak kepçe dolma<br />
katsayısını düşürür, yerkazarın özgül kazı erkesini arttırır. Bu yüzden, körelmiş<br />
dişlerle çalışmak, hedef yükte ortalama ağırlıktan sapma aralığının açılmasına neden<br />
olabilir, Knights ve Paton (2010).<br />
6 ÇAĞDAŞ ELEKTRİKLİ YERKAZARLARDA ÜRETİM<br />
Paterson ve Williams, (2005) 19. Türk Maden <strong>Kongresi</strong>nde sundukları bildirilerinde,<br />
günümüz büyük kapasiteli elektrikli maden yerkazarlarının ulaşabildikleri yıllık<br />
üretim miktarlarını vermişlerdir. Bu veriler Dünyanın çeşitli yerlerinde işletilen,<br />
üretkenliği yüksek birim maliyeti düşük madenlerden derlenip sunulmuştur. Bu<br />
yerkazarlar bakır ve kömür açık işletmelerinde çalışmakta, yazılı kepçe yükleri 70 ton<br />
ile 110 ton arasında değişmekte ve 218 ton ile 360 tonluk kamyonları<br />
yüklemektedirler. Bildiride sözü edilen üretim verileri, yirmibeş adet açıkocağı ve<br />
kırkdokuz adet iri elektrikli maden yerkazarını kapsamaktadır.<br />
Bildiriye göre, kömür örtü kayaçlarında çalışan 9 adet 4100XPB (56 m 3 ) makinenin<br />
ortalama saatlik verimi, yerinde hacim cinsinden, 2800-3000 m 3 /saat arasında<br />
değişmektedir. 4900 m 3 /saat - 5000 m 3 /saat gibi doruk üretkenliğe ulaşan yerkazarlar<br />
da bulunmaktadır. Yıllık ulaşılan, yerinde hacim cinsinden, iş miktarlarına gelince;<br />
bu dokuz yerkazardan bir tanesi yıllık 26 milyon m 3 miktara ulaşmış, iki tanesi de 22<br />
milyon m 3 ve 23 milyon m 3 örtü katmanı kazmıştır. Bu dokuz 56 m 3 kapasiteli<br />
yerkazarın filo ortalaması ise 18,2 milyon m 3 /yıl olmuştur, Paterson and Williams<br />
(2005).<br />
Onaltı adet 4100 ve 4100A (45 m 3 ) yerkazarın çalıştığı bir kömür işletmesinde ise, iki<br />
makine yıllık 20 milyon m 3 örtükazı miktarına erişirken filo ortalaması 16 milyon m 3<br />
olmuştur, Paterson and Williams (2005).<br />
453
Şekil 4. Yerkazar kepçelerinin m 3 'ü başına düşen yıllık ortalama örtükazı miktarı.<br />
Bu yüksek üretkenlik değerlerine, en uygun duruma getirilmiş kaya taşıtı yerkazar<br />
kullanımı, iyi kayaç parçalanımı, en uygun yükleme ve bakım sayesinde ulaşılmıştır,<br />
Paterson and Williams (2005). Şekil 4. de hem bu yerkazarların, hem de GLİ de<br />
çalışan yerkazarların YK(15m 3 ) kepçelerinin, birim hacimleri başına düşen gerçek<br />
yıllık örtükazı miktarları verilmiştir.<br />
İyi kayaç parçalanması demek yüksek üretkenlik değerleri, düşük bakım, düşük<br />
enerji, düşük araç bakım giderleri demektir. İyi parçalanmış kayaç, ayrıca, daha uzun<br />
lastik ömrü ve daha düşük yol bakım giderleri, ve işletme metal madeni ise daha<br />
düşük kırıcı giderleri anlamına gelir, Paterson and Williams (2005). Çizelge 4., ve<br />
Şekil 5. de, (15 m 3 ) yerkazarların beş yıllık (2007-2011) ortalama üretkenlik verileri<br />
görülmektedir. En başarılı yerkazarlar sırasıyla YK37, YK34 ve YK38 olarak<br />
görünmektedir.<br />
454
Çizelge 4. (15 m 3 ) yerkazarların beş yıllık (2007-2011) ortalama üretkenlik verileri<br />
Yerkazar<br />
No.<br />
YK34<br />
(ort.)<br />
YK35<br />
(ort.)<br />
YK36<br />
(ort.)<br />
YK37<br />
(ort.)<br />
YK38<br />
(ort.)<br />
Tprg<br />
Tg<br />
A U Q m 3 /h Q m 3 /yıl<br />
x 10 3<br />
6412±382 3024±100 64±5 84±3 811±12 2302±147<br />
5746±682 2619±428 65±4 85±5 750±89 1993±518<br />
5327±1584 2238±1135 66±6 82±10 779±47 1761±914<br />
5976±574 2650±713 67±4 82±10 839±98 2201±562<br />
6428±210 3004±403 62±4 85±1 802±47 2340±224<br />
Ort. 5978±417 2707±290 65±4 84±1 796±30 2119±216<br />
Şekil 5. Beş adet (15 m 3 ) yerkazarın beş yıllık ortalama saatlik kazı miktarları.<br />
7 İRDELEME<br />
Toplam araç etkinliği yüzdelerinin bir diğer deyişle yerkazarların üretkenliklerinin<br />
yükseltilmesinde yerkazar ve kaya taşıtı kullanıcılarının etkisi çoktur. Bu nedenle<br />
gerek var olan operatörlerin, gerekse yeni yetiştirilecek olanların eğitiminde simulatör<br />
(benzetim aygıtları) kullanılması çok yararlı olacaktır. Bildiğimiz kadarıyla,<br />
ülkemizin tek yerkazar ve kaya taşıtı benzetim aygıtı Tüprag şirketinin Eşme açık<br />
işletmesinde bulunmaktadır. Yeni kullanıcıların yükleme ve taşıma araçlarını hedef<br />
yükü tutturabilecek biçimde kullanmalarını sağlamak, gerçek araçlar üzerinde öğrenip<br />
455
araçları yıpratmalarını önlemek ve kullanıcı beceri geliştirme programlarında<br />
kullanmak bakımından, hem kaya taşıtı hem de yükleme araçları için sanal benzetim<br />
aygıtları edinilmesi önerilir. Sayısal teknolojilerin gelişmesi ve üretici firma sayısının<br />
çoğalması, bu eğitim araçlarını artık ulaşılabilir kılmaktadır.<br />
Beş adet 15 m 3 kapasiteli yerkazarın, Tunçbilekte ulaştığı beş yıllık ortalama örtükazı<br />
miktarı 2.119.000±216.000 m 3 olmuştur. Gerçek çalışma süresi ortalama 2707±290<br />
saattir. Yerkazarın kapasitesinin m 3 'ü başına düşen kazı miktarı ise, ortalama<br />
141.267 m 3 olarak gerçekleşmiştir. Dünya'daki madenlerden verilen örnekte 45 m 3<br />
kepçeli yerkazarda, ulaşılan ortalama yıllık örtükazı miktarı 16.000.000 m 3 olup<br />
kepçe m 3 'ü başına düşen kazı miktarı ortalama 355.556 m 3 olmaktadır. 56 m 3<br />
kapasiteli yerkazarda ise, yıllık ortalama örtükazı miktarı <strong>18.</strong>200.000 m 3 olmuş ve<br />
kepçenin birim hacmi başına düşen yıllık kazı miktarı ise 325.000 m 3 olarak<br />
gerçekleşmiştir.<br />
Bildirideki belirtilen yerkazarların başarısı, Tunçbilek uygulamasında erişilen<br />
başarının, birim kepçe hacmine düşen iş miktarı ölçütüne göre, 2.30 ile 2.52 katı<br />
yöresindedir. Yalnızca iki adet YK(15m 3 ) yerkazarı besleyecek sayıda (10 adet) 154<br />
tonluk kaya taşıtı bulunması, diğer üç adet YK(15m 3 ) yerkazarın ise uyumsuz 77<br />
tonluk kaya taşıtlarına yüklemek durumunda kalması, ikmal ve yedek parça satınalma<br />
düzenindeki bürokrasi, yerkazar ve kaya taşıtı filosunun yaşlılığı, yağışlı havalarda<br />
kaygan hale gelen killi örtü katmanı yüzünden çalışılamaması, programların<br />
gerçekleşme yüzdelerinin % 50 yöresinde olması gibi hususlar göz önüne alındığında<br />
Tunçbilek uygulaması oldukça başarılı sayılabilir.<br />
154 tonluk kaya taşıtlarının tekne hacmi 75 m 3 olup 15 m 3 kepçe ile aslında beş kepçe<br />
kaya yüklenebilir. Ancak, ocakların derinleşmesi, kaya taşıtlarının % 6-7 eğimli<br />
yokuş tırmanma durumunda kalmaları, kaya taşıtlarının yaşlı olmaları (13 yaşında,<br />
ortalama çalışma süreleri 40,000 saat yöresinde) yüzünden beş kepçe kaya yükünü<br />
taşımada zorlanmalarının da belki erişilen iş miktarının görece düşük olmasında öteki<br />
etkenlerin yanında payı bulunmaktadır, Taksuk (2012).<br />
8 SONUÇLAR<br />
Toplam yerkazar etkinliğinin, (TYE), YK38(15m 3 ) yerkazar için beş yıllık ortalama<br />
değeri %53±1 dir. Bu süre içinde ortalama kazıp yüklediği yıllık örtü katmanı<br />
2340±224 x 10 3 m 3 tür. Elevli ve Elevli (2011), elektrikli maden yerkazarlarında TYE<br />
değeri olarak %77 eşiğini önermektedir. Ancak, bu bildirinin yazarınca yaşlı yerkazı<br />
araçlarında bu değerin %50 eşiği ve üstü olarak alınabileği düşünülmektedir. Toplam<br />
araç etkinliği yüzdelerinin yükseltilmesinde yerkazar ve kaya taşıtı kullanıcılarının<br />
etkisi çoktur. Bu nedenle gerek var olan operatörlerin, gerekse yeni yetiştirilecek<br />
olanların eğitiminde simulatör (benzetim aygıtları) kullanılmasının çok yararlı olacağı<br />
düşünülmektedir.<br />
Temmuz 2011 ayı ölçümlerine göre, beş adet YK(15m 3 ) yerkazarın ortalama kepçe<br />
yükleri 28.99±0.38 ton, yükledikleri kaya taşıtlarının ortalama yükü ise 115.96±1.53<br />
ton olmuştur. Kepçe içindeki yük miktarının kesin olarak bilinmesi, hedef yükten<br />
sapma aralığının daraltılarak üretimin arttırılmasına yardımcı olur. Varılası (hedef)<br />
456
yükten fazla ya da eksik yüklemekten sakınmalıdır. Aşırı ağır yükleme aracın ömrü<br />
yönünden, eksik yükleme ise ekonomik bakımdan sakıncalıdır. Varılası yükten<br />
sapmanın, ± % 5 ten fazla olması önerilmez. Bunu sağlamanın en iyi yolu, hem<br />
yükleme hem de taşıma biriminin yük izleyici aygıtlar ile donatılmasıdır. Bu yük<br />
ölçüm aygıtları kayıtları sayesinde, ocak içinde kayaç yoğunluk değişmeleri, kabarma<br />
çarpanı değişmeleri, kabarmış kayaç ağırlık değerleri ve kepçenin genel başarganlığı<br />
izlenebilir.<br />
Tunçbilekte çalışan beş adet YK(15 m 3 ) makinenin, 2007-2011 yılları arasındaki beş<br />
yılda, ulaştıkları örtükazı miktarı ortalaması 2.119.000±216.000 m 3 /yıl olmuştur.<br />
Saatlik örtü kazma yeteneği ise ortalama 796±30 m 3 olarak gerçekleşmiştir.<br />
Üretkenlik dizelemesinde, saatlik iş kapasitesi bakımından, en başarılı yerkazarlar<br />
sırasıyla YK37, YK34, YK38, YK36 ve YK35 olmuştur. Bu süre içinde, bu beş<br />
yerkazarın gerçek çalışma süreleri ortalaması ise 2707±290 saat olmuştur. Gerçek<br />
çalışma saatleri iki katına çıkarılabilseydi, belki de bildiride örnek olarak verilen<br />
büyük kapasiteli yerkazarların üretkenlik oranlarına ulaşılabilmesi sözkonusu<br />
olabilirdi.<br />
Beş adet YK(15m 3 ) yerkazarın, beş yıllık ortalama iş miktarı rakamlarına göre,<br />
kepçelerinin birim hacmi başına yılda kazıp yükledikleri kaya miktarı yerinde hacim<br />
cinsinden 141.267 m 3 tür. Bu rakam Peterson and Williams (2005) tarafınca verilen<br />
YK(45m 3 )'ün kazı miktarının %40'ı, ve YK(56m 3 ) kapasiteli yerkazarların kazı<br />
miktarlarının %44'üne denk gelmektedir. Gerçek çalışma süreleri 5000-5500 saatlere<br />
erişebilse, 154 tonluk kaya taşıtı filosu sayısı diğer üç yerkazara da yetecek sayıya<br />
çıkarılabilse, yaşlılıkları nedeniyle bu taşıtlara dört kepçe kaya yüklemek durumunda<br />
kalınmasa, belki de YK(15m 3 ) yerkazı araçları da Dünya'daki üretkenlik rakamlarına<br />
erişebileceklerdi.<br />
KAYNAKLAR<br />
Barkhuizen, W.F. 2002. Life Cycle Management for Mining Machinery, University <strong>of</strong><br />
Johannesburg, South Africa, 2008 Available online at:<br />
http://ujdigispace.uj.ac.za:8080/dspace/.../MastersDegreethesisrev02.pdf<br />
Elevli, S. and Elevli, B. 2010. Performance measurement <strong>of</strong> mining equipments by utilizing OEE<br />
Acta Montanistica Slovaca, Rocnic 15 2010., cislo 2, pp.95-101. Available on internet at<br />
“actamont.tuke.sk/pdf/2010/n2/1 elevli.pdf<br />
Knights, P.F. and Paton, S. 2010.Payload variance effects on truck bunching, 7 th Large Open Pit<br />
Mining Conference, Perth, WA, 27-28 July 2010, editor Australian IMM, pp.111-114.<br />
Özdoğan, M. (2009) Yerkazar kepçeleri ve başarımını etkileyen değiştirgenler, 21 st International<br />
Mining Congress and Exhibition <strong>of</strong> Turkey-IMCET 2009, Antalya, Turkey, pp. 229-241.<br />
Paterson, L.B., and Özdoğan, M. 2001. erformance <strong>of</strong> the bigger, faster and smarter new<br />
generation electric mining shovels, <strong>Türkiye</strong> 17. Uluslararası Madencilik <strong>Kongresi</strong> ve Sergisi,<br />
Ankara, s.237-242.<br />
Paterson, L.B., and Williams, A.J. 2005. Larger Shovels-The Reality, <strong>Türkiye</strong> 19. Uluslar arası<br />
Madencilik <strong>Kongresi</strong> ve Sergisi, İzmir s.121-124.<br />
Taksuk, M. 2012. Kişisel görüşme, GLİ Tunçbilek, Kütahya<br />
457
458
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
ÇAYIRHAN LİNYİT İŞLETMESİ G SAHASINDA OCAK<br />
YANGINLARI İLE MÜCADELE YÖNTEMLERİNİN<br />
İNCELENMESİ<br />
INVESTIGATION OF MINE FIRE COMBATTING METHODS IN<br />
G FIELD AT ÇAYIRHAN LIGNITE MINE<br />
Ergin Kahraman *<br />
Park Termik A.Ş., Ankara<br />
Cemalettin Sığırcı, Şebnem Tarhan, Fatih Bülent Taşkın<br />
Park Termik A.Ş., Ankara<br />
ÖZET Yeraltı kömür ocaklarında meydana gelen yangınlar, hem üretimi engellemekte hem de<br />
yangın ürünü gazlar ve ortaya çıkan ısı nedeniyle çalışanlar açısından risk taşımaktadır. Bu yüzden,<br />
yangınların her sürecinin dikkatle izlenmesi ve yangınlarla mücadelede uygun çalışma<br />
yöntemlerinin uygulanması gerekmektedir.<br />
Çalışma kapsamında, Çayırhan Linyit İşletmesine ait ocaklarda yangınlarla mücadele çalışmalarına<br />
değinilmiş, G sahasında ayak üretim gerisinde meydana gelen yangınlarla mücadele çalışmalarının<br />
detaylı incelemesi yapılarak elde edilen veriler ışığında değerlendirmeler yapılmıştır.<br />
ABSTRACT Coal mine fire is one <strong>of</strong> the major hazards affecting the production safety at<br />
underground due to gaseous fire products and heat. Hence, for dealing with coal mine fires correct<br />
working methods should be applied and observed all stages <strong>of</strong> fires cautiously.<br />
In this study, coal mine fire combatting methods utilized are mentioned in the Çayırhan Lignite<br />
Mine. Mine fire incidents taken place at the goaf <strong>of</strong> Panel G have been investigated in detail and<br />
obtained data have been evaluated.<br />
* erginkahraman@yahoo.com<br />
459
1 GİRİŞ<br />
Yeraltı madencilik çalışmalarında ocak yangınları sonucunda insan kaybı yanında<br />
üretim ve rezerv kaybı gibi tehlikeli sonuçlar meydana gelebilmektedir.<br />
Ocak yangınları meydana geliş cinsine, yangınının dış görüntüsüne ve meydana geliş<br />
yerine göre açık yangınlar ve gizli yangınlar olmak üzere iki şekilde<br />
değerlendirilebilir (Kalaycıoğlu, 1991). Ayrıca, ocak yangınları;<br />
i. 1.Sınıf: A Yangınları<br />
ii. 2.Sınıf: B Yangınları<br />
iii. 3.Sınıf: C Yangınları<br />
olarak da sınıflandırılmaktadır.<br />
Gizli yangınlar, ocak havasında kömürün oksidasyonu ile meydana gelmektedir.<br />
<strong>Kömür</strong> ocaklarında en fazla görülen yangınlar kendiliğinden yanma ile gerçekleşen<br />
yangınlardır. <strong>Kömür</strong>ün kendiliğinden yanmasına etki eden faktörler kömürün<br />
özellikleri, jeolojik özellikler ve madencilik faaliyetleridir (Singh vd., 1984).<br />
Yeraltında meydana gelen açık yangınlar, yüksek sıcaklık sonucunda meydana<br />
gelmektedir. Isı kaynağı ortamın dışındaki başka bir kaynaktır. Örneğin sürtünme<br />
ısısı, açık alev vb. Gizli yangınlara nispeten, bu yangınların oluşumu daha azdır. Bu<br />
yangınlar ocaklarda kullanılan ekipman ve malzemeden kaynaklanmaktadır.<br />
Ocak yangınlarının önlenmesi, yangın tespitinin iyi yapılması ile mümkündür. Açık<br />
ve ulaşılabilir yangınların tespiti kolaylıkla yapılabilmektedir. Buna karşın<br />
oksidasyonla meydana gelen gizli ve ulaşılamaz kısımlardaki yangınların tespiti<br />
uzmanlık isteyen bir konudur. Kendiliğinden yanma olayının her aşamasının<br />
izlenebilmesi iyi bir uzaktan izleme sistemi sayesinde mümkün olabilmektedir. Bu tür<br />
yangınları tespit etmek için oksidasyon ürünü gazların (CO2, CO ve H2O) takibi ve<br />
galeri yüzeylerinden ısı takibi yöntemleri kullanılmaktadır.<br />
<strong>Kömür</strong>ün kendiliğinden yanmasından kaynaklanan yangınların dışındaki açık alevli<br />
ve ulaşılabilir yangınların söndürülmesinde çoğunlukla su ve birtakım kimyasallar<br />
kullanılmaktadır (Kılıç ve Kılıç, 2009). <strong>Kömür</strong>ün kendiliğinden yanması ile oluşan<br />
gizli ocak yangınları ile mücadelede uygulanan yöntemler, işletmeden işletmeye<br />
farklılık göstermektedir. Bu yangınlar çoğunlukla kömür içerisinde veya göçük gibi<br />
ulaşılamayan kısımlarda olduğu için doğrudan uygulamalar yapılamamakta, yangınlı<br />
bölgeye delikler delinip uygun yöntemler ile yangının söndürülmesi çalışmaları<br />
yapılmaktadır.<br />
Bu çalışmada, Çayırhan Linyit İşletmesinde geri dönümlü göçertmeli tam mekanize<br />
uzun ayak yöntemi ile üretim yapılan kömür ocaklarında meydana gelen gizli ve açık<br />
yangınlarla mücadele yöntemleri incelenmiştir. Bu kapsamda G sahası G-03<br />
460
panosunda yangınla mücadele çalışmalarında kullanılan yöntemler incelenerek,<br />
değerlendirmeler yapılmıştır.<br />
2 ÇAYIRHAN YERALTI LİNYİT İŞLETMESİNDE OCAK YANGINLARI<br />
İLE MÜCADELE YÖNTEMLERİ<br />
2.1 Çayırhan Yeraltı Linyit İşletmesi<br />
Çayırhan Linyit İşletmesi, Ankara ilinin 124 km batısında yer alan linyit havzasında<br />
faaliyet göstermektedir (Şekil 1). İşletmede ocaklarından göçertmeli geri dönümlü<br />
üretim yöntemi ile tam mekanize kazı sistemi uygulanarak yıllık ortalama 5.5-5.8<br />
milyon ton linyit kalitesinde tüvenan kömür üretimi yapılmaktadır (Kahraman ve<br />
Erarslan, 2011).<br />
Şekil 1. Yer bulduru haritası.<br />
Çayırhan havzasında, kömür marn katmanları arasında üç damar halinde oluşmuştur.<br />
Üstteki iki linyit damarı üst linyit düzeyini oluşturmaktadır. Bu iki damar arasında<br />
ortalama 85 cm kalınlığında arakesme bulunmaktadır. Sahada üretim üst linyit<br />
düzeyindeki iki damarda yapılmaktadır (Tatar, 1985). Üst linyit düzeyi için sahanın<br />
batısında arakesmenin kalınlığı 1.2-1.8 m iken sahanın doğu kesiminde 0.5-1m<br />
arasında değişmektedir. Arakesmenin kalınlığı ocak üretim planını ve dolayısıyla<br />
makine-ekipman seçimini etkilemiştir. Sahanın batısında bulunan B, E ve H ocağı iki<br />
damar ayrı ayrı çalışacak şekilde planlanırken sahanın doğusunda bulunan C,G ve D<br />
ocakları tek ayak çalışacak şekilde planlanmıştır.<br />
2.2 İşletme Ocaklarında Görülen Ocak Yangınları<br />
<strong>Kömür</strong> damarının özelliklerinden dolayı işletme ocaklarında kömürün kendiliğinden<br />
yanması oldukça fazla (hazırlık galerilerinde, ayak montaj kılavuzları vb. kısımlarda)<br />
görülmektedir. Yapılan çalışmalarda, ısınmaların açık alevli yangınlara<br />
dönüşmesinde kritik sıcaklık değerinin159°C olduğu tespit edilmiştir (Karpuz vd.,<br />
2000). Ocaklarda jeolojik süreksizliklerin ve fayların kızışmaları artırıcı yönde<br />
olumsuz etkilerinin olduğu görülmektedir.<br />
461
İşletme ocaklarında açık ve ulaşılabilir yangınlar meydana gelmemiştir. Ancak, ayak<br />
gerisinde özellikle tahkimat malzemelerinin yanmasından kaynaklanan yangınlarla<br />
birkaç kez karşılaşılmıştır.<br />
2.2 İşletmede Ocak Yangınları İle Mücadele Çalışmaları<br />
İşletmede meydana gelen açık ve gizli ocak yangınlarına karşı gerçekleştirilen<br />
mücadele yöntemleri genel olarak;<br />
i. Yanan kısmın kazılarak uzaklaştırılması,<br />
ii. Yangınlı bölgeye kül+su enjeksiyonu,<br />
iii. Yangınlı bölgeye kül+çimento+su (ramble) enjeksiyonu,<br />
iv. Su ile soğutma yapılması,<br />
v. Portatif söndürücülerin kullanılması,<br />
vi. Yüksek genişlemeli köpük kullanımı<br />
sıralanabilir (Kahraman vd., 2011).<br />
Yüzeye yakın kısımlarda meydana gelen gizli yangınlar, galeri yüzeylerinde yapılan<br />
ısı taramasıyla tespit edilmektedir. Daha sonra bu kısımlarda, uygun kazı çalışması ile<br />
yanan kısım kazılarak nakliyat ekipmanları ile uzaklaştırılmakta ve bu kazı yapılan<br />
kısma uygun tahkimat çalışması yapılmaktadır.<br />
Ulaşılması zor olan yangınlarda öncelikle yangınlı bölgeye ulaşabilmek için sondaj<br />
delikleri delinmektedir. Daha sonra yangının hava ile temasını keserek sönmesini<br />
sağlayabilmek amacıyla yangınlı bölgeye kül enjeksiyonu veya kül+çimento<br />
enjeksiyonu yapılmaktadır (Şekil 2).<br />
Şekil 2. Yangınlı bölgeye kül/ramble uygulaması şematik gösterimi.<br />
Su ile soğutma, özellikle yanan bölgeye su enjekte edilmesi ile sıcaklığının<br />
düşürülmesini sağlamak amaçlarıyla kullanılmaktadır. Portatif söndürücüler, açık ve<br />
ulaşılabilir yangınlarda yangının söndürülmesi amaçlarıyla kullanılmaktadır.<br />
462
Yüksek genişlemeli köpük (izolasyon köpüğü) yangın bölgesinin hava yalıtımını<br />
sağlayarak yangınlı bölgeye hava kaçmasını önlemek amacıyla kullanılmaktadır.<br />
Aynı zamanda yangının kontrol altında tutulmasını da sağlamaktadır.<br />
3 G 03 PANOSUNDA YANGINLARLA MÜCADELE AMACI İLE YAPILAN<br />
ÇALIŞMALARIN İNCELENMESİ<br />
3.1 Panonun Genel Özellikleri<br />
G sahası panoları 3200m uzunluğunda ve ayak boyları 220m olarak planlanmıştır. G<br />
sahasında arakesmenin kalınlığının az olmasından dolayı taban kömürü, arakesme ve<br />
tavan kömürü tek ayak kazısı şeklinde yapılmaktadır. G sahasına ait genel uzun ayak<br />
üretim planı ve kesit görünüşü Şekil 3’de sunulmuştur.<br />
Şekil 3. G sahası ayak üretimi kesit ve plan görünüşü.<br />
G sektöründe ocak ana havalandırması emici tip cebri havalandırma şeklinde<br />
gerçekleştirilmektedir. Hazırlık galerisi, söküm ayak gibi yerlerin<br />
463
havalandırılmasında üfleyici tip tali havalandırma sistemi uygulanmaktadır.<br />
İncelenen sahanın genel havalandırma planı Şekil 4’ de sunulmuştur.<br />
3.2 Pano Üretiminde Karşılaşılan Ocak Yangınları<br />
Pano üretim çalışmaları sırasında ayak içerisinde meydanda gelen tavan kontrol<br />
sorunlarını gidermek amacıyla yapılan özel tahkimat çalışmaları (tahkimat köpüğü)<br />
nedeniyle yangınlar yaşanmıştır.<br />
Ayak içerisinde kesici-yükleyici makine ile kazı çalışmalarında makinenin gerisinden<br />
konveyör ve buna bağlı olarak da yürüyen tahkimat üniteleri arına ötelenmektedir.<br />
Kesici-yükleyici makinenin kazı noktasını geçmesi ile konveyörün ötelenmesi<br />
arasında geçen süre içerisinde yaklaşık olarak 15-20 tahkimat ünitesi genişliğinde<br />
tahkimatsız alan oluşmaktadır. Bu kısımlarda tavan koşulları da iyi değilse (süreksizli<br />
sıklığı, ikincil arazi gerilmeleri, su geliri, vb.) ayak içi akmaları göçükleri meydana<br />
gelmektedir (İbuk vd., 1996).<br />
Şekil 4. G sahası ocak havalandırma planı.<br />
İşletmede meydana gelen ayak içi göçüklerde tahkimat olarak, demir çubuk<br />
tahkimatı, pr<strong>of</strong>il-hidrolik direk tahkimatı, kimyasal enjeksiyon uygulaması ve boşalan<br />
yürüyen tahkimat ünitelerinin üzerine dolgu ve tahkimat görevini yerine getirmesi<br />
amacıyla; ramble alımı, tahkimat köpüğü kullanımı, domuzdamı örülmesi gibi uygun<br />
tahkimat çalışmaları gerçekleştirilmektedir (Şekil 5).<br />
464
Şekil 5. Ayak içi göçükleri ve tahkimat uygulaması (Kahraman, vd., 2011).<br />
G-03 panosunda 25.05.2011 ile 26.11.2011 tarihleri arasını kapsayan 6 aylık süreçte<br />
6 kez ayak içi göçüğü meydana gelmiştir. Bahsedilen tahkimat yöntemleri<br />
kullanılarak bu ayak içi göçükleri geçilmiştir. Ayak içinde oluşan gözüklerin<br />
aşılmasında kullanılan tahkimat elemanlarında özellikle göçüklerde kullanılan<br />
tahkimat köpüğünün uygulanması sırasında oluşan ekzotermik reaksiyonla oluşan<br />
ısının atılamaması ve diğer nedenlerin etkisinden dolayı ayak gerisinde (göçükte) 2<br />
kez açık alevli yangın meydana gelmiştir.<br />
Meydana gelen yangınların söndürülmesinde 5 aşamalı bir çalışma yürütülmüştür.<br />
Şekil 6’da sunulan akış şeması ile ilgili açıklamalar aşağıda verilmiştir.<br />
Şekil 6. Ayak gerisinde meydana gelen yangınla mücadele iş akış şeması.<br />
1.Aşamada, yangın dumanı gazlarından olan CO gazının gelirinden yangının varlığı<br />
tespit edilmiştir. Yangının tespitinde işletmede belli noktalara yerleştirilerek kontrol<br />
merkezinden (uzaktan izleme merkezi) izlenebilen sabit gaz sensörleri (Şekil 7) ve<br />
lokal ölçümlerin yapılmasına olanak sağlayan taşınabilir gaz ölçüm cihazlarından<br />
(Çizelge 1) faydalanılmıştır.<br />
465
Şekil 7. Sabit gaz sensörleri ve kontrol merkezi.<br />
Çizelge 1. İşletmede gaz ölçümlerinde kullanılan taşınılabilir cihazlar.<br />
Cihazın Adı Tip<br />
CO Ölçüm Cihazı El tipi<br />
CO2 Ölçüm Cihazı El tipi<br />
CH4 Ölçüm Cihazı(Pac Ex 2) El tipi (O2-CH4)<br />
O2 Ölçüm Cihazı El tipi<br />
X-am 2000 (3’lü) CO-O2-CH4<br />
X-am 7000 (5’li) CO-O2-CH4-O2-H2S<br />
Ocak yangınları öncesi, sırası ve sonrası elde edilen ayak ilerleme değerleri ve üst<br />
taban yolundan ölçülen gaz değerleri Şekil 8-10’da sunulmuştur.<br />
Şekil 8. Ayak içi göçükleri ve gaz geliri arasındaki ilişki (Sığırcı, 2011).<br />
466
Ayak ilerlemesi(m)<br />
50<br />
40<br />
30<br />
20<br />
10<br />
0<br />
24.08.11<br />
28.08.11<br />
01.09.11<br />
05.09.11<br />
Ayak İlerlemesi CO Değerleri<br />
09.09.11<br />
13.09.11<br />
Şekil 9. 1.Yangında elde edilen CO değerleri ile ayak ilerlemeleri arasındaki ilişki.<br />
Ayak İlerlemesi (m)<br />
20<br />
18<br />
16<br />
14<br />
12<br />
10<br />
8<br />
6<br />
4<br />
2<br />
0<br />
23.10.11<br />
25.10.11<br />
27.10.11<br />
29.10.11<br />
31.10.11<br />
467<br />
17.09.11<br />
21.09.11<br />
Ayak ilerlemesi CO Değerleri<br />
02.11.11<br />
04.11.11<br />
06.11.11<br />
Günler<br />
Şekil 10. Ayak gerisinde oluşan ikinci yangına ait veriler (Sığırcı, 2011).<br />
2.Aşamada, yangın büyüklüğünü belirlemek maksadıyla delici ekipman ile ayak<br />
arkasına belli aralıklarla delikler delinerek, delgi esnasında gelen suyun sıcaklığı ve<br />
gaz geliri incelenerek yangın alanının büyüklüğü (yürüyen tahkimatlardan kaç<br />
tanesinin gerisinde yangının olduğu) tespit edilmeye çalışılmıştır. Gerektiği<br />
durumlarda çalışmaları ocak içerisinde özel donanımlı tahlisiye ekipleri<br />
sürdürmüştür.<br />
08.11.11<br />
10.11.11<br />
12.11.11<br />
25.09.11<br />
14.11.11<br />
29.09.11<br />
16.11.11<br />
<strong>18.</strong>11.11<br />
03.10.11<br />
20.11.11<br />
250<br />
200<br />
150<br />
100<br />
50<br />
0<br />
80<br />
60<br />
40<br />
20<br />
0<br />
Gaz Değerleri (ppm)<br />
200<br />
180<br />
160<br />
140<br />
120<br />
100<br />
CO değerleri (ppm)
3.Aşamada ise yangınlı bölgeyi kontrol altına almak ve bu alana hava girmesini<br />
önlemek amaçlarıyla, bu kısımda bulunan yürüyen tahkimat üniteleri arasına yüksek<br />
genişlemeli köpük (izolasyon köpüğü) uygulaması yapılmıştır. Bu aşamada aynı<br />
zamanda, ayak gerisinde delikler delinerek kül+su enjeksiyonu yapılmıştır.<br />
4.Aşamada, yangınlı bölge kontrol altına alındığı için tamamen yangının<br />
söndürülmesine yönelik olarak, ayak gerisine delikler delinerek su ile soğutma, kül<br />
uygulaması ve ramble uygulamaları yapılmıştır.<br />
5.Aşamada, her aşamada yapılan gaz ölçümlerine devam edilmiştir. Yangın dumanı<br />
geliri ve duman ürünü gazların gelirinin olup olmadığının kontrollerine devam<br />
edilmiştir. Ayak üretimi sırasında da kontrollere devam edilmiştir.<br />
5 SONUÇ VE DEĞERLENDİRME<br />
G-03 panosunda ayak gerisinde meydana gelen yangınlar, tahkimat köpüğünün<br />
reaksiyon ısısını atamamasından kaynaklanmıştır (Şekil 8). Buna ilave olarak,<br />
ayağın göçükten geçilmesi esnasında kullanılan pr<strong>of</strong>il malzeme ayak gerisinde<br />
kaldığında yangın oluşumunu sağlayacak hava akımının dolaşabileceği bir<br />
koridor oluşturmuştur.<br />
Yangının tespitinde, kontrol altına alınması ve yangın sonrası kontrollerde<br />
uzaktan izleme sisteminin ve yüksek gaz değerlerinde çalışabilen tahlisiye<br />
ekibi bulundurmanın önemi ortaya çıkmıştır.<br />
Meydana gelen 1.yangında ayak ilerlemesi hiç yapılamamış ve üretim<br />
tamamen durdurularak yangınla ilgili çalışmalar yapılmıştır (Şekil 9). Meydana<br />
gelen 1.yangın 2. yangına nispeten daha uzun sürmüştür.<br />
1.Yangın sonrası gaz değerleri, üretim çalışmalarının başlamasıyla beraber 2.<br />
yangına göre daha hızlı bir şekilde azalmıştır (Şekil 9 ve Şekil 10). Buradan,<br />
ayak gerisinde oluşan bir yangında yangın tamamen söndürülmeden üretim<br />
çalışmalarına başlamanın çok verimli olmayacağı kanısına varılabilir.<br />
G-03 panosunda meydana gelen 2. yangından sonra ayak gerisinde yine ayak<br />
içi göçükler meydana gelmiştir. Fakat, tahkimat köpüğü kullanımının devam<br />
edilmesine karşın, daha etkin bir kontrol yapılması, malzemenin daha bilinçli<br />
kullanımı (uzmanlaşma) sayesinde ocak yangını meydana gelmemiştir. Bu tür<br />
çalışmalarda derhal ısı taraması yapılarak gerekli soğutma çalışmaları ile<br />
anında müdahalede edilmiştir.<br />
Ocak yangınları sürecinde ayakta üretim yapılamadığı için, beklemeden<br />
kaynaklı tavan kontrol sorunlarının arttığı görülmüştür. Yangın oluşmadan<br />
468
yapılacak kontrollerin önemi ve böyle bir olayda olaylara müdahale hızının<br />
önemi daha sonraki üretim çalışmalarına etki ettiği gözlemlenmiştir.<br />
KAYNAKLAR<br />
İbuk, A., Özarslan, A., Atlas, M., 1996. Orta Anadolu Linyitlerinde Ayaklarda Tavan Kontrol<br />
Sorunları ve Uygulanan Yöntemler, <strong>Türkiye</strong> 10.<strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong>, Zonguldak.<br />
Kahraman, E. ve Erarslan, O., 2011. Çayırhan Yeraltı Linyit İşletmesi G Sahasında Hazırlık<br />
Çalışmalarının Değerlendirilmesi, 3. Maden Makinaları Sempozyumu, İzmir.<br />
Kahraman, E., Erdem, H.H., Sığırcı, C., 2011 Çayırhan Linyit İşletmesi Yeraltı Çalışanları İçin İş<br />
Sağlığı ve Güvenliği Eğitim <strong>Kitabı</strong>, Teknik Not, Ankara.<br />
Kahraman, E., Erdem, H.H. ve Sığırcı, C., 2011 Çayırhan Linyit İşletmesi Kazı Tahkimat Söküm<br />
İşleri Eğitim <strong>Kitabı</strong>, Teknik Not, Ankara.<br />
Kalaycıoğlu, G., 1991 Yeraltı İşçileri İçin İşçi Sağlığı ve İş Güvenliği Eğitimi, Teknik Not, TKİ,<br />
Ankara.<br />
Karpuz, C., Güyagüler, T., Bağcı, S., Bozdağ, T. ve Keskin, S., 2000. Linyitlerin Kendiliğinden<br />
Yanmaya Yatkınlık Derecelerinin Tespiti: Bölüm:2: TKİ Yeraltı Ocakları Sonuçları, Madencilik<br />
Dergisi, Cilt:39, Sayı:3-4, Sayfa:14-26.<br />
Kılıç, Ö. ve Kılıç, A.M., 2009. Yeraltı <strong>Kömür</strong> Ocaklarında Oluşan Tehlikelerin İş Sağlığı ve<br />
Güvenliği Açısından İncelenmesi, İş Sağlığı ve Güvenliği Dergisi, Sayı: 41.<br />
Sığırcı, C., 2011. Park Termik Yeraltı <strong>Kömür</strong> İşletmesi Kasım Ayı, İSG İç Denetleme Raporu<br />
(Yayımlanmamış Teknik Not), Ankara.<br />
Singh, R.N., Demirbilek, S. ve Turney, M., 1984. <strong>Kömür</strong>ün Kendiliğinden Yanma Risk İndeksinin<br />
Maden Dizaynı Depolama ve Deniz Nakliyatı Uygulaması, 4. <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong>, Zonguldak.<br />
Tatar, Ç., 1985. Orta Anadolu Linyitleri <strong>Kömür</strong> İşletmesinde Mekanize Pano Söküm Uygulamaları,<br />
Yerbilimleri, Sayı:26, Sayfa:221.<br />
469
470
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
TAŞKÖMÜRÜ HAVZASI KÖMÜRLERİNİN TUTUŞMA<br />
SICAKLIKLARI İLE İLGİLİ ÖZGÜN KRİTERLERİN<br />
BELİRLENMESİ<br />
DETERMINATION OF SPECIFIC CRITERIA ABOUT<br />
SPONTANEOUS COMBUSTION OF THE COAL SEAMS IN THE<br />
ZONGULDAK HARDCOAL BASIN<br />
Bekir Salih<br />
Hacettepe Üniversitesi, Kimya bölümü, Ankara<br />
Mesut Öztürk , Feyza Sarıçam<br />
TTK İş Güvenliği ve Eğitim Daire Başkanlığı, Zonguldak<br />
ÖZET Zonguldak <strong>Kömür</strong> Havzası’nda kömür damarlarının kendiliğinden yanmaya yatkınlıkları<br />
yaşanan tecrübelere göre 3 sınıfa ayrılmıştır. 1. Derecede yangına müsait damarlar; kendiliğinden<br />
yanmanın en fazla meydana geldiği ve yangın riskinin en çok olduğu bilinen damarlardır. 2. Derece<br />
yangına müsait damarlar; yangın tehlikesi muhtemel olan damarlardır. 3. Derece damarlar; hiç<br />
yangın çıkmamış ve hiçbir özel tedbire gerek olmayan damarlar olarak sınıflandırılmıştır. Ocak<br />
yangınlarına karşı daha etkin mücadele yapabilmek için kömür damarlarının tutuşma sıcaklıklarının<br />
tespit edilmesi gerekmektedir. Bu amaçla, temelde belli sıcaklıklarda hem kömürün oluşumu<br />
sırasında açığa çıkan ve yüksek basınç altında kömür yüzeyinde adsorplanan yanıcı gazlar hem de<br />
sıcaklığın yükselmesi ile oluşan yanıcı gazların tespiti çok önemlidir. Bu gazlar ortam havasında da<br />
belli değerlerde bulunup yangının hassaslığı hakkında detaylı bilgiler vermektedir. Yanma<br />
sıcaklığına, farklı kömürler için farklı sıcaklıklarda ulaşılır. Bu nedenle hassas kömür damarlarını<br />
belirlemek amacı ile TGA-MS sistemi ile elde edilen sonuçlar önem arz etmektedir. Bu çalışmanın<br />
amacı, TGA-MS sistemi ile taşkömürlerinin tutuşma sıcaklıkları ve ilgili özgün kriterlerin<br />
belirlenmesidir. Birçok damardan alınan kömürler ile çalışmalar yapılmıştır. Ayrıca kömürün<br />
tanecik büyüklüğü, nemi ve sıcaklığının tutuşma sıcaklığı üzerindeki etkileri araştırılmıştır.<br />
ABSTRACT Coal seams in Zonguldak Hard-coal Basin contain gas and liable to spontaneous<br />
combustion. In the light <strong>of</strong> experience, they are divided into 3 categories. First category is the first<br />
degree coal seams that are known spontaneous combustion has occurred frequently. Second<br />
category is the second degree coal seams that has probable fire hazard. Third category is the third<br />
degree coal seams that no fire is occurred in and no need to take any special measures. For a more<br />
effective fighting against fires in the mines, spontaneous combustion temperatures <strong>of</strong> coal seams<br />
must be determined. For this purpose, at a known temperature, determination <strong>of</strong> the gases are very<br />
important not only the combustible gases evolving under high pressure and adsorbed onto the<br />
surface during the occurrence <strong>of</strong> the coal but also occurrence <strong>of</strong> the gases because <strong>of</strong> the<br />
temperature increasing during the combustion <strong>of</strong> the coal. These gases exist at a known value in the<br />
indoor atmosphere in different rations and they give more details about the combustion <strong>of</strong> coal in<br />
the seams. Fire temperature could be reached at different temperatures for different coals. For his<br />
reason, the results obtained from Thermogravimetric Analyzer-Mass Spectrometry (TGA-MS)<br />
system have an importance to be determined the sensibility <strong>of</strong> the coal seams. The aim <strong>of</strong> this study<br />
is the determination <strong>of</strong> spontaneous combustion temperatures and specific criteria <strong>of</strong> hard-coals<br />
with TGA-MS system. A great deal <strong>of</strong> coal samples obtained from different seams was examined.<br />
However, particulate size, moisture and the temperature effect on the combustion temperature <strong>of</strong> the<br />
coal were investigated.<br />
mesut.ozturk@taskomuru.gov.tr<br />
471
1 GİRİŞ<br />
<strong>Kömür</strong>, katmanlı tortul çökellerin arasında bulunan katı, koyu renkli ve karbon<br />
bakımında zengin kayaç şeklindeki yakacak türüne verilen addır. <strong>Kömür</strong> çok<br />
miktarda organik kökenli maddenin kısmi ayrışması ve kimyasal dönüşüme uğraması<br />
sonucunda oluşan birçok madde içerir. <strong>Kömür</strong> yanabilen sedimanter organik bir<br />
kayaçtır. <strong>Kömür</strong> başlıca karbon, hidrojen ve oksijen gibi temel elementlerin yanında,<br />
ağır metaller, kükürt, klorlu bileşikler ile birlikte kireç türü yapıları da yapısında<br />
bulunduran, diğer kaya tabakalarının arasında damar halinde uzunca bir süre<br />
(milyonlarca yıl) ısı, basınç ve mikrobiyolojik etkilerin sonucunda meydana<br />
gelmektedir. <strong>Kömür</strong>, karbon yönünden zengin (% 65-95 arasında) doğal bir cisimdir.<br />
Bileşiminde ayrıca kükürt, demir oksit, alüminyum, kireç, silisyum, oksijen, hidrojen<br />
vb. bulunur. Fiziki özellikleri: Siyah renkte, az çok parıltılı olup, genel olarak düzgün<br />
yüzeylidir. Kolayca kırılıp ufalanmaz (World Energy Council, 2010).<br />
<strong>Kömür</strong>ler, gerek meydana geliş zamanları, gerekse bileşimlerindeki karbon miktarı<br />
yönünden birbirinden ayrılırlar. Meydana gelişleri eski olan kömürlerin ısıtma değeri<br />
de o oranda yüksektir. Taşkömürü 200-250 milyon yıllık bir geçmişe sahip olduğu<br />
tahmin edilmektedir. Karbon yüzdesi 80-90’ı bulur (Sherwood ve Phillips, 2009).<br />
Metan kokusuz, renksiz ve tadı olmayan ve ayrıca toksik olmayan bir gazdır.<br />
Havanın yoğunluğunun yarısına sahip bir yoğunluğu bulunmaktadır. Hava ile % 5-15<br />
arası bir karışımda (hacimce) patlar. Yeraltında maden işlemleri sırasında çalışma<br />
alanına salınan metan gazı temel problemlerden birini oluşturur. Metan gazının<br />
maden alanında birikimi patlamalara neden olabilir. Bu nedenle de bütün dünyada<br />
zaman zaman bu tür patlamalar sonucunda büyük kazalar yaşanmıştır. Bundan dolayı<br />
metan gazının miktarı maden alanında sık sık izlenip kontrol edilmelidir (World<br />
Steam Coal Flows).<br />
2 KÖMÜRÜN KENDİLİĞİNDEN YANMASINI ETKİLEYEN FAKTÖRLER<br />
Kendiliğinden yanmanın mekanizmasının anlaşılmasını zorlaştıran ana nedenler, iç<br />
ve dış faktörlerin çok değişik ve fazla olmasından kaynaklanmaktadır. Kendiliğinden<br />
yanma üzerinde etkili olan anlamlı temel faktörler aşağıdaki gibi verilebilmektedir:<br />
Prit içeriği kendiliğinden yanmayı hızlandırır.<br />
Nemin değişimi.<br />
Parçacık büyüklüğünün düşmesi yüzey alanını artıracağından dolayı<br />
kendiliğinden yanma hızlanır.<br />
Düşük dereceli kömürlerin yüksek dereceli kömürlere göre daha kolay<br />
kendiliğinden yanabilir oldukları belirlenmiştir. Bu ters bir gözlem olarak<br />
algılansa da nedeni henüz tespit edilememiştir.<br />
Kül içeriği kendiliğinden yanma olasılığını düşürmektedir.<br />
Yeraltındaki sıcaklık bir direkt faktör olarak etkilidir.<br />
472
Yeraltı zonlarındaki bozukluklar önemlidir. Eğer çatlaklardan oksijen girişi<br />
artarsa kendiliğinden yanma olasılığı artmaktadır.<br />
Hava sirkülasyon hızı da etkin bir faktör olarak ortaya çıkmaktadır. Oluşan<br />
ısının sirkülasyonla uzaklaştırılması kendiliğinden yanma üzerinde etkili<br />
olabilmektedir (Anon).<br />
3 YAPILAN ÇALIŞMALAR VE DEĞERLENDİRME<br />
3.1 TGA-MS Sistemindeki TGA ile <strong>Kömür</strong>ün Tutuşma Sıcaklıklarının<br />
Belirlenmesi<br />
Termogravimetrik (TGA) analizler ile yapılan işlemler arasında kömürün tutuşma<br />
sıcaklıklarının belirlenmesi de yer almaktadır. TGA da yapılan işlemde kömür örneği<br />
belirli bir boyuta (bu çalışmalar için çok önemli bir durum teşkil eder) öğütülür.<br />
Sistemde platin potaya konularak tartılan kömür numunesinin ağırlığındaki değişim<br />
(değişen sıcaklığa karşı) deney sonucu grafiklerde incelenerek, ağırlık kaybı ile<br />
belirlenir. Bu ağırlık kaybı değişik sıcaklıklarda ölçülerek sıcaklıkla bazı proseslerin<br />
nasıl oluştuğu gözlemlenebilir (5). Örneğin 100 o C öncesi kömür üzerinde<br />
adsorplanan gazların ayrılması ile ağırlık kaybından ne kadar gazın adsorplandığı<br />
yüzde olarak belirlenebilir. Bununla birlikte 100 o C civarındaki ağırlık kaybı<br />
kömürdeki nem oranlarını tespit etmede yardımcı olmaktadır. Çünkü 100 o C<br />
civarındaki kayıplar kömürdeki nemden kaynaklanmaktadır. Daha sonraki<br />
sıcaklıklarda hava atmosferinde TGA deneyi gerçekleştiriliyorsa kömürün<br />
oksitlenmesi söz konusu olur ve ağırlık bir kısım artabilir. Buradan oksidasyonun bir<br />
başka deyişle yanmanın başladığı tespit edilebilir. Daha yukarıdaki sıcaklıklarda<br />
oksijen ile kömürdeki karbonun yanması ile yapıdan CO ve CO2 nin ayrılması ile<br />
yanmanın tamamen başladığı belirlenebildiği gibi diğer uçucu hidrokarbonların artan<br />
sıcaklıkla yapıdan ayrılması ile kömürün miktarı başlangıç ağırlığına göre<br />
azalacağından gazların oluştuğu ve bunların yanabilecek duruma ulaştığı<br />
belirlenebilir. Bu son değerlendirme daha çok oksijensiz yani havanın değil azot<br />
gazının kullanıldığı TGA çalışmalarından belirlenebilir. Bunların yanında daha üst<br />
sıcaklıklardaki değişimlerden yanmanın maksimum olduğu sıcaklık, kömürün kül<br />
oranının belirlenmesi ve diğer başka bazı işlemlerin yorumlanması için ağırlık<br />
kayıpları yüksek sıcaklıklarda izlenerek belirlenir. Ancak Bu tür çalışmalardan en<br />
uygun sonucun alınmasını etkileyen çok fazla parametre bulunmaktadır. Bunlar<br />
arasında sıcaklık tarama hızı, kullanılan kömürün nemi, tanecik büyüklüğü,<br />
kullanılan havadaki safsızlıklar ve nem, sistemin deneyler arasındaki temizlenme<br />
durumu, kullanılan cihazın ağırlık ölçümündeki hassaslıklar sayılabilir. Bazen TGA<br />
eğrilerinden gerekli bilgilerin elde edilmesi grafiksel olarak zor görülebilir. Bu<br />
nedenle değişimin olduğu bölgelerin daha net ve keskin görünebilmesi için bu elde<br />
edilen TGA eğrilerinin türevleri alınarak bu noktaların daha açık ve net görünmeleri<br />
sağlanabilir. Bu tür elde edilen türevsel TGA eğrilerine DTG (Türevsel Termal<br />
Gravimetri) eğrileri adı verilir. Her şeye rağmen yukarıda bahsedilen tüm gözlemlerin<br />
daha net ve açık izlenebilmesi için TGA cihazının çıktısına bir interface (ara bağlantı)<br />
ile Kütle Spektrometresi (MS) bağlandığında hem ağırlık kayıpları TGA’dan<br />
izlenebildiği gibi hem de çıkan türlerin ne olduğu ve ne kadar miktarda oldukları,<br />
473
irbirlerine nasıl bağlı oldukları ve hangi uçucu türün hangi uçucu türden geldiği<br />
daha hassas belirlenebildiği gibi yanma sıcaklıkları için farklı uçucu türlere göre<br />
farklı parametreler geliştirilip yangının başlama değerlerine yaklaşıp yaklaşılmadığı<br />
belirlenir.<br />
TGA cihazından alınan çıktı termogram olarak adlandırılır. Termogramdaki<br />
eğrilerden biri TGA eğrisi (yüzde ağırlık kaybı eğrisi-A) diğeri ise DTG eğrisini<br />
(ağırlık kaybının türevsel gösterim-B) göstermektedir. DTA eğrisinde daha fazla<br />
ayrıntı bulunabilmektedir.<br />
DTG mg/min<br />
1.000<br />
0.800<br />
DTA uV<br />
0.600<br />
0.400<br />
0.200<br />
0.000<br />
100.0<br />
200.0<br />
300.0<br />
Temp Cel<br />
Şekil 1. Amasra taş kömürüne ait TGA ve DTA eğrileri. Sıcaklık tarama hızı 10<br />
o C/dak<br />
DTG ug/min<br />
800.0<br />
600.0<br />
400.0<br />
200.0<br />
0.0<br />
DTA uV<br />
100.0<br />
A<br />
A<br />
B<br />
B<br />
200.0<br />
300.0<br />
Temp Cel<br />
Şekil 2. Kilimli taşkömürüne ait TGA ve DTA eğrileri. Sıcaklık tarama hızı 10<br />
o C/dak.<br />
Şekil 1 ve Şekil 2 de verilen bu iki termogramdan görüldüğü üzere değişik<br />
kaynaklardan alınan kömür örneklerinde nem oranları ve B eğrisinde gözlenen<br />
300 o C’ın ön kısmındaki minimum tutuşmanın tam anlamı ile başladığı sıcaklığın<br />
kömür türüne göre değiştiği açıkça izlenmektedir.<br />
Yangının başladığı yerin kesin olarak ölçülebilmesi için TGA ve DTG verileri<br />
değerlendirildiğinde en detaylı bilgilerin DTG den elde edileceği açıktır. TGA<br />
474<br />
400.0<br />
400.0<br />
500.0<br />
500.0<br />
15.00<br />
10.00<br />
5.00<br />
20.00<br />
15.00<br />
10.00<br />
5.00<br />
TG mg<br />
TG mg
eğrilerinde önce nem’in ayrılması nedeni ile 100 o C’ın hemen üzerine kadar ağırlık<br />
kaybı görülmektedir. Ayrıca buna kömür üzerinde adsorplanmış gazların ayrılması da<br />
eşlik etmektedir. Daha sonra ise kömür üzerine giderek artan oranda oksijen<br />
adsorpsiyonu olduğu için ağırlıkta tekrar artış görülmektedir. Ne zamanki bu oksijen<br />
karbonlu türlerle reaksiyona girerek karbon-oksijen bileşikleri oluşturup yüzeyden<br />
ayrılır ve yine buna sıcaklıkla parçalanma sonucu oluşan hidrokarbonlar kömür<br />
yüzeyinde ayrılması eşlik ederse ağırlıkta düşme tekrar başlar. İşte bu nokta yanma<br />
sıcaklığının başlangıcını gösterir. Bu kritik noktadaki değişim TGA da çok az<br />
gözlenmekle birlikte türevsel olarak elde edilen DTG eğrisinden daha rahat bir<br />
şekilde gözlemlenebilmektedir. Bu nedenle TGA çalışmalarında yanma sıcaklığı<br />
DTG eğrilerinden hesaplanmaktadır. Her şeye rağmen yine de bu noktanın tam<br />
sıcaklık değerinin ölçülmesi (düşük sıcaklık hataları ile) ancak teğet eğriler çizilerek<br />
belirlenebilir (Şekil 3 ve Şekil 4). Detaylı DTG eğrisinin değerlendirilebilmesi için<br />
DTG eğrisinin detaylı bilgi içerdiği bölge genişletilerek Şekil 4 de verilmiş ve gerekli<br />
teğetler çizilerek bu teğetlerin kesim noktalarından yanma sıcaklığının başladığı yer<br />
tespit edilebilmektedir. Tüm bunlara rağmen kesin yanma sıcaklıklarında belirli<br />
hatalar yapılabilmektedir. Bunun önlenmesi için her iki teğet bölgesinden hareketle<br />
yürüyen ortalamalar ve lineer regrasyondan kayma testleri yapılarak iki teğetin<br />
olması gereken halleri istatistiksel olarak belirlenip sonuçlar elde edilebilir.<br />
DTG mg/min<br />
1.200<br />
1.000<br />
0.800<br />
DTA uV<br />
0.600<br />
0.400<br />
0.200<br />
0.000<br />
100.0<br />
200.0<br />
475<br />
300.0<br />
Temp Cel<br />
Şekil 3.Yangının başladığı yerin DTG eğrisinden bulunması.<br />
DTG ug/min<br />
100.0<br />
50.0<br />
DTA uV<br />
0.0<br />
-50.0<br />
-100.0<br />
100.0<br />
Oksitlenme<br />
sıcaklığı<br />
Yanma<br />
sıcaklığı<br />
kritik eğrisi<br />
200.0<br />
300.0<br />
Temp Cel<br />
400.0<br />
Tam<br />
yanmanın<br />
başladığı<br />
sıcaklığı<br />
Şekil 4.Yangının başladığı yerin DTA eğrisinden detaylandırılarak bulunması.<br />
400.0<br />
500.0<br />
500.0<br />
25.00<br />
20.00<br />
15.00<br />
10.00<br />
5.00<br />
TG mg<br />
25.00<br />
20.00<br />
15.00<br />
10.00<br />
5.00<br />
TG mg
3.1.1 Tarama sıcaklık aralığının TGA ve DTG eğrileri üzerindeki etkisinin<br />
belirlenmesi<br />
Sıcaklık tarama hızlarının yavaş yapılması DTG eğrilerinden yanma sıcaklıklarının<br />
başlama noktalarının daha kesin olarak gözlenebileceği düşüncesi ile 105-250 µm<br />
aralığındaki büyüklüklere sahip kömür parçacıkları kullanılarak 3, 5 ve 10 o C/dak.<br />
sıcaklık tarama hızları ile taramalar yapıldı. Sonuçlar Şekil 5, 6 ve 7 de verilmiştir.<br />
3 o C/dak. ile yapılan taramalarda sistemin hassasiyetinden kaynaklanan ve<br />
sıcaklıkları kısa sürede kararlı hale getirememesinden dolayı eğrilerde özellikle DTG<br />
de sapmalar gözlemlenmiştir (Şekil 5). Daha küçük sıcaklık tarama hızlarında deney<br />
tekrarlandığında bu saçılmaların daha fazla olduğu gözlemlenmiştir. Çok yüksek<br />
sıcaklık tarama hızlarında deneysel çalışmalar yapıldığında ise yanma sıcaklığı<br />
üzerindeki hassasiyet azaldığı veri azlığı olduğu ve yanma sıcaklığının daha hassas<br />
belirlenemediği gözlemlenmiştir (Şekil 7). Bu nedenle en optimum sıcaklık tarama<br />
hızının 5 o C/dak. olduğu belirlenmiştir.<br />
DTG ug/min<br />
600.0<br />
400.0<br />
200.0<br />
0.0<br />
DTA uV<br />
160.0<br />
140.0<br />
120.0<br />
100.0<br />
80.0<br />
60.0<br />
40.0<br />
20.0<br />
0.0<br />
100.0<br />
200.0<br />
300.0 400.0<br />
Temp Cel<br />
Şekil 5. Nemi alınmadan UTİM1 kömüründen elde edilen TGA, DTA ve DTG<br />
eğrileri Tarama sıcaklık hızı 3 o C/dak. (105-250 µm arası büyüklükte).<br />
DTG ug/min<br />
600.0<br />
400.0<br />
200.0<br />
0.0<br />
DTA uV<br />
140.0<br />
120.0<br />
100.0<br />
80.0<br />
60.0<br />
40.0<br />
20.0<br />
0.0<br />
100.0<br />
200.0<br />
300.0<br />
Temp Cel<br />
Şekil 6. Nemi alınmadan UTİM1 kömüründen elde edilen TGA, DTA ve DTG<br />
eğrileri. Tarama sıcaklık hızı 5 o C/dak. (105-250 µm arası büyüklükte).<br />
476<br />
500.0<br />
400.0<br />
600.0<br />
500.0<br />
700.0<br />
15.00<br />
10.00<br />
5.00<br />
20.00<br />
15.00<br />
10.00<br />
5.00<br />
TG mg<br />
TG mg
DTG mg/min<br />
1.000<br />
0.500<br />
0.000<br />
DTA uV<br />
220.0<br />
200.0<br />
180.0<br />
160.0<br />
140.0<br />
120.0<br />
100.0<br />
80.0<br />
60.0<br />
40.0<br />
20.0<br />
0.0<br />
100.0<br />
200.0<br />
300.0 400.0<br />
Temp Cel<br />
Şekil 7.Nemi alınmadan UTİM1 kömüründen (105-250 µm arası büyüklükte) elde<br />
edilen TGA, DTA ve DTG eğrileri. Tarama sıcaklık hızı 10 o C/dak.<br />
3.1.2 <strong>Kömür</strong> tanecik büyüklüğünün TGA ve DTG eğrileri üzerindeki etkisinin<br />
belirlenmesi<br />
Bu teğetler yardımı ile yanmanın başladığı noktanın bulunmasında deneysel olarak<br />
minimum hata yapılmasına etki eden faktörler bulunmaktadır. Bu faktörlerden en<br />
önemlilerinden birisi bu deneylerde kullanılan kömür parçacıklarının boyutudur.<br />
<strong>Kömür</strong> parçacıklarının boyutu bu ölçümleri etkileyen bir başka faktör olan nemin<br />
uzaklaştırılmasında da önemlidir. Eğer tanecik boyutu mümkün olduğu kadar<br />
küçültülürse nemin tam anlamı ile uzaklaştırılması da o denli verimli olmaktadır.<br />
Ancak çok küçük boyutta kömür tanecikleri kullanıldığında ise bu kez sıcaklığın<br />
artması ile TGA da kullanılan gaz atmosferinde bu taneciklerin uçuşması ile karasız<br />
bir ağırlık taraması yapılmakta, buda TGA ve diğer eğrilerde belirli oranlarda<br />
sapmalara ve onların oluşturduğu hataları meydana getirmektedir (Bakınız Şekil 8,<br />
200-400 o C aralığı).<br />
Buna benzer olarak analiz edilecek olan kömürün partikül büyüklüğü artırıldığında<br />
hem nemin uzaklaştırılması zor olmakta ki bu analiz sonuçlarını oldukça<br />
etkilemektedir, hem de ısınma sırasında özellikle yüksek sıcaklıklarda oluşan gazların<br />
kömür yapısında dışarı çıkmaları kararsız bir şekilde olacağından (partiküller büyük<br />
olduğundan) elde edilecek TGA ve DTG eğrilerinde yüksek oranda gürültüler<br />
oluşmaktadır (Bakınız Şekil 10).<br />
DTG ug/min<br />
800.0<br />
600.0<br />
400.0<br />
200.0<br />
0.0<br />
DTA uV<br />
180.0<br />
160.0<br />
140.0<br />
120.0<br />
100.0<br />
80.0<br />
60.0<br />
40.0<br />
20.0<br />
0.0<br />
100.0<br />
477<br />
500.0<br />
200.0 300.0 400.0<br />
Temp Cel<br />
500.0<br />
Şekil 8.Nemi alınmadan UTİM1 kömüründen elde edilen TGA, DTA ve DTG eğrileri<br />
(105 µm nin altı büyüklükte).<br />
600.0<br />
600.0<br />
700.0<br />
700.0<br />
15.00<br />
10.00<br />
5.00<br />
20.00<br />
15.00<br />
10.00<br />
5.00<br />
TG mg<br />
TG mg
DTG ug/min<br />
600.0<br />
DTA uV<br />
400.0<br />
200.0<br />
0.0<br />
150.0<br />
100.0<br />
50.0<br />
0.0<br />
200.0<br />
400.0<br />
Temp Cel<br />
Şekil 9. Nemi alınmadan UTİM1 kömüründen elde edilen TGA, DTA ve DTG<br />
eğrileri (105-250 µm arası büyüklükte).<br />
DTG mg/min<br />
1.500<br />
1.000<br />
DTA uV<br />
0.500<br />
0.000<br />
180.0<br />
160.0<br />
140.0<br />
120.0<br />
100.0<br />
80.0<br />
60.0<br />
40.0<br />
20.0<br />
0.0<br />
100.0<br />
200.0 300.0 400.0<br />
Temp Cel<br />
500.0<br />
Şekil 10. Nemi alınmadan UTİM1 kömüründen (300-500 µm arası büyüklükte) elde<br />
edilen TGA, DTA ve DTG eğrileri.<br />
3.1.3 <strong>Kömür</strong>ün neminin uzaklaştırılmasının TGA ve DTG eğrileri üzerindeki<br />
etkisinin belirlenmesi<br />
TGA sistemi ile kömürlerin yanmaya başlama sıcaklıklarının belirlenmesi, her<br />
kömürde belirli oranda bulunan nemin uzaklaştırılmasından sonra gerçekleştirilmesi<br />
gerekmektedir. Genelde kömürdeki nem 50 o C sıcaklıklardan başlayarak, TGA da ki<br />
sıcaklık tarama hızına bağlı olarak ve ayrıca kullanılan kömürün partikül<br />
büyüklüğüne de bağlı olarak 130 o C sıcaklıklara kadar çıkabilmektedir. Dolayısı ile<br />
nemin neden olacağı ağırlık kayıplarının büyüklüğü ve kayıp sırasında elde edilecek<br />
verilerdeki kararsız durumlardan dolayı kömürün yanma sıcaklığına yakın sıcaklık<br />
değerlerinde meydana gelen bu nem kayıpları, yanma sıcaklığının belirlenmesinde<br />
hatalara neden olacaktır. Genelde kömürlerin yanma sıcaklıklarının 135 o C ile 200 o C<br />
sıcaklık aralıklarında oldukları düşünülürse kömürdeki nemin bu değerlerin ölçülmesi<br />
üzerindeki etkinliği açıkça görülebilir. Şekil 11 ve 13 de nemi alınmadan kömürün<br />
elde edilen TGA (A ile verilmiş) eğrisine bakıldığında nemden dolayı ağırlık<br />
kaybının büyük olduğu görülmektedir ve TGA eğrisi değişmeden gitmesi gerekirken<br />
azalarak hareket etmektedir. Bu durum yanma sıcaklıkların ölçüldüğü DTG eğrisi<br />
üzerinde de olumsuzluklar oluşturmaktadır. Aynı durum Şekil 12 ve 14 te verilen ve<br />
478<br />
600.0<br />
600.0<br />
20.00<br />
15.00<br />
10.00<br />
5.00<br />
700.0<br />
TG mg<br />
15.00<br />
10.00<br />
5.00<br />
TG mg
nispeten nemi alınmış bir kömür örneğinden elde edilen TGA eğrisinde 30 o C ile<br />
150 o C sıcaklıklar aralığında net bir ağırlık kaybı gözlemlenmektedir.<br />
DTG mg/min<br />
1.000<br />
0.800<br />
0.600<br />
0.400<br />
0.200<br />
0.000<br />
DTA uV<br />
100.0<br />
200.0<br />
479<br />
300.0<br />
Temp Cel<br />
Şekil 11. Nemi alınmadan kömürün elde edilen TGA ve DTG eğrileri. TGA eğrisi<br />
genişletilmiş.<br />
DTG ug/min<br />
100.0<br />
50.0<br />
0.0<br />
-50.0<br />
-100.0<br />
DTA uV<br />
A<br />
B<br />
B<br />
100.0<br />
A<br />
200.0<br />
400.0<br />
300.0<br />
Temp Cel<br />
Şekil 12.Nemi alınmadan kömürün elde edilen TGA ve DTG eğrileri. DTG eğrisi<br />
genişletilmiş.<br />
Bu nemin alınmasından kaynaklanmaktadır ve artık DTG eğrileri üzerinden kömürün<br />
yanmaya başladığı sıcaklıkların gerçekleştirilmesi daha küçük hatalar ile<br />
yapılabileceğini mümkün kılmaktadır.<br />
400.0<br />
500.0<br />
500.0<br />
25.00<br />
24.50<br />
24.00<br />
23.50<br />
23.00<br />
22.50<br />
22.00<br />
TG mg<br />
25.00<br />
20.00<br />
15.00<br />
10.00<br />
5.00<br />
TG mg
DTG mg/min<br />
1.000<br />
0.800<br />
0.600<br />
0.400<br />
0.200<br />
0.000<br />
DTA uV<br />
100.0<br />
200.0<br />
300.0<br />
Temp Cel<br />
Şekil 13. Nemi alındıktan sonra kömürün elde edilen TGA ve DTG eğrileri TGA<br />
eğrisi genişletilmiş<br />
DTG ug/min<br />
100.0<br />
50.0<br />
0.0<br />
-50.0<br />
-100.0<br />
DTA uV<br />
100.0<br />
A<br />
A<br />
B<br />
B<br />
200.0<br />
300.0<br />
Temp Cel<br />
Şekil 14. Nemi alındıktan sonra kömürün elde edilen TGA ve DTG eğrileri. DTG<br />
eğrisi genişletilmiş.<br />
3.1.4 <strong>Kömür</strong>ün hava ortamı yerine inert azot atmosferinde alınan TGA ve DTA<br />
eğrilerindeki değişimlerin belirlenmesi ve yorumlanması<br />
Bilindiği üzere TGA ile verilerek alınırken sürükleyici bir gaz atmosferi kullanılır.<br />
Bu gaz atmosferi amaca göre hava veya inert bir gaz genellikle de azot gazı olabilir.<br />
<strong>Kömür</strong>lerin yanmasının belirlenmesinde azot gazı ve hava kullanımın ne gibi<br />
değişiklikler göstereceği ve kömürün yanma sıcaklığını nasıl etkileyeceğinin<br />
araştırılması için azot gazı kullanılarak benzer TGA deneyleri gerçekleştirilmiştir.<br />
Azot atmosferinden kömürden elde edilen TGA eğrisi Şekil 15 de verilmiştir.<br />
Şekil 15 de verilen azot gazı atmosferinde alınan TGA eğrisi değerlendirildiğinde<br />
başlangıçta kömürde var olan nemin uzaklaşması nedeni ile ağırlıkta hava<br />
ortamındaki gibi azalma olmakta fakat daha sonrasında ise oksijenin yapıya girmesi<br />
ile ağırlıkta azda olsa kömürün yanma sıcaklığının öncesinde ağırlık artışının varlığı<br />
(Şekil 16) gözlemlenmemektedir. Bu ise inert atmosfer olması ortamda havadaki gibi<br />
oksijen olmamasından kaynaklanmaktadır. Ayrıca bu ortamda oksidasyon olmaması<br />
480<br />
400.0<br />
400.0<br />
500.0<br />
500.0<br />
32.00<br />
31.00<br />
30.00<br />
29.00<br />
28.00<br />
32.00<br />
31.00<br />
30.00<br />
29.00<br />
28.00<br />
TG mg<br />
TG mg
ve onu izleyen yanma işleminin oksijen yokluğundan dolayı elde edilecek DTG<br />
eğrilerinden kömürün yanma değerlerinin belirlenmesinin mümkün olmadığı<br />
görülmektedir. Bu nedenden dolayı kömürün yanma sıcaklıklarının belirlenmesi TGA<br />
sisteminde hava ortamında gerçekleştirilmesi gerektiğini göstermektedir.<br />
DTG ug/min<br />
200.0<br />
150.0<br />
DTA uV<br />
100.0<br />
50.0<br />
0.00<br />
-10.00<br />
-20.00<br />
-30.00<br />
-40.00<br />
100.0<br />
200.0<br />
481<br />
300.0<br />
Temp Cel<br />
Şekil 15.Nemi alınmadan kömürün azot atmosferinde elde edilen TGA, DTG ve DTA<br />
eğrileri.<br />
DTG mg/min<br />
1.000<br />
0.800<br />
0.600<br />
DTA uV<br />
0.400<br />
0.200<br />
0.000<br />
200.0<br />
150.0<br />
100.0<br />
50.0<br />
0.0<br />
100.0<br />
200.0<br />
300.0 400.0<br />
Temp Cel<br />
Şekil 16. Nemi alındıktan sonra kömürün hava atmosferinde elde edilen TGA, DTG<br />
ve DTA eğrileri.<br />
3.2 TGA-MS Sistemindeki TGA ile birlikte MS kullanılarak MS üzerinden<br />
alınan verilerden tutuşma sıcaklıklarının belirlenmesi<br />
TGA sistemi ile çalışırken oluşan uçucu türlerden hedeflenen moleküllere ait kütle<br />
spektrometresinde oluşan parçalanma ürünlerinin spesifik izlenmesi ile elde edilen<br />
verilerden yanma sıcaklığının belirlenmesi için çalışmalar yapılmıştır. Bu<br />
çalışmalardan literatür bilgilerinden de yararlanarak bazı türlere ait ve diğer türlerden<br />
gelebilecek pikler ile karışmayan kütleler incelenmiştir. Her türlü spesifik kütle<br />
seçiminin yapılmasına rağmen farklı maddelerden gelen aynı kütleye sahip iyon<br />
şiddetlerinin karışması durumunda standart kütle spektrumlarının değerlendirilmesi<br />
ile oransal düzeltmeler yapılarak sonuçlar değerlendirilmiştir. Bu durum Şekil 17 de<br />
verilen kütle spektrumu ile özetlenebilir.<br />
400.0<br />
500.0<br />
500.0<br />
25.00<br />
20.00<br />
15.00<br />
10.00<br />
5.00<br />
29.00<br />
28.00<br />
27.00<br />
26.00<br />
25.00<br />
TG mg<br />
TG mg
Şekil 17. Ayrılma yapılmadan bir kütle spektrometresine giren gaz karışımlarından<br />
elde edilen kütle spektrumu.<br />
Şekildeki kütle spektrumundaki 28 kütleli iyona bakıldığı zaman bu iyon<br />
karbonmonoksitten (CO + =28g/mol), karbondioksitin parçalanması ile oluşan CO +<br />
iyonundan (CO2 ___ > CO + = 28 g/mol) ve azotun moleküler iyonundan (N2+=28<br />
g/mol) gelebilmektedir. Ayrıca kömür örnekleri çalışıldığında bir başka çok gözlenen<br />
tür olan etilen (C2H4 = 28 g/mol) de aynı kütlede gözlenecektir ve dolayısıyla 28<br />
nominal kütlede görülen pik 4 farklı türden meydana gelecek ve ayrıştırılması<br />
oldukça güç olacaktır. Görüldüğü gibi aynı kütleli iyon’a gaz karışımında bulunacak<br />
olan karbonmonoksit, karbondioksit, azot ve etilen gazlarından katkılar olacağından o<br />
pik sadece bir türü temsil etmeyecektir. Bu durumda her bir türün kütle spektrumları<br />
değerlendirilerek bu pik içerisindeki her birinin katkısı hesaplanıp oradan<br />
miktarlarının tayin edilmesi gerekecektir. Bunun dışında bu karışımı oluşturan<br />
türlerin başka iyonlarının olup olmadığı ve o iyonların da başka yeni bir türün<br />
herhangi bir piki ile karışmaması durumunda ancak çözüm sağlanabilir. Bu ise<br />
genelde mümkün olmayan bir durum oluşturur. Bunun çözümü ya yüksek ayırıcılı bir<br />
kütle spektrometresi kullanımı ile temelde her bir 28 nominal kütleye sahip ama<br />
ikinci digit te kütle farklılıkları bulunan CO karbonmonoksitten, N2 azottan ve C2H4<br />
etilenden gelen nominal kütlesi 28 olan ama kesin kütlelerinde küçükte olsa bir kütle<br />
farkı olan türler belirlenebilir. Bir diğer alternatif ise bu türler kütle spektrometresine<br />
girmeden iyi bir kolon seçimi ile donatılmış bir gaz kromatografisinden ayrılarak<br />
teker teker kütle spektrometresine verilmesidir. Bu tür çalışmaların en iyi yapıldığı<br />
sistem günümüzde bir Termogravimetrik Analiz-Gaz Kromatografisi-Kütle<br />
Spektrometresi (TGA-GC-MS) sistemidir. Bu sistemle hem TGA çalışmaları hem de<br />
TGA sisteminde oluşan gazlar Gaz Kromatografisi ile ayrılarak Kütle Spektrometresi<br />
ile teker teker tayin edilip hem türlerin ne olduğu bulunabilir hem de miktarları çok<br />
düşük değerlerde tespit edilebilir. Böylece kömür ve onun gazlarının analizleri gerçek<br />
anlamda analiz edilip tüm problemlere çözümler bulunabilir. Gaz türlerinin<br />
miktarlarının belirlenmesi ve hangi ana ürünlerden oluştukları teorik olarak<br />
değerlendirilerek yanma sıcaklıkları için iki ayrı kriter geliştirilmeye çalışılmıştır. Bu<br />
kriterlerden birisi yanma işleminin başlaması sırasında etilen/asetilen oranındaki ani<br />
değişim diğeri ise yine yanmanın başlaması anı ve sonrasında miktarlarında büyük<br />
oranda değişim gözlenen karbonmonoksit/karbondioksit oranındaki ani değişmelerin<br />
olduğu sıcaklıkların belirlenmesidir. Bu çalışmaların laboratuvarda bulunan<br />
sistemlerle tayini için önemli olan aşama etilen, asetilen, karbonmonoksit ve<br />
482
karbondioksit miktarının kesin ve hatasız ölçümüdür. Bu türlerin ölçümü için kütle<br />
spektrometresinde ayırma sistemi bulunmadığı için kütle spektrumundan teorik<br />
hesaplar yapılarak bu türlerin miktarları artan sıcaklıklarla belirlenmeye çalışılmıştır.<br />
Bu amaçla etilen için 28 kütleli iyon şiddeti yerine 27 kütleli iyon şiddeti<br />
ölçülmüştür. Çünkü 28 kütleli iyon kütle spektrometresinde ayırıcılık iyi<br />
olmadığından dolayı 4 farklı türü (yukarıda bahsedildiği gibi) ifade etmektedir. 27<br />
kütleli iyon etilenden gelmekte ve diğer hidrokarbonlardan ona karışım az<br />
olduğundan etilen için 27 kütleli iyonun şiddeti temel alınmıştır. Asetilen için<br />
molekül ağırlığı 26 olan pik değerlendirilmiştir. Ancak 26 kütleli iyona ayırım<br />
yapılamadığından dolayı etilenden de az olmakla birlikte gelen 26 (C2H2 + ) iyonu<br />
girişim yapmaktadır. Bu girişim az olmakla birlikte asetilen ve etilen kütle<br />
spektrumları değerlendirilerek katkının ne kadar olduğu belirlenip bu katkı elimine<br />
edilerek hesaplamalar yapılmıştır. Tüm bu çalışmalar sonucunda elde edilen<br />
verilerden oluşturulan etilen/asetilen oran grafiği Şekil 18 de verilmiştir.<br />
Etilen/asetilen Oranı<br />
8.2<br />
8.1<br />
8<br />
7.9<br />
7.8<br />
7.7<br />
7.6<br />
7.5<br />
Kritik eşik<br />
0 50 100 150 200 250 300 350<br />
Sıcaklık ( o 0 50 100 150 200 250 300 350<br />
Sıcaklık ( C) oC) Şekil <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong>ün yanması için kritik eşik oluşturan etilen/asetilen oranının<br />
sıcaklıkla değişimi.<br />
Şekil 18 den görüldüğü üzere oran da kritik eşik 8 civarında gözlenmiş ve yanma<br />
başladığında bu eşik değeri hızla düşüren 7.7 lere ulaşmış sonrada hemen hemen<br />
dengeye ulaşmıştır. Bu durumda eşik değeri olan 8 faktörünün altına düşülmemeye<br />
çalışılmalıdır. Bu değerin çok kritik olduğu ve dar bir aralıkta hareket etmesi<br />
tamamen sistemden etilen için 28 kütleli iyonu kullanmamızdan kaynaklanmaktadır.<br />
Eğer etilen ayrılıp 28 kütleli iyonu kullanılarak hesaplamalar yapılabilseydi bu kriter<br />
en az 10 kat daha fazla olacak ve aralıkta 8-7.7 = 0.3 yerine 3 gibi bir faktörle<br />
tanımlanacaktı ve kritik sıcaklıkta daha belirgin olarak tayin edilebilecekti.<br />
Etilen/asetilen oranından yanma kriterleri çalışmaları gibi<br />
karbondioksit/karbonmonoksit oranından da bir kriter oluşturulmaya çalışılmıştır. Bu<br />
amaçla ölçülen karbondioksit/karbonmonoksit oranı (44 kütleli iyondan<br />
karbondioksit, karbondioksitin kütlesine karşılık gelmektedir ve 28 kütleli iyondan<br />
karbonmonoksit, etilen değişiminin az olduğu ve azot içeriği çıkarılarak<br />
hesaplanmıştır) sıcaklığa karşı ölçülmüş ve grafiğe geçirilmiştir. Bu tür elde edilen<br />
grafik Şekil 19 da verilmiştir. Şekil 19 dan görüldüğü üzere yanma sıcaklığı ile<br />
karbondioksit/karbonmonoksit oranı arasında bir eşik kritik değer olduğu ortaya<br />
çıkmıştır. Bu kritik değer karbondioksit ve karbonmonoksit birbirlerinden ayrılıp<br />
483
kütle spektrometresi ile tayin edildiğinde çok daha açık ve kesin olarak<br />
izlenebilecektir.<br />
Karbondioksit/karbonmonoksit Oranı<br />
14.00<br />
12.00<br />
10.00<br />
8.00<br />
6.00<br />
Kritik eşik<br />
4.00<br />
0 50 100 150 200 250 300<br />
Sıcaklık ( o Sıcaklık ( C) oC) Şekil 19 <strong>Kömür</strong>ün yanması için kritik eşik oluşturan karbondioksit/karbonmonoksit<br />
oranının sıcaklıkla değişimi.<br />
4. LİTERATÜRDE YAPILAN ÇALIŞMALAR<br />
Şahin ve Didari (2002) tarafından yapılan çalışmada kömürün yanması sonucu ortaya<br />
çıkan yanma ürünü gazlar incelenmiştir. Laboratuvar çalışmalarında yeraltından<br />
alınan kömür numuneleri üzerinde tutuşma sıcaklığı tekniği esas alınmıştır. Deneyin<br />
özü, doğrusal olarak ısıtılan bir yatak (fırın) içine yerleştirilmiş olan bir reaktör<br />
içindeki kömür örneği üzerinden hava geçirilmesi ve zaman-sıcaklık ilişkisinin<br />
izlenmesidir. Kendiliğinden yanma deneyleri yapılırken gaz analizleri de yapılmıştır.<br />
Elde edilen gaz analizi verilerinin sıcaklıkla değişimi incelenmiştir. Yapılan<br />
çalışmalardan CrC6 alkan grubu gazların, 2,2 dimetil propan ve 1-penten gazların<br />
değerlendirilmeye alınmasının erken tespit çalışmalarında yarar sağlayacağı<br />
bulunmuştur (Şahin ve Didari, 2002).<br />
Didari (1986) inin yaptığı çalışmada kömürün kendiliğinden yanması ve bu olayı<br />
etkileyen faktörler hakkında bilgi verilmiştir. Damar ve panoların yangına<br />
yatkınlıklarının saptanmasında ve kendiliğinden yanma özelliklerine göre<br />
sınıflandırılmasında geçerli olan yöntemler ile bu tür çalışmaların ilkelerinden<br />
bahsedilmiştir. Uçucu madde, pirit içeriği yüksek olan kömürlerin daha kolay<br />
yanabildikleri anlatılmıştır. Tane boyutu küçüldükçe oksidasyon hızı artacağı için<br />
yanmaya yatkınlığın artacağı, yüksek kül içerikli kömürlerin ise yanmaya daha az<br />
yatkın olacağı anlatılmıştır. Nemli kömürlerin oksidasyona daha yatkın olmalarından<br />
dolayı nemin yanmayı kolaylaştırdığı tartışılmıştır (Didari, 1986).<br />
Şahin ve Didari (1996) tarafından yapılan çalışmada kömürün kendiliğinden yanmaya<br />
yatkınlığını belirleyen parametrelerin saptanmasına yönelik "tutuşma noktası" esaslı<br />
deneylerde hava miktarı ve numune miktarı faktörlerinin etkilerinin incelenmesini<br />
kapsamaktadır. Laboratuvar çalışmaları, TTK Kandilli İşletmesi -400/-450 Büyük<br />
Damar'dan alınan örnekler üzerinde yürütülmüş olup, hava miktarı ve numune<br />
miktarının kendiliğinden yanma parametreleri incelenmiştir. Deney düzeneği ısınma<br />
hızı ayarlanabilen fırın; ısıtma kabı; fırın ve ısıtma kabına yerleştirilen termoçift<br />
termometreler; nem tutucu düzenek; akış ölçer ve kompresörden oluşmaktadır:<br />
484
çalışmada hava miktarının arttırılması oksidasyonu hızlandırırken bir yandan da<br />
reaksiyon sonucu üretilen ısının ortamdan uzaklaştırılmasını sağlayarak soğutma<br />
etkisi yaptığı incelenmiştir (Şahin ve Didari, 1996).<br />
5 SONUÇLAR VE ÖNERİLER<br />
Proje kapsamında yapılan çalışmalar sonucunda TGA (gerek TGA gerek DTG ve<br />
DTA) verilerinin kömürün yanma sıcaklıklarını hesaplamak amacı ile<br />
kullanılabileceği konusunda hem teorik hem de deneysel veriler üzerinde detaylı<br />
olarak çalışılmıştır. Farklı koşullarında yapılan deney sonuçları karşılaştırılarak<br />
optimum şartlar bulunmuştur. Buna göre en uygun tarama sıcaklığının 5 0 C oluğuna<br />
ve en uygun partikül büyüklüğünün 105-250 µm arası olduğuna karar verilmiştir.<br />
Ayrıca yapılan çalışma da cihaz hassasiyetine bağlı olarak elde edilen veriler ve<br />
diyagramlar oldukça güvenilir ve hassastır. Kütle spektrometresinin iyon seçimli<br />
olması da yapılan çalışmanın hassas şekilde değerlendirilmesi için önemlidir.<br />
- Tüm bu çalışmaların ışığında öncelikle var olan sisteme TGA ile MS arasında<br />
olacak şekilde etkin bir Gaz Kromatografı bağlanarak çıkan gazların uygun gaz<br />
kolonlarının ilavesi ile tam anlamı ile ayrılıp kütle kısmına verilmesinin sağlanması<br />
çalışmayı daha hassas yapacaktır.<br />
- Bir diğer çalışma konusu ise DTG eğrilerindeki sayısal verileri işleyip uygun yanma<br />
sıcaklığını tayin edebilecek bir s<strong>of</strong>tware yazılması, yanma sıcaklıklarının<br />
belirlenmesin daha hassas olmasını sağlayacaktır.<br />
KAYNAKLAR<br />
World Energy Council - Survey <strong>of</strong> Energy Resources 2010<br />
Alan Sherwood and Jock Phillips. 'Coal and coal mining - Coal resources', Te Ara - the<br />
Encyclopedia <strong>of</strong> New Zealand, updated 2-Mar-09 URL: http://www.TeAra.govt.nz/en/coal-andcoal-mining/2<br />
World Steam Coal Flows.<br />
Anon, World Coal Flows by Importing and Exporting Regions.<br />
Y. Bülent, Termoanalitik Yöntemler.<br />
Şahin, N., Didari, V., 2002. Madencilik, ‘Zonguldak <strong>Kömür</strong>lerinde Kendiliğinden Yanmanın Erken<br />
Saptanması Amacıyla Yanma Ürünü Gazların İncelenmesi’, Aralık 2002, Cilt 41, Sayı 4, Sayfa<br />
37-51.<br />
Şahin, N., Didari, V., 1996. Madencilik,’<strong>Kömür</strong>ün Kendiliğinden Yanmaya Yatkınlığının<br />
Belirlenmesinde Hava Miktarı ve Numune Miktarının Etkisi’, Aralık 1996, Cilt 35, Sayı 4.<br />
Didari, V., 1986. Madencilik, ‘Yeraltı Ocaklarında <strong>Kömür</strong>ün Kendiliğinden Yanması ve Risk<br />
İndeksleri’, Aralık 1986, Cilt 25, Sayı 4.<br />
485
486
<strong>Türkiye</strong> <strong>18.</strong> <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 06-08 Haziran 2012, Zonguldak<br />
<strong>Proceedings</strong> <strong>of</strong> the 18 th Coal Congress <strong>of</strong> Turkey, June 06-08, 2012, Zonguldak<br />
NEM MİKTARININ AFŞİN-ELBİSTAN LİNYİTİNİN<br />
DAYANIM VE ÖĞÜTÜLEBİLİRLİK ÖZELLİKLERINE<br />
OLAN ETKİSİNİN BELİRLENMESİ<br />
DETERMINATION OF EFFECT OF MOISTURE CONTENT ON<br />
STRENGTH AND GRINDABILITY PROPERTIES OF AFSIN –<br />
ELBISTAN LIGNITE<br />
Mahmut Altıner, Mehmet Yıldırım *<br />
Çukurova Üniversitesi, Maden Mühendisliği Bölümü, Adana<br />
ÖZET Bu çalışma, Afşin-Elbistan linyitinin öğütülebilirlik ve dayanımına etki eden en önemli<br />
parametrelerden biri olan nem miktarının etkisinin araştırılmasını kapsamaktadır. Farklı nem<br />
içeriğine sahip her numunenin Hardgrove öğütülebilirlik indeks (HGI) ve bilyalı öğütme testleri ile<br />
öğütülebilirliği, darbe dayanım indeks testi ile dayanım değerleri belirlenmiştir. Sonuç olarak, nem<br />
miktarının öğütülebilirlik ve dayanımına etkisinin çok fazla olduğu, kurutma işlemi ile nem miktarı<br />
düşürüldüğünde darbeye karşı olan dayanımının düştüğü ve öğütülebilirliğinin arttığı görülmüştür.<br />
ABSTRACT This study includes, an investigation into the effect <strong>of</strong> moisture content which is one<br />
<strong>of</strong> the most important parameters affecting the grindability and strength properties <strong>of</strong> Afsin-Elbistan<br />
lignite. The grindability and strength values <strong>of</strong> each sample having different moisture content were<br />
determined by Hardgrove grindability index (HGI), ball mill grinding test and Impact strength index<br />
(ISI) test. As a result, grindability and strength properties <strong>of</strong> the lignite were affected by moisture<br />
content. It was shown that when the moisture content was reduced by drying treatment, grindability<br />
<strong>of</strong> the lignite increased and impact strength <strong>of</strong> the sample decreased.<br />
* mehyil@cu.edu.tr<br />
487
1 GİRİŞ<br />
<strong>Kömür</strong>ün öğütülebilirliği ve dayanımına etki eden parametreler sırasıyla rank,<br />
organik madde, mineral madde içeriği, nem miktarı ve kırılganlıktır. Birçok<br />
araştırmacı bu parametrelerin kömürün öğütülebilirliğine ve dayanımına olan etkisini<br />
araştırmışlardır (Ural ve Akyıldız, 2004; Ghosal ve ark., 1958; Dunxi ve ark., 2005;,<br />
Su ve ark., 2004; Azahari, 1990; Stnadish ve ark., 1993; Doğan ve ark., 1984;<br />
Harriosn ve Rowson, 1996).<br />
<strong>Kömür</strong>ün öğütülmeye karşı dayanımını belirlemek için Hardgrove Öğütülebilirlik<br />
İndeksi (HGI) ve bilyalı değirmen öğütme testleri, darbeye karşı dayanımını<br />
belirlemek için ise Darbe Dayanım İndeksi (ISI) testi uygulanmaktadır. HGI<br />
deneylerinde tanelere uygulanan kuvvet yükleme ve kesme şeklinde iken darbe<br />
dayanım deneylerinde ise darbe şeklindedir (Ural ve Onur, 2000).<br />
Uçucu madde oranı yüksek kömürlerin öğütülebilirliğinin zor, uçucu madde oranı<br />
düşük, kül oranı ve sabit karbon oranı yüksek kömürlerin ise öğütülebilirliğinin kolay<br />
olduğu bilinmektedir (Ghosal ve ark, 1958; Dunxi ve ark, 2005).<br />
Ghosal ve ark (1958) yaptıkları çalışmada %35-50 arasında uçucu madde içeren<br />
kömürün öğütülebilirliğinin zor, %20-30 arasında uçucu madde içeren kömürün<br />
öğütülebilirliğinin ise kolay olduğunu belirlemişlerdir.<br />
Nem miktarının kömürün öğütülebilirliği ve dayanımını etkileyen en önemli<br />
parametrelerden biri olduğu bilinmektedir. Azahari (1990) yaptığı çalışmada özellikle<br />
yüksek nem içeriğine sahip kahverengi kömürlerin nem miktarının öğütülebilirliği<br />
etkilediğini belirlemiştir. Kurutma işlemleri ile kömürün bünyesindeki nem<br />
uzaklaştırılırken, kömür üzerinde oluşan çatlaklar nedeniyle kırılganlığı artarak<br />
kolaylıkla öğütülebildiği belirlenmiştir (Stnadish ve ark, 1993). Yapılan bir başka<br />
çalışmada ise nem içeriği az olan kömürlerin öğütülebilirlikleri ile nem içeriği<br />
arasındaki ilişkinin düşük olduğu belirlenmiştir (Doğan ve ark, 1984).<br />
<strong>Kömür</strong>ün darbe dayanımı değeri düştükçe elde edilen öğütülebilirlik değeri de<br />
yükselmekte ve öğütülebilirliği kolaylaşmaktadır. ISI değerleri ile HGI değerleri<br />
arasındaki korelasyonun oldukça yüksek çıkması nedeniyle darbe dayanım değeri ile<br />
kömürün öğütülebilirliği hakkında tahmin yapılabileceği ortaya konulmuştur (Su ve<br />
ark, 2004;2010).<br />
Afşin-Elbistan termik santralinde, santral yakma kazanlarına beslenen linyit<br />
üretildiğinde nem içeriği ağırlıkça %40-60 arasındadır. Termik santrallerde kömür;<br />
yakma kazanına öğütme işlemi ile pulverize hale getirildikten sonra beslenmektedir.<br />
Öğütme işlemi sırasında kömürün nem içeriği, kömür taneciklerinin elastik özellik<br />
göstermesine neden olmakta ve bunun sonucu olarak taneciklerin ufalanması<br />
güçleşmektedir (Doğan ve ark., 1984). Diğer taraftan, başta kömür olmak üzere fosil<br />
kaynaklı yakıtların “sera gazı etkileri” olarak adlandırılan çevreye yaratmış oldukları<br />
olumsuzluklar, fosil yakıtlardan enerji üretimi konusunda yeni kömür teknolojilerinin<br />
geliştirilmesine neden olmuştur. Yeni kömür teknolojileri ile santrale beslenen<br />
linyitin kırılması ve çok ince boyutlara öğütülmesi sonucu serbestleşmesi sağlanarak<br />
488
konvansiyonel yöntemler (kolon flotasyonu, flokülasyon) ile çevre ve kazan<br />
kirliliğine neden olabilecek serbestleşmiş inorganik mineral taneciklerinin<br />
uzaklaştırılması mümkün olabilecektir (Ateşok, 2004).<br />
Bu çalışmada, farklı sıcaklık ve sürelerde kurutma işlemi ile nem miktarının<br />
düşürülmesinin Afşin-Elbistan linyitinin öğütülebilirliğine ve dayanımına olan etkisi<br />
belirlenmiştir. Ek olarak, ileride yapılabilecek kül atma çalışmaları öncesi linyitin<br />
bünyesindeki nemin uzaklaştırılarak çok ince boyutlara öğütülebilmesi için gerekli<br />
kurutma şartları ile ilgili bilgi üretilmiştir.<br />
2 STANDART TESTLER<br />
2.1 Dayanım Testleri<br />
İlk olarak Protodyakanov (1950) tarafından geliştirilen ve daha sonra Evans ve<br />
Pomeroy (1966) tarafından standartlaştırılan darbe dayanım testleri ile kömürün<br />
dayanımı belirlenmektedir. Standartlaştırılan testlerde -9,5+3,15mm tane aralığındaki<br />
kömürden 100±0,05 g alınarak hazneye konulmakta, 1,8 kg ve 4,45 cm çapındaki<br />
çekiç silindirde 30,48 cm yükseklikten hazne üzerine 20 kez düşürülmektedir. Daha<br />
sonra numune 3,15mm’lik elekten elendikten sonra elek üstü ISI değeri olarak<br />
belirlenmektedir. Bu işlem 5 kez tekrarlanarak ortalama değer ISI değeri olarak kabul<br />
edilir.<br />
2.2 Öğütülebilirlik Testleri<br />
<strong>Kömür</strong>ün öğütülebilirliğini belirlemek için çeşitli yöntemler geliştirilmiştir. ASTM<br />
tarafından yapılan çalışmalar sonucunda, Hardgrove ve bilyalı değirmen<br />
öğütülebilirlik testleri için önerilen yöntemler olmuştur. HGI, 1931 yılında Hardgrove<br />
tarafından geliştirilmiş ve standart olarak kabul edilmiştir. .Hardgrove deney aygıtı,<br />
çelikten yapılmış ve içinde 25,4 mm çapında sekiz adet bilyenin hareketi için yatay<br />
yuva bulunan hareketsiz öğütme çanağı içermektedir. Bilyeler, 19-21 dev/dk hızla<br />
dönen bir üst öğütme halkası tarafından tahrik edilmektedir. Deneylerde -1,18+0,600<br />
mm tane boyutunda 50±0,01 gram kullanılmaktadır.<br />
Deney aygıtı numune ve bilyeler öğütme çanağının içine konulduktan sonra<br />
çalıştırılarak 60±0,25 devir döndükten sonra otomatik olarak durmakta ve işlem<br />
sonrası 0.075 mm’lik elekten 20 dakika süreyle elenmektedir. Önceden HGI değeri<br />
belli olan standart numuneler kullanılarak Hardgrove deney aygıtı kalibre edilerek<br />
aşağıda belirtilen matematiksel formül elde edilmiştir.<br />
HGI = (x+2,638) / 0, 163 (1)<br />
Burada; x, 0,075mm’lik elek altına geçen numune miktarıdır (gram).<br />
Bilyalı öğütme deneylerinde ise kömürlerin öğütülebilirliğini belirlemek için önceden<br />
belirlenen deney koşullarına göre her bir örnek öğütülmekte ve öğütme işlemi sonucu<br />
yaş elek analizi ile d80 değeri belirlenmektedir.<br />
489
3 DENEYSEL<br />
3.1 Malzeme<br />
Bu çalışmada kullanılan linyit numunesi Afşin-Elbistan Linyit Havzasından temin<br />
edilmiştir. Numunenin kısa analizi ve kül içeriğinin kimyasal analizi Çizelge 1’de<br />
görülmektedir. Çizelge 1’de linyitin yüksek nem ve uçucu madde içeriğine sahip<br />
olduğu, kül ve kükürt miktarının ise nispeten düşük olduğu görülmektedir. Kil<br />
minerallerinin esas bileşeni olan Al2O3, Na2O ve K2O içeriklerinin analiz<br />
sonuçlarında görüldüğü gibi yüksek çıkmıştır. XRD patterni çekilen numunenin<br />
içerdiği kil minerallerinin sırasıyla kaolinit ve montmorillonit olduğu ve SO3<br />
varlığından da anlaşıldığı gibi jips minerali tespit edilmiştir (Şekil 3).<br />
Çizelge 1. Afşin-Elbistan linyit numunesinin kısa analiz sonuçları.<br />
Parametre Orijinal Değer Kuru Değer<br />
Alt Isıl Değer (kcal/kg) 1703 3871<br />
Üst Isıl Değer (kcal/kg) 1870 4251<br />
Toplam Nem (%) 56,00 -<br />
Toplam Kükürt (%) 0,57 1,29<br />
Uçucu Madde (%) 20,64 46,90<br />
Kül (%) 13,32 30,28<br />
Kül Kimyasal Analizi (%)<br />
Al2O3 Na2O K2O SiO2 MgO Fe2O3 SO3 CaO<br />
13,35 0,10 0,66 25,15 2,63 5,32 25,43 25,78<br />
J<br />
Şekil 3. <strong>Kömür</strong> külünün XRD patterni (K : kaolinit, M: montmorillonit, J: Jips).<br />
3.2 Deneysel Yöntemler<br />
İlk olarak, kurutma işleminde tane boyut dağılımının etkisinin belirlenmesi için<br />
-16+9,5mm, -9,5+3,15mm ve -3,15+1mm tane boyutunda olmak üzere üç farklı tane<br />
boyutunda kömür numuneleri hazırlanmıştır. Hazırlanan numuneler değişik sıcaklık<br />
(60, 75, 90, 105 o C) ve sürelerde (80, 120, 160, 200, 240 dakika) kurutulmuştur. Tüm<br />
kurutma deneylerinde 30 cm çapındaki metal tepsinin üzerine 500 gram numune<br />
serilmiş ve elde edilecek yeni nem miktarının güvenilir olması için kurutma işlemleri<br />
iki kez tekrarlanmıştır. Aynı sıcaklık ve sürede kurutulan numuneler birbirileriyle<br />
490
harmanlanmıştır. Elde edilen farklı nem içeriğindeki numunelerin ısıl değerleri<br />
belirlenmiştir. İkinci aşamada, dayanım ve öğütülebilirlik deneylerinde aynı nem<br />
içeriğinde numuneler kullanılması gerektiği dikkate alınarak -9,5+3,15mm tane<br />
boyutunda kurutma işlemine tabii tutulan kömür numuneleri kullanılmıştır.<br />
Bu çalışmada, darbe dayanım deneyleri için -9,5+3,15 mm tane boyutunun yanı sıra<br />
-4,75+3,15mm tane boyutunda numuneler hazırlanmıştır. İki farklı tane boyutundaki<br />
kömür numunesinin dayanım değerleri ile birlikte tane boyut dağılımının kömürün<br />
dayanımına olan etkisi de belirlenmiştir. Üçüncü aşama olarak kurutma işlemleri<br />
sonucunda -9,5+3,15mm tane boyutundaki kömür numunesinden HGI testi için<br />
ASTM standartlarına uygun olarak -1,18+0,600 mm tane boyut dağılımında 50 g<br />
ağırlığında numuneler hazırlanmıştır. Öğütme testi için ise -3,15+1mm tane<br />
boyutunda 500 g ağırlığında numuneler hazırlanmıştır. Öğütme deneyleri %40 bilya<br />
hacminde, 66 dev/dk devirde ve 30 dakika öğütme süresinde gerçekleştirilmiştir.<br />
4 ARAŞTIRMA BULGULARI<br />
Beklendiği gibi, kurutma işlemlerinde uygulanan sıcaklığın artmasıyla doğru orantılı<br />
olarak kömürün nem kaybı değerleri de yükselmiştir. Üç farklı tane boyutunda<br />
hazırlanan kömürlerin nem kaybı değerleri birbirine oldukça yakın çıkmıştır. Bu<br />
çalışmada hazırlanan üç farklı tane boyutunun kurutma işlemine bir etkisi olmamıştır.<br />
Öğütülebilirlik ve dayanım deneyleri dikkate alınarak -9,5+3,15mm tane boyutundaki<br />
kömür numuneleri farklı sıcaklık ve sürelerde kurutulmuştur. Kurutma sonucunda en<br />
yükseği %40,00 ve en düşüğü %6,70 olmak üzere 20 farklı kömür numunesi elde<br />
edilmiştir. Önceki çalışmalardaki gibi nem miktarının düşmesi ile birlikte kömürün<br />
ısıl değeri de yükselmiştir (Doğan ve ark., 1984; Lythe ve ark., 1992: Kartiyekan,<br />
2011). Nem içeriği %40,00 olan kömürün ısıl değeri 2896 kcal/kg iken, nem içeriği<br />
%6,70 olan kömürün ısıl değeri 4251 kcal/kg’a yükselmiştir. Çizelge 3<br />
incelendiğinde, nem içeriği %26’dan yüksek olan kömür numunelerinin dayanımını<br />
belirlemek amacıyla yapılan deneylerde herhangi bir sonuç alınamadığı<br />
görülmektedir. Muhtemelen deney sırasında kömür taneleri uygulanan kuvvet ile<br />
birlikte elastik özellik göstererek kenetlenmiş ve içermiş olduğu nem miktarının da<br />
etkisi ile deney aygıtına yapışarak bir değer elde edilememiştir. Nem içeriği %26’nın<br />
altına indiğinde kömür tanelerinin elastik özellikleri azalmaya başladığı ve ISI<br />
testlerinde bir sonuç elde edilebildiği belirlenmiştir. Görüldüğü gibi düşük<br />
sıcaklıklarda (60 o C ve 75 o C) elde edilen dayanım değerleri oldukça yüksek çıkmıştır.<br />
Düşük sıcaklıklarda linyit numunelerinin içermiş oldukları kil mineralleri nedeniyle<br />
düşük nem kaybı sonuçları elde edilmiştir. Bu nedenle linyit numunelerinin deney<br />
sırasında elastik özellik gösterdiği ve dayanım değerlerinin yüksek çıktığı<br />
düşünülmektedir. Uygulanan kurutma sıcaklığının artması ve nem içeriğinin daha<br />
fazla düşmesi ile linyit numuneleri elastik özelliklerini kaybederek elde edilen<br />
dayanım değerlerinin daha düşük çıktığı görülmüştür.<br />
491
Çizelge 3. Darbe dayanım indeks (ISI) testi sonuçları.<br />
Sıcaklık( o C) Süre(dakika) Nem (%) ISI (-9,5+3,15mm) ISI (-4,75+3,15mm)<br />
80 40,00 * *<br />
120 30,70 * *<br />
60<br />
160 26,10 * *<br />
200 21,30 82,32 69,54<br />
240 18,50 81,12 71,29<br />
80 37,45 * *<br />
120 28,45 * *<br />
75<br />
160 22,56 76,89 72,66<br />
200 18,45 73,14 69,86<br />
240 15,50 73,46 69,44<br />
80 25,97 82,55 71,43<br />
120 20,27 73,59 67,39<br />
90<br />
160 15,77 71,72 66,07<br />
200 13,10 69,42 65,21<br />
240 12,00 68,49 59,08<br />
80 15,20 70,40 62,92<br />
120 10,50 68,97 63,10<br />
105<br />
160 8,10 68,63 57,80<br />
200 7,20 66,13 55,99<br />
240 6,70 64,98 56,02<br />
*Herhangi bir sonuç alınamadı.<br />
Geniş tane aralığında, birbirinden farklı çaplarda kömür tanecikleri bulunmaktadır.<br />
Bu nedenle, test sırasında büyük çaplardaki kömür tanecikleri uygulanan kuvveti<br />
üzerinde absorblayarak daha ufak çaplardaki taneciklerin kuvvetten etkilenmesini<br />
önlemektedir. Dar tane aralığında ise kömür taneciklerinin çapları birbirine çok<br />
yakındır ve test sırasında tüm kömür tanecikleri üzerine aynı miktarda kuvvet<br />
uygulanmaktadır. Bu bilgiler ışığında, Şekil 4a., b incelendiğinde, dar tane<br />
aralığındaki ISI testi sonuçlarının, geniş tane aralığındaki ISI testi sonuçlarına göre<br />
%5-10 arasında daha düşük çıktığı görülmektedir.<br />
a)<br />
Şekil 4. Nem miktarı ile a) -9,5+3,15mm boyutundaki numunenin ISI değeri<br />
arasındaki ilişki b) -4,75+3,15mm boyutundaki numunenin ISI değeri arasındaki<br />
ilişki.<br />
492
<strong>Kömür</strong>ün HGI değeri düştükçe öğütülebilirliğe karşı direnci fazla olduğu<br />
bilinmektedir. Çizelge 4’de HGI ve bilyalı değirmen öğütme testlerinin sonuçları<br />
görülmektedir.<br />
Çizelge 4. Öğütülebilirlik testleri sonuçları.<br />
Sıcaklık( o C) Süre(dakika) Nem (%) HGI d80 (mm)<br />
80 40,00 28,15 *<br />
120 30,70 29,07 *<br />
60<br />
160 26,10 33,79 0,87<br />
200 21,30 34,28 0,84<br />
240 18,50 34,34 0,84<br />
80 37,45 28,45 *<br />
120 28,45 33,98 *<br />
75<br />
160 22,56 34,59 0,85<br />
200 18,45 35,33 0,83<br />
240 15,50 37,04 0,81<br />
80 25,97 46,86 0,68<br />
120 20,27 56,06 0,63<br />
90<br />
160 15,77 55,51 0,47<br />
200 13,10 60,72 0,40<br />
240 12,00 62,50 0,24<br />
80 15,20 47,00 0,58<br />
120 10,50 53,45 0,43<br />
105<br />
160 8,10 55,68 0,38<br />
200 7,20 67,29 0,29<br />
240 6,70 71,83 0,16<br />
*Herhangi bir sonuç alınamadı.<br />
Yüksek nem içeriğine sahip kömürlerin HGI değerinin düşük, düşük nem içeriğine<br />
sahip kömürlerin HGI değerinin ise yüksek çıktığı görülmektedir (Şekil 5.a). Aynı<br />
sebepler nedeniyle bilyalı öğütme testinde de öğütme işleminin verimli olmamış ve<br />
elde edilen d80 değerleri oldukça yüksek çıkmıştır. Nem miktarının düşmesi ile doğru<br />
orantılı olarak d80 değerleri de düşmüştür (Şekil 5.b).<br />
a) b)<br />
Şekil 5. Nem miktarı ile a) HGI arasındaki ilişki b) d80 arasındaki ilişki.<br />
<strong>Kömür</strong>ün öğütülebilirliği için yapılan deney sonuçlarının güvenilir ve birbirini<br />
493
destekler nitelikte olduğu Şekil 6’da da görülmektedir. HGI ve d80 değerleri arasında<br />
azalan yönde doğrusal bir ilişki belirlenmiştir. HGI değerinin düşük olduğunda elde<br />
edilen d80 değerinin yüksek, HGI değerinin yüksek olduğu durumlarda ise d80<br />
değerinin düşük olduğu gözlenmiştir. Korelasyon katsayısı 90 o C ve 105 o C’de yapılan<br />
kurutma işlemlerinde elde edilen kömürler için sırasıyla 0,755 ve 0,946 olarak<br />
belirlenmiştir.<br />
Şekil 6. HGI ile d80 arasındaki ilişki.<br />
<strong>Kömür</strong>; heterojen ve elastik bir özelliğe sahip olduğu için öğütülebilirliği ile dayanım<br />
ve indeks özellikleri arasında bir ilişki kurulabilmektedir (Su ve ark., 2004). ISI ile<br />
HGI değerleri arasında azalan yönde polinomal bir ilişki kurulmuştur ve elde edilen<br />
korelasyon katsayıları oldukça yüksek çıkmıştır. Kurutma sıcaklığı 90 ve 105 o C<br />
olduğunda, yüksek HGI değerleri için, düşük ISI değerleri elde edilmiştir. Sıcaklık 60<br />
ve 75 o C olduğunda ise HGI değerlerine bağlı olarak ISI değerlerinde anlamlı bir<br />
değişim görülmemiştir. (Şekil 7.a, b).<br />
a)<br />
Şekil 7. HGI ile a) -9,5+3,15mm boyutundaki numunenin ISI değeri arasındaki ilişki<br />
b) -4,75+3,15mm boyutundaki numunenin ISI değeri arasındaki ilişki.<br />
Şekil 8.a, b’de görüldüğü gibi, ISI ile d80 değerleri arasında artan yönde polinomal bir<br />
ilişki kurulmuştur. Özellikle yüksek sıcaklıklarda yapılan kurutma işlemleri sonucu<br />
494<br />
b)
(90 ve 105 o C) ISI değerinin yüksek olduğu durumlarda d80 değeri yüksek, ISI<br />
değerinin düşük olduğu durumlarda d80 değeri düşük çıkmıştır. (Şekil 8.a, b). Sıcaklık<br />
60 ve 75 o C olduğunda ise d80 değerlerine bağlı olarak ISI değerlerinde çok önemli bir<br />
değişim görülmemiştir.<br />
a)<br />
Şekil 8. ISI ile a) -9,5+3,15mm boyutundaki numunenin ISI değeri arasındaki ilişki<br />
b) -4,75+3,15mm boyutundaki numunenin ISI değeri arasındaki ilişki.<br />
5 SONUÇLAR<br />
<strong>Kömür</strong>ün içerdiği kil mineralleri nem miktarı arttıkça daha çok su absorblamış olması<br />
gerekir. Bunun sonucunda, kömürün içerdiği ağırlıklı olarak kil minerallerinden<br />
oluşan kül yapıcı içeriğin elastik özelliği de yükselecektir. Ancak, elastik özelliği<br />
artan kömürün öğütülebilirliği oldukça güçleşmektedir. Bu çalışmada, buna bağlı<br />
olarak kurutma işlemleri ile nem miktarı düşürülerek bünyesindeki kil minerallerinin<br />
elastik özelliğinin azaltılabileceği düşünülmüştür. Kurutma işlemleri sonucunda<br />
Afşin-Elbistan linyitinin HGI değerinin yükseldiği ve d80 değerinin düşmesi ile<br />
öğütülebilirliğinin arttığı tespit edilmiştir. Aynı şekilde numunenin dayanımının da<br />
nem miktarının düşmesi ile birlikte azaldığı yapılan ISI testlerinde belirlenmiştir.<br />
Belirlenen aralıktaki tane boyut dağılımının ISI testlerinde çok önemli olmadığı<br />
görülmüştür. HGI testi kömürün öğütülebilirliğinin belirlemesinde en çok kullanılan<br />
yöntemdir. ISI testi ise kömürün darbe ve basınca karşı olan dayanımını<br />
belirlenmesinde kullanılan bir yöntemdir. Bilyalı öğütme testi kömürün hem<br />
öğütülebilirliğine hem de dayanımına bağlıdır. Bu nedenle, bu tür bir test ile de<br />
kömürün öğütülebilirliği hakkında bilgi üretilebilmektedir. Ayrıca çoğu kez bilyalı<br />
öğütme işlemi kömür taneciğinin kül yapıcılardan serbestleştirilmesi amacıyla<br />
yapılması gereken nihai ve vazgeçilmez bir işlemdir. Ek olarak yapılan deneyler<br />
sonucu elde edilen korelasyon katsayıları dikkate alındığında ISI testi ile de kömürün<br />
öğütülebilirliği hakkında bilgi üretilebileceği sonucuna varılmıştır.<br />
KAYNAKLAR<br />
Ateşok, G. 2004. <strong>Kömür</strong> Hazırlama ve Teknolojisi, Yurt Madenciliğini Geliştirme Vakfı Yayını,<br />
İstanbul.<br />
Azaharı, H. L., 1990. The Effect <strong>of</strong> Moisture on the Grindability <strong>of</strong> Indonesian Coals, Dissertation<br />
(M. Metl.), University <strong>of</strong> Wollangang (Australia), 311 p<br />
495<br />
b)
Doğan, Z. M., Hoşten, Ç. ve Başol, A. 1984. <strong>Kömür</strong> Rutubetinin <strong>Türkiye</strong>’deki Bazı <strong>Kömür</strong>lerin<br />
Öğütülebilirliğine Etkisi, <strong>Türkiye</strong> 4. <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, Zonguldak-Kdz Eregli<br />
s.251-259.<br />
Dunxi, Y., Peisheng, L., Xuexin, S. and Xiong, Y., 2005. Prediction <strong>of</strong> Grindability with<br />
Multivariable Regression and Neural Network in Chinese Coal, Fuel, 84(18), p. 2384-2388.<br />
Evans, I., and Pomeroy, C. D. 1960. The Strength, Fracture and Workability <strong>of</strong> Coal, London:<br />
Pergamon Press.<br />
Ghosal, A.; Roy, L. C.; Bose, R. N. and Lahiri, A. 1958. Grindability <strong>of</strong> Indian Coals, Journal <strong>of</strong><br />
the Institute <strong>of</strong> Fuel, 31 p. 50-5.<br />
Hardgrove, R. M., 1931. Grindability <strong>of</strong> Coal, Fuels Division, American Society <strong>of</strong> Mechanical<br />
Engineers, February, Birmingham, Alabama, paper FSP–54–5.<br />
Harrison,P. C., Rowson, N. A., 1996. The Effect <strong>of</strong> Heat Treatment on the Grindability <strong>of</strong> Coals,<br />
IChemE Research Event, v.1, p.268-270.<br />
Karthıkeyan, M., 2011. Minimization <strong>of</strong> Moisture Readsorption in Dried Coal Samples, Drying<br />
Technology, 26: 7, 948-955.<br />
Lytle, J.; Choi, N. and Prisbrey, K. 1992. Influence <strong>of</strong> Preheating on Grindability <strong>of</strong> Coal,<br />
International Journal <strong>of</strong> Mineral Processing (Netherlands), v. 36, no. 1/2, p. 107-112.<br />
Protodyakanov, E. I., 1950. Determination <strong>of</strong> Coal Strength at Mines, Ugol 25:20-14.<br />
Stnadish, N.; YU, A. B. and AZAHARI, H. L. 1993. Grindability <strong>of</strong> Indonesian Coals, Publications<br />
<strong>of</strong> the Australasian Institute <strong>of</strong> Mining and Metallurgy, 1993, 3/93(XVIII International Mineral<br />
Processing Congress, Vol.5), p. 1347-56.<br />
Su, O., Toroğlu, I. ve Akçın, N.A., 2004. <strong>Kömür</strong>ün Öğütülebilirliği ile Dayanım ve İndeks<br />
Özellikleri Arasındaki İlişkiler, <strong>Türkiye</strong> 14. <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>,2-4 Haziran 2004,<br />
Zonguldak, p 77-86.<br />
Su, O., Toroğlu I., and Akçın, N.A., 2010. An Evulation <strong>of</strong> the Impact Strength Index as a Criterion<br />
<strong>of</strong> Grindability, Energy Sources, Part A: Recovery, Utilization, and Environmental Effects, 32:<br />
17, p. 1671 — 1678.<br />
Ural, S. ve Akyıldız, M., 2004. Studies <strong>of</strong> the Relationship Between Mineral Matter and Grinding<br />
Properties for Low-Rank Coals, International <strong>of</strong> Journal Coal Geology, vol. 60, p.81-84<br />
Ural, S. ve Onur, A.H., 2000. Afşin-Elbistan Linyitlerinin Termik Santral Performansı Üzerindeki<br />
Etkileri, <strong>Türkiye</strong> 12. <strong>Kömür</strong> <strong>Kongresi</strong> <strong>Bildiriler</strong> <strong>Kitabı</strong>, 23-26 Mayıs 2000, Zonguldak-Kdz<br />
Ereğli, s. 277-286<br />
496
TMMOB MADEN MÜHENDİSLERİ ODASI, 1954 YILINDA 6235 sayılı yasa ile<br />
kurulmuştur. 1961 Anayasası’nın 120, 1982 Anayasası’nın 135. maddelerinde<br />
tanımlanan, 7303 sayılı yasa ile 66 ve 85 sayılı KHK değişik, Kamu Kurumu<br />
Niteliğinde bir Meslek Kuruluşudur.<br />
Düzenlediği Uluslararası Madencilik ve <strong>Kömür</strong> Kongreleri, birçok Sempozyum,<br />
Seminer, Panel ve Söyleşilerle madencilik sektörü ve Maden Mühendislerinin<br />
sorunlarına çağdaş bir yaklaşımla çözüm arayan Maden Mühendisleri Odası;<br />
• 12512 11216 Üye, Üye<br />
• 10131 Üye<br />
• 5 Şube, Şube (Adana, (Adana, Diyarbakır, İstanbul, İstanbul, İzmir, İzmir, Zonguldak Zonguldak) ve Diyarbakır)<br />
• 4 Şube (Adana, İstanbul, İzmir, Zonguldak)<br />
• 130Bölge İl Temsilciliği, Temsilciliği(Sivas)<br />
• 25 İl Temsilciliği<br />
• 38 10 İl Temsilciliği, İlçe Temsilciliği<br />
• 17 İşyeri Temsilciliği<br />
• 16 53 İlçe Temsilciliği, İşyeri Temsilciliği ve<br />
• Üniversite Öğrenci Temsilcilikleriyle madencilik sektörünün<br />
• 36 İşyeriÜniversite Temsilciliği, Öğrenci (18 İşyeri, Temsilcilikleri 18 Üniversite) ile madencilik sektörünün<br />
en önemli meslek örgütüdür.<br />
• Üniversite enÖğrenci önemli meslek Temsilcilikleriyle örgütüdür.<br />
Madencilik sektörünün en önemli meslek örgütüdür.<br />
41. DÖNEM YÖNETİM KURULU ÜYELERİ<br />
Başkan : Mehmet TORUN<br />
42. 43. DÖNEM YÖNETİM KURULU ÜYELERİ<br />
II. Başkan : Berna Fatma VATAN<br />
Başkan<br />
Genel Sekreter :<br />
Mehmet Mehmet<br />
Nahit ARI<br />
TORUN TORUN<br />
II. II.<br />
Sayman<br />
Başkan<br />
:<br />
Niyazi Ayhan<br />
Ahmet<br />
KARADENİZ YÜKSEL<br />
SARDAR<br />
Genel<br />
Üye<br />
Sekreter<br />
:<br />
Nahit Cemalettin<br />
Niyazi<br />
ARI SAĞTEKİN<br />
KARADENİZ<br />
Sayman<br />
Üye :<br />
İbrahim Necmi<br />
Dr. Nejat<br />
YILMAZOĞLU<br />
ERGİN<br />
TAMZOK<br />
Üyeler<br />
Üye : Cemalettin Emre DEMİR<br />
Cemalettin SAĞTEKİN<br />
Necmi OnatERGİN BAŞBAY<br />
H. Özlem Can DOĞAN ALTINÇELİK<br />
Adres:<br />
Selanik Cad. Yeşim Apt. No: 19/3<br />
06650 Kızılay-ANKARA<br />
Tel : 0312. 425 10 80,<br />
: 0312. 418 36 57<br />
Faks : 0312. 417 52 90<br />
Web : www.maden.org.tr<br />
E-posta : maden@maden.org.tr
TÜRKİYE TAŞKÖMÜRÜ KURUMU<br />
Üretim müesseseleri : Armutçuk, Kozlu, Üzülmez, Karadon Amasra<br />
Rezervi : 1,33 Milyar Ton<br />
Üretim Miktarı : Ortalama 1,5 - 2 Milyon ton/yıl (6.500 kcal/kg’a kadar çeşitli<br />
ısıl değer ve boyutta koklaşabilir / koklaşmaz nitelikte ürünler )<br />
Önemli Tesisleri<br />
Ana İhraç Kuyuları Lavvarlar<br />
Müessese Kuyu Adı Çalışma Adı Kurulu Kapasitesi<br />
Derinliği<br />
(t/h)<br />
Armutçuk 13 Nolu +191/-400 Armutçuk 200<br />
Kozlu Yeni Kuyu +6/-560 Kozlu 250<br />
1 Nolu +14/-700 Üzülmez 250<br />
Üzülmez 1 Nolu +38/-320 Çatalağzı 500<br />
Karadon KYSK +50 /-700 Amasra 200<br />
GYSK +126/-540<br />
Amasra Amasra +36/-250<br />
Limanlar<br />
Zonguldak Limanı Kdz.Ereğli limanı<br />
Alanı (m 2 ) 85.000<br />
81.000 25.500<br />
Liman Hizmeti <strong>Kömür</strong> yükleme, General Kargo yükleme- <strong>Kömür</strong> yükleme, General<br />
boşaltma, Ro-Ro taşımacılığı, Tren ferisi Kargo yükleme-boşaltma<br />
Deniz vasıtaları Romorkörler-2<br />
Klavuz motor -1<br />
TTK Genel Müdürlüğü 67090, Zonguldak<br />
Telefon: (372) 252 40 00 (8 hat) – Telefaks: (372) 251 19 00<br />
WEB: www.taskomuru.gov.tr
EYÜP ALABAŞ<br />
Genel Başkan<br />
SATILMIŞ ULUDAĞ<br />
Genel Başkan Yardımcısı<br />
BEHZAT CİNKILIÇ<br />
Genel Sekreter<br />
MUHARREM SARIÇAM<br />
Genel Mali Sekreter<br />
OSMAN TUTKUN<br />
Genel Teşkilatlandırma ve Eğitim Sekreteri
PARK TERMİK 620 MW Çayırhan Termik<br />
Santrali’ni işletmektedir. <strong>Türkiye</strong>’nin ilk özelleştirilen santrali olup<br />
özelleştirme sonrasında kapasite kullanım oranı %48’den<br />
%81’e çıkmıştır.<br />
PARK ELEKTRİK Yaklaşık %35 Hissesi<br />
İMKB’de işlem gören şirket, Siirt Madenköy’de konsantre bakır<br />
üretimi yapmakta olup bölgede önemli bir yatırım ve istihdam<br />
kaynağıdır.<br />
ETİ SODA Dünyanın en büyük ikinci Trona cevheri<br />
yatağını işletmekte ve yıllık 1 Milyon Ton soda külü üretimi ve<br />
100.000 ton sodyum bikarbonat üretimi ile yılda 300 milyon ABD<br />
Doları ihracat gerçekleştirmektedir.<br />
SİLOPİ ELEKTRİK 135 MW Asfaltit yakıtlı<br />
Silopi Termik Santrali bölgede 1000 kişiye istihdam<br />
sağlamaktadır. 2. ve 3. ünitelerin inşaatları devam etmekte olup,<br />
proje tamamlandığında kurulu güç toplam 405 MW’a ulaşacaktır.<br />
PARK TEKNİK Çayırhan Termik Santrali’ne<br />
kömür sağlamakta ve yıllık 3 Milyon Ton üretimi ile dünyada kişi<br />
başına en fazla üretimi gerçekleştirmekte ve mevcut üretimi ile<br />
Avrupa’nın en verimli yer altı maden işletmesi olarak literatüre<br />
geçmiştir.
504
505
Change language