Ingeniero Civil de Minas / El proceso de fragmentación en minería de Block/Panel Caving es muy importante pues este influye fuertemente en el éxito y rentabilidad del proyecto a través de criterios de diseño, productividades, costos y rendimientos en la operación. Para el caso de mina el Teniente, esto es de particular importancia debido a la presencia de una roca masiva y competente. Esta roca se caracteriza por prácticamente no presentar discontinuidades abiertas aparte de las que conforman los sistemas de fallas, sin embargo, posee un enrejado polidireccional de vetillas o Stockwork en una alta frecuencia. Estas vetillas poseen un efecto importante en la resistencia y deformación del macizo, en particular, en el proceso de desarme de roca durante el hundimiento. Esto ha sido corroborado por diversos estudios de fragmentación en puntos de extracción, en donde se observa que la mayor parte de caras de colpas corresponden a estructuras geológicas preexistentes. Dentro de este marco, este trabajo propone el estudio del modo de ruptura de una configuración de probetas de material tipo Stockwork para distintas litologías, con el fin de observar la influencia de las vetillas en una condición de carga multicontacto similar a la ocurrida durante el proceso de fragmentación secundaria en la columna de material quebrado. Para esto, se desarrolla un total de 5 ensayos, 4 de estos sobre probetas de 10 cm de largo sobre las unidades CMET FW, CMET HW, Dacita y Diorita y un quinto ensayo sobre la unidad CMET HW con probetas de 3.9 cm de largo. Cada ensayo involucra la carga vertical de 16.52 MPa a 35 probetas en una configuración compacta, confinadas por un medio granular al interior de un cilindro de acero. Los resultados muestran que bajo las mismas condiciones de esfuerzos ciertas unidades presentan una mayor ruptura de probetas que otras y una mayor o menor influencia de las vetillas en su ruptura, generalmente a través de rupturas mixtas con participación de vetillas y matriz (tipo B). De esta forma se observa que la unidad CMET FW es el ensayo que logra la mayor ruptura de probetas seguidas por las unidades Dacita, CMET HW y Diorita, sin embargo, las vetillas poseen mayor relevancia en la unidad CMET HW con un 75% de las rupturas con influencia de vetillas seguidas por las unidades CMET FW y Diorita con un 66.7% y 63.1% respectivamente. Para el caso de la unidad Dacita se observa un 44% de las rupturas con influencia de vetillas. Junto con esto, se observa que para probetas con una razón de aspecto menor, disminuye la ruptura por vetillas y aumenta en gran medida la ruptura por roca, teniendo una gran influencia las zonas de contacto entre estas. Relativo a la ruptura de vetillas, no se observa una gran influencia de parámetros geométricos como son el JRC y el espesor en la ruptura, tampoco se observa alguna relación clara respecto del tipo o subtipo de vetilla, sin embargo, la mineralogía y la orientación de las vetillas en el ensayo presentan una gran relevancia. Respecto a la mineralogía, se observa una disminución del porcentaje de Cuarzo y un aumento en el porcentaje de Calcopirita, Anhidrita y Bornita en las vetillas con ruptura en comparación a estos valores para la población total de vetillas presentes en los ensayos. En relación a la ruptura de vetillas según el porcentaje de minerales duros presente en su relleno, se observa que en los ensayos CMET FW, CMET HW y CMET HW 2 existe una tendencia clara de ruptura de vetillas blandas, la cual es algo menos notorio para la unidad Diorita y que no es posible apreciar para la unidad Dacita. Respecto a la orientación, se observa una tendencia a la ruptura de vetillas con una disposición vertical por sobre vetillas sub horizontales dentro de la disposición del ensayo. De esta forma, este ensayo posee el potencial de ser una metodología complementaria para el estudio de la fragmentación secundaria.

Autor no autoriza el acceso a texto completo de su documento hasta el 21/11/2019. / Ingeniera Civil de Minas / La ocurrencia de bombeos o escurrimientos en los puntos de extracción es identificada como uno de los 5 principales peligros operacionales a los que se expone la minería de block/panel/sublevel caving, es por esta razón que existe un gran interés sobre el entendimiento y comprensión de su génesis con el fin de tomar decisiones apropiadas en cuanto al control y manejo de este fenómeno. A pesar de que existen investigaciones que abordan esta problemática, a la fecha aún no es claro qué condiciones son determinantes en el desencadenamiento de estos eventos, existiendo sólo teorías no probadas. El eje central de esta memoria será caracterizar el ingreso de agua-barro, a partir de un estudio de la data histórica de variables asociadas al fenómeno. Para ello, se utiliza como sector de aplicación la mina Reservas Norte de División El Teniente, Codelco, que desde inicios de su operación ha presentado problemas de agua-barro. Este estudio incorpora un análisis general del ingreso de material saturado al sector, análisis de eventos históricos de bombeos y escurrimientos, como también una comparación con el sector Diablo Regimiento. La caracterización del ingreso de barro de Reservas Norte y posterior comparación con Diablo Regimiento permite establecer que el origen del barro proviene de la conexión con labores antiguas concentradoras de barro histórico, es más, los primeros puntos afectados se ubican en la zona donde se dio inicio al caving. Luego, la propagación es en dirección del avance de la frente de hundimiento, en donde al cerrarse uno o más puntos de la vecindad se generan planos preferenciales de flujo y al encontrarse los elipsoides traslapados, el material saturado diluye a través de los intersticios de la columna quebrada en movimiento. Dicho lo anterior, es que todo proyecto minero que utilice métodos de hundimiento debe incluir una caracterización hidrogeológica que permita determinar el riesgo potencial de una descarga de agua/barro a la que estará expuesto, definiendo e implementando tempranamente las medidas de mitigación y control. De esta manera la operación se puede llevar a cabo en forma segura y las consecuencias en cuanto a pérdidas de reservas pueden ser reducidas. En cuanto a los nuevos proyectos de DET, Nuevo Nivel Mina y Nuevo Nivel Profundo, ambos se ubican bajo labores que se encuentran afectadas por barro, por lo que se vuelve necesario crear políticas apropiadas para su control antes de comenzar la operación, entre las que se proponen: buscar alternativas a la conexión tipo domo, generar perfiles de extracción de columnas que desciendan de la manera más uniforme posible, para lo cual se debe contar con área disponible, la frente de hundimiento debe ser angosta para permitir flexibilidades operativas, no permitir la sobre extracción de los puntos y contar con políticas de drenaje. Este trabajo forma parte del proyecto MudFlow ejecutado por el Laboratorio de Block Caving del Departamento de Ingeniería de Minas de la Universidad de Chile.

Ingeniero Civil de Minas / El estudio de flujo gravitacional es fundamental en la minería subterránea por block/panel caving debido a su directa relación con la planificación minera, entregando información como el tipo y cantidad de material extraído, secuencia de extracción, leyes y recuperación. Debido a lo anterior, contar con herramientas computacionales que permitan modelar este fenómeno es de gran ayuda para realizar de la mejor manera las operaciones mineras. Dentro del ámbito del modelamiento de flujo gravitacional, Flowsim es un simulador basado en el concepto de autómatas celulares implementado en lenguaje C++, el cual permite realizar trabajos de forma más sencilla, rápida y con una gran calidad en los resultados. En el presente trabajo se utiliza esta herramienta con el objetivo de evaluar su funcionamiento y resultados mediante el modelamiento de diferentes casos de estudio a nivel experimental y a nivel industrial. Además se utilizan nuevas características del simulador para el trabajo con trazadores y se agrega un nuevo mecanismo para el modelamiento de la subsidencia. Los casos de estudio tratados son el análisis de trazadores recuperados a nivel mina, resultados experimentales obtenidos a partir de modelos físicos y simulaciones predictivas de 370 puntos de extracción pertenecientes a la mina Esmeralda, división El Teniente, focalizando el estudio en el funcionamiento de Flowsim para el cálculo de zonas de extracción, leyes, punto de entrada de material quebrado, y el tiempo de simulación. Los resultados muestran que Flowsim es capaz de replicar los resultados de zonas de flujo obtenidos con trazadores inteligentes en mina con diferencias de 9.7 [%]. Los casos experimentales e industriales analizados con el simulador calibrado muestran una leve tendencia a sobreestimar el punto de entrada de quebrado. Las simulaciones se realizan un 50 [%] más rápido a lo realizado por Rebop, simulador de flujo gravitacional desarrollado por Itasca, mientras que los valores entregados para las variables analizadas son muy similares entre ambos simuladores, variando en porcentajes menores al 5[%]. Las nuevas funciones de Flowsim, como el trabajo con trazadores y el mecanismo de rilling, aumentan las capacidades del simulador, pudiendo llevar a cabo nuevos análisis para la planificación minera. Los trazadores permiten establecer la recuperación para diferentes mallas de extracción y estudiar el comportamiento de los elipsoides de extracción. El mecanismo de rilling permite comprobar la morfología de la superficie y los resultados de su implementación muestra diferencias menores al 2 [%] con respecto a los resultados de modelos físicos. Finalmente, los resultados muestran que Flowsim es una potente herramienta de planificación en desarrollo, que, debido a su versatilidad, permite trabajar e implementar nuevos mecanismos como el trabajo con trazadores y el concepto de rilling, entregando resultados de forma rápida, simple y eficaz.

Ingeniera Civil de Minas / Para la estimación de reservas en block caving existen metodologías manuales que están basadas en principios de mezcla propuestos hace muchos años, como la mezcla vertical determinada por Laubscher. Esta problemática se ha estudiado mediante investigaciones del flujo gravitacional a través de modelos físicos y matemáticos. Dentro de los modelos matemáticos, se destaca Rebop, como un modelo de flujo gravitacional basado en balances de masa y criterios mecánicos del caving, que permiten modelar de forma más asertiva el fenómeno del caving incluyendo la mezcla vertical y horizontal.. Estas metodologías manuales también cuentan con criterios de optimización, en particular se encuentra la metodología de costo de oportunidad, la cual incorpora el costo de procesar mineral de baja ley, cuando es posible enviar a planta un mineral de mejor ley. Por lo anterior, el presente trabajo busca desarrollar un estudio exploratorio de una metodología que determina una secuencia optimizada, mediante la incorporación de un modelo de optimización de secuencia UDESS, que tiene como función objetivo maximizar el valor presente neto (VPN) del proyecto, junto con utilizar el software de flujo gravitacional Rebop, el que obtiene una mezcla más precisa. Posteriormente, los resultados de la metodología de UDESS y Rebop, serán comparados con un procedimiento manual de planificación llamado marginalista el que considera mineral todo lo que se encuentra sobre la ley de corte sobre una secuencia determinada con anterioridad. Para el desarrollo del trabajo se realizaron 4 casos que difieren en la distribución de las leyes y en las alturas de columna en su modelo de bloques. Como resultado todas las secuencias optimizadas, se muestra una disminución en la cantidad de dilución extraída, llegando a más de un 50% menos. Mientras que respecto al VPN en 3 de los casos aumenta en un rango del 7% al 20% dependiendo del caso. El único caso que disminuye, lo hace en un 1%, lo que se considera que está dentro del error permitido del modelo de optimización. Por otro lado, se determina que la distribución de leyes es más relevante que las alturas de columna in-situ, debido a que no se generan secuencias que extraigan proporcional a su altura de columna. Los resultados muestran que en el caso de un block caving, donde la dirección de la extracción es principalmente vertical, esta metodología funciona para obtener una secuencia que maximice el VPN dentro de un horizonte de tiempo determinado. Por lo tanto, se recomienda usar esta metodología tanto para una evaluación de un proyecto como para una planificación de corto plazo, que tenga como objetivo mejorar el VPN, dependiendo de la cantidad y calidad de la información con la que se cuenta. Respecto a las secuencias obtenidas con UDESS se estima que las restricciones que se incorporan son las necesarias para una secuencia de un macro-bloque extraído por block caving, con sus puntos abiertos y disponibles. Sin embargo, se recomienda precisar algunos parámetros como: la apertura de área por periodo, diferencia de altura extraída entre los vecinos, tasa de extracción por punto y discretización del modelo en UDESS. Cabe mencionar que para el uso de la herramienta de flujo, este se debe calibrar con datos mina para mejorar los resultados de simulación.

Ingeniero Civil de Minas / La principal función de la planificación de corto plazo es definir el programa de producción que sustente el presupuesto de operación de una mina a nivel trimestral o anual. Este programa debe ser factible de ejecutar bajo las condiciones actuales de operación, de modo que el costo de operación del periodo planificado se cumpla con la menor desviación posible. En la minería de Panel Caving este plan de producción se basa en la secuencia de hundimiento, capacidades de acarreo y estados operacionales definidos por el plan de mediano plazo. Es así como la planificación de corto plazo debe hacerse cargo de una serie de desviaciones constitutivas del plan que sustenta la vida de la mina tales como retrasos en preparaciones mineras, disponibilidad física de infraestructura de producción, reparación de áreas productivas, entre otros. El objetivo de esta memoria de título es diseñar una metodología que permita incorporar minerales marginales y remanentes al evaluar el cierre de los puntos de extracción, de manera de alcanzar las metas productivas establecidas en los planes de largo plazo. Esta memoria se basa en la metodología de estimación de recursos remanentes diseñada e implementada en la División El Teniente de Codelco Chile. La metodología consiste en estimar los recursos remanentes en una columna de extracción a partir de las muestras extraídas en el punto de extracción y el modelo de reservas, de manera de realizar una interpolación lineal entre ambas leyes, el segundo paso consiste en incorporar los recursos marginales o de sobre extracción en los planes de corto plazo sensibilizando la ley de cierre de puntos a diferentes criterios de corte marginal. Esta metodología se aplica a la mina Esmeralda de la División El Teniente obteniéndose una estimación de recursos disponibles adicionales al programa de producción del año. A partir de estos recursos el plan de producción se construye integrando los recursos re estimados, haciendo frente a los siguientes problemas operacionales: Menor área disponible por atrasos en la incorporación, colapsos en nivel de producción, fallas en infraestructura de manejo de materiales, etc. De no incorporar estos recursos remanentes la oferta de cobre fino para el año se habría visto disminuida, afectando el cumplimiento del programa de producción. Se concluye que esta metodología es factible desde el punto de vista técnico económico de ser utilizada para estimar recursos marginales a incorporar en los programas de corto plazo con el objetivo de hacer frente a eventos operacionales no considerados en los planes de producción de largo plazo. Se recomienda incorporar una tasa menor a 15% del plan de producción como recursos marginales remanentes, para evitar fuertes desviaciones en la ley.

Tesis para optar al grado de Magíster en Minería / Los proyectos mineros conocidos como Super Caves traen consigo nuevos desafíos en términos de control y gestión de la preparación minera. Estudiar los indicadores actuales resulta relevante para definir metodologías y finalmente los sistemas constructivos. A pesar de su importancia para las operaciones de caving, a la fecha aún no se conoce a cabalidad la variabilidad de los indicadores que influencian la constructibilidad en las variantes. El objetivo de esta tesis, es determinar una metodología que permita estimar el tiempo de construcción de una batea, tiempos de ciclo y actividades críticas. El estudio se realiza a partir de los resultados obtenidos en el periodo 2006 a 2012, mediante un back-análisis de indicadores en sectores que actualmente están en explotación, utilizando herramientas de planificación y de preparación de minas (software). La elección de la variante de explotación, su método y estrategia de socavación hacen diferencia sobre los tiempos requeridos para incorporar una batea a la producción. En la investigación desarrollada, el sector Diablo Regimiento con hundimiento avanzado presentó un tiempo de ciclo de incorporación de 4,1 meses promedio, distinto del sector Esmeralda Bloques 2 y 1 con hundimiento convencional, los cuales presentaron un tiempo de ciclo de incorporación de bateas de 5,2 a 5,7 meses promedio respectivamente. Lo anterior, demuestra diferencia significativa en las productividades de las actividades de preparación minera estudiadas que se puedan asociar a la elección de la variante de Hundimiento. Las armadas, la construcción de puntos de extracción, el armado de muros y la socavación, concentran el 64% del tiempo de ciclo total de incorporación de una batea a la producción. Finalmente la variante convencional presenta un mayor número de actividades en zona de transición respecto de la variante avanzada (perforación y tronadura), situación que aumenta la exposición al riesgo del personal que realiza labores en esta área.

Magíster en Minería / En las operaciones mineras subterráneas a gran escala, como Block/Panel Caving, el ingreso de agua desde la superficie y provenientes del subsuelo mismo es una condición inherente, así mismo, la naturaleza de dichos métodos de explotación condiciona que el bloque mineralizado sea altamente fracturado y que se comporte como un flujo granular que desciende hasta el punto de extracción por gravedad. Procesos de conminución secundaria genera material de granulometría fina que en conjunto con el agua circundante forma barro. Las múltiples perturbaciones del medio (sismos, vibraciones, cargue de material, tronadura, etc.) desencadenan el ingreso súbito del lodo (mud rush) a los niveles de producción y transporte de las minas, produciendo pérdidas de vidas humanas y económicas. El objetivo principal de esta tesis, es conocer los mecanismos físicos del flujo de agua, la cual es la fuerza movilizadora del barro, así como su trayectoria y velocidad hacia los puntos de extracción de mineral, en un medio granular que experimenta difusión de vacíos a causa del desarrollo de la explotación. Esto se ha realizado, a partir de 1200 experimentos numéricos 2D en Comsol Multiphysics ®, considerando porosidades diferenciadas, un medio saturado, continuo, isotrópico y homogéneo y además acoplando la ecuación de Brinkman-Darcy y el modelo cinemático modificado de material granular bajo una solución analítica por Métodos de Elementos Finitos (FEM). Las variables involucradas en el análisis numérico son: densidad local, diámetro de las partículas, área de extracción, separación entre puntos de extracción, velocidad inicial del flujo y estrategia de conexión del Caving. Para cada una de estas, se evaluó su relación de interdependencia y el control que ejercen sobre el comportamiento del flujo de agua para un punto de extracción con tiraje aislado y dos puntos de extracción con tiraje simultáneo. Los resultados permiten sugerir para el caso aislado, que la velocidad del agua a la salida del punto de extracción sigue una tendencia exponencial en relación con el área extraída, es decir, una extracción continua genera la reducción de la velocidad esperada y constituye una estrategia sólida y eficaz de drenaje de la zona activa de movimiento del flujo granular (IMZ). La granulometría y el cambio de densidad local controla la geometría del IMZ, facilitando el flujo de agua hacia el punto de extracción en un 10.58% a 23.31%, respectivamente. Para el caso simultáneo, es importante mencionar que dos puntos alejados entre sí, se comportan como dos puntos aislados que reciben un aporte del 50% de la velocidad inicial, pero sí la separación disminuye, la velocidad esperada se reduce considerablemente por el aumento de zonas altamente permeables que crean nuevas rutas hacia la zona superpuesta. Por otro lado, la estrategia de conexión del Caving controla el flujo de agua en función de la geometría del cave back, donde un tiraje uniforme permite evitar la entrada prematura de agua al nivel de producción. Los dos modelos matemáticos que sintetizan lo anterior, poseen errores relativos de predicción entre 0,83% y 6,09%, y permiten una estimación de la velocidad del agua en el punto de extracción, lo que ayudará a anticipar el tiempo y lugar donde se tiene mayor probabilidad de ocurrencia de un bombeo de barro (mud rush).

Draw management is a critical part of the successful recovery of mineral reserves by cave mining. This thesis presents a draw control model that indirectly increases resource value by controlling production based on geotechnical constraints. The mixed integer linear programming (MILP) model is formulated as a goal programming model that includes seven general constraint types. These constraints model the mining system and drive the operation towards the dual strategic targets of total monthly production tonnage and cave shape. This approach increases value by ensuring that reserves are not lost due to poor draw practice. The model also allows any number of processing plants to feed from multiple sources (caves, stockpiles, and dumps). The ability to blend material allows the model to be included in strategic level studies that target corporate objectives while emphasising production control within each cave. There are three main production control constraints in the MILP. The first of these, the draw maturity rules, is designed to balance drawpoint production with cave propagation rates. The maturity rules are modelled using disjunctive constraints. The constraint regulates production based on drawpoint depletion. Drawpoint production increases from 100 mm/d to 404 mm/d once the drawpoint reaches 6.5% depletion. Draw can continue at this maximum rate until drawpoint ramp-down begins as 93.5% depletion. The maximum draw rate decreases to 100 mm/d at drawpoint closure in the three maturity rule systems included in the thesis. The maturity rule constraints combine with the minimum draw rate constraint to limit production based on the difference between the actual and ideal drawpoint depletion. Drawpoints which lag behind their ideal depletion are restricted by the maturity rules while those that exceeded the ideal depletion were forced to mine at their minimum rate to ensure that cave porosity was maintained. The third production control constraint, relative draw rate (RDR), prohibits isolated draw by ensuring that extraction is uniform across the cave. It does this by controlling the relative draw difference between adjacent drawpoints. It is apparent in this thesis that production from a drawpoint can have an indirect effect on remote drawpoints because the relative draw rate constraints pass from one neighbour to the next within the cave. Tightening the RDR constraint increases production variation during cave ramp-up. This variation occurs because the maturity rules dictate that new drawpoints must produce at a lower draw rate than mature drawpoints. As a result, newly opened drawpoints limit production from the mature drawpoints within their region of the cave (not just their immediate neighbours). The MILP is also used to quantify production changes caused by varying geotechnical constraints, limiting haulage capacity, and reversing mining direction. It has been shown that tightening the RDR constraint decreases total cave production. The ramp-up duration also increased by eighteen months compared to the control RDR scenario. Tighter relative draw also made it difficult to maintain cave shape during ramp-up. However, once ramp-up was complete, the tighter control produced a better depletion surface. The trial with limited haulage capacity identified bottlenecks in the materials handling system. The main bottlenecks occur in the production drives with the greatest tonnage associated with their drawpoints. There also appears to be an average haulage capacity threshold for the extraction drives of 2000 tonnes per drawpoint. Only one drive with a capacity below this threshold achieves its target production in each period. Reversing the cave advance to initiate in the South-East shows the greatest potential for achieving total production and cave shape targets. The greater number of drawpoints available early in the schedule provides more production capacity. This ability to distribute production over a greater number of drawpoints reduces the total production lag during ramp-up. In addition to its role in feasibility studies, the MILP is well suited for use as a production guidance tool. It has been shown in three case studies that the model can be used to evaluate production performance and to establish long term production targets. The first of the studies shows the analysis of historical production data by comparison to the MILP optimised schedule. The second shows that the model produces an optimised production plan irrespective of the current cave state. The final case study emulates the draw control cycle used by the Premier Diamond Mine. The series of optimised production schedules mirror that of the life-of-mine schedule generated at the start of the iterative process. The results illustrate how the MILP can be used by a draw control engineer to analyse production data and to develop long term production targets both before and after a cave is brought into full production.

Longwall Top Coal Caving (LTCC) technology has great potential for more efficient mining of Australian thick coal seams. LTCC can potentially double (or greater) the longwall recoverable tonnes, per metre of gateroad development and improve the safety standards in longwall operation. Accurate cavability assessment of the coal seam is the key pre-requisite for successful application of LTCC method. Although some cavability criteria were developed in previous studies, their shortcomings limit their application. Apart from the lack of suitable cavability criterion, the caving principles and mechanisms in longwall operation (and LTCC) is still not well understood. The main objectives of this research work were: 1. to improve the general understanding about the caving mechanisms involved in LTCC operation, 2. to develop a new cavability assessment criterion, and 3. to characterise and classify the caving behaviour in selected Australian longwall operations. For this study a combination of analytical, observational and empirical engineering methods were used to reduce the shortcoming of individual design methods. For analytical study, the Distinct Element Method (DEM) was selected for computational analysis as the most suitable technique for this type of study. For observational methods, the size distribution of particles in goaf was used as a monitoring measure for caving performance evaluation and this method was performed in three Australian longwall operations (Ulan, West Wallsend and Broadmeadow). The Empirical assessment was performed by using the results of observational/computational analyses along with basic geological/geotechnical data from selected mine sites to back analyse and re-evaluate the results. The most significant outcomes of this study include: 1. a new cavability assessment system (Top Coal Cavability Rating, TCCR) that was developed based on computational analysis and by back analysis of past LTCC experience in China, 2. Improved understanding of caving mechanism, deformation mechanism and drawing mechanism of top coal in LTCC method, 3. advanced numerical models (UDEC, 3DEC and PFC models) that not only can be used for future research but can also be employed for LTCC design purposes, 4. characterisation and classification of caving behaviour in three Australian longwall operations. The results of this study can be effectively used by Australian coal industry in feasibility and design studies of LTCC operation. The new cavability criterion can be used to identify and quantify the major risks that may be involved in LTCC application.

Sublevel caving is an underground mass mining method used for extracting different types of ores from the earth crust. Mines using sublevel caving (SLC) as the primary mining method are generally highly mechanized with standardized and independent unit operations. Different unit operations (drilling, blasting, loading and transportation) are performed in isolation with each other which leads to standardized procedures and safe operation. Loading of the material from the production face in sublevel caving is facilitated by the flow of material under gravity into the production face. A large amount of material is loaded from a limited opening termed as the draw point which creates challenges for the mining method.   Material flow in SLC has been studied extensively in the past five decades and different methods have been used to simulate material flow in caving operations. Physical models of different scales has been designed for simulating material flow by using sand, gravel or rocks and studying the movement of material inside the model. Initial physical models showed an ellipsoidal zone above the draw point from which material flowed into the draw point. However, subsequent physical modelling results disagreed with this notion of material flow. Numerical modelling techniques have also been applied to simulate material flow. Currently, marker trials are being used to understand material flow in SLC. Markers (numbered steel rods, RFID enabled markers) are installed in boreholes drilled inside the burden of a production ring and based on the recovery sequence of markers, material flow is predicted. Results from physical models, numerical models and marker trials along with mine experience have been used in the past to optimize mine design and draw control for SLC operation. The results from latest marker trials highlight the chaotic nature of material flow and the unpredictability associated with material flow simulation.   In caving operations, draw control deals with the question of when to stop loading and regulates the loading process by providing the information on when to stop loading. The decision to stop loading a blasted ring and proceed to blasting the subsequent ring is a critical decision made in a SLC operation. If a draw point is closed early then ore is lost in the draw point which cannot be conclusively recovered at the lower levels and if delayed the mine faces greater dilution and increased mining costs. A study of the various draw control strategies used in sublevel caving operations globally has also been done to describe the present state-of-art. An analysis of the draw control and loading operations at the Malmberget and Kiirunavaara mines is summarized in the thesis using information collected through interviews, internal documents, meetings, and manuals. An optimized draw control strategy is vital for improving ore recovery and reducing dilution in SLC. Based on the literature review and baseline mapping study, a set of guidelines for designing a new draw control strategy has been listed.    In the present scenario of fluctuating metal prices and increasing operational cost a new draw control strategy is needed which is probabilistic in nature and can handle the uncertainties associated with caving operations. A draw control model which is probabilistic in nature provide a scenario based solution and can be used to test different draw control strategy before performing mine test. A framework for a probabilistic draw control model along with its application for draw control optimization has been discussed here. An effective draw control requires a constant monitoring system and a constant calibration of the loading criteria’s through draw point monitoring for reducing dilution and improving ore recovery. / Improved resource efficiency through dynamic loading control