long hole destress blasting for rockburst control during

International Journal of Rock Mechanics & Mining Sciences 61 (2013) 141–153

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International Journal ofRock Mechanics & Mining Sciences

fi en

1365-16

http://d

n CorrGeonics, Czech Refax: þ420

E-m

journal homepage: www.elsevier.com/locate/ijrmms

Long-hole destress blasting for rockburst control duringdeep underground coal mining

Petr Konicek a,n, Kamil Soucek a, Lubomir Stas a, Rajendra Singh b

a Institute of Geonics, Institute of Clean Technologies, Academy of Sciences, Ostrava, Czech Republicb CSIR-Central Institute of Mining & Fuel Research, Dhanbad, India

a r t i c l e i n f o

Article history:

Received 13 February 2012

Received in revised form

21 January 2013

Accepted 8 February 2013

Keywords:

Ostrava–Karvina Coal Basin

Longwall mining

Rockburst

Destress blasting

09/$ - see front matter & 2013 Elsevier Ltd. A

x.doi.org/10.1016/j.ijrmms.2013.02.001

espondence to: Department of Geomechanics and MinAcademy of Science of the Czech Republic, Studentskapublic. Tel.: þ420 596 979 224; 596 919 452.ail address: [email protected] (P. Konic

a b s t r a c t

The Lazy mina de carbón en el fi eld Ostrava-Karvina carbón de la Cuenca del Carbón Alta Silesia adoptó la tecnología de tajo largo moderna para una extracción subterránea de veta de carbón número 504. Esta veta de carbón se encuentra a una profundidad portada de unos 700 m. El espesor de la costura varió de 3,1 ma 5,0 m en el panel de tajo largo seleccionado. Dos suprayacentes vetas de carbón, Nos. 512 y 530 de minería con experiencia en alturas promedio de 58 m y 75 m, respectivamente, desde el horizonte de trabajo planificado de la costura No. 504. El panel de frente largo propuesto estaba situado de manera adversa por debajo de los bordes de goaf el funcionamiento en estas dos costuras superpuestas extraída. Un análisis de la masa de roca entre la carga entre estas capas de carbón mostró la presencia de fuertes estratos, masiva de areniscas y conglomerados con valores de resistencia a la compresión uniaxial entre 70 MPa y 120 MPa. La tensión se mide en diferentes etapas de minería de Monitoreo de sondeo de composición cónica compacto (MCBC). Una prueba de laboratorio sencilla de la muestra de carbón encontró un alto valor de la relación de la deformación elástica de la deformación total (40,8), lo que indica la característica de almacenamiento de energía (propenso a estallar / golpe) de la veta de carbón. Bajo las condiciones geo-mineras existentes en el sitio de una voladura destress adecuado (a largo agujero de perforación y voladura) diseño se adoptó comprobar la validez de fracturar la identi fi cada estrato competente de ambas carreteras puerta con antelación. La longitud total del panel podría ser extraído sin ningún bache / rockburst después de la voladura destress. La eficiencia del destress adoptada voladuras en las diferentes etapas de minería se evalúa en términos efecto sísmico (SE), que se calcula a través de los datos disponibles de vigilancia sísmica y el peso del explosivo cargado. Una adopción sistemática de la voladura destress roca llevó el panel largo tajo largo 300 m a extraer suavemente sin ningún golpes de terreno adicionales.

& 2013 Elsevier Ltd. All rights reserved.

1. Introduction

La reserva de carbón de la cuenca del carbón de Silesia Superior (USCB) es compartida por la República Checa y Polonia. En esta cuenca de carbón, de frente largo es un método de minería subterránea dominante. La parte checa de la USCB, conocido como el Ostrava-Karvina Carbón fi eld (OKC), se encuentra en la parte noreste del país (Fig. 1). La minería subterránea de diferentes capas de carbón tuvo lugar en el OKC por más de 200 años. El agotamiento de las costuras superiores debido a la continua actividad de la minería del carbón durante un largo período de tiempo se ha desplazado la actividad a una mayor profundidad (4.600 m). En virtud de la minería de datos existente y las condiciones geológicas de la subcuenca Karvina del USCB, la extracción subterránea del carbón en esta cuenca es típicamente acompañada por golpes de terreno, que también se conocen como bultos de carbón. Los golpes de terreno primeros ocurrieron en el campo del carbón

ll rights reserved.

ing Research, Institute of 1768, 708 00 Ostrava-Poruba,

ek).

1912 [1]. Diversos intentos se han hecho para tratar de rock-explosiones durante la minería subterránea de carbón, tanto en la República Checa [2-5] y el polaco [6,7] parte de la USCB.

Hay varios desafíos de mecánica de rocas asociadas a la minería subterránea de una veta de carbón profunda [8-11]. Mediante el análisis de datos geotécnicos de diferentes minas, Chase y col. [12] encontramos que la naturaleza de los estratos suprayacentes juega un papel significativo en el éxito de la minería subterránea de las capas de carbón profundas. Sobre la base de un examen de los datos geotécnicos de varias minas, golpes de terreno son el principal problema durante la minería subterránea de carbón de las capas de carbón profundas bajo fuerte estratos techo (Fig. 2).

Durante las diferentes actividades de la minería del carbón subterráneas en el OKC, golpes de terreno son más frecuentes cuando la profundidad de la minería supera 600 m. Profundidad solo crea un alto estrés inducido por la minería a [10], lo que aumenta la posibilidad de golpes de terreno ocurrencia. Bajo-tierra extracción de veta de carbón inferior del carbón fi eld (Nº 504) también se reunió en dos recubre las vetas de carbón resueltos de, que consistía en una serie de pilares de barrera a la izquierda de salida y costillas con altas concentraciones de estrés. La existencia de estos estresados pilares / costillas más de las actividades mineras en el Nº 504 de la costura también se convirtió en un factor que contribuye a los golpes
de terreno. Según estratigráfica existente en el sitio
www.elsevier.com/locate/ijrmms

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http://dx.doi.org/10.1016/j.ijrmms.2013.02.001



mailto:[email protected]


Fig. 1. Location of the Upper Silesian Coal Basin and map of seismic networks in Karvina sub-basin.

Fig. 2. An analysis of performance of underground coal mining at deep cover and under strong roof rock [after 12].

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condiciones, el actual horizonte de la minería del OKC se enfrentan a estratos suprayacentes roca competente. La presencia de estos rígida estratos suprayacentes roca en este horizonte dio lugar a la carga dinámica durante su espeleología, que también aumentó la probabilidad de una ocurrencia de rock-explosión.

Se adoptaron enfoques activos y pasivos para controlar la creciente frecuencia de golpes de terreno en el actual horizonte de trabajo. El impacto rockburst puede reducirse mediante enfoques pasivos, tales como la mejora en el sistema de la minería y apoyo. Sin embargo, para un sitio difícil como veta de carbón N ° 504 de la mina de carbón perezoso, se necesita un enfoque activo (destress voladura de roca) para reducir la frecuencia rockburst. Voladura de roca Destress se utiliza principalmente en las altas condiciones de riesgo rockburst de extracción de mineral subterráneo [13]. Voladura Destress roca ha sido utilizado en la minería subterránea de carbón en la parte checa de la USCB desde 1990 para evitar golpes de terreno [14-17 y 34]. Más de 2000 voladuras destress roca se produjeron en esta región entre 1990 y 2010 [18] para controlar golpes de terreno.

Este trabajo presenta un estudio de caso se trata de una minería de tajo largo profunda de un filón de carbón grueso, costura Nº 504, en virtud de culto di fi condiciones geológicas y mineras. La aplicación exitosa de la técnica de voladura de roca destress se hace para controlar golpes de terreno durante la profunda minería del carbón frente largo subterráneo bajo estratos suprayacentes competente en el OKC. El rendimiento del enfoque de voladura de roca destress adoptada es evaluada por monitoreo sísmico, el efecto sísmico de la voladura destress rock y en las mediciones de tensión in situ, que se mencionan en este documento.

2. Site details

Lazy mina de carbón en el OKC adoptó la minería de tajo largo para extraer carbón subterránea desde el panel No. 140 914 de veta de carbón número 504. La longitud del panel de frente largo de 300 m, y el ancho varía de 109 ma 189 m. El panel se encuentra en el bloque de la minería novena, que se encuentra en la parte occidental de la mina de carbón. Las fronteras del bloque de la minería novena son creados por la falla tectónica C en el norte, la falla tectónica Ceres en el sur, la estructura Orlova en el oeste y un pilar eje de seguridad en el este (Fig. 3). Minería en este panel se inició el 2 de noviembre de 2006 y se completó el 15 de junio de 2007. Todo el espesor de capa de carbón del panel fue extraído por una cara de frente largo totalmente mecanizada con espeleología.

El espesor de la capa de carbón de panel varió de 3,1 ma 5,0 m. Esquilador doble tambor KGS 445 W (fémur Inc., Katowice, Polonia) fue desplegado para extraer una gruesa porción del carbón 3.5 m. La longitud de la cara de frente largo varió de 109 ma 189 m, que fue apoyada por la alta capacidad de carga hasta los topes auto avanzar escudos MEOS 17/37/05 (OSTROJ Opava Inc., Opava, República Checa). Noventa Cuña-escudos, cada uno de 82 toneladas de capacidad de soporte de carga y con dos patas, se erigieron para cubrir toda la longitud de la cara. Un transportador de cadena de PF 4/1032 (DBT GmbH, L Unen, Alemania) con una capacidad horaria t 2500 se utilizó para evacuar el carbón desalojado de la cara.

2.1. Geology

Condiciones geológicas y mineras de la veta de carbón número 504 existente en Lazy Colliery hacer la extracción subterránea de este carbón

Fig. 3. A plan and bore-hole section showing different mining panels around the No 140 914 longwall panel and inter-burden thicknesses among different coal seams.

Fig. 4. Deformation variation of the coal sample during a laboratory compression test.

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costura desafiante. Debido a su naturaleza inherente, la veta de carbón[19] también se encuentra susceptible a golpes de terreno. Una simpleprueba de resistencia a la compresión de una muestra de carbón de la veta decarbón en el laboratorio mostraron una creciente capacidad de acumulaciónde energía de deformación. Carga y descarga de prueba Los resultados de lamuestra se muestran en la Fig. 4.Inthis figura, la muestra se carga a casi el60% de su resistencia a la compresión (promedio 40 MPa) antes de ladescarga. Se observa que la relación de la deformación elástica a ladeformación total de la muestra de carbón excede de 0,8, que Refleja la cepade energía acumulación característica de la veta de carbón.

La profundidad de la cubierta de la veta de carbón en el panelseleccionado varió de 650 a 720 m m, y la costura tiene una inclinaciónmedia de 9,51 en la dirección del noreste, como se muestra en la Fig. 5. Casiel 90% de las vetas de carbón que recubren estratos son rocas competentes

tales como areniscas y conglomerados (Fig. 3). Bajo las condiciones de explotación de múltiples costuras existentes en el sitio, que cubre veta de carbón. Nº 512 y 530 fueron elaborados por el método de tajo largo (espeleología), y la cabra se supone que ser resuelta. Sin embargo, los bordes de las labores en estas vetas de carbón suprayacentes caen sobre el área del panel seleccionado en el carbón costura No. 504. El espesor inter-cama entre veta de carbón No. 504 y el carbón suprayacente inmediata costura No. 512 varía de 51 m a 63 m. Esta inter-carga tiene una alta proporción de los estratos de roca competente con espesores de más de 5 m y 10 m (Fig. 6). Las resistencias a la compresión uniaxial de las areniscas y los conglomerados van desde 70 MPa a 120 MPa. Los valores altos de Rock Calidad Designación (RQD) observados en los estratos suprayacentes también indican la presencia de masas de roca suprayacente compactos y competentes. Fig. 7 representa una sección estratigráfica típica, la fuerza

Fig. 5. Contour lines showing: (A) variation in coal seam thickness (in cm) and (B) depth of cover of the coal seam No. 504 (in m).

Fig. 6. Contour lines showing: (A) percentage of competent rock layers of thickness 410 m in complete overlying rock mass column (B) in inter-bed between seams No.

504 and No. 512 only.


y el RQD per fi l de los estratos suprayacentes roca hasta una altura de 25 m desde el horizonte veta de carbón.

2.2. Mining

Panel No. 140 914 fue el primer trabajo longwall en el bloque de la minería noveno de la costura No. 504 (Fig. 3). La minería en este panel fue cerca de la falla tectónica Ceres y el borde de un vecino panel de tajo largo extraído previamente del bloque minero adyacente, Nº 1 (secuencia Nº 15 en la Fig. 3). La existencia de esta estrecha goaf es también una fuente de alta tensión inducida minería. Como se mencionó anteriormente, las tumbas de dos superpuestas capas de carbón en alturas promedio de 58 my 75 m, respectivamente, también es probable que in fl uyen en el desarrollo y la concentración de la tensión durante la minería de tajo largo en el carbón costura Nº 504. La posición y la orientación de los paneles extraídos en ambas de las vetas de carbón suprayacentes no se superponen o simétrica, sobre todo, para proteger los pilares eje de seguridad, situado cerca de estas excavaciones. En particular, el trabajo en el carbón que recubre la costura No. 512 experimentó un minero irregular, como se dejó un número de pilares para proteger los pilares de
seguridad (Fig. 8) de los ejes principales perezoso.
2.3. Rockburst prognosis

Pronóstico Rockburst se hizo de acuerdo con las condiciones naturales y mineros del sitio y de acuerdo con la legislación rockburst válida del país [20]. El pronóstico rockburst adoptado para el sitio es un enfoque de tres niveles, que consiste en categorías regionales, locales y actuales.

2.3.1. Regional prognosisEl primer paso de la evaluación de los peligros rockburst de un sitio es el

pronóstico regional, en el que el potencial rockburst se evalúa mediante el peligro natural de las concentraciones de esfuerzos en las grandes unidades geológicas de la masa rocosa. Esta evaluación utiliza los datos geológicos y las propiedades del macizo rocoso. Parámetros considerados para esta evaluación incluyen propiedades físicas y mecánicas de la roca, la litología, la profundidad debajo de la superficie, los cambios en el espesor de capa de carbón, anormalidades en la litología, estructura tectónica y la capacidad de la veta de carbón para almacenar energía elástica. Basándose en los resultados de pronóstico regionales, el área de la mina se divide tectónicamente en diferentes bloques de minería, cada uno de los cuales pertenece a cualquiera de una zona propensa o no propensa a golpes de terreno. El área a lo largo del tectónica

Fig. 8. Overlapping of different workings seams Nos. 530, 512 and 504 showing

area of additional stress concentrations.

Fig. 7. Rock quality designation and uniaxial compressive strength in roof strata

above the seam No 504 (data from borehole log).


fault Ceres is believed to be at a high risk for rockbursts [21]. Also,according to the collected geological information (Fig. 3) and thephysico-mechanical properties (Figs. 5–7) of the surrounding rockmass, the mining in panel No. 140 914 of coal seam No. 504 at theLazy Colliery is found to be at a high risk for rockbursts.

2.3.2. Local prognosis

The second step of the rockburst hazard assessment is the localprognosis, in which the possible effects of the mining-inducedstresses due to the planned mining activity under the existinggeo-mining conditions are analysed. The planned working inpanel No. 140 914 is examined for the amount of mining inducedstress. Considering the presence of the competent overlying rockstrata (Figs. 3 and 7); the asymmetry of the workings in theoverlying coal seams, Nos. 512 and No. 530 (Fig. 8); and the closevicinity of the earlier mined-out panel in seam No. 504, thisexamination found that there was a high risk for rockbursts in thelongwall face No. 140 914.

During the planning stage of the mining work, an individualmining work is classified into three different degrees of rockburstrisk [4]. As per the existing geo-mining conditions around thepanel, above-mentioned two prognoses were conducted before

la actividad minera actual en el panel. De acuerdo con lo anterior el pronóstico regional y local de la legislación minera Checa, el panel No. 140 914 de carbón costura No. Es probable que enfrentarse a un tercero grado (el más grave) peligro rockburst 504.

2.3.3. Current prognosisEl pronóstico actual se lleva a cabo durante el avance unificación real de

la cara de frente largo. Se compone principalmente de la prueba de rendimiento de perforación y monitoreo geofísico, ambos de los cuales se utilizan para detectar el aumento de las condiciones de estrés alrededor de la cara de minería de funcionamiento [21]. Se llevó a cabo la prueba de perforación rendimiento [22] todos los días (regularmente) en la cara a través de 11 m pozos de largo con un diámetro de 42 mm. El espaciamiento típico entre estos agujeros se mantuvo a ser 30 m. Estas pruebas se llevaron a cabo al menos dos veces en una semana en la puerta de caminos en la zona de estrés inducido por la minería y en el corte vertical de la pared larga. Las dimensiones y el espaciado de estos pozos de sondeo a la puerta de caminos se mantuvieron similares a las de las perforaciones a lo largo de la coalface. Todas las demás obras que podría influir fueron prohibidas la estabilidad de la masa rocosa durante las pruebas de perforación rendimiento.

La segunda parte del pronóstico actual es de vigilancia geofísica, que consistió en la observación sismo-acústico en el panel de trabajo y las observaciones sismológicas a través del local y las redes sismológicas regionales (Fig. 1). Cuatro geófonos, dos en cada puerta de la carretera, se colocaron para las observaciones-seísmo acústico. Los dos geófonos en cada puerta de la carretera se colocaron inicialmente 30 my 100 m por delante de la cara de extracción. Durante el avance de la cara, las posiciones de estos geófonos se trasladaron regularmente por delante para mantener la distancia dada de estos geófonos con respecto a la cara.

2.4. Preventive measures

Se tomaron medidas de prevención activa y pasiva durante la minería de tajo largo en el panel No. 140 914 de carbón costura Nº 504 para controlar golpes de terreno. Las medidas activas disminuyen la probabilidad de una ocurrencia rockburst, mientras que las medidas pasivas limitar los impactos de un rockburst, incluso si se produce durante la actividad minera.

El primer paso de la medida preventiva pasiva es para definir la zona de peligro por delante de la cara de frente largo. De acuerdo a las condiciones geo-minero del sitio, la zona de hasta 93 m por delante de la cara estaba influenciada por el estrés inducido por la minería. Por lo tanto, los 93 m en zonas tanto de la puerta de caminos, incluyendo el coalface, fueron considerados como un área en peligro. Sin trabajo operativo en esta zona sólo se permitía de acuerdo a la naturaleza de los resultados de las pruebas de perforación rendimiento. El número máximo de empleados desplegados para un trabajo en particular en el área en peligro también está restringido. Incluso en condiciones normales, se prohibieron todas las obras paralelas en las carreteras de la puerta durante el corte de carbón y las operaciones de unificación avance / ajuste de apoyo. Por otra parte, la medida preventiva activa se decide de acuerdo con la situación observada por la prueba de perforación rendimiento en la zona de peligro de extinción de la cara de frente largo.

La medida preventiva activa se compone de varios enfoques diferentes. Cada enfoque de esta medida se inicia de acuerdo con el estado de la coalface en el panel. El 'humectación del lecho de carbón "y" la voladura destress en los estratos de roca sobrecarga "enfoques que se adopten en virtud de condi-ciones normales de la zona en peligro de extinción. Para humedecer el lecho de carbón, perforaciones horizontales paralelas con una longitud que varía desde 45 m hasta 90 m y un diámetro de 75 mm se perforan en el horizonte superior de la costura de tanto de la puerta de caminos. Todos estos pozos fueron fi tted con un sistema de infusión en agua adecuado, que estaba conectado a un sistema de línea de tubería de agua. Un promedio de 420 l de agua por unidad de longitud (m) se utilizó
para la infusión en una perforación del panel. Los detalles técnicos de la voladura destress adoptada en los estratos de roca sobrecargar son


discutido en la Sección 3. Si la prueba de perforación rendimiento indica una situación adversa en la zona de peligro, entonces destress voladuras en la veta de carbón desde la puerta de caminos o la cara de frente largo es adoptado. Por esta voladura destress, perforaciones horizontales paralelas con un diámetro de 42 mm y una longitud de 11 m a 15 m se perforaron a una distancia de 5 m en el horizonte medio de la veta de carbón. Cada pozo fue acusado de 7 kg a 9 kg de explosivo y criticó sin ningún retraso en el tiempo.

3. Destress rock blasting

El objetivo principal de la voladura destress era debilitar la fuerza / masividad del suprayacente estratos de roca competente antes de comenzar

la minería subterránea. En primer lugar, el horizonte de los estratos suprayacentes competente se identificó a través de las muestras de núcleos

adquiridos. Luego, diferentes conjuntos de fi nida prede, pozos largos fueron perforados desde la puerta de caminos destinados a estos estratos

competente y la actividad minera existente en y alrededor del panel.Un diagrama esquemático (tanto de la sección y el plan) del diseño

adoptado para el largo perforación de pozos para la voladura destress roca en el panel se muestra en la Fig. 9. Todos estos pozos fueron perforados

hacia arriba en ángulos entre 121 y 371, tanto de los de tajo largo de compuerta de caminos. Las longitudes de pozos variaron de 40 m a 100 m.

En vista de la cantidad calculada de explosivo requerido para la voladura de rocas destress, el diámetro de estas perforaciones fue 93 mm y el espaciado

de las perforaciones era 10 m. Con combinaciones de longitud y ángulo adecuados para estas perforaciones, las partes inferiores (finales) de todos

los pozos de sondeo se encuentra en un horizonte similares interior del techo, casi 20 m por encima de veta de carbón No 504.

Todos estos pozos-ascendentes perforados fueron acusados pneuma-ticamente por la gelatina tipo de explosivo Perunit 28E (calor

Fig. 9. Scheme of destress rock blastin

explosión 4.100 kJ / kg), y la arena se utiliza para la derivada. La longitud y la cantidad de explosivo en cada pozo varía en función de las condiciones geo-mineras aledañas. De acuerdo a la condición de panel de No. 140 914, las longitudes de la carga en los diferentes agujeros varió de 26 m a 75 m, la longitud de la arena derivada varió de 14 m a 25 m y el porcentaje de las longitudes de éstos cargados pozos variaron de 63% a 85% (Tabla 1). Un grupo individual de pozos cargados, por lo general van desde 3 a 6 pozos, estaba rojo fi con antelación según el orden anillo de fi nida prede fi. Todas las perforaciones cargadas en un determinado grupo eran rojos fi simultáneamente, sin demora alguna. El peso del explosivo cargado en diferentes agujeros variarse a la longitud adoptada de la perforación acuerdo ing. La cantidad del explosivo cargado en un agujero de panel de N ° 140 914 varió de 245 kg a 780 kg. La cantidad total de explosivos (por los tres a seis pozos en un grupo) criticó a la vez en el panel variado de 1550 kg a 3450 kg.

De acuerdo con las condiciones del lugar, pozo Nos. 01/08, 101-112 y 151-153 (Fig. 9) se adoptaron para crear una red de fisuras en el estrato competente, que miente sobre el área de inicio del panel de tajo largo No. 140 914 . Borehole Nos. 101 a 112, 121 a 136 y de 21 hasta 23 se adoptaron para diluir la influencia de los bordes entre el explotado y las partes un-minado de las costuras en el exceso de carga. Los estratos competente sobre los pilares que quedan fuera, se extiende entre el portón trasero Nº 40.915 y falla tectónica Ceres, se gestiona a través de la perforación Nos. 201-213 y doscientas veintiuna hasta doscientos treinta y dos. Voladura en pozo Nos. 41-45 y 141-145 se utilizaron para aislar el panel de la minería en longwall No. 140 914 y el pilar eje de seguridad. Estos Bastings la pared del pozo fueron diseñados para desarrollar fracturas continua en una masa de roca, que es probable que sea responsable de la generación y la acumulación de concentraciones de tensión debido a la minería. Los estratos de roca suprayacente competente, que son

g and in situ stress measurement.

Table 1Analysis of destress rock blasting conducted in longwall No. 140 914 of Lazy Colliery.

Stage Numbers of boreholes Percentage of load length of boreholes Explosive charge Seismic energy Seismic effect evaluation Seismic effect

(–) (%) (kg) (J) (–) (–)

1 1–4, 51 63 1625 1.61Eþ04 4.7 Very good

2 101–104, 151 64 1550 1.39Eþ04 4.3 Very good

3 201–206 69 1725 2.40Eþ04 6.6 Extremely good

4 5–8, 52 72 2000 3.19Eþ04 7.6 Extremely good



7 207–210 73 1700 1.29Eþ04 3.6 Very good

8 211, 212, 213 79 1850 2.50Eþ04 6.4 Extremely good


10 125, 126, 127 82 2125 5.00Eþ04 11.2 Extremely good

11 221–227 59 1635 1.80Eþ04 5.2 Very good

12 41–45 74 3450 2.40Eþ05 33.1 Excellent

13 141–145 74 3450 3.80Eþ05 52.4 Excellent

14 128–130 85 2250 6.20Eþ04 13.1 Excellent

15 131–133 83 2250 1.50Eþ05 31.7 Excellent

16 228–232 70 1850 1.90Eþ04 4.9 Very good

17 134–136 81 2350 7.80Eþ04 15.8 Excellent

18 21–23 80 2350 1.40Eþ05 28.4 Excellent


fracturado continuamente debido a las voladuras, también se observaron a ser espeleología amigable. La decisión de la explosión de los distintos grupos individuales de pozos en diferentes etapas se hizo de acuerdo con el funcionamiento de los alrededores y los estratos, el desarrollo de la actividad sísmica en la minería y el avance de la cara de frente largo. De acuerdo con las propiedades geomecánicas de los estratos suprayacentes roca y legislaciones existentes [24], las posiciones de los pozos rojos fi se mantuvieron en el rango de 30 ma 93 m por delante de la cara de frente largo. La cantidad de explosivo se aplica en cada pozo se deriva de las dimensiones de los pozos seleccionados para el anillo fi. Por último, la selección de los pozos depende de las condiciones de explotación existentes, las condiciones naturales y el acuerdo de la actividad sísmica registrada en las legislaciones.

4. Evaluation of the destress rock blasting

Aspectos teóricos y prácticos de la voladura están bien desarrollados y, a menudo practicado por la industria minera. Una cuenta de la tensión, el desplazamiento y la energía liberada durante una voladura también se explica en detalle por varios autores, por ejemplo, [25-27]. La mayoría de los autores han estudiado algunos componentes del balance de energía durante una voladura de roca. Voladura Destress también se practica con éxito en varias minas subterráneas en todo el mundo [25]. Existe un consenso general de que destress voladura suaviza la roca y reduce su eficaz módulo de deformación elástica. Hay puntos de vista conflictivos sobre la importancia de la destress voladuras para reducir el estrés y la energía de deformación almacenada en la roca. El balance de energía de la voladura destress es estudiado por un número limitado de autores [25-27]. Sin embargo, las conclusiones de estos estudios sobre la reducción de la tensión del macizo rocoso debido a liberarte del estrés voladuras no son unánimes. Sanchidrian [27] propone la siguiente ecuación de balance de energía para voladuras:

EE ¼ EFþESþEKþENM , ð1Þ

donde EE es la energía explosiva, EF es la energía fragmentación, ES es la energía sísmica, EK es la energía cinética y ENM es no-midieron otras formas de energía (todos en J).

La siguiente ecuación de balance de energía para voladuras destress está dada por Sedlak [25]:

WtþUm1þWe ¼UcþUm2þWf þWk, ð2Þ

where Wt is the change in the potential energy, Um1 is the stored strain energy before destressing, Um2 is the stored strain energy

after destressing, Uc is the increased strain energy in the sur-rounding rock, We is the explosion energy, Wf is the energy that isnot consumed in the fracturing of the rock and Wk is seismicenergy (all in J).

Knotek [23], who established evaluation of stress release bydestress blasting due to seismic effect (SE) calculation in OKC,describes energy balance of destress blasting by following equations:

E1 ) E2 ð3Þ

E1 ¼ EVTþEprþEpotþEkin ð4Þ

E2 ¼ ErþEkinþESeisþENM ð5Þ

where E1 is initial energy, E2 is resulting energy, EVT is explosiveenergy, Epr is released deformation energy, Epot is change in potentialenergy, Ekin is kinetic energy, Er is fragmentation energy, ESeis isseismic energy and ENM is other energy forms—not measured (all inJ).

Total explosive energy (EVT) of the blasting stage (severalboreholes) can be written as a sum of explosive energy for eachborehole:

EVT ¼XN

j ¼ 1

EjVT j¼ 1,2,3,. . .,N ðnumber of boreholesÞ ð6Þ

Knotek [23] supposes that change of potential energy (Epot)and kinetic energy (Ekin) approximate to zero and derives follow-ing equation:

ErþEVTþENM ¼ ð1�KÞE1 ð7Þ

He defines a coefficient K, which represents natural conditionsof the rock mass. He describes irreversible energy disseminationprocess of destress blasting and arrives at following equation afterconsidering Eqs. (4)–(7):

EVTþEpr ¼ ð1�KÞðEVTþEprÞþESeis ð8Þ

Seismic energy is thus given as:

ESeis ¼ KðEVTþEprÞ ð9Þ

Explosive energy is determined according to

EVT ¼ eEQ ð10Þ

where eE is heat of explosion in J/kg, and Q the is mass ofexplosives in kg.

As coefficient K and deformation energy (Epr) are difficultto be determined together, Knotek [23] recommends statistic

Table 2A classification for evaluation of the seismic effect.

Seismic effect Evaluation of seismic effect

SEo1.7 Insignificant

1.7rSEo3 Good

3rSEo6 Very good

6rSEo12 Extremely good

SEZ12 Excellent


determination of coefficient K. It is assumed that the explosive ischarged and blasted in a highly confined state, where the rockdisplacement is nearly zero. For a number of measurements, K ismeasured when no deformation (elastic) energy is released duringthe blasting i.e., a minimum obtained value from all Ki set. As perabove discussions, it is found that a correct value of the coefficientK is acquired in case Epr-0. Accordingly K may be written as

K ¼minðKiÞ ð11Þ

Ki ¼ESeisi

EVTi

ð12Þ

where the suffix i denotes an individual set of measurements. Basedon the aforementioned assumptions, the efficiency of the stressrelease (elastic deformation energy release) is defined in term of the‘‘seismic effect’’ (SE), which is given as

SE¼ESeis

KEVTð13Þ

Knotek [23] concluded that, if there is no extreme energyrelease, seismic energy is directly proportional to the explosiveweight. According to his conclusion we can calculate seismiceffect (SE):

SE¼ESeis

KeEQ¼

c� EOKC

KeEQ�

EOKC

KOKCQð14Þ

where c(¼ESeis/EOKC) is a coefficient considered for efficiency ofseismic monitoring in OKC, EOKC is seismic energy calculated fromseismic monitoring in OKC, KOKC is a combined coefficient (KeE/c),characterized by natural and mining conditions in OKC and Q isweight of explosives in kg (see Section 5 and the followingparagraphs).

The aforementioned relationship is validated through fieldstudies of the registered seismic energy during undergrounddestress rock blasting in carboniferous rock mass. Constant KOKC

was originally determined by the in situ monitoring of ten cases[23] of destress rock blasting in coal measure formations in theCzech part of the USCB. The observed value of KOKC from thesedata was 2.6.

The aforementioned number of field studies to estimate thevalue of KOKC is insufficient for a coal measure formation. There-fore, a large-scale field study was conducted in the Czech part ofthe USCB during the destress rock blasting. This study covered

Fig. 10. Diagram of dependence of transformed data of re

nearly 1000 cases, and the results are published by Konicek [24].The obtained data are statistically analysed to determine thevalue of KOKC. The values of both of the parameters, the registeredseismic energy and the weight of explosive, were transformed tosuit a linear regression (Fig. 10). From this study, the obtainedvalue of KOKC is 2.1 for the coal measure formations in the Czechpart of the USCB.

A simple regression approach is adopted to determine value ofthe coefficient KOKC [24]. Statistical transformation is used fornormality validation of the obtained data. Here, logarithmictransformation (i.e., lnEOKC) is used for the seismic energy andpower transformation (i.e., Q1/3) is used for the weight ofexplosive. An observed linear dependence between the trans-formed data of the registered seismic energy (lnEOKC) and theweight of charge (Q1/3) is represented by a regression line� lnEOKC¼4.6153þ0.3981Q1/3. Observed standard deviation ofthe transformed registered seismic energy is 1.0653 in thisrelationship. The data located under a straight line, parallel tothe regression line and shifted by the standard deviation of thetransformed seismic energy, were selected as depicted in Fig. 10.Mean value of these selected data were used to determine thecoefficient KOKC.

Based on numerous field investigations, Konicek [24] pub-lished a different approach for determining the constant KOKC

along with a system for evaluating SE. A classification is intro-duced (Table 2) to evaluate the calculated SE based on criteria,obtained from the distribution of the data probability from thecalculated seismic effects according to Eq. (14). The obtainedvalue of constant KOKC (¼2.1) is used for this classification.According to this approach, if the SE of the destress blasting is1.7, then it released only 1.7 times more energy than the energyfrom the explosive. If the released energy by a destress blasting is

gistered seismic energy on the weight of the charge.


less than 1.7 times of the explosive energy, then the destressblasting effect is insignificant from the stress release point ofview. Similarly, when the SE of the destress blasting is 12, then itreleased 12 times more energy than the energy from the explo-sive. For this condition, the destress blasting effect is excellentfrom the stress release point of view.

The stress release assumptions made by Knotek [23] are notconsidered in relationships (1) and (2). When the assumptionsmade by Knotek [23] are introduced in these two relationships,and the obtained results are compared with Knotek’s Eqs. (4) and(5); the same conclusions are arrived at. Although seismic energyis fundamental for the stress release effect and the SE calculations,it only represents a small portion of the energy coming from thetotal energy of the blasting. A considerable amount of the seismicenergy is observed through the rock mass stress release.

5. Seismic monitoring

Geophysical methods are established tools for continuouslyevaluating the development of stress–strain conditions due to anunderground excavation. Thus, extensive seismic monitoring wascarried out during the mining in longwall No. 140 914 using alocal seismic network (that of the Lazy Colliery), a regionalseismic network (that of the Karvina sub-basin) and geophonesin each gate-road. The basic scheme of the adopted seismologicalnetwork is presented in Fig. 1 and the geophone arrangements at

Fig. 11. Seismic activity registered during longwall advance-localization map of reg

(C) 100 m to 165 m, (D) 165 m to 280 m.

the gate-roads are mentioned in Section 2.3.3. Holecko [29]provides the details of the seismic networks and the networks’role in improving the seismic events localisation in the OKC.Following formula [28] has been adopted for energy (EOKC)calculations:

EOKC ¼

Z T

0u2dt ð15Þ

where A is a constant to be defined by the characteristics oftransmission conditions, u is a particle velocity, T(¼1.5 s) is thetime interval accepted for the area of OKC.

The seismic monitoring in longwall No. 140 914 provided amap of the registered seismic events and a weekly line of theslope, along with a summary graph of the registered seismicenergy in the area of the longwall. Figs. 11 and 12 show plots ofthe registered seismic activity with respect to the longwalladvance and the destress rock blasting in panel No. 140 914.The seismic activity is predominantly registered from an areaoutside of the mined out seam (No. 512), lying in the overburden.The registered seismic activity is sensitive to the face advance inthe panel, and the behaviour of the registered seismic energy is intune with the rate of the face advance of the longwall face.However, in some cases, the registered seismic activity is rela-tively more than the face advance, possibly due to the adopteddestress rock blasting. Continuous observations of the registeredseismic activity with respect to the mining progress in the panel

istered seismic events (longwall advance: (A) 0 m to 85 m, (B) 85 m to 100 m,

Fig. 12. Seismic activity registered during longwall advance-weekly slope of registered seismic energy and longwall advance (longwall advance from A to D as per Fig. 11).

Table 3Position of different stress measurement probes installed in and around the panel.


showed that the destress blasting affected the radiated seismicenergy from the rock mass.

Name of

probe

Vertical position above

coal seam (m)

Horizontal position above long wall

pillar from gallery (m)

L1 15.6 2.4

L2 11.6 10

L3 10.7 3.9

L4 8.6 1.5

6. Monitoring of the in-situ stress changes

The variations in the mining-induced stress during the long-wall mining of panel No 140 914 is monitored by instrumentsthat were installed in the overburden of the coal seam No 504.The Compact Conical-ended Borehole Monitoring method (CCBM)[30,32] is used for the long-term monitoring of the stress changesduring the underground mining of the coal seam. Four CCBMmeasuring probes were installed in boreholes that were drilledfrom the main and the tailgates of the longwall panel. Thepositions of these CCBM probes in the plan are shown in Fig. 9.The vertical distances with respect to the coal seam and thehorizontal distances of these CCBM probes with respect to the

relevant gate-roads (from where it is installed) are given inTable 3.

6.1. CCBM methodology

Long-term strain measurement at the bottom of a borehole isthe basic principle of a CCBM method for monitoring stress

Fig. 13. Mining induced stress development; expressed for directions of the

principal stresses S1, S2 and S3 at long wall face stoppage—probes L1 and L2.

Fig. 14. Development of the vertical mining induced stress component due to the

longwall mining.


changes. Stress tensor observations are typically derived using theCompact Conical-ended Borehole Overcoring (CCBO) technique,which is based on the observation of relief deformation of theconically shaped borehole bottoms during overcoring [31]. Theconical surface of the measuring probes provides a suitablephysical location to place a sufficient number of independentstrain sensors. Entire rock stress tensors can be estimated basedon the theoretical dependence of the stress distribution aroundthe cone-shaped borehole bottom and the relief strain responsesof the strain gauges during the overcoring. The dependence of thecorresponding gauge sensor strain on the stress tensor has beenformulated in Obara and Sugawara [33]. Once the overcoring iscompleted, the measuring location cannot be used for furtherobservation of the stress state.

The CCBM method is based on a similar principle, except forthe ‘destructive’ overcoring of the CCBO technique. This modifica-tion in the approach provides an opportunity to continue repeat-ing the strain measurements on all of the probe sensors over along period of time. However, this measurement arrangementprovides only changes in the stress tensors with respect to thestress state at the time of probe installation (i.e., to the referencestate). This is the principal difference between the CCBO and theCCBM methods. Derivations of the stress tensors in the CCBMapproach from the multi-epoch measurements of the straingauges follow the same calculations as those for the derivationsin the CCBO technique [31].

First, the locations of the different instruments (Fig. 9) in thepanel were finalised according to the available number of instru-ments and the conditions of the site. Different upward boreholesof 8 m to 16 m length and 76 mm diameter were drilled from thegate-roads into the overburden sandstone (Table 3) at theseselected locations. Long-term CCBM measuring probes, whichwere designed and developed by the Institute of Geonics [30],were cemented into these boreholes by resin glue (epoxy type).The spatial arrangement and the orientation of the probes werenoted. To investigate the stress changes based on the measuredstrains, Young’s modulus and the Poisson ratio for each probelocation were determined. The values of these parameters weredetermined in the laboratory using core samples, which wereprocured through coring drill in the vicinity of the boreholebottom, where the conical measuring probes are installed. Thestress state observations are discussed in the next section, wherethe negative stress values represent compressive stress and thepositive stress values represent tensile stress.

6.2. Mining-induced stress development

According to the rockburst legislation [20] of the CzechRepublic, the range of influence of the mining-induced stress infront of the long wall face needs to be determined. This range ofinfluence is typically determined from a nomogram based onphysical modelling [20]. The main input data for determining theextent (range) of the induced stresses are the depth and thethickness of the coal seam. The calculated range of influence ofthe induced stress is 93 m for the longwall panel No. 140 914.

The development of the mining induced stress ahead of thelongwall face can also be described through in situ observationsof the installed probes. Changes in the vertical component of theinduced stress at the different positions of the longwall face are ofinterest and were evaluated through the installed probe readings.Fig. 13 shows the development of the mining induced stressmeasured by probes L1 and L2 during the stoppage of thelongwall face advance for 5 days due to some technical reasons.The distances of the face from instrumented sites L1 and L2 at thispoint were 13.5 m and 9 m, respectively (horizontal projection).The change in stress is negligible for the stagnant condition of the

face. Once the longwall face began progressing, the response ofthe progress was noticeable through the CCBM probe readings.

Fig. 14 shows a plot of the vertical component of the inducedstress with respect to the distance from the face. The first notice ofchange (insignificant) in the mining-induced stress in almost all ofthe measuring probes was recorded when the face distance variedbetween 100 m and 140 m. The observations of probes L1, L2 andL4 showed that a well-marked change in the mining induced stressoccurred when the distance of the probe was 50 m from thelongwall face. Therefore, 50 m is the range of influence of themining induced stress in front of the longwall face. This observedrange of influence is considerably less than that estimated from theconventional nomogram. A considerable overestimate of the rangeof the well-marked mining induced stress by the conventionalnomogram may be due to the adopted approach of destress rockblasting. The results of the mining induced stress development,obtained from probe L3, were not taken into consideration for theabove conclusion. According to the adopted destress rock blastingscheme and the position of probe L3, the results of this probe areinfluenced by the strata dynamics due to the destress rock blasting.

Probe L3 was intended to monitor the stress changes in theoverlying beds due to the mining of the coal seam. However, theposition of this probe was kept outside of the vertical projection ofthe longwall panel to monitor the induced stress developing over aresidual pillar, lying between the working panel and the fault Ceres.This probe was placed in an upward borehole inclined at an angle of701 to the fault. In addition to the original purpose of the stress

Fig. 15. Measured in situ stress by L3 probe; (A) induced principal stresses, (B) orientation of principle stress axes, (C) development of rate of stress changes on L3 gauge

probe commensurate with time (after the destress rock blasting—stage 9; see Table 1).


change monitoring with the advancement of the longwall coal face,the probe recorded the impact of the destress blasting. The entirearea of the longwall panel adjacent to the fault Ceres was succes-sively treated by a series of destress blasting operations. Thesedestress blastings were conducted in sequence within the aboveprescribed distance from the foreground of the longwall face.

The observations of probe L3 provided some interesting infor-mation, as shown in Fig. 15. It is evident that the destress rockblasting on 28th January caused significant redistribution of stressat this location. At this point, the distance of the destress blasting(stage 9) was 80 m to 105 m from the position of probe L3. Thestress redistribution in the overburden after the blasting operation(expressed as an oval shape in Fig. 15) continued for approximately3 to 4 weeks. During this time, the distance of probe L3 from thelong wall face varied from 169 m to 128 m, which is a significantlygreater distance than the observed and estimated values of therange of influence of the mining induced stress at this site.Therefore, the observed phenomenon of stress redistribution afterdestress blasting is likely caused by the loss of competency of theoverburden strata. The rock mass fracturing by the blastingoperation in the area of the residual pillar near fault Ceres andthe extension of the longwall panel introduced the observedphenomenon of stress redistribution. The observed gradual loadingof the rock mass (Fig. 15) is mainly due to the stable orientation ofthe induced stress tensor axes during the mining period.

7. Conclusions

A systematic planning and designing of destress rock blastingresulted in safe longwall mining in a rock-burst prone area. The

amount of explosive used at different stages of the destress rockblasting varied from 1550 kg up to 3450 kg. A simple statisticalanalysis of nearly 1000 field data (consisting amount of explosiveand observed seismological monitoring results) was used to derivethe coefficient KOKC, which represents natural conditions of theoverlying rock mass. Efficacy of the blasting for the stress releasefrom the overburden strata is evaluated through a parameter calledseismic effect (SE). A proposed classification of the destress blastingon the basis of the value of the seismic effect is also validatedthrough different field observations. Out of total eighteen stages ofthe destress blasting in the longwall panel, five stages experiencedvery good (SE varied from 3.6 to 5.3), 7 stages experiencedextremely good (SE varied from 6.4 to 11.2) and the remaining sixcases experienced excellent (SE varied from 13.1 to 52.4) categoriesof the stress release.

Adopted design of the destress blasting also reduced the rangeand amount of mining induced stress concentration ahead of thelongwall face. As per the existing nomogram, the range ofinfluence of the induced stress for the site is calculated to be93 m, but the actual field measurement by the CCBM methodfound it to be only 50 m. The observed reduction in the range ofthe influence is mainly due to dilution of competency of theoverlying strata by the blasting. Field observations of mininginduced stress by the probe L3 also showed the stress releasingcharacteristic of the destress blasting.

Acknowledgements

This article is written in connection with project Institute ofclean technologies for mining and utilisation of raw materials for


energy use, reg. no. CZ.1.05/2.1.00/03.0082, which is supported bythe Research and Development for Innovations Operational Pro-gramme financed by the Structural Founds of the Europe Unionand the state budget of the Czech Republic.

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long hole destress blasting for rockburst control during

Engineering