st

jen

ech

Received 13 February 2012

Received in revised form

Keywords:

OstravaKarvina Coal Basin

Longwall mining

Rockburst

Destress blasting

l fi ede tajo largo moderna para una extraccin subterrnea de veta de carbn nmero 504. Esta veta de carbn se encuentra a una profundidad portada de unos 700 m. El espesor de la costura vari de 3,1 ma 5,0 m en el panel de tajo largo

carbn

acompaada por golpes de terreno, que tambin se conocen como bultos de

fi en

carbn

rneas dad de

la minera supera 600 m. Profundidad solo crea un alto estrs inducido por

ocurrencia. Bajo-tierra extraccin de veta de carbn inferior del carbn fi

Contents lists available at SciVerse ScienceDirect

journal homepage: www.els

InternationalRock Mechanics &

International Journal of Rock Mechanics & Mining Sciences 61 (2013) 141153de la costura tambin se convirti en un factor que contribuye a los golpes de terreno. Segn estratigrfica existente en el sitio

E-mail address: petr.konicek@ugn.cas.cz (P. Konicek).eld (N 504) tambin se reuni en dos recubre las vetas de carbn resueltos de, que consista en una serie de pilares de barrera a la izquierda de salida y costillas con altas concentraciones de estrs. La existencia de estos estresados pilares / costillas ms de las actividades mineras en el N 504

1365-1609/$ - see front matter & 2013 Elsevier Ltd. All rights reserved.

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

n Correspondence to: Department of Geomechanics and Mining Research, Institute of Geonics, Academy of Science of the Czech Republic, Studentska 1768, 708 00 Ostrava-Poruba, Czech Republic. Tel.: 420 596 979 224;fax: 420 596 919 452.carbn. Los golpes de terreno primeros ocurrieron en el campo del carbn la minera a [10], lo que aumenta la posibilidad de golpes de terreno minera del carbn durante un largo perodo de tiempo se ha desplazado la actividad a una mayor profundidad (4.600 m). En virtud de la minera de datos existente y las condiciones geolgicas de la subcuenca Karvina del USCB, la extraccin subterrnea del carbn en esta cuenca es tpicamente

terreno son el principal problema durante la minera subterrnea de de las capas de carbn profundas bajo fuerte estratos techo (Fig. 2).

Durante las diferentes actividades de la minera del carbn subteren el OKC, golpes de terreno son ms frecuentes cuando la profundies compartida por la Repblica Checa y Polonia. En esta cuenca de carbn, de frente largo es un mtodo de minera subterrnea dominante. La parte checa de la USCB, conocido como el Ostrava-Karvina Carbn fi eld (OKC), se encuentra en la parte noreste del pas (Fig. 1). La minera subterrnea de diferentes capas de carbn tuvo lugar en el OKC por ms de 200 aos. El agotamiento de las costuras superiores debido a la continua actividad de la

Hay varios desafos de mecnica de rocas asociadas a la minera subterrnea de una veta de carbn profunda [8-11]. Mediante el anlisis de datos geotcnicos de diferentes minas, Chase y col. [12] encontramos que la naturaleza de los estratos suprayacentes juega un papel significativo en el xito de la minera subterrnea de las capas de carbn profundas. Sobre la base de un examen de los datos geotcnicos de varias minas, golpes de 1. Introduction

La reserva de carbn de la cuenca del seleccionado. Dos suprayacentes vetas de carbn, Nos. 512 y 530 de minera 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 extrada. Un anlisis de la masa de roca entre la carga entre estas capas de carbn mostr la presencia de fuertes estratos, masiva de areniscas y conglomerados con valores de resistencia a la compresin uniaxial entre 70 MPa y 120 MPa. La tensin se mide en diferentes etapas de minera de Monitoreo de sondeo de composicin cnica compacto (MCBC). Una prueba de laboratorio sencilla de la muestra de carbn encontr un alto valor de la relacin de la deformacin elstica de la deformacin total (40,8), lo que indica la caracterstica de almacenamiento de energa (propenso a estallar / golpe) de la veta de carbn. Bajo las condiciones geo-mineras existentes en el sitio de una voladura destress adecuado (a largo agujero de perforacin y voladura) diseo se adopt comprobar la validez de fracturar la identi fi cada estrato competente de ambas carreteras puerta con antelacin. La longitud total del panel podra ser extrado sin ningn bache / rockburst despus de la voladura destress. La eficiencia del destress adoptada voladuras en las diferentes etapas de minera se evala en trminos efecto ssmico (SE), que se calcula a travs de los datos disponibles de vigilancia ssmica y el peso del explosivo cargado. Una adopcin sistemtica de la voladura destress roca llev el panel largo tajo largo 300 m a extraer suavemente sin ningn golpes de terreno adicionales.

& 2013 Elsevier Ltd. All rights reserved.

de Silesia Superior (USCB)

1912 [1]. Diversos intentos se han hecho para tratar de rock-explosiones durante la minera subterrnea de carbn, tanto en la Repblica Checa [2-5] y el polaco [6,7] parte de la USCB.21 January 2013

Accepted 8 February 2013Long-hole destress blasting for rockburdeep underground coal mining

Petr Konicek a,n, Kamil Soucek a, Lubomir Stas a, Raa Institute of Geonics, Institute of Clean Technologies, Academy of Sciences, Ostrava, Czb CSIR-Central Institute of Mining & Fuel Research, Dhanbad, India

a r t i c l e i n f o

Article history:

a b s t r a c t

The Lazy mina de carbn en econtrol during

dra Singh b

Republic

ld Ostrava-Karvina carbn de la Cuenca del Carbn Alta Silesia adopt la tecnologa

evier.com/locate/ijrmms

Journal ofMining Sciences

P. Konicek et al. / International Journal of Rock Mechanics & Mining Sciences 61 (2013) 141153142culto di fi condiciones geolgicas y mineras. La aplicacin exitosa de la

Fig. 1. Location of the Upper Silesian Coal Basin and

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

condiciones, el actual horizonte de la minera del OKC se enfrentan a estratos suprayacentes roca competente. La presencia de estos rgida estratos suprayacentes roca en este horizonte dio lugar a la carga dinmica durante su espeleologa, que tambin aument la probabilidad de una ocurrencia de rock-explosin.

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 minera y apoyo. Sin embargo, para un sitio difcil como veta de carbn N 504 de la mina de carbn 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 extraccin de mineral subterrneo [13]. Voladura Destress roca ha sido utilizado en la minera subterrnea de carbn en la parte checa de la USCB desde 1990 para evitar golpes de terreno [14-17 y 34]. Ms de 2000 voladuras destress roca se produjeron en esta regin entre 1990 y 2010 [18] para controlar golpes de terreno.tcnica de voladura de roca destress se hace para controlar golpes de terreno durante la profunda minera del carbn frente largo subterrneo bajo estratos suprayacentes competente en el OKC. El rendimiento del enfoque de voladura de roca destress adoptada es evaluada por monitoreo ssmico, el efecto ssmico de la voladura destress rock y en las mediciones de tensin in situ, que se mencionan en este documento.

2. Site detailsEste trabajo presenta un estudio de caso se trata de una minera de tajo largo profunda de un filn de carbn grueso, costura N 504, en virtud de

map of seismic networks in Karvina sub-basin.Lazy mina de carbn en el OKC adopt la minera de tajo largo para extraer carbn subterrnea desde el panel No. 140 914 de veta de carbn nmero 504. La longitud del panel de frente largo de 300 m, y el ancho vara de 109 ma 189 m. El panel se encuentra en el bloque de la minera novena, que se encuentra en la parte occidental de la mina de carbn. Las fronteras del bloque de la minera novena son creados por la falla tectnica C en el norte, la falla tectnica Ceres en el sur, la estructura Orlova en el oeste y un pilar eje de seguridad en el este (Fig. 3). Minera en este panel se inici el 2 de noviembre de 2006 y se complet el 15 de junio de 2007. Todo el espesor de capa de carbn del panel fue extrado por una cara de frente largo totalmente mecanizada con espeleologa.

El espesor de la capa de carbn de panel vari de 3,1 ma 5,0 m. Esquilador doble tambor KGS 445 W (fmur Inc., Katowice, Polonia) fue desplegado para extraer una gruesa porcin del carbn 3.5 m. La longitud de la cara de frente largo vari 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, Repblica Checa). Noventa Cua-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 utiliz para evacuar el carbn desalojado de la cara.

2.1. Geology

Condiciones geolgicas y mineras de la veta de carbn nmero 504 existente en Lazy Colliery hacer la extraccin subterrnea de este carbn

P. Konicek et al. / International Journal of Rock Mechanics & Mining Sciences 61 (2013) 141153 143costura desafiante. Debido a su naturaleza inherente, la veta de carbn [19] tambin se encuentra susceptible a golpes de terreno. Una simple prueba de resistencia a la compresin de una muestra de carbn de la veta de carbn en el laboratorio mostraron una creciente capacidad de acumulacin de energa de deformacin. Carga y descarga de prueba Los resultados de la muestra se muestran en la Fig. 4.Inthis figura, la muestra se carga a casi el 60% de su resistencia a la compresin (promedio 40 MPa) antes de la descarga. Se observa que la relacin de la deformacin elstica a la deformacin total de la muestra de carbn excede de 0,8, que Refleja la cepa de energa acumulacin caracterstica de la veta de carbn.

La profundidad de la cubierta de la veta de carbn en el panel seleccionado vari de 650 a 720 m m, y la costura tiene una inclinacin media de 9,51 en la direccin del noreste, como se muestra en la Fig. 5. Casi el 90% de las vetas de carbn que recubren estratos son rocas competentes

Fig. 3. A plan and bore-hole section showing different mining panels around the No 1

Fig. 4. Deformation variation of the coal samptales como areniscas y conglomerados (Fig. 3). Bajo las condiciones de explotacin de mltiples costuras existentes en el sitio, que cubre veta de carbn. N 512 y 530 fueron elaborados por el mtodo de tajo largo (espeleologa), y la cabra se supone que ser resuelta. Sin embargo, los bordes de las labores en estas vetas de carbn suprayacentes caen sobre el rea del panel seleccionado en el carbn costura No. 504. El espesor inter-cama entre veta de carbn No. 504 y el carbn suprayacente inmediata costura No. 512 vara de 51 m a 63 m. Esta inter-carga tiene una alta proporcin de los estratos de roca competente con espesores de ms de 5 m y 10 m (Fig. 6). Las resistencias a la compresin uniaxial de las areniscas y los conglomerados van desde 70 MPa a 120 MPa. Los valores altos de Rock Calidad Designacin (RQD) observados en los estratos suprayacentes tambin indican la presencia de masas de roca suprayacente compactos y competentes. Fig. 7 representa una seccin estratigrfica tpica, la fuerza

40 914 longwall panel and inter-burden thicknesses among different coal seams.

le during a laboratory compression test.

ess

P. Konicek et al. / International Journal of Rock Mechanics & Mining Sciences 61 (2013) 141153144Fig. 5. Contour lines showing: (A) variation in coal seam thickny el RQD per fi l de los estratos suprayacentes roca hasta una altura de 25 m desde el horizonte veta de carbn.

2.2. Mining

Panel No. 140 914 fue el primer trabajo longwall en el bloque de la minera noveno de la costura No. 504 (Fig. 3). La minera en este panel fue cerca de la falla tectnica Ceres y el borde de un vecino panel de tajo largo extrado previamente del bloque minero adyacente, N 1 (secuencia N 15 en la Fig. 3). La existencia de esta estrecha goaf es tambin una fuente de alta tensin inducida minera. Como se mencion anteriormente, las tumbas de dos superpuestas capas de carbn en alturas promedio de 58 my 75 m, respectivamente, tambin es probable que in fl uyen en el desarrollo y la concentracin de la tensin durante la minera de tajo largo en el carbn costura N 504. La posicin y la orientacin de los paneles extrados en ambas de las vetas de carbn suprayacentes no se superponen o simtrica, sobre todo, para proteger los pilares eje de seguridad, situado cerca de estas excavaciones. En particular, el trabajo en el carbn que recubre la costura No. 512 experiment un minero irregular, como se dej un nmero de pilares para proteger los pilares de seguridad (Fig. 8) de los ejes principales perezoso.

Fig. 6. Contour lines showing: (A) percentage of competent rock layers of thickness 4504 and No. 512 only.(in cm) and (B) depth of cover of the coal seam No. 504 (in m).2.3. Rockburst prognosis

Pronstico Rockburst se hizo de acuerdo con las condiciones naturales y mineros del sitio y de acuerdo con la legislacin rockburst vlida del pas [20]. El pronstico rockburst adoptado para el sitio es un enfoque de tres niveles, que consiste en categoras regionales, locales y actuales.

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

pronstico regional, en el que el potencial rockburst se evala mediante el peligro natural de las concentraciones de esfuerzos en las grandes unidades geolgicas de la masa rocosa. Esta evaluacin utiliza los datos geolgicos y las propiedades del macizo rocoso. Parmetros considerados para esta evaluacin incluyen propiedades fsicas y mecnicas de la roca, la litologa, la profundidad debajo de la superficie, los cambios en el espesor de capa de carbn, anormalidades en la litologa, estructura tectnica y la capacidad de la veta de carbn para almacenar energa elstica. Basndose en los resultados de pronstico regionales, el rea de la mina se divide tectnicamente en diferentes bloques de minera, cada uno de los cuales pertenece a cualquiera de una zona propensa o no propensa a golpes de terreno. El rea a lo largo del tectnica

10 m in complete overlying rock mass column (B) in inter-bed between seams No.

P. Konicek et al. / International Journal of Rock Mechanics & Mining Sciences 61 (2013) 141153 145Fig. 7. Rock quality designation and uniaxial compressive strength in roof strataabove 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. 57) 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 classied into three different degrees of rockburstrisk [4]. As per the existing geo-mining conditions around thepanel, above-mentioned two prognoses were conducted before

humedecer el lecho de carbn, perforaciones horizontales paralelas con una

Fig. 8. Overlapping of different workings seams Nos. 530, 512 and 504 showingarea of additional stress concentrations.longitud que vara desde 45 m hasta 90 m y un dimetro 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 infusin en agua adecuado, que estaba conectado a un sistema de lnea de tubera de agua. Un promedio de 420 l de agua por unidad de longitud (m) se utiliz la actividad minera actual en el panel. De acuerdo con lo anterior el pronstico regional y local de la legislacin minera Checa, el panel No. 140 914 de carbn costura No. Es probable que enfrentarse a un tercero grado (el ms grave) peligro rockburst 504.

2.3.3. Current prognosisEl pronstico actual se lleva a cabo durante el avance unificacin real de

la cara de frente largo. Se compone principalmente de la prueba de rendimiento de perforacin y monitoreo geofsico, ambos de los cuales se utilizan para detectar el aumento de las condiciones de estrs alrededor de la cara de minera de funcionamiento [21]. Se llev a cabo la prueba de perforacin rendimiento [22] todos los das (regularmente) en la cara a travs de 11 m pozos de largo con un dimetro de 42 mm. El espaciamiento tpico 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 estrs inducido por la minera 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 dems obras que podra influir fueron prohibidas la estabilidad de la masa rocosa durante las pruebas de perforacin rendimiento.

La segunda parte del pronstico actual es de vigilancia geofsica, que consisti en la observacin sismo-acstico en el panel de trabajo y las observaciones sismolgicas a travs del local y las redes sismolgicas regionales (Fig. 1). Cuatro gefonos, dos en cada puerta de la carretera, se colocaron para las observaciones-sesmo acstico. Los dos gefonos en cada puerta de la carretera se colocaron inicialmente 30 my 100 m por delante de la cara de extraccin. Durante el avance de la cara, las posiciones de estos gefonos se trasladaron regularmente por delante para mantener la distancia dada de estos gefonos con respecto a la cara.

2.4. Preventive measures

Se tomaron medidas de prevencin activa y pasiva durante la minera de tajo largo en el panel No. 140 914 de carbn costura N 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 estrs inducido por la minera. Por lo tanto, los 93 m en zonas tanto de la puerta de caminos, incluyendo el coalface, fueron considerados como un rea en peligro. Sin trabajo operativo en esta zona slo se permita de acuerdo a la naturaleza de los resultados de las pruebas de perforacin rendimiento. El nmero mximo de empleados desplegados para un trabajo en particular en el rea en peligro tambin est restringido. Incluso en condiciones normales, se prohibieron todas las obras paralelas en las carreteras de la puerta durante el corte de carbn y las operaciones de unificacin avance / ajuste de apoyo. Por otra parte, la medida preventiva activa se decide de acuerdo con la situacin observada por la prueba de perforacin rendimiento en la zona de peligro de extincin 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 'humectacin del lecho de carbn "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 extincin. Para para la infusin en una perforacin del panel. Los detalles tcnicos de la voladura destress adoptada en los estratos de roca sobrecargar son

discutido en la Seccin 3. Si la prueba de perforacin rendimiento indica una situacin adversa en la zona de peligro, entonces destress voladuras en la veta de carbn desde la puerta de caminos o la cara de frente largo es adoptado. Por esta voladura destress, perforaciones horizontales paralelas con un dimetro 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 carbn. Cada pozo fue acusado de 7 kg a 9 kg de explosivo y critic sin ningn 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 minera subterrnea. En primer lugar, el horizonte de los estratos suprayacentes competente se identific a travs de las muestras de ncleos

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 esquemtico (tanto de la seccin y el plan) del diseo

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

hacia arriba en ngulos 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 dimetro de estas perforaciones fue 93 mm y el espaciado

de las perforaciones era 10 m. Con combinaciones de longitud y ngulo 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 carbn No 504.

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

explosin 4.100 kJ / kg), y la arena se utiliza para la derivada. La longitud y la cantidad de explosivo en cada pozo vara en funcin de las condiciones geo-mineras aledaas. De acuerdo a la condicin de panel de No. 140 914, las longitudes de la carga en los diferentes agujeros vari de 26 m a 75 m, la longitud de la arena derivada vari de 14 m a 25 m y el porcentaje de las longitudes de stos 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 antelacin segn el orden anillo de fi nida prede fi. Todas las perforaciones cargadas en un determinado grupo eran rojos fi simultneamente, sin demora alguna. El peso del explosivo cargado en diferentes agujeros variarse a la longitud adoptada de la perforacin acuerdo ing. La cantidad del explosivo cargado en un agujero de panel de N 140 914 vari de 245 kg a 780 kg. La cantidad total de explosivos (por los tres a seis pozos en un grupo) critic 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 rea 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 portn trasero N 40.915 y falla tectnica Ceres, se gestiona a travs de la perforacin 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 minera en longwall No. 140 914 y el pilar eje de seguridad. Estos Bastings la pared del pozo fueron diseados para desarrollar fracturas continua en una masa de roca, que es probable que sea responsable de la generacin y la acumulacin de concentraciones de tensin debido a la minera. Los estratos de roca suprayacente competente, que son

P. Konicek et al. / International Journal of Rock Mechanics & Mining Sciences 61 (2013) 141153146Fig. 9. Scheme of destress rock blasting and in situ stress measurement.

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

ery.

xplo

g)

625

550

725

000

775

150

700

850

500

125

635

450

450

250

250

850

350

350

P. Konicek et al. / International Journal of Rock Mechanics & Mining Sciences 61 (2013) 141153 147largo. La cantidad de explosivo se aplica en cada pozo se deriva de las dimensiones de los pozos seleccionados para el anillo fi. Por ltimo, la seleccin de los pozos depende de las condiciones de explotacin existentes, las condiciones naturales y el acuerdo de la actividad ssmica registrada en las legislaciones.

4. Evaluation of the destress rock blasting

Aspectos tericos y prcticos de la voladura estn bien desarrollados y, a menudo practicado por la industria minera. Una cuenta de la tensin, el desplazamiento y la energa liberada durante una voladura tambin se explica en detalle por varios autores, por ejemplo, [25-27]. La mayora de fracturado continuamente debido a las voladuras, tambin se observaron a ser espeleologa amigable. La decisin de la explosin 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 ssmica en la minera y el avance de la cara de frente largo. De acuerdo con las propiedades geomecnicas de los estratos suprayacentes

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

Stage Numbers of boreholes Percentage of load length of boreholes E

() (%) (k

1 14, 51 63 1

2 101104, 151 64 1

3 201206 69 1

4 58, 52 72 2

5 105108, 152 70 1

6 109112, 153 73 2

7 207210 73 1

8 211, 212, 213 79 1

9 121124, 154 67 2

10 125, 126, 127 82 2

11 221227 59 1

12 4145 74 3

13 141145 74 3

14 128130 85 2

15 131133 83 2

16 228232 70 1

17 134136 81 2

18 2123 80 2los autores han estudiado algunos componentes del balance de energa durante una voladura de roca. Voladura Destress tambin se practica con xito en varias minas subterrneas en todo el mundo [25]. Existe un consenso general de que destress voladura suaviza la roca y reduce su eficaz mdulo de deformacin elstica. Hay puntos de vista conflictivos sobre la importancia de la destress voladuras para reducir el estrs y la energa de deformacin almacenada en la roca. El balance de energa de la voladura destress es estudiado por un nmero limitado de autores [25-27]. Sin embargo, las conclusiones de estos estudios sobre la reduccin de la tensin del macizo rocoso debido a liberarte del estrs voladuras no son unnimes. Sanchidrian [27] propone la siguiente ecuacin de balance de energa para voladuras:

EE EFESEKENM , 1donde EE es la energa explosiva, EF es la energa fragmentacin, ES es

la energa ssmica, EK es la energa cintica y ENM es no-midieron otras formas de energa (todos en J).

La siguiente ecuacin de balance de energa para voladuras destress est dada por Sedlak [25]:

WtUm1We UcUm2Wf Wk, 2where Wt is the change in the potential energy, Um1 is the stored strain energy before destressing, Um2 is the stored strain energyafter 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 3

E1 EVTEprEpotEkin 4

E2 ErEkinESeisENM 5where 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 formsnot measured (all inJ).

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

N

sive charge Seismic energy Seismic effect evaluation Seismic effect

(J) () ()

1.61E04 4.7 Very good1.39E04 4.3 Very good2.40E04 6.6 Extremely good3.19E04 7.6 Extremely good3.03E04 8.1 Extremely good3.31E04 7.3 Extremely good1.29E04 3.6 Very good2.50E04 6.4 Extremely good4.40E04 8.4 Extremely good5.00E04 11.2 Extremely good1.80E04 5.2 Very good2.40E05 33.1 Excellent3.80E05 52.4 Excellent6.20E04 13.1 Excellent1.50E05 31.7 Excellent1.90E04 4.9 Very good7.80E04 15.8 Excellent1.40E05 28.4 ExcellentEVT Xj 1

EjVT j 1,2,3,. . .,N number of boreholes 6

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

ErEVTENM 1KE1 7He denes a coefcient K, which represents natural conditions

of the rock mass. He describes irreversible energy disseminationprocess of destress blasting and arrives at following equation afterconsidering Eqs. (4)(7):

EVTEpr 1KEVTEprESeis 8Seismic energy is thus given as:

ESeis KEVTEpr 9Explosive energy is determined according to

EVT eEQ 10where eE is heat of explosion in J/kg, and Q the is mass ofexplosives in kg.

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

determination of coefcient K. It is assumed that the explosive ischarged and blasted in a highly conned 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 coefcientK is acquired in case Epr-0. Accordingly K may be written as

K minKi 11

Ki ESeisi

EVTi12

where the sufx i denotes an individual set of measurements. Basedon the aforementioned assumptions, the efciency of the stressrelease (elastic deformation energy release) is dened in term of theseismic effect (SE), which is given as

SE ESeisKEVT

13

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):

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 coefcient 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 lnEOKC4.61530.3981Q1/3. 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 thecoefcient KOKC.

Based on numerous eld investigations, Konicek [24] pub-lished a different approach for determining the constant KOKCalong with a system for evaluating SE. A classication 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 (2.1) is used for this classication.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

P. Konicek et al. / International Journal of Rock Mechanics & Mining Sciences 61 (2013) 141153148SE ESeisKeEQ

c EOKCKeEQ

EOKCKOKCQ

14

where c(ESeis/EOKC) is a coefcient considered for efciency ofseismic monitoring in OKC, EOKC is seismic energy calculated fromseismic monitoring in OKC, KOKC is a combined coefcient (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 eldstudies of the registered seismic energy during undergrounddestress rock blasting in carboniferous rock mass. Constant KOKCwas 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 eld studies to estimate thevalue of KOKC is insufcient for a coal measure formation. There-fore, a large-scale eld study was conducted in the Czech part ofthe USCB during the destress rock blasting. This study coveredFig. 10. Diagram of dependence of transformed data of reTable 2A classication for evaluation of the seismic effect.

Seismic effect Evaluation of seismic effect

SEo1.7 Insignicant1.7rSEo3 Good3rSEo6 Very good6rSEo12 Extremely goodSEZ12 Excellentgistered seismic energy on the weight of the charge.

less than 1.7 times of the explosive energy, then the destressblasting effect is insignicant 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 Knoteks 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 stressstrain 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

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

EOKC Z T0

u2dt 15

where A is a constant to be dened by the characteristics oftransmission conditions, u is a particle velocity, T(1.5 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

reg

P. Konicek et al. / International Journal of Rock Mechanics & Mining Sciences 61 (2013) 141153 149Fig. 11. Seismic activity registered during longwall advance-localization map of

(C) 100 m to 165 m, (D) 165 m to 280 m.istered seismic events (longwall advance: (A) 0 m to 85 m, (B) 85 m to 100 m,

P. Konicek et al. / International Journal of Rock Mechanics & Mining Sciences 61 (2013) 141153150showed that the destress blasting affected the radiated seismicenergy from the rock mass.

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

Fig. 12. Seismic activity registered during longwall advance-weekly slope of registeredrelevant 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

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.

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

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 rst notice ofchange (insignicant) 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 inuence of themining induced stress in front of the longwall face. This observedrange of inuence 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 areinuenced 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 of

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

P. Konicek et al. / International Journal of Rock Mechanics & Mining Sciences 61 (2013) 141153 151changes. 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 sufcient 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 modica-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 nalised 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, Youngs 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 inuence of the mining-induced stress infront of the long wall face needs to be determined. This range ofinuence 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 inuence 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 theFig. 13. Mining induced stress development; expressed for directions of theprincipal stresses S1, S2 and S3 at long wall face stoppageprobes L1 and L2.701 to the fault. In addition to the original purpose of the stress

P. Konicek et al. / International Journal of Rock Mechanics & Mining Sciences 61 (2013) 141153152change 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 signicant 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 signicantlygreater distance than the observed and estimated values of therange of inuence 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

Fig. 15. Measured in situ stress by L3 probe; (A) induced principal stresses, (B) orientaprobe commensurate with time (after the destress rock blastingstage 9; see Table 1amount of explosive used at different stages of the destress rockblasting varied from 1550 kg up to 3450 kg. A simple statisticalanalysis of nearly 1000 eld data (consisting amount of explosiveand observed seismological monitoring results) was used to derivethe coefcient KOKC, which represents natural conditions of theoverlying rock mass. Efcacy of the blasting for the stress releasefrom the overburden strata is evaluated through a parameter calledseismic effect (SE). A proposed classication of the destress blastingon the basis of the value of the seismic effect is also validatedthrough different eld observations. Out of total eighteen stages ofthe destress blasting in the longwall panel, ve 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 ofinuence of the induced stress for the site is calculated to be93 m, but the actual eld measurement by the CCBM methodfound it to be only 50 m. The observed reduction in the range ofthe inuence 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

tion of principle stress axes, (C) development of rate of stress changes on L3 gauge

).

energy use, reg. no. CZ.1.05/2.1.00/03.0082, which is supported bythe Research and Development for Innovations Operational Pro-gramme nanced 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 deep underground coal miningIntroductionSite detailsGeologyMiningRockburst prognosisRegional prognosisLocal prognosisCurrent prognosis

Preventive measures

Destress rock blastingEvaluation of the destress rock blastingSeismic monitoringMonitoring of the in-situ stress changesCCBM methodologyMining-induced stress development

ConclusionsAcknowledgementsReferences