The depth at which underground mines operate has been increasing continuously which is particularly true in the case of hard rock mining. The stability issues associated with mining at great depth pose tough challenges to engineers and researchers alike. Long-term mine developments in deep hard rock mines such as haulage drifts need to be functional during the entire life of the mine plan without posing any major stability concerns, which will otherwise hamper the production and other logistics associated with mining operations. High convergence and rockburst hazards are the main problems due to high stress and mining-induced seismicity in deep hard rock mining. In such circumstances, the understanding of drift support behavior under static and dynamic conditions is crucial for mining engineers when dealing with drift stability in deep, hard rock mines. In this thesis, current design methods for selecting drift support systems are reviewed, which are mostly dependent on empirical approaches and are geared towards static support design. Based on this, the current research focuses on ground support analysis under both static and dynamic conditions to understand drift support behavior with respect to nearby mining. Numerical modeling of drift primary and secondary supports is performed by developing two models using the 2-dimensional FLAC code. Axial loads induced in the drift support system under static and dynamic conditions are estimated for the case study hard rock mine in Canada at a depth of 1500 m. The results of numerical modeling are obtained in terms of axial loads in the drift support system, wall damage due to tension under dynamic conditions, and the extent of rock mass yielding around the drift. It is found that mining on the same level is critical to drift stability under static conditions, and rock mass yielding in the south wall of the drift (towards the ore body) extends beyond the bolting horizon once this stage begins. The results also show that by providing secondary support before same level mining commences, drift stability is greatly enhanced. The static model is calibrated through the implementation of an in-situ monitoring program of axial loads induced at the head of the rockbolt. A new load monitoring device called U-cell is successfully used for this purpose. Measured and estimated axial loads are then compared and found to be in good agreement. The preliminary dynamic analysis shows that a peak particle velocity of 2.0 m/s at the periphery of the drift will cause wall damage more than 1.0 m when only primary supports are provided, and around 0.5 m when secondary supports are installed along with the primary ones, and when there is no nearby mining taking place. The effects of lower level and same level mining under dynamic conditions are also examined, and wall damage and rock mass yielding are estimated. The estimation of wall damage depth is crucial in designing dynamic rock supports. It is demonstrated that wall damage due to various levels of ground motion can be estimated by dynamic numerical modeling. Finally, a methodology for the design of dynamic rock supports is presented, which is based on the selection of yielding support type and pattern, the estimation of the ejection velocity, and the volume of wall damage as obtained from dynamic modeling. / La profondeur des mines souterraines a augmenté de manière continue, particulièrement en ce qui concerne les mines en roches dures. Les problèmes de stabilité associés aux mines profondes représentent comme des defis pour les exploitants, comme pour les chercheurs. Les développements miniers à longue durée de vie dans les mines profondes, tels que les galléries de roulage, doivent rester fonctionnels pour toute la durée de l'exploitation, sans poser de soucis majeurs, qui, sinon, nuiraient à la productivité et à l'organisation des opérations minières. Les fortes convergences et le risque de coup de terrain constituent les principaux problèmes dus aux fortes concentrations de contraintes et à la sismicité minière induite dans les mines profondes en roches dures. Dans de telles circonstances, la compréhension du comportement du soutènement des galeries sous l'effet de chargements statiques et dynamiques est essentielle pour les ingénieurs miniers confrontés aux questions de stabilité dans les mines profondes en roches dures. Dans cette thèse, nous exposons les méthodes courantes de dimensionnement du soutènement des galeries, qui reposent principalement sur des approches empiriques et ont pour objectif d'assurer la stabilité sous chargement statique. Sur cette base, la recherche se concentre sur des méthodes de dimensionnement du soutènement sous des charges statiques et dynamiques, dans le but de comprendre le comportement du soutènement des galeries adjacentes aux zones en cours d'exploitation. La modélisation numérique du soutènement primaire et secondaire des galeries est réalisée en développant deux méthodes recourant au code bidimensionnel FLAC. Les charges axiales dans le soutènement des galeries sont estimées sous des sollicitations statiques et dynamiques, dans le cas d'une mine canadienne en roche dure, à 1500 m de profondeur. Les résultats de la modélisation numérique sont présentés en termes de charge axiale dans le soutènement, d'endommagement des parois sous l'effet des tractions induites par les sollicitations dynamiques et de l'extension de la zone rompue autour des galeries. Nous montrons ainsi que l'exploitation sur le même niveau a des conséquences importantes sur la stabilité des galeries en chargement statique, et qu'au niveau du parement sud (i.e. du côté du gisement), la zone rompue s'étend au-delà de la longueur des boulons au début de cette étape. Les résultats montrent aussi que la stabilité de la galerie de roulage est très nettement améliorée si un soutènement secondaire est mis en œuvre lorsque commence l'exploitation sur le même niveau. Le modèle statique est calibré en utilisant des mesures in situ de la charge axiale sur les têtes de boulons. Pour ce faire, un nouveau dispositif de mesure de la charge, appelé « U-cell » a été utilisé avec succès. Les mesures de charge et les résultats de la modélisation sont comparés et sont en bon accord. L'étude dynamique préliminaire montre que des vitesses de points matériels de l'ordre de 2.0 m/s à la périphérie de la galerie de roulage induisent un endommagement au delà de 1.0 m de profondeur lorsque seul le soutènement primaire est mis en œuvre, et au delà de 0.5 m lorsqu'un soutènement secondaire est installé, pour peu qu'il n'y ait pas de zone en exploitation à proximité. Les effets de l'exploitation sur le même niveau et sur un niveau inférieur sont également comparés; l'endommagement des parois et la rupture de massifs rocheux sont estimés. L'estimation de l'endommagement de la paroi est essentielle afin de dimensionner le soutènement dynamique. On montre que l'endommagement de la paroi peut être estimé par modélisation numérique, pour différents niveaux de vitesses du terrain. Pour finir, une méthodologie pour le dimensionnement du soutènement dynamique est présentée; elle est basée sur la sélection du type et de la géométrie du soutènement. La vitesse d'éjection et l'endommagement de la paroi sont estimés par modélisation numérique.
| Identifer | oai:union.ndltd.org:LACETR/oai:collectionscanada.gc.ca:QMM.119662 |
| Date | January 2013 |
| Creators | Guntumadugu, D. Raju |
| Contributors | Hani Mitri (Supervisor) |
| Publisher | McGill University |
| Source Sets | Library and Archives Canada ETDs Repository / Centre d'archives des thèses électroniques de Bibliothèque et Archives Canada |
| Language | English |
| Detected Language | French |
| Type | Electronic Thesis or Dissertation |
| Format | application/pdf |
| Coverage | Doctor of Philosophy (Department of Mining and Materials) |
| Rights | All items in eScholarship@McGill are protected by copyright with all rights reserved unless otherwise indicated. |
| Relation | Electronically-submitted theses. |
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