International Caving Study 2 and Mass Mining Technology

Autor no autoriza el acceso a texto completo de su documento hasta el 6/1/2021. / Ingeniero Civil de Minas / Los métodos de explotación de block y panel caving son formas de explotación por hundimiento en que el cuerpo mineralizado se derrumba naturalmente por efecto de la gravedad y de los esfuerzos locales generados luego de haber sido socavado en su base. La propagación del caving es un efecto de la inestabilidad interna del macizo rocoso, producto de la constante extracción del mineral desde el punto de extracción hacia los puntos de vaciado. Actualmente, cada vez los yacimientos minerales se encuentran a mayores profundidades y la roca es sometida a mayores niveles de esfuerzos, tanto in-situ como inducidos por socavación o extracción. Esto implica que las minas tengan una mayor probabilidad de sufrir eventos geomecánicos que pongan en riesgo la vida de personas y al negocio. La mayor parte de la investigación llevada a cabo hasta la fecha ha sido enfocada en el esfuerzo inducido por la socavación mientras se propaga el hundimiento, conocido como abutment stress. Sin embargo, la experiencia en la operación de minas explotadas por block/panel caving ha demostrado que la estabilidad del nivel de producción también depende de la extracción y de las condiciones de flujo. El objetivo de esta investigación es cuantificar los esfuerzos inducidos por flujo gravitacional en un pilar corona del nivel de producción de una mina operada por block/panel caving, a través de experimentos en un modelo físico a escala (1:200). Con el fin de cumplir el objetivo propuesto, se llevaron a cabo 12 experimentos para representar configuraciones de block caving (BC) y panel caving (PC). En el caso de BC, se realizaron experimentos para determinar la influencia de puntos de extracción cerrados (60 m y 30 m de ancho de zona sin extracción), del tiraje uniforme y del tiraje no ideal. Dos experimentos de PC se realizaron para cuantificar la distribución de los esfuerzos verticales en el pilar de producción a medida que se incorpora área a la producción. Se utilizó mineral fragmentado para la realización de los experimentos. Por lo cual, es asumido que a escala de mina, el hundimiento ya se ha propagado hasta la superficie. Para medir los esfuerzos verticales inducidos por la extracción, seis celdas de carga fueron instaladas sobre el pilar corona del modelo físico. El material utilizado en los experimentos fue sulfuro de cobre chancado y escalado (1:200) a partir de una curva de fragmentación primaria típica de un BC. Los esfuerzos verticales inducidos fueron cuantificados en términos relativos de acuerdo al esfuerzo vertical inicial (previo a la extracción), σ0. En general, los experimentos indican que los esfuerzos verticales sobre el pilar corona cambian debido a la extracción. Esto significa que dependiendo de la secuencia de tiraje, los esfuerzos se distribuyen entre las zonas de movimiento y no activas alcanzando valores mínimos y máximos en un período dependiendo de qué punto de extracción está siendo explotado. Si una celda de carga está ubicada por encima de un punto de extracción que se está explotando, obtiene un valor mínimo cercano a 0.4σ0. Si una celda está por encima de un punto que no está siendo extraído comienza a aumentar su carga hasta valores tan altos como 2.8σ0. La magnitud de los esfuerzos verticales inducidos en un lugar determinado del pilar corona depende de varias variables que incluyen: Masa extraída por punto de extracción, tamaño del área no incorporada a la producción y distancia desde el sector de interés del pilar corona hasta el punto de extracción explotado.

Ingeniero Civil de Minas / Uno de los métodos de explotación que permite la extracción de yacimientos minerales con cuerpos de grandes dimensiones es el método de Block Caving. En dicho método existen diferentes operaciones unitarias, que van desde que se extrae el mineral de la mina hasta que llega a su procesamiento metalúrgico. A partir de la confiabilidad y disponibilidad de los componentes del sistema de manejo de minerales, se puede evaluar la certeza del cumplimiento del plan de producción. Por ello, el objetivo principal de este trabajo es determinar la confiabilidad operacional del proceso de manejo de minerales al interior mina, a partir de un modelo de simulación integrado. Para ello se realizaron simulaciones de distintos escenarios con la variación de parámetros operacionales, obteniéndose la disponibilidad teórica del sistema y el impacto de las labores de mantención en el uso de equipos y recursos. Se tomó como referencia el sistema diseñado para Chuquicamata Subterránea, en particular, el macrobloque N5-1 ubicado en la cota 1841, para el cual se asociaron distintas interferencias operaciones y modos de falla a cada componente. El modelo consta de puntos de extracción, subcalles de producción, parrillas de reducción, piques de traspaso, tolvas de almacenamiento, alimentadores, chancadores y una correa transportadora. Para la simulación se utilizó el software Availability Workbench®, en su módulo AvSim, en el cual se consideraron 1.000 réplicas para un tiempo de 7.200 horas. Se evaluaron un total de 18 escenarios posibles, en los cuales se varió el criterio de ingreso de cuadrilla para la reparación de puntos de extracción, la implementación de mantenciones programadas e inspecciones preventivas y la cantidad de equipos y recursos disponibles para la realización de las labores de reparación y mantención. De los resultados obtenidos, se destaca que el criterio de ingreso de reparación de puntos fue el factor más determinante en la disponibilidad del sistema, mientras que la variación del stock de equipos y recursos y las mantenciones programadas no provocaron un impacto significativo en ésta. El criterio medio de ingreso fue el que entregó la disponibilidad más alta (del orden del 80%) y los componentes más influyentes fueron los puntos de extracción y la correa transportadora. Al comparar la producción planificada con la producción según el modelo de confiabilidad, se tiene resultados similares que fluctúan entre 6,8 a 7 millones de toneladas. Como conclusiones del trabajo realizado se tiene que es de suma importancia elaborar una estrategia que permita la reparación de puntos sin la necesidad de paralizar todo el funcionamiento de las calles, buscar una alternativa de transporte del mineral cuando la correa se encuentre fuera de servicio y, para evitar el deterioro anticipado de los equipos e infraestructuras, es necesario la implementación de una estrategia de mantenciones programadas que además permita optimizar los tiempos productivos y los tiempos detenidos.

Magíster en Minería / Una práctica común en minería es descomponer el proceso de planificación en diferentes tareas y, por lo tanto, abordar el proceso general de forma desacoplada e independiente. Esto, trae consigo que el plan de producción no necesariamente captura el máximo valor de un proyecto pues, como las etapas en los procesos de planificación se llevan a cabo secuencialmente, las decisiones se van realizando con información desagregada en cada proceso y los modelos no capturan la complejidad de los próximos pasos aguas abajo, por lo tanto, las decisiones posteriores son sujetas a la inicial. Lo anterior, motiva a desarrollar una investigación que permita entender y proponer alternativas para resolver el desacople entre un programa de extracción y el agendamiento de preparación, más aún cuando este desacople causa un exceso de inversión en desarrollo minero y fortificación porque el área preparada no es usada en el periodo (G. Díaz y E. Morales, 2008) o la extracción planificada se ve afectada debido a la falta de área preparada. El objetivo es proponer una metodología de optimización que incorpore las actividades de preparación en un agendamiento de producción en una mina explotada por Panel Caving. La metodología considera la integración de los aspectos operacionales más relevantes en la construcción de un plan minero en una mina explotada por Panel Caving, usando programación entera mixta (MIP). Se crearon 2 casos de estudios. El primer caso tuvo por objetivo determinar una estrategia para optimizar los tiempos de resolución de los agendamientos de producción. De los 4 ejercicios del caso estudio 1, se determinó que las discretizaciones de columnas de bloques permiten disminuir los tiempos de cómputo sin perder de vista los aspectos técnicos que gobiernan el proceso de caving. El objetivo del caso estudio 2 fue integrar las actividades de preparación en un único problema de agendamiento. Para ello, se realizaron 3 ejercicios donde se compara la metodología propuesta por esta tesis con la manera tradicional de realizar la planificación en Panel Caving. De los resultados, la metodología tradicional de planificación arrojó resultados que podrían ser infactibles si las restricciones de preparación son incluidas en la planificación de la producción, debido a que no las considera como parámetros de entrada. En cambio, la metodología propuesta permite determinar la óptima apertura de puntos de extracción por periodo, donde se obtienen diferencias respecto a una estrategia operacional de apertura de puntos de hasta 33 %, en valor, lo que equivale a 100 millones de dólares de diferencias por este fenómeno. Las posibles extensiones de este trabajo son simular los resultados del agendamiento para evaluar la factibilidad del plan de producción y evaluar otras estrategias de constructibilidad como el tipo de hundimiento.

This thesis presents the results of research into the potential of underground mining methods applicable to inclined thick seams (thickness greater than 3.5m, and seam dip of 15 - 35 degree) in the Quangninh coalfield, Vietnam. The primary objectives of this research are to investigate the most suitable underground methods applicable to inclined thick seams in the Quangninh coalfield and to improve understanding of the operational and geotechnical issues associated with the application of chosen methods in thick seams with steeply dipping conditions. From a risk and operational assessment, the Longwall Top Coal Caving (LTCC) method is considered most appropriate for inclined thick seams under the current mining conditions in Vietnam. The LTCC method offers great potential for the efficient extraction of thick seams by caving coal from the upper section during the mining of the lower section. This significantly reduces the development cost per tonne. Compared to High reach Single Pass Longwalling, the LTCC method offers a low extraction height, resulting in smaller and less expensive equipment and better face conditions. Results from this study identified that for extracting an inclined thick seam, the face retreating along the strike has better operational advantages and better cavability than the face retreating updip or downdip of the seam. The operational issues of the LTCC method when extracting inclined seams are: the stability of the support, transport in the mine, and the difficulties in roof control at the transition between face ends and the gateroads. In terms of geotechnical issues, better cavability of the top coal is anticipated for flat coal seams compared to inclined seams. In addition, the chain pillar for flat coal seams is subjected to a higher vertical stress distribution than that of inclined ones. An improved cavability assessment method for the categorisation of the cavability of the top coal with four categories, ranging from 1 (excellent cavability) to 4 (very poor cavability), was suggested to assist the feasibility and design stages of the LTCC application. The cavability assessment method was conducted by numerical analysis combined with back analysis from the database obtained from past LTCC practices.

The assessment of fragmentation is an important aspect of the design and planning of any excavation. The distribution of fragment sizes in situ helps assess the requirement of explosive energy to excavate the rock material. In addition, the information can also be used to evaluate the ground water flow, leaching characteristics and the requirement of additional rock handling equipment in construction projects. In the block cave mining method, the assessment of in situ and secondary fragmentation is an integral part of the design of the excavations at the extraction level and the selection of material handling systems for transporting the ore to the processing stations. Secondary blasting requirements can also be estimated based on the fragment size distributions developed for the block cave. Methods of estimating fragment size distributions in block cave mines have been based on joint set parameters estimated from structural mapping in available excavations or outcrops. While this is acceptable in the absence of any other means of assessing the fragmentation, the results can often be misleading since the structural mapping is often carried out in limited areas and the results applied uniformly to the entire deposit. This new study proposes to use the core piece lengths information gathered from the boreholes to develop in situ and primary fragmentation estimates for block cave operations. Under this proposed study, drill core piece lengths from an exploration program in Indonesia will be used along with structural mapping data to develop estimates for in situ and primary fragment size distributions. Methods for estimating secondary fragmentation from primary fragmentation will be evaluated and the estimates of secondary fragmentation from the different methods will be compared with the actual fragmentation characteristics observed at the drawpoints. The primary assumption in the development of primary fragment size distributions from drill core data is that each drill hole piece represents one in situ rock block. The relationships between the joint spacings and lengths of the different joint sets, evaluated from the joint set characteristics gathered from available excavations, outcrops or oriented core drilling programs, can be utilized for estimating the shape of the rock blocks.

This thesis presents the results of research into the potential of underground mining methods applicable to inclined thick seams (thickness greater than 3.5m, and seam dip of 15 - 35 degree) in the Quangninh coalfield, Vietnam. The primary objectives of this research are to investigate the most suitable underground methods applicable to inclined thick seams in the Quangninh coalfield and to improve understanding of the operational and geotechnical issues associated with the application of chosen methods in thick seams with steeply dipping conditions. From a risk and operational assessment, the Longwall Top Coal Caving (LTCC) method is considered most appropriate for inclined thick seams under the current mining conditions in Vietnam. The LTCC method offers great potential for the efficient extraction of thick seams by caving coal from the upper section during the mining of the lower section. This significantly reduces the development cost per tonne. Compared to High reach Single Pass Longwalling, the LTCC method offers a low extraction height, resulting in smaller and less expensive equipment and better face conditions. Results from this study identified that for extracting an inclined thick seam, the face retreating along the strike has better operational advantages and better cavability than the face retreating updip or downdip of the seam. The operational issues of the LTCC method when extracting inclined seams are: the stability of the support, transport in the mine, and the difficulties in roof control at the transition between face ends and the gateroads. In terms of geotechnical issues, better cavability of the top coal is anticipated for flat coal seams compared to inclined seams. In addition, the chain pillar for flat coal seams is subjected to a higher vertical stress distribution than that of inclined ones. An improved cavability assessment method for the categorisation of the cavability of the top coal with four categories, ranging from 1 (excellent cavability) to 4 (very poor cavability), was suggested to assist the feasibility and design stages of the LTCC application. The cavability assessment method was conducted by numerical analysis combined with back analysis from the database obtained from past LTCC practices.

Thesis (M.Phil.) - University of Queensland, 2004. / Includes bibliographical references.

Los métodos de explotación subterráneos Block/Panel Caving poseen componentes de infraestructura de producción tales como puntos de extracción, cruzados de producción piques de traspaso y cruzados de transporte. Estos están sujetos a ser interrumpidos debido a diversos tipos de eventos geotécnicos tales como sobretamaños, colgaduras, desplomes, reparación de carpetas de rodado, falla de martillos picadores, entre otros. Existe evidencia que la productividad de la mina y sus componentes de infraestructura dependen del número de eventos a experimentar en un periodo de tiempo. La productividad de la mina depende de la productividad de cada componente, siendo los piques de traspaso fundamentales en definir esta productividad. El objetivo del presente trabajo, es cuantificar el efecto del sistema de traspaso en la confiabilidad de un programa de producción minero, en particular en la productividad de cruzados de producción. El estudio se centra en el análisis de la mina DOZ de la compañía PT Freeport Indonesia, quienes cuentan con información histórica de producción e interferencias operacionales de los piques de traspaso del año 2006. Con estos se construyen curvas de productividad y frecuencia de eventos por pique, siendo las colgaduras el evento más frecuente (7 por mes) y los eventos mecánicos casi constantes durante todo el periodo (2 por mes). La producción de la mina se sostiene en los piques más maduros (80 – 130 Kt/mes) los que están relacionados con el cruzado de transporte 2. La modelación de la producción permite definir curvas de frecuencias de eventos (Curva U) las que muestran la relación entre la frecuencia de ocurrencia de eventos y el tonelaje acumulado de una componente y curvas de productividad (Curva de Producción Característica) la que describe las toneladas/período de un componente de la infraestructura minera, en función del número de eventos experimentados Con las Curvas U y de producción características alimentan de modelos simulación de eventos discretos en Arena software para cuantificar la influencia de las interferencias operacionales de los piques en el cruzado de producción. En estas se aprecia que para una calle de producción, las productividades disminuyen si el número de eventos en los piques es mayor (diferencias de productividades de hasta 35 Kt para piques sin eventos y piques que fallan cada 7 Kt). En resumen, se propone considerar en la elaboración del plan de producción las interferencias operacionales ocurridas en los piques de traspaso, ya que como se demostró la influencia de estas puede ser significativa a la hora de extraer lo que indica el plan.

Autor no autoriza el acceso a texto completo de su documento hasta el 15/1/2021. / Ingeniero Civil de Minas / En el presente trabajo se realiza el diseño de un Panel Caving Inclinado sobre un yacimiento a alta profundidad y una buena calidad de roca, con el objetivo de extender los pilares de producción mejorando así la estabilidad general de este. Desde un principio solo se consideran aspectos claves del diseño para luego realizar un análisis comparativo en términos económicos y de estabilidad. El diseño considera la realización de la socavación mediante el método de Sublevel Caving de manera longitudinal al yacimiento para luego efectuar la extracción continua por detrás del frente de hundimiento mediante estocadas orientadas perpendiculares a las galerías del Sublevel Caving. Las estocadas están conectadas con calles de producción, las cuales son paralelas a las galerías del Sublevel Caving en cada nivel de extracción. Ya que el método no restringe el largo para el carguío se considerarán galerías de 5 x 4.5 metros (ancho x alto) para permitir el tránsito de los equipos LHD de 15.2 yd3. El diseño posee principalmente dos parámetros que afectan la estabilidad y los costos. En primer lugar la distancia vertical entre niveles afecta el ángulo de inclinación global del sistema y las perforaciones de hundimiento, por lo cual, se decide fijar en 20 metros este valor para así obtener un ángulo global de 49° y una longitud de perforación máxima de 37 metros. El segundo parámetro clave es el largo de la estocada de carguío, un aumento en el largo de esta aumenta a su vez el largo del pilar, otorgándole así una mayor resistencia, sin embargo, aumenta también la cantidad de desarrollos mineros y la distancia recorrida por los equipos LHD, lo que implica costos de inversión y operación más altos. Finalmente se decide establecer un largo de estocada de 30 metros para balancear los efectos antes mencionados. El análisis económico refleja que la inversión en el sistema inclinado es 366 [US$/m2] más cara que el Panel Caving Convencional . El costo de operación de ambos sistemas es similar , pues a pesar de que los equipos LHD recorren una mayor distancia en el método inclinado, el rendimiento de estos contrarresta este efecto. Finalmente el análisis comparativo de estabilidad se realiza en tres dimensiones para reflejar las singularidades del método, obteniéndose que el Panel Caving Convencional posee mejores indicadores de estabilidad en las galerías de hundimiento, estocadas y pilares de producción, lo cual se debe principalmente a que la infraestructura minera de un Panel Caving Inclinado se encuentra expuesta al esfuerzo principal intermedio.