Comprehensive and reliable seismic analysis techniques can aid in achieving successful inference of rockmass behaviour in different stages of the caving process. This case study is based on field data from Telfer sublevel caving mine in Western Australia. A seismic monitoring database was collected during cave progression and breaking into an open pit 550 m above the first caving lift. Five seismic analyses were used for interpreting the seismic events. Interpretation of the seismic data identifies the main effects of the geological features on the rockmass behaviour and the cave evolution. Three spatial zones and four important time periods are defined through seismic data analysis. This thesis also investigates correlations between the seismic event rate, the rate of the seismogenic zone migration, mucking rate, Apparent Stress History, Cumulative Apparent Volume rate and cave behaviour, in order to determine failure mechanisms that control cave evolution at Telfer Gold mine.

Sublevel caving is a highly mechanizable mass mining method normally utilized in large, steeply dipping orebodies. The fragmented ore flows freely, aided by gravity, down to the drawpoint while the surrounding waste rock caves in due to induced stresses and gravity. Fragmentation of the blasted ore is a vital component in any mining operation and directly affects productivity and efficiency of the following production steps (Nielsen et. al, 1996). In an attempt to reduce mining induced seismicity in Malmberget, LKAB is initiating various trials. One of these trials involves a reduction in blasthole dimension and an increase in the number of blastholes utilized in each ring. A reduction in blasthole dimension is undertaken to achieve a less impactful mining operation in terms of disturbances to surface populated areas, particularly addressed to ground vibrations. Therefore, it is of utmost importance to analyse if fragmentation and production is affected as a consequence of this change. This thesis sets out to evaluate how fragmentation and the LHD operation is affected by variations in blasthole dimension. The evaluation is carried out through analysis of logged production data, on-site filming of the loading sequence and interviews with the LHD operators. The discoveries will be presented chronologically to illustrate the complexities related to compiling a viable dataset to rely on for a credible analysis. The initial theory did not hold up properly and therefore the project was reshaped along the course of progression to provide further information and clarify uncertainties. Unfortunate, major production delays inhibited a quantitative comparison of two parallel drifts with different blasthole dimensions. Hence, no final answer can be provided in this thesis whether a change in blasthole dimension causes any differences in loadability and/or fragmentation or not. However, an analysis of how cycle times vary depending on causes such as operator induced differences, machine induced differences and road conditions will be provided. The field test also provides information on various loading scenarios and the difficulties connected to these. The result obtained in this project mainly addresses the significant operator difference in terms of cycle times which can extend to, on average, 60% depending on experience, road conditions and, most likely, preferences amongst operators. Time differences amongst seemingly experienced operators can reach more than, on average, 30% in hauling time alone. Roughly 96% of the operators state that road conditions in the production area is the controlling factor for hauling speed. Many of the operators further states that the risk of injuries is directly related to road conditions and this is a likely cause to why cycle times vary in this magnitude. Fragmentation was found to affect loadability but not to the same extent as shape and looseness of the muck pile. Compaction of the muck pile and flow disturbances where normally found to be connected to one another. Hence, good loadability would indicate a low occurrence of flow disturbances and a continuous flow of material into the drawpoint. This thesis is written as a part of the final stage of the civil engineering program at Luleå University of Technology (LTU) and represents 30 credits in the field of Soil and Rock Construction. The thesis is a part of a larger project, Face to surface, which sets out to analyse the impact of fragmentation on different stages in the production chain.

Thesis (M.Sc. (Engin))--University of the Witwatersrand, Faculty of Engineering, 1993 / A mining area at Hartebeesttentein Gold Mine, designated as the 5.K. North Block, is traversed" by ageological alteration zone known locally as the "pseudo-breccia". The rockmass in this zone has been rendered friable, weak and prone to collapse as a result of this phenomenon. The area is also marginally payable, making stoping width control vitally important. Any failure of tht:: hangingwall which dilutes the ore can render the mining area uneconomical. The stoping method employed-in the SA North Block, and extensively elsewhere on the mine, is called "cave mining" or "caving". The method, which has been in use on the min~ since the early 1960's, allows the back area to collapse behind a zone of face support Which consists of either timber sticks or steel hydraulic props. Varibus stope support strategies were investigated to deal with severe strata control problems arising from the prevailing poor hangingwall conditions. Serious consideration was given to c backfilling as an alternative to caving, but the option was finally rejected for reasons outlined in this report, The development of improved prop-based face support strategies and an evaluation of their effectiveness in combination with cave mining formed the main thrust of the project work. Some adaptations had to be made to suit the caving method, and these aspects are described in some detail in this report. The report thus concentrates on the development and implementation of stope support strategies designed to cater for weak ground conditions, rather than dealing with the cave mining method per se. Nevertheless, a Comprehensive review of the history and theory of cave mining is presented together with a fairly detailed evaluation of the backfill alternative. Some quantitative assessments of strata behaviour under caving conditions have been made from time to time in the past. It was therefore deemed worthwhile to measure, quantify and interpret hangingwall rock movement at a number of stope sites within the pseudo-breccia alteration zone, for comparative purposes.

Thesis (Professional Degree)--University of Missouri, School of Mines and Metallurgy, 1949. / The entire thesis text is included in file. Typescript. Title from title screen of thesis/dissertation PDF file (viewed July 1, 2010)

Magíster en Minería / Ingeniero Civil de Minas / Currently, mine plans are optimized by using many criteria, such as profit, life of mine, concentration of some pollutants, mining costs, confidence level or mineral resources, while attending constraints related to production rates, plant capacities and grades. Whilst this approach is successful in terms of producing high value production schedules, it uses a static sequence of production units (for open pit and underground mine) and therefore the optimization is performed within the level of freedom left by the original opening schedule and is far from the optimal value of the project according to the objective function. This approach is often used in the industry and therefore the value addition that is involved when optimizing the mining sequence is disregarded. This thesis summarizes a research that includes applying a model to optimize the NPV value, as the objective function, in a panel cave mine and evaluating this model with different mining systems, to study the drawpoints opening sequence and the NPV variations. The emphasis is in the precedence, geometrical and production constraints that are required to produce meaningful operational drawpoints opening sequences considering the exploitation method (panel caving), physical considerations and logical rules. Further on, while it applies the standard approach of maximizing NPV, other targets for optimization, such as the mining material handling system, are considered. The idea is to consider the drawpoints opening sequence as an output of the problem and to select the best sequence considering different mining systems. The results indicate that the selection of the mining system is important when comparing the results of the objective function or the grade. The results can vary up to 18%. En la actualidad, los planes de producción mineros son optimizados usando diferentes criterios como el beneficio económico, la vida de la mina, la concentración de contaminantes, los costos mina, el nivel de confiabilidad o las reservas mineras, atendiendo a restricciones relacionadas a la producción, capacidades de planta y leyes. Si bien esta aproximación es eficaz en términos de producir planes de producción de alto valor agregado, usa una secuencia de las unidades de producción estática (tanto para minería a cielo abierto como para minería subterránea) y por lo tanto la optimización es realizada con un grado de libertad menos, debido al uso de la secuencia predefinida (secuencia original) y esto está lejos de ser el valor óptimo del proyecto, de acuerdo con la función objetivo utilizada. Esta aproximación se usa a menudo en la industria y por lo tanto, cuando se optimiza la secuencia de explotación de las unidades de producción, el valor agregado involucrado no se percibe. Esta tesis resume una investigación que incluye la aplicación de un modelo para optimizar el VAN como función objetivo, en una mina de Panel Caving y evaluando este modelo para distintos sistemas mineros, de tal forma de estudiar la secuencia de apertura de los puntos de extracción y las variaciones del VAN asociadas. El énfasis se encuentra en las restricciones de precedencia, geométricas y de producción, que son requeridas para producir secuencias de apertura de puntos de extracción significativas considerando el método de explotación (Panel Caving), consideraciones físicas y reglas lógicas. Entonces, mientras se aplica la aproximación estándar para maximizar el VAN, se consideran otros inputs para la optimización como por ejemplo el sistema minero. La idea es considerar la secuencia de apertura de puntos de extracción como un output del problema y seleccionar la mejor secuencia dados distintos sistemas mineros. Los resultados indican que la selección del sistema minero es importante, ya que los resultados de la función objetivo son muy distintos (así como la ley media) para cada sistema considerado. Los resultados pueden variar hasta un 18%.

Magíster en Minería / Desde el año 2002 a la fecha, se han realizado variados proyectos de innovación tecnológica, relacionadas con el uso de la tecnología de los trituradores mineral sizers en minería subterránea. A partir de estos, se han desarrollado exitosas pruebas industriales en División Andina con este tipo de equipos, que aunque inicialmente fueron desarrollados para el procesamiento de minerales blandos (minería del carbón), hoy se presentan como una interesante alternativa para incorporarlos dentro del manejo de materiales en minería metálica. Lo anterior hace necesario evaluar su inclusión dentro del sistema de manejo de materiales normal de cualquier mina subterránea, como una forma de reducir las limitaciones que presenta el método de hundimiento al explotar roca primaria, evitando la tendencia actual que muestra que granulometría más gruesa, requiere la utilización de equipos de mayor capacidad, que transitan por labores de mayores dimensiones, generando cavernas de chancado de gran tamaño. Por esto se propone la incorporación de equipos sizer, compactos y de alta productividad, que produzcan la trituración temprana del mineral primario, es decir, lo más cercano a su origen, idealmente en el nivel de producción (dentro o en su contorno), permitiendo mejorar de manera importante el flujo de mineral hacia los niveles inferiores. Este trabajo buscar generar una guía de diseño para la aplicación de los equipos sizers en minería subterránea. Para ello primero se realizará una revisión de lo hecho hasta ahora en este tema, identificando otras tecnologías emergentes y buscando aplicar el conocimiento obtenido, tanto a las minas en operación como a los nuevos proyectos en desarrollo. Para la incorporación del sistema sizer en Codelco se requiere contar con diseños mineros que sean adecuados al uso de esta tecnología, para no tener que “forzar o adaptar” los sizer a un diseño establecido. Durante esta tesis se desarrollan diversas alternativas de diseño que cumplían con la condición anterior. La evaluación técnico económica muestra que incorporar esta tecnología se lograrían aumentos en VAN entre un 9% y 14% respecto al un caso base. Finalmente, se recomienda evaluar la aplicación del sizer en los proyectos estructurales futuros de Codelco Chile, que es donde la tecnología podría presentar aún mayores beneficios desde un punto de vista económico y de flexibilidad.

Thesis (Ph. D.)--University of Queensland, 2002. / Includes bibliographical references.

No description available.

Thesis (Ph. D.)--University of Queensland, 2003. / Includes bibliographical references.

En la explotación de minas subterráneas de yacimientos masivos, el método de mayor uso es el Block Caving, que consiste en el hundimiento de un bloque de material y posterior extracción gravitacional hacia una serie de puntos de extracción. Para garantizar el éxito del método, se debe asegurar la estabilidad del nivel donde se realiza la extracción. En estos métodos se espera un futuro aumento en la producción, por lo que se esta estudiando una variante de explotación llamada Minería Continua (MC), que permite una extracción continua de material, aumentando la tasa de extracción. Junto a estos cambios propuestos no se debe comprometer la estabilidad del sistema. En la actualidad las metodologías para la evaluación de estabilidad y diseño del nivel de producción tienen una componente empírica importante. Por este motivo es complicada una aplicación directa de estos en la MC. En el presente trabajo de titulo se propone una metodología que evalúa comparativamente las alternativas de diseño dentro de la MC en función de los esfuerzos inducidos en el nivel de producción, considerando variación en la separación entre niveles, espaciamiento de malla, tipo de malla, orientación de las calles de producción respecto del esfuerzo principal y tamaño de la calle de servicio. Para esto se construyeron una serie de gráficos comparativos de esfuerzos inducidos a lo largo de las calles de producción y de servicio, variando la distancia al frente de hundimiento. Estos gráficos son de una enorme aplicabilidad, por cuanto el esfuerzo principal inducido fue normalizado por el esfuerzo vertical in-situ, permitiendo una posterior utilización bajo otros escenarios. Por otro lado, tratando de evaluar el impacto en la estabilidad del nivel de producción generado por los cambios en el diseño que propone la MC, se realizó una comparación entre esta y un diseño convencional de block caving considerando los mismos criterios del análisis anterior. Los resultados de este estudio muestran que las mayores variaciones de los esfuerzos inducidos se producen al disminuir la separación entre niveles. Por otra parte se observaron diferencias pequeñas al disminuir el espaciamiento entre puntos de extracción (de 15 a 13m), al variar el tipo de malla (cuadrada y triangular) y al variar el tamaño de la calle de servicio, lo que da la flexibilidad de priorizar factores productivos y/o constructivos en estos parámetros. Finalmente, al comparar el diseño MC con uno de block caving tradicional de dimensiones equivalentes (15m de espaciamiento entre puntos de extracción) se observan esfuerzos máximos inducidos menores en el caso de la MC. Esto indica que el diseño MC no debiera presentar mayores problemas que el de block caving tradicional. Considerando los resultados favorables en cuanto a estabilidad, se sugiere validar los resultados obtenidos y posteriormente incorporar los efectos que podrían producir, sobre los esfuerzos inducidos, el aumento de la velocidad de extracción y el acondicionamiento del macizo rocoso.