Este documento presenta un estudio de caso sobre la minería subterránea de largo frente de una gruesa veta de carbón a gran profundidad (N° 504) en la mina Lazy de carbón en la cuenca de carbón de Silesia Superior, bajo difíciles condiciones geológicas y mineras. Se aplicó con éxito la técnica de voladura de roca destress para controlar los golpes de terreno durante la minería de carbón de largo frente bajo competentes estratos superiores. El enfoque de voladura destress

1. Long-hole destress blasting for rockburst control during
deep 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 Republic
b
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
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
fi en
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
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International Journal of
Rock Mechanics & Mining Sciences
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.: þ420 596 979 224;
fax: þ420 596 919 452.
E-mail address: petr.konicek@ugn.cas.cz (P. Konicek).
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2. 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. 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].
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.
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3. costura desafiante. Debido a su naturaleza inherente, la veta de carbón
[19] también se encuentra susceptible a golpes de terreno. Una simple
prueba de resistencia a la compresión de una muestra de carbón de la veta de
carbón en el laboratorio mostraron una creciente capacidad de acumulación
de energía de deformación. 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 compresión (promedio 40 MPa) antes de la
descarga. Se observa que la relación de la deformación elástica a la
deformación total de la muestra de carbón excede de 0,8, que Refleja la cepa
de energía acumulación característica de la veta de carbón.
La profundidad de la cubierta de la veta de carbón en el panel
seleccionado varió de 650 a 720 m m, y la costura tiene una inclinación
media de 9,51 en la dirección del noreste, como se muestra en la Fig. 5. Casi
el 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. 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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4. 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 prognosis
El 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. 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.
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5. fault Ceres is believed to be at a high risk for rockbursts [21]. Also,
according to the collected geological information (Fig. 3) and the
physico-mechanical properties (Figs. 5–7) of the surrounding rock
mass, the mining in panel No. 140 914 of coal seam No. 504 at the
Lazy 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 local
prognosis, in which the possible effects of the mining-induced
stresses due to the planned mining activity under the existing
geo-mining conditions are analysed. The planned working in
panel No. 140 914 is examined for the amount of mining induced
stress. Considering the presence of the competent overlying rock
strata (Figs. 3 and 7); the asymmetry of the workings in the
overlying coal seams, Nos. 512 and No. 530 (Fig. 8); and the close
vicinity of the earlier mined-out panel in seam No. 504, this
examination found that there was a high risk for rockbursts in the
longwall face No. 140 914.
During the planning stage of the mining work, an individual
mining work is classified into three different degrees of rockburst
risk [4]. As per the existing geo-mining conditions around the
panel, 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 prognosis
El 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
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).
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6. 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
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
Fig. 9. Scheme of destress rock blasting and in situ stress measurement.
P. Konicek et al. / International Journal of Rock Mechanics & Mining Sciences 61 (2013) 141–153146

7. 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 EF þES þEK þENM, 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]:
Wt þUm1 þWe ¼ Uc þUm2 þWf 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 is
not consumed in the fracturing of the rock and Wk is seismic
energy (all in J).
Knotek [23], who established evaluation of stress release by
destress blasting due to seismic effect (SE) calculation in OKC,
describes energy balance of destress blasting by following equations:
E1 ) E2 ð3Þ
E1 ¼ EVT þEpr þEpot þEkin ð4Þ
E2 ¼ Er þEkin þESeis þENM ð5Þ
where E1 is initial energy, E2 is resulting energy, EVT is explosive
energy, Epr is released deformation energy, Epot is change in potential
energy, Ekin is kinetic energy, Er is fragmentation energy, ESeis is
seismic energy and ENM is other energy forms—not measured (all in
J).
Total explosive energy (EVT) of the blasting stage (several
boreholes) can be written as a sum of explosive energy for each
borehole:
EVT ¼
XN
j ¼ 1
Ej
VT j ¼ 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:
Er þEVT þENM ¼ ð1ÀKÞE1 ð7Þ
He defines a coefficient K, which represents natural conditions
of the rock mass. He describes irreversible energy dissemination
process of destress blasting and arrives at following equation after
considering Eqs. (4)–(7):
EVT þEpr ¼ ð1ÀKÞðEVT þEprÞþESeis ð8Þ
Seismic energy is thus given as:
ESeis ¼ KðEVT þEprÞ 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 of
explosives in kg.
As coefficient K and deformation energy (Epr) are difficult
to be determined together, Knotek [23] recommends statistic
Table 1
Analysis 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
5 105–108, 152 70 1775 3.03Eþ04 8.1 Extremely good
6 109–112, 153 73 2150 3.31Eþ04 7.3 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
9 121–124, 154 67 2500 4.40Eþ04 8.4 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
P. Konicek et al. / International Journal of Rock Mechanics & Mining Sciences 61 (2013) 141–153 147

8. determination of coefficient K. It is assumed that the explosive is
charged and blasted in a highly confined state, where the rock
displacement is nearly zero. For a number of measurements, K is
measured when no deformation (elastic) energy is released during
the blasting i.e., a minimum obtained value from all Ki set. As per
above discussions, it is found that a correct value of the coefficient
K is acquired in case Epr-0. Accordingly K may be written as
K ¼ minðKiÞ ð11Þ
Ki ¼
ESeisi
EVTi
ð12Þ
where the suffix i denotes an individual set of measurements. Based
on the aforementioned assumptions, the efficiency of the stress
release (elastic deformation energy release) is defined in term of the
‘‘seismic effect’’ (SE), which is given as
SE ¼
ESeis
KEVT
ð13Þ
Knotek [23] concluded that, if there is no extreme energy
release, seismic energy is directly proportional to the explosive
weight. According to his conclusion we can calculate seismic
effect (SE):
SE ¼
ESeis
KeEQ
¼
c  EOKC
KeEQ
EOKC
KOKCQ
ð14Þ
where c(¼ESeis/EOKC) is a coefficient considered for efficiency of
seismic monitoring in OKC, EOKC is seismic energy calculated from
seismic monitoring in OKC, KOKC is a combined coefficient (KeE/c),
characterized by natural and mining conditions in OKC and Q is
weight of explosives in kg (see Section 5 and the following
paragraphs).
The aforementioned relationship is validated through field
studies of the registered seismic energy during underground
destress 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 the
Czech part of the USCB. The observed value of KOKC from these
data was 2.6.
The aforementioned number of field studies to estimate the
value of KOKC is insufficient for a coal measure formation. There-
fore, a large-scale field study was conducted in the Czech part of
the USCB during the destress rock blasting. This study covered
nearly 1000 cases, and the results are published by Konicek [24].
The obtained data are statistically analysed to determine the
value of KOKC. The values of both of the parameters, the registered
seismic energy and the weight of explosive, were transformed to
suit a linear regression (Fig. 10). From this study, the obtained
value of KOKC is 2.1 for the coal measure formations in the Czech
part of the USCB.
A simple regression approach is adopted to determine value of
the coefficient KOKC [24]. Statistical transformation is used for
normality validation of the obtained data. Here, logarithmic
transformation (i.e., lnEOKC) is used for the seismic energy and
power transformation (i.e., Q1/3
) is used for the weight of
explosive. An observed linear dependence between the trans-
formed data of the registered seismic energy (lnEOKC) and the
weight of charge (Q1/3
) is represented by a regression line
ÀlnEOKC ¼4.6153þ0.3981Q1/3
. Observed standard deviation of
the transformed registered seismic energy is 1.0653 in this
relationship. The data located under a straight line, parallel to
the regression line and shifted by the standard deviation of the
transformed seismic energy, were selected as depicted in Fig. 10.
Mean value of these selected data were used to determine the
coefficient 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 the
calculated seismic effects according to Eq. (14). The obtained
value of constant KOKC (¼2.1) is used for this classification.
According to this approach, if the SE of the destress blasting is
1.7, then it released only 1.7 times more energy than the energy
from the explosive. If the released energy by a destress blasting is
Fig. 10. Diagram of dependence of transformed data of registered seismic energy on the weight of the charge.
Table 2
A 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
P. Konicek et al. / International Journal of Rock Mechanics Mining Sciences 61 (2013) 141–153148

9. less than 1.7 times of the explosive energy, then the destress
blasting effect is insignificant from the stress release point of
view. Similarly, when the SE of the destress blasting is 12, then it
released 12 times more energy than the energy from the explo-
sive. For this condition, the destress blasting effect is excellent
from the stress release point of view.
The stress release assumptions made by Knotek [23] are not
considered in relationships (1) and (2). When the assumptions
made 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 energy
is fundamental for the stress release effect and the SE calculations,
it only represents a small portion of the energy coming from the
total energy of the blasting. A considerable amount of the seismic
energy is observed through the rock mass stress release.
5. Seismic monitoring
Geophysical methods are established tools for continuously
evaluating the development of stress–strain conditions due to an
underground excavation. Thus, extensive seismic monitoring was
carried out during the mining in longwall No. 140 914 using a
local seismic network (that of the Lazy Colliery), a regional
seismic network (that of the Karvina sub-basin) and geophones
in each gate-road. The basic scheme of the adopted seismological
network is presented in Fig. 1 and the geophone arrangements at
the gate-roads are mentioned in Section 2.3.3. Holecˇko [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
0
u2
dt ð15Þ
where A is a constant to be defined by the characteristics of
transmission conditions, u is a particle velocity, T(¼1.5 s) is the
time interval accepted for the area of OKC.
The seismic monitoring in longwall No. 140 914 provided a
map of the registered seismic events and a weekly line of the
slope, along with a summary graph of the registered seismic
energy in the area of the longwall. Figs. 11 and 12 show plots of
the registered seismic activity with respect to the longwall
advance and the destress rock blasting in panel No. 140 914.
The seismic activity is predominantly registered from an area
outside of the mined out seam (No. 512), lying in the overburden.
The registered seismic activity is sensitive to the face advance in
the panel, and the behaviour of the registered seismic energy is in
tune 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 adopted
destress rock blasting. Continuous observations of the registered
seismic activity with respect to the mining progress in the panel
Fig. 11. Seismic activity registered during longwall advance-localization map of registered seismic events (longwall advance: (A) 0 m to 85 m, (B) 85 m to 100 m,
(C) 100 m to 165 m, (D) 165 m to 280 m.
P. Konicek et al. / International Journal of Rock Mechanics Mining Sciences 61 (2013) 141–153 149

10. showed that the destress blasting affected the radiated seismic
energy 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 instruments
that 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 changes
during the underground mining of the coal seam. Four CCBM
measuring probes were installed in boreholes that were drilled
from the main and the tailgates of the longwall panel. The
positions of these CCBM probes in the plan are shown in Fig. 9.
The vertical distances with respect to the coal seam and the
horizontal distances of these CCBM probes with respect to the
relevant gate-roads (from where it is installed) are given in
Table 3.
6.1. CCBM methodology
Long-term strain measurement at the bottom of a borehole is
the basic principle of a CCBM method for monitoring stress
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 3
Position 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
P. Konicek et al. / International Journal of Rock Mechanics Mining Sciences 61 (2013) 141–153150

11. changes. Stress tensor observations are typically derived using the
Compact Conical-ended Borehole Overcoring (CCBO) technique,
which is based on the observation of relief deformation of the
conically shaped borehole bottoms during overcoring [31]. The
conical surface of the measuring probes provides a suitable
physical location to place a sufficient number of independent
strain sensors. Entire rock stress tensors can be estimated based
on the theoretical dependence of the stress distribution around
the cone-shaped borehole bottom and the relief strain responses
of the strain gauges during the overcoring. The dependence of the
corresponding gauge sensor strain on the stress tensor has been
formulated in Obara and Sugawara [33]. Once the overcoring is
completed, the measuring location cannot be used for further
observation of the stress state.
The CCBM method is based on a similar principle, except for
the ‘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 a
long period of time. However, this measurement arrangement
provides only changes in the stress tensors with respect to the
stress state at the time of probe installation (i.e., to the reference
state). This is the principal difference between the CCBO and the
CCBM methods. Derivations of the stress tensors in the CCBM
approach from the multi-epoch measurements of the strain
gauges follow the same calculations as those for the derivations
in the CCBO technique [31].
First, the locations of the different instruments (Fig. 9) in the
panel were finalised according to the available number of instru-
ments and the conditions of the site. Different upward boreholes
of 8 m to 16 m length and 76 mm diameter were drilled from the
gate-roads into the overburden sandstone (Table 3) at these
selected locations. Long-term CCBM measuring probes, which
were 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 were
noted. To investigate the stress changes based on the measured
strains, Young’s modulus and the Poisson ratio for each probe
location were determined. The values of these parameters were
determined in the laboratory using core samples, which were
procured through coring drill in the vicinity of the borehole
bottom, where the conical measuring probes are installed. The
stress state observations are discussed in the next section, where
the negative stress values represent compressive stress and the
positive stress values represent tensile stress.
6.2. Mining-induced stress development
According to the rockburst legislation [20] of the Czech
Republic, the range of influence of the mining-induced stress in
front of the long wall face needs to be determined. This range of
influence is typically determined from a nomogram based on
physical modelling [20]. The main input data for determining the
extent (range) of the induced stresses are the depth and the
thickness of the coal seam. The calculated range of influence of
the induced stress is 93 m for the longwall panel No. 140 914.
The development of the mining induced stress ahead of the
longwall face can also be described through in situ observations
of the installed probes. Changes in the vertical component of the
induced stress at the different positions of the longwall face are of
interest and were evaluated through the installed probe readings.
Fig. 13 shows the development of the mining induced stress
measured by probes L1 and L2 during the stoppage of the
longwall face advance for 5 days due to some technical reasons.
The distances of the face from instrumented sites L1 and L2 at this
point 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 of
the progress was noticeable through the CCBM probe readings.
Fig. 14 shows a plot of the vertical component of the induced
stress with respect to the distance from the face. The first notice of
change (insignificant) in the mining-induced stress in almost all of
the measuring probes was recorded when the face distance varied
between 100 m and 140 m. The observations of probes L1, L2 and
L4 showed that a well-marked change in the mining induced stress
occurred when the distance of the probe was 50 m from the
longwall face. Therefore, 50 m is the range of influence of the
mining induced stress in front of the longwall face. This observed
range of influence is considerably less than that estimated from the
conventional nomogram. A considerable overestimate of the range
of the well-marked mining induced stress by the conventional
nomogram may be due to the adopted approach of destress rock
blasting. The results of the mining induced stress development,
obtained from probe L3, were not taken into consideration for the
above conclusion. According to the adopted destress rock blasting
scheme and the position of probe L3, the results of this probe are
influenced by the strata dynamics due to the destress rock blasting.
Probe L3 was intended to monitor the stress changes in the
overlying beds due to the mining of the coal seam. However, the
position of this probe was kept outside of the vertical projection of
the longwall panel to monitor the induced stress developing over a
residual pillar, lying between the working panel and the fault Ceres.
This probe was placed in an upward borehole inclined at an angle of
701 to the fault. In addition to the original purpose of the 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.
P. Konicek et al. / International Journal of Rock Mechanics Mining Sciences 61 (2013) 141–153 151

12. change monitoring with the advancement of the longwall coal face,
the probe recorded the impact of the destress blasting. The entire
area of the longwall panel adjacent to the fault Ceres was succes-
sively treated by a series of destress blasting operations. These
destress blastings were conducted in sequence within the above
prescribed 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 rock
blasting on 28th January caused significant redistribution of stress
at 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. The
stress redistribution in the overburden after the blasting operation
(expressed as an oval shape in Fig. 15) continued for approximately
3 to 4 weeks. During this time, the distance of probe L3 from the
long wall face varied from 169 m to 128 m, which is a significantly
greater distance than the observed and estimated values of the
range of influence of the mining induced stress at this site.
Therefore, the observed phenomenon of stress redistribution after
destress blasting is likely caused by the loss of competency of the
overburden strata. The rock mass fracturing by the blasting
operation in the area of the residual pillar near fault Ceres and
the extension of the longwall panel introduced the observed
phenomenon of stress redistribution. The observed gradual loading
of the rock mass (Fig. 15) is mainly due to the stable orientation of
the induced stress tensor axes during the mining period.
7. Conclusions
A systematic planning and designing of destress rock blasting
resulted in safe longwall mining in a rock-burst prone area. The
amount of explosive used at different stages of the destress rock
blasting varied from 1550 kg up to 3450 kg. A simple statistical
analysis of nearly 1000 field data (consisting amount of explosive
and observed seismological monitoring results) was used to derive
the coefficient KOKC, which represents natural conditions of the
overlying rock mass. Efficacy of the blasting for the stress release
from the overburden strata is evaluated through a parameter called
seismic effect (SE). A proposed classification of the destress blasting
on the basis of the value of the seismic effect is also validated
through different field observations. Out of total eighteen stages of
the destress blasting in the longwall panel, five stages experienced
very good (SE varied from 3.6 to 5.3), 7 stages experienced
extremely good (SE varied from 6.4 to 11.2) and the remaining six
cases experienced excellent (SE varied from 13.1 to 52.4) categories
of the stress release.
Adopted design of the destress blasting also reduced the range
and amount of mining induced stress concentration ahead of the
longwall face. As per the existing nomogram, the range of
influence of the induced stress for the site is calculated to be
93 m, but the actual field measurement by the CCBM method
found it to be only 50 m. The observed reduction in the range of
the influence is mainly due to dilution of competency of the
overlying strata by the blasting. Field observations of mining
induced stress by the probe L3 also showed the stress releasing
characteristic of the destress blasting.
Acknowledgements
This article is written in connection with project Institute of
clean technologies for mining and utilisation of raw materials for
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).
P. Konicek et al. / International Journal of Rock Mechanics Mining Sciences 61 (2013) 141–153152

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