مدل محاسبه فشار شکستگی سنگ با چندین حوزه در فرایند شکستن

Calculation Model of Rock Fracture Pressure with Multifields in
the Process of Fracturing

1- مقدمه
2- استنتاج مدل فشار شکستگی سنگ
2-1 تنش موثر سنگ- سنگ از شمار زیادی از ذرات جامد و منافذ بین گرانول تشکیل شده است-
2-2 مدل میدان تنش سوراخ چاه-
2-3 تنش محیط تولیدشده توسط تنش زمین روی دیواره چاه-
2-4- تنش محیطی ناشی از فشار داخلی سوراخ چاه-
2-5 تنش محیطی تولیدشده توسط سیال نفوذکننده و تنش موثر بدنه- جریان شعاعی سیال حفاری در سازند,
2-6 تنش محیطی تولید شده توسط میدانی شیمیایی-
2-7 تنش محیطی تولیدشده توسط میدان دمایی-
2-8 تنش محیطی کلی دیواره یک سوراخ چاه- چون فرض می شود که سنگ سازند,
2-9- مینیمم تنش محیطی ساختار
2-10- تاثیر تنش تکتونیک و تنش رویی بر فشار شکستگی-
3- محاسبه نمونه مدل فشار شکستگی سنگ
3-1 رابطه بین استحکام کششی و محتویات آب-
3-2 مثالی از محاسبه فشار شکستگی سازند-
3-3 اثر محتوای آب روی فشار شکستگی-
4- نتایج

در این مقاله، یک مدل جامع برای محاسبه فشار شکستگی سنگ توسط نظریه تنش موثر دوبل محیط متخلخل ایجاد شده است که عوامل موثر مانند میدان تنش پوسته، میدان تنش هیدراسیون (آبدهی)، میدان درجه حرارت، میدان تنش تکتونیک، تخلخل سنگ و میدان تنش اضافی تولید شده توسط نفوذ سیال حفاری در نظر می گیرد. این مدل جدید, برای پیش بینی فشار شکستگی انواع مختلف سنگ ها قابل کاربرد است. با استفاده از پارامترهای آزمايشگی شکستگی میدان و نتایج تجربی فشرده سازی سه محوره هسته های سنگی با محتویات مختلف آب، می توانیم فشار شکستگی را محاسبه کنیم. در مقایسه با فشار شکستگی اندازه گیری شده در میدان نفتی، نتیجه محاسبه شده در این تحقیق, هماهنگی خوبی را نشان می دهد. علاوه بر این، اثر محتویات آب بر مقاومت کششی و فشار شکستگی تجزیه و تحلیل می شوند. نتایج نشان می دهند که هر دوی مقاومت کششی و فشار شکستگی با افزایش محتویات آب کاهش می یابد، که ناشی از کاهش ویژگی های مکانیکی سنگ ها از طریق هیدراسیون است..
1. مقدمه
فشار شكستگي سازند به فشاري اشاره می کند كه باعث شكست سازند يا شكستگي اصلي مي شود که تحت عمل فشار گل و لای در چاه حفره باز دوباره باز می شود. این مقوله به طور گسترده ای در حفاری سازه چاه، طراحی و بهره برداری از کنترل چاه، شکستگی و افزایش تولید در فرآیند تولید میدان نفتی استفاده می شود. به منظور برآورده سازی تقاضای جامعه برای منابع نفت و گاز، منابع غیرمعمول نفت و گاز مورد بررسی و توسعه قرار گرفته اند. این ساختار زمین شناسی در حال پیچیده شدن هستند، و از میدان شیمیایی [1-3]، میدان درجه حرارت [4,5]، میدان نفوذ [6]، و تنش تکتونیک [7] تاثیر می پذیرد. چگونگی به دست آوردن فشار شکستگی سازند دقیق و تولید راهنما، بسیار حیاتی و مشکل تر شده است [8[.
محققان, بسیاری از مدل ها را برای پیش بینی فشار شکستگی سازند پیشنهاد داده اند. آندرسون [9] از ثبت های چاه های برای محاسبه فشار شکستگی استفاده کردند. Li [10] یک مدل فشار شکستگی را توسط تئوری تنش موثر دوبل [11] پیشنهاد کرد، که ترکیبی از مزایای هر دو فرمول فشار شکستگی H-F [12] و فرمول فشار شكستگی H-W [13] را به همراه دارد؛ تئوری تنش موثر دوبل به طور گسترده در بسیاری از حوزه ها مانند نفت، سنگ، ذغال سنگ و مهندسی فنداسیون [14-16] مورد استفاده قرار گرفته است. در مقایسه با مدل Li، هوانگ [7] رابطه بین تنش رویی و عمق، تنش تکتونیکی و استحکام سنگ را در نظر گرفت. با این حال، هر دو مدل لی و مدل هوانگ, تاثیر حوزه های شیمیایی و درجه حرارت را در نظر نگرفتند. یان [17] یک مدل ساده برای محاسبه فشار شکست را با توجه به تنش هیدراسیون خلق کرد که دقت پیش بینی را بهبود بخشید. لی [4] مدل ریاضی برای تنش اضافی حرارتی تولید شده توسط تغییر دما بر روی آستر شفت ایجاد کرد و روش محاسبه فشار اضافی شکستگی را که باعث تغییر دما شده است را پیشنهاد کرد. دنگ [18], یک مدل محاسبه فشار شکستگی برای تشکیل درجه حرارت بالا و فشار بالا ایجاد کرد که در آن, تغییرات درجه حرارت حفره چاه و نفوذ پذیری حفره چاه را مورد توجه قرار داد، اما تاثیر میدان علت شیمیایی را در نظر نگرفت نشده است و فقط برای ماسه سنگ استفاده می شود.

In this paper, a comprehensive model to calculate the rock fracture pressure by the theory of double efective stress of porous medium is established, which considers such efective factors as the crustal stress feld, hydration stress feld, temperature feld, tectonic stress feld, the porosity of rock, and additional stress feld generated by seepage of drilling fuid. Tis new model is applicable to predict the fracture pressure of diferent types of rocks. Using the experimental parameters of feld fracturing and the experimental results of three-axis compression of rock cores with diferent water contents, we may get the calculated fracture pressure. Compared with the measured fracture pressure in the oilfeld, the result calculated in the present study shows good agreement. Besides, the efects of water contents on the tensile strength and fracture pressure are analyzed. Results show that both the tensile strength and fracture pressure decrease with the increase of water contents, which is due to the reduction of the mechanical properties of rocks by hydration.

1. Introduction

Formation fracture pressure refers to the pressure which causes formation fracture or original fracture to be reopened under the action of mud string pressure in the open hole well. It is widely used in drilling well structure, well control design and operation, fracturing, and increasing production in oilfeld production process. In order to meet the society’s demand for oil and gas resources, unconventional oil and gas resources have been explored and developed. Te geological structure is becoming complex, which is afected by the chemical feld [1–3], temperature feld [4, 5], seepage feld [6], and tectonic stress [7]. How to obtain accurate formation fracture pressure and guide production become more critical and difcult [8].

Scholars have put forward many models to predict the formation fracture pressure. Anderson [9] used the well logs to calculate fracture pressure. Li [10] proposed a fracture pressure model by the double efective stress theory [11], which combines the advantages of both H-F fracture pressure formula [12] and the H-W fracture pressure formula [13]; the double efective stress theory has been widely applied in many felds such as oil, rock, coal, and foundation engineering [14–16]. Compared with Li’s model, Huang [7] considered the relationship between overlying stress and depth, tectonic stress and rock strength. However, both Li’s model and Huang’s model did not consider the infuence of chemical and temperature felds. Yan [17] built a simple model for calculating the fracture pressure considering hydration stress, which improved the prediction accuracy. Li [4] established the mathematical model of additional thermal stress produced by temperature change on the shaf lining and proposed the calculation method of additional fracture pressure caused by temperature change. Deng [18] established a fracture pressure calculation model for high temperature and high pressure formation, which took into account the variation of wellbore temperature and wellbore permeability, but it did not consider the infuence of chemical feld and it is only ft for sandstone..

مبتدی (مناسب برای درک مفهوم کلی مطلب) 

هر دو جزء به میزانی مقاومت دارند که پمپاژ نزدیک به سوراخ‌ها را ممکن می‌سازد. یکی از این اجزا مخلوط سیمان- بنتونیت و جزء دیگر آب-شیشه است (ژل شکل داده‌شده). زمان واکنش تزریق را می‌توان با کنترل حجم جریان این دو جزء کنترل کرد. زمان تنظیم اولیه تزریق تقریباً 10 دقیقه و زمان نهایی حدوداً 25 دقیقه است. همان‌طور که در شکل 6 نشان داده‌شده است، پمپ دو پیستونیبه‌منظورحمل‌ونقل مخلوط استفاده شد که حجم انتقالی توسط گام پیستون تنظیم می‌شود. ترکیب‌های مورداستفاده، در جدول 2 نشان داده‌شده‌اند.
در حین تزریق به داخل تونل موجود از طریق لوله‌های تزریق، اصولی که در ادامه اشاره‌ شده‌اند به‌طور کامل اعمال می‌شوند. (a) قبل از حفر تونل‌های جدید در زیر تونل موجود، عمل تزریق به‌منظور تقویت خاک اطراف انجام شد که به دلیل ارتعاشات ناشی از حرکت قطارها، پایداری کمی داشت.

(b) در حین ساخت تونل جدید در زیر تونل موجود، عملیات تزریق نیز به‌طور همزمان به‌منظور جبران اتلاف انجام شد. بدین منظور فشار تزریق موردنیاز کمتر از 2/0 مگاپاسکال بود که حد پایین فشار تزریق بر اساس قابلیت تزریق مواد کنترل شد. (c) این طرح بر تغییر شکل تونل موجود ناشی از حفرتونل‌ها در مراحل مختلف تأکید می‌کند.

4. مانیتورینگ و ساخت
4.1 سیستم مانیتورینگ خودکار
حفر تونل جدید تأثیر بسیار زیادی بر تونل موجود دارد که موجب تغییر شکل بیش‌ازحد و ترک در سازه می‌شود. مانیتورینگ تغییر شکل و تنش‌های اضافی در تونل موجود، به کمک روش جدیدی انجام می‌شود. داده‌ها نشان‌دهنده تأثیربرسازه تونل و ایمنی آن است. در حین ساخت تونل‌های دوقلوی جدید، تغییر شکل و تنش اضافی در تونل موجود شامل تنش حلقه و تنش طولی است که موردبررسی قرار گرفتند. چیدمان نقاط مانیتورینگ در شکل 7 نشان داده‌شده است. 24 سطح مقطع مانیتورینگ در امتداد طول 120 متری به‌منظور بررسی جابجایی‌ها در تونل موجود ایجاد شد. متون داخل پرانتز (MD) و (MS) در شکل 7 نشان‌دهنده مانیتورینگ سطح مقطع تغییرشکل تونل و تنش اضافی است. فاصله بین مقاطع مختلف در تونل‌های جدید برابر با 4/3 متر است. چیدمان نقاط اندازه‌گیری در شکل‌های 8 و 9 نشان داده‌شده است. نقاط مانیتورینگ توسط سیستم ایستگاهی خودکار که شامل منشورهای بازتابنده است نشان داده‌شده است. مطابق شکل 10، تنش اضافی در سطح داخلی تونل، توسط گیج‌های کرنش‌سنج نشان داده‌شده‌اند. تعداد 9 سطح مقطع در امتداد تونل موجود ایجاد شد تا تنش اضافی اعمالی به تونلرا مشخص کند.

4.2 پارامترهای کاری ماشین محافظ
پارامترهای کاری ماشین محافظ EBPتأثیر بسیاری برسازه‌های اطراف خواهند داشت و خاک اطراف باید در حین حفر تونل کنترل شود. آماده‌سازی و برنامه‌ریزی صحیح تضمین کرد که تحرک در زیر تونل موجود به‌آرامی انجام شود. در حین حفر اولین تونل، پارامترهای کلیدی بدین‌صورت بودند: فشار در محفظه حفاری تقریباً 2/0-3/0 مگاپاسکال، نفوذ کلی تقریباً 1000-1100، گشتاور سر ابزار برشی تقریباً 1900-2100 کیلونیوتون متر، سرعت دوران ابزار برشی تقریباً 4/1-6/1 دور بر دقیقه، سرعت حرکت محافظ تقریباً 40-50 میلی‌متر بر دقیقه، میزان تخلیه به ازای یک حلقه تقریباً 60-70 مترمکعب، جبران همزمان تقریباً 6-7 مترمکعب به ازای هر رینگ و فشار تزریق تقریباً 3 بار بود.

برای دومین حالت نیز نفوذ کلی تقریباً 1100-1200، گشتاور سر ابزار برشی تقریباً 1400-1700 کیلونیوتن متر، سرعت دورانی سر ابزار تقریباً 5/1-2 دور بر دقیقه، سرعت حرکت محافظ تقریباً 40-45 میلی‌متر بر دقیقه، تخلیه به ازای هر رینگ تقریباً 60 مترمکعب، جبران همزمان تقریبا 6 مترمکعب و فشار تزریق تقریبا 5/2 تا 7/2 بار بود. نسبت ترکیب تزریق در جدول 3 نشان داده‌شده است. نسبت تزریق Foam(FER) برابر با 12 بود. هر دو ماشین محافظ کار خود را به‌خوبیوبا کمترین اختلال انجام دادند.

5. مشخصات رفتاری تونل‌های موجود
5.1 پاسخ طولی تونل‌های موجود
5.1.1 توسعه مکان تونل‌های موجود
با توجه به داده‌های مانیتورینگ، توسعه مکانی نقاط در بالای تونل‌های موجود در شکل 11 نشان داده‌شده است. بستر سنگی و شنی این تونل‌ها شدیداً در فرایند حفاری تحت تأثیر قرار می‌گیرند. این بسترها ابتدا به سمت بالا حرکت کرده و سپس نشست می‌کنند. نشست تونل‌ها در 3 مرحله اتفاق افتاد. (a) اولین مرحله از خط aتا خط bاست که در این حالت سر ابزار با سطح تونل تماس پیدا نکرده است. در این حالت میزان نفوذ و اصطکاک بین ماشین و خاک منجر به جابجایی تونل موجود به میزان 1 میلی‌متر شد. (b) دومین مرحله از خط bتا خط cاست. در این مرحله فاصله بین دو حد دنباله محافظ منجر به تغییر شکل خاک در حین ساخت‌وساز می‌شود.درنتیجه میزان نشست تونل موجود سریع افزایش یافت و به میزان 5-6 میلی‌متر رسید. تزریق در این تونل موجب کاهش جابجایی شد تا نشست را کنترل کند. (c) سومین مرحله از خط cتا خط dاست. در این مرحله منحنی نشست ملایم‌تر خواهد بود زیرا که ماشین محافظ از تونل خارج می‌شود. تغییر شکل در این مرحله اساساً ناشی از تثبیت خاک است.

5.1.2 پروفیل نشست تونل موجود
اولین عبور در 14 نوامبر 2016 شروع و دومین عبور نیز نزدیک یک ماه بعد انجام شد. نشست در تونل‌ها بعد از اولین و دومین عبور در شکل 12 نشان داده‌شده است. نشست تونل در اولین عبور که در شکل 12 نشان داده‌شده است، نسبت به خط مرکزی تونل متقارن است. حداکثر میزان نشست در تونل‌های چپ و راست به ترتیب برابر با 6 و 5 متر است. شیب نشست طولی در تونل موجود بعد از اولین عبور تقریبا 50 متر است. پروفیل سازه تونل بعد از عبور اول به شکل Vو بعد از عبور دوم به شکلWاست.
نشست اولین تونل بعد از دومین عبور به شکل متقارن است. شیب نشست طولی در تونل موجود بزرگ‌تر از عبور اول است. میزان حداکثر نشست به مقدار 50 درصد افزایش یافت که از مقدار 6 میلی‌متر به 3/8 میلی‌متر رسید. این پدیده موجب تضمین بیشتر در ساخت تونل‌های دوقلو می‌شود.

5.1.3 تنش طولی در تونل‌های موجود
تنش اضافی در مقاطع LSMP3، MCS3، MCS4، MCS5 و MCS6 نشان‌دهنده پاسخ تونل موجود به حفر تونل محافظ است.به‌عنوان‌مثالMCS3 و LSMP4نشان‌دهنده مانیتورینگ نقطه 4 از تنش طولی در مقطع 3 است. تنش اضافی ناشی از حفر تونل محافظ در شکل 13 نشان داده‌شده است. تنش اضافی در نقاط مربوطه نشان می‌دهد که قسمت پایینی سازه تونل تحت کشش قرار دارد. تنش اضافی MCS5-LSMP3 وMCS6-LSMP3ناشی از عبورهای اول و دوم، همانند MCS4-LSMP3 و MCS3-LSMP3 در دومین عبور ثابت ماندند که ارتباطی با حفر تونل زیری نداشت. حداکثر تنش اضافی ثبت‌شده تقریبا 7/0 مگاپاسکال بود که در MCS5-LSMP3 رخ داد.ازآنجاکه میزان اختلاف نشست طولی قبل از عبور کمتر بود، تنش اضافی ثبت‌شده در تونل موجود نشان‌دهنده مقدار واقعی تنش است. در این حالت اگر تنش بیش‌ازحد مجاز باشد، ممکن است موجب آسیب‌دیدگی تونل شود.
5.2 پاسخ سطح مقطع تونل موجود
مشخصه‌های تأثیر حفر تونل جدید بر روی تونل موجود، در این بخش بررسی‌شده است. پروفیل‌های مقطعی تنش حلقه و تغییر شکل ناشی از حفر تونل در شکل 14 نشان داده‌شده است. تنش‌های کششی به‌صورت منفی و تنش‌های فشاری به‌صورت مثبت در نظر گرفته‌شده‌اند. مراحل مختلف متناظر با فازهای ساخت‌وساز، در زیر توضیح داده‌شده‌اند.

تعیین کمیت توده سنگ در یک معدن نیکل زیرزمینی عمیق

Quantifying rock mass bulking at a deep underground nickel mine

1 Introduction

In deep underground mining and construction, high stress-induced rock fracturing is inevitable.1 Rock near the boundary of an excavation is confined in the tangential direction, and the volume increase due to rock failure is often translated into a significant convergence of the excavation boundary, and this phenomenon is known as rock mass bulking.2 Fig. 1 shows how the periphery of an excavation can deform from the original shape (shown as a dashed line) to a new shape (shown as the solid interior line), as a result of an increase in volume of the shaded failed zone. Rock mass bulking can cause problems when the wall displacement exceeds the displacement capacity of the support elements.3,4 In extreme cases the wall deformation can be very large, reducing the effective span of the drift and making the drift unsuitable for mining access. Thus, it is important to predict and manage rock mass bulking when mining in highly stressed grounds.

2- Geological setting and description of the observation site

2-1 Geological setting

Creighton Mine, which is owned and operated by Vale, is a deep underground nickel mine located in the Sudbury Basin. The mine has been in continuous production for more than a century with current active mining levels at depths of 2.3–2.5 km. The mine is seismically active8 and managing seismic risk and controlling rockburst damage are challenging tasks facing the mine as mining progresses to deeper levels.

Creighton Mine is located in the southeast corner of an embayment of a nickel irruptive into the footwall rocks. In general, the lower norite member of the main irruptive is the hangingwall of the orebody. The footwall rocks are metavolcanics of the Elsie Mountain Formation, Lower Huronian in age and intruded by granite/gabbros. The orebody (OB) at depth is generally steeply dipping within high grade massive and inclusion massive sulfides adjacent to the barren granites and gabbros and a gradational lower grade hangingwall zone. Structurally controlled, the orebody has gradually shifted into two distinct production areas below the 2340 m production level. Massive and inclusion massive sulphides are high grade and copper rich, considerable shearing and quartz veining exists throughout the third production front at depth. Quartz veining and shearing, often infilled with quartz carbonate, is typically inter-connected through the footwall rocks by a family of distinct splays, influencing how mining-induced stresses are redistributed and contribute to mine seismicity.

اتوماسیون جبهه کار بلند: ارائه فناوری توانمند برای دستیابی به معادن زیرزمینی ایمن تر و به بهره وری بیشتر

Longwall automation: Delivering enabling technology to achieve safer and more productive underground mining

Abstract

The ongoing need to deliver improved safety, productivity and environmental benefit in coal mining presents an open challenge as well as a powerful incentive to develop new and improved solutions. This paper assesses the critical role that enabling technologies have played in the delivery of remote and automated capability for longwall mining. A brief historical account is given to highlight key technical contributions which have influenced the direction and development of present-day longwall technology. The current state of longwall automation is discussed with particular attention drawn to the technologies that enable automated capability. Outcomes are presented from an independently conducted case study that assessed the impact that CSIRO’s LASC longwall automation research has made to the longwall mining industry in Australia. Importantly, this study reveals how uptake of this innovative technology has significantly benefitted coal mine productivity, improved working conditions for personnel and enhanced environmental outcomes. These benefits have been widely adopted with CSIRO automation technology being used in 60 per cent of all Australian underground operations. International deployment of the technology is also emerging. The paper concludes with future challenges and opportunities to highlight the ongoing scope for longwall automation research and development.

1 Introduction

1-1 CSIRO mining strategy and rationale Industrial

Research Organisation (CSIRO) undertakes missiondirected research to promote transformational change in the Australian mining and resource ecosystems. The vision is to secure a clean energy future in order to sustain long term benefits across environmental, economic and societal sectors. The fundamental approach has been to collaborate with industry, research organisations and government to create cost-competitive, low-emission energy technologies. A vital component of this strategy has been the development of remote and automated mining technologies to achieve safer, more productive and more environmentally sustainable coal mining systems. Coal accounts for around 24% of employment and 27% of total revenue for the Australian mining sector. Longwall coal mining, in particular, accounts for around 90% of Australia’s total underground coal production and thus represents a major interest area for innovative research and development.

1-2 Longwall coal mining process

Longwall coal mining is a full extraction underground mining method that involves the removal of coal in large blocks or panels using a mechanised shearer. The coal panel is typically 200–450 m wide and can be up to five kilometres in length. The mechanical shearer is mounted on a shearer pan and rails which guide the shearer as it moves back and forth along the coal face. Coal cut from the longwall face by the shearer is removed by an Armoured Face Conveyor (AFC) that transports coal to the adjoining gateroad for conveyance to the surface.

The roof over the working area is supported by hydraulic shields that are advanced towards the freshly cut face according to a well-defined motion configuration. As the roof support system advances into the coal panel, the roof behind the shields is no longer supported and is thus allowed to collapse into the void (goaf) behind the shields. For reference, a representation of a small portion of a longwall operation and shearer is shown in Fig. 1. The coal seam is indicated by the hatched layer between the underlying and overlying strata.

رفتار مکانیکی و تکامل نفوذپذیری گاز زغال سنگ در طول استخراج لایه محافظ 

Mechanical behavior and permeability evolution of gas infiltrated coals during protective layer mining

Abstract

This study investigated the stress–strain–permeability relationship of a Chongqing coal under the stress path during the mining process. The abutment stress was first measured at the longwall (LW) face 3211 of Songzao Mine in Chongqing, China. The field monitoring results revealed that the concentration coefficient of the abutment stress was approximately 1.5–2.0 during protective layer mining. Then, triaxial compression tests for the gas-infiltrated coals were conducted under the above stress path and different gas pressures. These tests, with the simultaneous actions of unloading confining stress and loading axial stress, are called SUL tests. The triaxial compression tests revealed that the peak deviatoric stress and the corresponding strain of coal under SUL tests were lower than those under conventional triaxial compression (CTC) tests. Poisson’s ratio was higher, but the elastic modulus was lower in SUL tests. The permeability evolution of coal under the SUL tests underwent four distinct stages: the increasing stage in the process of SUL, decreasing stage, slowly increasing stage beyond the yield point, and sharply increasing stage after the peak stress. With the increased gas pressure, the peak deviatoric stress and corresponding axial strain decreased, Poisson’s ratio increased, and elastic modulus decreased. Further, the permeability of coal increased with increasing gas pressure in the complete deformation process.

1 Introduction

Coal mining induces different stress zones in front of the working face of coal—a relief stress zone, abutment stress zone, and recovered stress zone—from the initial in-situ stress state.1 During this coal mining process, the stress path experiences the loading of axial stress and the simultaneous unloading of confining stress. However, current investigations on the coupling mechanism between the mechanical behavior and permeability of coal are almost all based on conventional triaxial compression (CTC) tests. This CTC path may not represent the coal mining process. It is necessary to validate the applicability of the current investigations to the coal mining process.

The stress evolution of coal seams has been widely investigated. A series of three-dimensional numerical models were developed to examine the effect of the mining depth, in-situ stress and stope geometry as well as the orientation on the overbreak of a stope wall.2 For example, Wang et al. took the cutting face from disaster sites as prototypes to study the effect of the stress distribution on dynamic disasters of coal mines.3 Guo et al. presented a comprehensive study on the longwall in a deep underground coal mine.4 They investigated the mining-induced strata movement, stress changes, fracture openings, and gas flows. Their studies included the field monitoring of overburden displacement, changes of stress and water pressure at the LW face. They concluded that the vertical stress increased and the horizontal stress decreased during mining. All of the above investigations revealed that deeper mining faces a higher risk of mining disasters.

Coal seam gas couples with coal deformation to affect mining safety. In China, coal seams are rich in coal seam gas. There is approximately 10 billion m3 of the recoverable coalbed methane (CBM) in China. The Erlian basin in Inner Mongolia contains 2 billion m3 of recoverable CBM. The Ordos basin and Qinshui basin contain more than 1 billion m3 of recoverable CBM. The gas content gradually increases with coal burial depth. The accumulation of coal seam gas during mining may trigger dynamic disasters, such as gas emission, and even the occurrence of coal and gas outburst in front of the working face. The gas accumulation depends on many parameters, of which the permeability evolution of coal is the most important. Therefore, the investigation of the permeability distribution within coal and the surrounding rocks is the core work of the simultaneous extraction of coal and gas.

تئوری تیر طره ای برشی در استخراج جبهه کار بلند و روش استخراج 110 در چین (سومین نوآوری علوم معدن)

Longwall mining “cutting cantilever beam theory” and 110 mining method in ChinadThe third mining science innovation

Abstract

With the third innovation in science and technology worldwide, China has also experienced this marvelous progress. Concerning the longwall mining in China, the “masonry beam theory” (MBT) was first proposed in the 1960s, illustrating that the transmission and equilibrium method of overburden pressure using reserved coal pillar in mined-out areas can be realized. This forms the so-called “121 mining method”, which lays a solid foundation for development of mining science and technology in China. The “transfer rock beam theory” (TRBT) proposed in the 1980s gives a further understanding for the transmission path of stope overburden pressure and pressure distribution in high-stress areas. In this regard, the advanced 121 mining method was proposed with smaller coal pillar for excavation design, making significant contributions to improvement of the coal recovery rate in that era. In the 21st century, the traditional mining technologies faced great challenges and, under the theoretical developments pioneered by Profs. Minggao Qian and Zhenqi Song, the “cutting cantilever beam theory” (CCBT) was proposed in 2008. After that the 110 mining method is formulated subsequently, namely one stope face, after the first mining cycle, needs one advanced gateway excavation, while the other one is automatically formed during the last mining cycle without coal pillars left in the mining area. This method can be implemented using the CCBT by incorporating the key technologies, including the directional pre-splitting roof cutting, constant resistance and large deformation (CRLD) bolt/anchor supporting system with negative Poisson’s ratio (NPR) effect material, and remote real-time monitoring technology. The CCBT and 110 mining method will provide the theoretical and technical basis for the development of mining industry in China.

1 Introduction

In the 1960s, Prof. Minggao Qian proposed the “masonry beam theory” (MBT) (Qian, 1981, 1982) for the first time in China, and presented a full discussion on the transmission and equilibrium method of overburden pressure in mined-out areas by using reserved coal pillar. On this basis, the “121 mining method” was established, namely one stoping face needs two advanced excavation tunnels and one reserved coal pillar before the next mining cycle. The MBT and mining system based on the 121 mining method laid a sound foundation for the development of mining science in China. The second mining innovation started in the 1980s, which was characterized by the “transfer rock beam theory” (TRBT) (Song, 1979, 1982) proposed by Prof. Zhenqi Song. This illustrated a further transmission path of stope overburden pressure and the pressure distribution in high-stress areas. Then the advanced “121 mining method” was raised with smaller coal pillar in terms of field excavation design, making important contributions to development of the coal recovery rate in that era.

At the beginning of the 21st century, large deformation failure problems in coal mines became more challenging with increasing mining depth, and the accidents in risk-prone gateway and deep gob-side gateway accounted for 80%e90% of total accidents in working face gateways (He, 2004, 2005; He et al., 2005). It is basically considered that the traditional 121 mining method was not suitable for the deep mining purpose (Zhai and Zhou, 1999; Li, 2000; Liu and Shi, 2007; Fei, 2008). In 2008, the theory of “cutting cantilever beam theory” (CCBT) was first put forward. In this theory, it can be noted that the ground pressure was used for the purpose of advanced roof caving by precutting to form a cantilever beam above the gob-side gateway. When the precutting was performed on the roof of gateway, the transmission of overburden pressure was cut off, which mitigated the periodic pressure when using the 121 mining method, and part of roof rock mass was driven down, forming one side of the gateway for the next stope mining cycle. The CCBT provides a new basis for the non-pillar mining, under which the 110 mining method was developed (He et al., 2007; Zhang et al., 2011; Song and Xie, 2012; Wang and Wang, 2012; Liu and Zhang, 2013; Sun et al., 2014), namely one stope face, after the first mining cycle, only needs one advanced gateway excavation; while the other one is automatically formed during the last mining cycle without coal pillars left in the mining area by using this mining technology. The core idea of the 110 mining method is that, first, the natural ground pressure is used to make part of the roof fall down, instead of fully reinforcing it by artificial supporting system and coal pillar; second, the gob roof rock is used to form one side wall of the gob-side gateway; and third, the expansion characteristic of broken gob roof rock is used to reduce the surface subsidence. This mining method will reduce 50% of gateway excavation workload in the stope and fulfill 100% coal pillar recovery, which achieves a significant reduction in mining costs and more importantly, will reduce the accidents in the stope. It may be used to fulfill the “N00 mining method” in the future, which is the optimization and innovation of the 110 mining method. The symbol “N00” means no matter how many mining cycles and working faces are in the district, all the gateways would be formed automatically with CCBT, suggesting no need for gateways to be excavated when using traditional methods. In this paper, China’s three innovations in longwall mining will be reviewed and discussed, including the related theories and the 121 mining method, the CCBT and the 110 mining method, and the key technologies involved. The CCBT and 110 mining method will be considered to be the basis for China’s next-generation mining industry development, from mining giants to mining powers.

تحلیل عملکردهای تولیدی چال تهویه برای گاز حاصل از زائدات معدن زغال سنگ جهت کنترل گاز چینه ها در استخراج معدن با جبهه کار بلند

Analysis of gob gas venthole production performances for strata gas control in longwall mining

Abstract

Longwall mining of coal seams affects a large area of overburden by deforming it and creating stress-relief fractures, as well as bedding plane separations, as the mining face progresses. Stress-relief fractures and bedding plane separations are recognized as major pathways for gas migration from gas-bearing strata into sealed and active areas of the mines. In order for strata gas not to enter and inundate the ventilation system of a mine, gob gas ventholes (GGVs) can be used as a methane control measure. The aim of this paper is to analyze production performances of GGVs drilled over a longwall panel. These boreholes were drilled to control methane emissions from the Pratt group of coals due to stress-relief fracturing and bedding plane separations into a longwall mine operating in the Mary Lee/Blue Creek coal seam of the Upper Pottsville Formation in the Black Warrior Basin, Alabama. During the course of the study, Pratt coal’s reservoir properties were integrated with production data of the GGVs. These data were analyzed by using material balance techniques to estimate radius of influence of GGVs, gas-in-place and coal pressures, as well as their variations during mining.

The results show that the GGVs drilled to extract gas from the stress-relief zone of the Pratt coal interval is highly effective in removing gas from the Upper Pottsville Formation. The radii of influence of the GGVs were in the order of 330–380 m, exceeding the widths of the panels, due to bedding plane separations and stress relieved by fracturing. Material balance analyses indicated that the initial pressure of the Pratt coals, which was around 648 KPa when longwall mining started, decreased to approximately 150 KPa as the result of strata fracturing and production of released gas. Approximately 70% of the initial gas-in-place within the area of influence of the GGVs was captured during a period of one year.

1 Introduction

Longwall mining induces deformation, fracturing, and bedding plane separations within a large volume in the overburden strata. These effects can release a significant amount of gas from overburden strata, which may find its way into sealed and active areas of the mine if not controlled. Therefore, strata gas control, especially in geologies with high gas amount, is an important consideration in support of ventilation to ensure mine safety in addition to its benefits as an unconventional energy source.1–3

In the U.S and elsewhere, gob gas ventholes (GGVs) are the most common borehole type used to control gas from the fractured strata by capturing it before it can enter the mine environment.4–8 Despite the importance of these boreholes in controlling gob gas, it may be hard to predict their performance due to stability issues,9,10 relative importance of different operational parameters on their performance,11 and the effect of surface elevation (overburden thickness) on the rate-decline properties.12 A schematic representation of the various zones of deformation in longwall overburden and a GGV placed to control strata gas is shown in Fig. 1.

While some of the operational constraints, such as suction pressure, casing depth, proximity to tailgate of the longwall panel, can be addressed for optimum performance of GGVs,11 one of the most important aspects of gob gas venthole performance is dynamic subsidence and the geology of the overburden strata that is affected by it. Dynamic subsidence, or surface movement, of a particular location begins as mining face approaches, and continues until maximum displacement occurs after longwall face passes that location to some distance. The magnitude of the displacement and how it progresses are controlled primarily by the thickness of the extraction, the width of the panel, the overburden thickness and the properties of the strata. The properties of the strata not only affect the subsidence and the stress distribution,13 but also where emission potential from the strata surrounding the coal mine can develop and how GGV designs can be optimized to control emissions.

تاثیر استخراج جبهه کار بلند بر روی آبهای زیرزمینی بالای پانل جبهه کار بلند در لایه های کم عمق زغال سنگ

Impact of longwall mining on groundwater above the longwall panel in shallow coal seams

Abstract

Since longwall mining causes subsidence through the overlying strata to the ground surface, the surface water and groundwater above the longwall panels may be affected and drained into the lower levels. Therefore, loss or interruption of streams and overburden aquifers is a common concern in coal industry. This paper analyzed the potential effects of longwall mining on subsurface water system in shallow coal seam. In order to monitor different water level fluctuations throughout the mining period, three water wells were drilled down to the proposed deformation zone above the longwall panel. A GGU-SS-FLOW3D model was used to predict water table contours for the periods of pre- and post-mining conditions. The field data from the three water wells were utilized to calibrate the model. The field test and numerical model can help to better understand the dewatering of shallow aquifers and surface waters related to ground subsidence from longwall mining in shallow coal seam.

1 Introduction

Longwall mining method is a highly productive underground mining method in which a panel or a block of coal is completely extracted (Peng, 2006, 2008; Qian and Shi, 2003; Wang, 2009). When a longwall panel with sufficient width and length is excavated, the overburden roof strata are disturbed in order of severity from the immediate roof toward the surface, or even the aquifers, which can lead to serious mine-flooding accidents and increasing damages to ecological environments (Miao and Qian, 1995; Qian and Miao, 1995; Qian et al., 1996). Thus it is absolutely essential to determine the degree of dewatering for prevention of water inrush and protection of groundwater resources (Li, 2011; Li and Qiu, 2012). In this paper, three water wells drilled in site and a GGU-SS-FLOW3D model are used to monitor different water level fluctuations throughout the mining period. The potential effects of longwall mining on subsurface water system are analyzed in shallow coal seam with the field data measured from the three water wells and the numerical model.

2. Geology and mining conditions of study area

The geology of the study area includes sedimentary rocks of Pennsylvanian and Permian ages (Paleozoic). Alluvial deposits of Quaternary age occupy the valley bottom of the dissected topography. The boundary between the Pennsylvanian and Permian systems is indistinct, but it is generally defined by the sequence of rocks extending from the base of the Waynesburg coal bed to the present topographic surface.

The Dunkard Group consists of the Greene Washington and Waynesburg formations. The lower section of the Dunkard Group resembles that of the Monongahela Group which contains laterally persistent Pittsburgh coal. The top bedrock unit is the Dunkard Group, which belongs to the Permian age.

The longwall panels B5 and B6 studied in this paper are located in the Appalachia Coalfield, United States (Fig. 1). The overburden depth varied from 600 ft to 900 ft (1 ft ¼ 0.3048 m). The average mining height was 7 ft. The length of panels B5 and B6 was 12,000 ft and 5700 ft, respectively. The width of the both panels was 1433 ft. The width of headgate and tailgate entries was 16 ft. The chain pillar system between panels B5 and B6 was 200 ft wide. The average longwall face retreat rate was 30e50 ft/d during the longwall face mining in the study area.

مقاله انگلیسی رایگان (PDF)

ترجمه فارسی رایگان (PDF)

خرید ترجمه با فرمت ورد

بخشی از ترجمه فارسی مقاله:

1. مقدمه
هدف این کار توسعه یک مدل ریاضی برای ارزیابی کمی و کیفی خطر برای نصب تاسیسات زیرزمینی با استفاده از تکنولوژی حفاری افقی جهت (HDD) بود. فن آوری HDD برای نصب لوله های آب، گاز، گرمایش، تخلیه، فاضلاب و کابل تحت شرایط وجود موانعی مانند رودخانه ها، خیابان های شلوغ، بزرگراه ها، خطوط هوایی فرودگاه، مناطق پرجمعیت شده با ساختمان ها یا تاسیسات زیرزمینی و مناطق حساس محیط زیست استفاده می شود. تجزیه و تحلیل عوامل خطر برای چنین سرمایه گذاری ها و توصیف ریاضی آنها جزء هدف این مقاله گنجانده شده است.
بسیاری از پیمانکاران که تاسیسات زیرزمینی را با استفاده از تکنولوژی HDD نصب می کنند، قادر به انجام ارزیابی ریسک در مرحله برنامه ریزی پروژه نیستند، زیرا آنها هیچ مدل ریاضی ندارند که به آنها اجازه دهد تا برای اندازه های مختلف نصب و راه اندازی HDD از آن استفاده کنند. پیمانکاران قبل از شروع سرمایه گذاری، ضرورت ارزیابی ریسک را تاکید می کنند، زیرا برآورد سطح خطر، نقطه شروعی برای تجزیه و تحلیل امکان سنجی پروژه و ارزیابی هزینه است. در نتیجه، با انجام ارزیابی خطر ، می توان از بسیاری از عواقب جدی اقتصادی و قانونی مرتبط با خرابی HDD، به عنوان مثال آسیب به دیگر تاسیسات زیرزمینی موجود، آسیب به تجهیزات سخت افزاری HDD گران قیمت پایین چالی، آسیب به خط لوله نصب شده و غیره اجتناب نمود. در حال حاضر نیز هیچ استراتژی مدیریت خطری وجود ندارد که بتواند ابزار موثری برای کاهش سطح خطر باشد.
نویسندگان مجلات (Woodroffe و Ariaratnam، 2008) استفاده از مدل شاخص ریسک کل را به عنوان یک راهنما برای خطرات کلی طرح پروژه شهری پیشنهاد کردند. زیر شاخص هایی که در ذیل آمدند: یک طرح احتمالی، قیمت پیشنهاد تعیین قیمت، عوامل محیطی اجتماعی و عوامل در نظر گرفته شده را تجزیه و تحلیل کردند. به تازگی مقالاتی (Abdelgawad و همکاران، 2010؛ Ma و همکاران، 2010) در ادبیات نشان داده شده است که در آن نویسندگان سعی کردند ارزیابی ریسک را برای تاسیسات HDD انجام دهند. در (Abdelgawad و همکاران، 2010)، نویسندگان خطر کمی و کیفی نمونه ای از یک نصب HDD را ارزیابی کردند. این مدل برخی از عوامل خطرساز را که تاثیر قابل ملاحظه ای در سطح ریسک کل دارد در نظر نگرفتند (مانند: اشتباهات مختلف طراحی، خرابی در نصب، موانع طبیعی و موانع غیرمنتظره، مشکلات مختلف با کارهای ساختمانی HDD، مشکلات عرضه، مواد، کیفیت، شرایط حقوقی و مشکلات اقتصادی). نویسندگان (Ma و همکاران، 2010 با استفاده از فرآیند سلسله مراتبی تحلیلی و روش ارزیابی جامع فازی مدلی برای ارزیابی خطر پیشنهاد کردند که تنها برای پروژه های MAXI HDD استعمال می شود. در این کار عوامل خطرساز به اندازه کافی از نظر جزئیات توسعه نیافتند، بنابراین ممکن است در هنگام ارزیابی ریسک یک عنصر خاص، برخی از اجزای مهم از دست رفته و سطح خطر نهایی درست نباشد. گفته می شود که فرایند تحلیلی سلسله مراتب بحث برانگیز است، زیرا ترجیحات تصمیم گیرندگان با ارزیابی اهمیت نسبی معیارهای زیر تمام سطوح سلسله مراتبی مشخص می شود. هر دو مدل ارائه شده اجازه نمی دهند که مشخصات پروژه (امکان اختیاری استفاده از ابزارها و ماشینهای مختلف) در نظر گرفته شود. طبقه بندی اساسی خطر و کاهش تونل زنی مکانیزه سنگ در کار شهریار و همکاران، 2007 ارائه شده است. خطرات اصلی ژئوتکنیک و برخی از اقدامات کاهش دهنده مهم نشان داده شده است. تأکید شد که مراحل ارزیابی خطر و تاثیر اقدامات کاهش خطر، عناصر بسیار مهمی در مراحل اولیه مهندسی هستند.
در ادبیات هیچ نوع مدل ارزیابی خطری برای فن آوری HDDدیسک که استراتژی مدیریت ریسک را در نظر بگیرد، یافت نشد. این موضوع نشان می دهد نیاز به توسعه یک مدل ریاضی جدید برای ارزیابی ریسک در تکنولوژی HDD با در نظر گرفتن عوامل مهم خطر، مشخصات نصب (امکان اختیاری استفاده از سیستم تمیز کردن گل، موتور گل، سیستم بلسترینگ یا وزنه متعادل کننده، بلوک غلتک، غلتک گهواره و جرثقیل های جانبی) و امکانی شامل استراتژی مدیریت ریسک همراه است. به همین دلیل مهم است که دوباره مسئله ارزیابی ریسک را مورد بحث قرار دهیم و تعدادی از عوامل خطر اضافی را که تاکنون مورد توجه قرار نگرفته اند را مورد توجه قرار دهیم. علاوه بر این، مدل پیشنهادی به منظور نصب HDD های مختلف از جمله MINI HDD، MIDI HDD و MAXI HDD استفاده می شود. بنابراین هر یک از مدل های ارائه شده در ادبیات که تا کنون توصیف شده است، برای هر اندازه نصبی نامناسب است، یعنی مدل پیشنهاد شده توسط Abdelgawad و همکاران، 2010 برای MINI HDD بهتر است و مدل پیشنهاد شده توسطMa و همکاران 2010 می تواند فقط برای نصب MAXI HDD استفاده شود.
در روشی معمول از تئوری احتمالات برای حل درخت خطا (FT)، استفاده شده است. ارزش های واضح و دقیق از احتمال وقایع اولیه باید شناخته شوند. حتی گاهی اوقات در عمل غیر ممکن و بسیار دشوار است است که مقادیر واضح احتمال وقایع اولیه برای پروژه های HDD را بدست آوریم. حتی زمانی که مقادیر واضحی از احتمال ها به دست می آید، متخصصان HDD، که امكان سنجی را ارزیابی می كردند، نشان می داند كه آنها نامشخص و نادرست، ناقص و مبهم هستند، چرا كه رویدادهای اصلی ثابت نیستند و اغلب فاقد داده های كافی برای تخمین احتمالات رویدادهای اساسی و تازه هستند. استفاده از روش معمول برای حل FT ممکن است منجر به کسب اطلاعات نامناسب حاصل از تجزیه و تحلیل خطر یا افزایش عدم اطمینان تجزیه و تحلیل آن شود. در این کار از درخت گریختگی فازی برای غلبه بر این مشکلات استفاده شد. راه حل های تکنیکی تصمیم گیری های مبتنی بر فاز اجازه می دهد تا احتمال شکست رویدادهای اساسی را حتی زمانیکه بتوانیم اطلاعات کمی را به دست آوریم، ایجاد کنیم. نظریه مجموعه های فازی و نظریه احتمالی، که در تجزیه و تحلیل درخت فازی فازی استفاده می شود، به اطلاعاتی مبهم، نادرست و اطلاعات کمی ناقص رسیدگی می کند. اصطلاحات زبانی (بسیار کم، کم، متوسط، زیاد و بسیار زیاد) در این کار برای ارزیابی احتمال وقوع رویدادهای اصلی فرد مورد استفاده قرار گرفت. اعمال نظریه مجموعه های فازی اجازه می دهد تا انتقال تدریجی بین اصطلاحات زبان شناختی صورت گیرد.

بخشی از مقاله انگلیسی:

1. Introduction

The objective of this work was to develop a mathematical model for the quantitative and qualitative risk assessment for the installation of underground utilities using Horizontal Directional Drilling (HDD) technology. HDD technology is used to install water, gas, heating, drain, sewers pipes and cables under obstacles such as rivers, busy streets, highways, airport runways, areas congested with buildings or underground utilities, and environmentally sensitive areas. The analysis of the risk factors for such investments and their mathematical description are included in the aim of this work. Many contractors who install underground utilities applying HDD technology are not able to carry out risk assessment in the project planning phase, as they do not have any mathematical model which allows to do it for various sizes of HDD installations. The contractors emphasize the necessity of risk assessment before starting the realization of the investment, as the estimation of the risk level is the starting point to analyze the project feasibility and cost estimation. Thanks to carrying out a risk assessment, a lot of serious economic and legal consequences connected with HDD failure e.g. the damage of other existing underground utilities, the damage of expensive HDD down-hole equipment, the damage to the installed pipeline, etc. can be avoided. Currently, there is also no risk management strategy available, which could be an effective tool to reduce the risk level. In (Woodroffe and Ariaratnam, 2008) the authors suggested using the total risk index model as a guide for the overall risks of an urban utility project. The following sub indexes were analyzed: a contingency plan, the determining bid price, the eco-social factors and consideration factors. Recently papers (Abdelgawad et al., 2010; Ma et al., 2010) have appeared in literature in which the authors tried to carry out the risk assessment for HDD installations. In (Abdelgawad et al., 2010), the authors evaluated quantitatively and qualitatively the risk on the example of one HDD installation. This model did not take into consideration some of the risk factors which have a significant influence on the total risk level (such as: various design mistakes, the downtime in installation, the unexpected natural and man-made obstacles, various problems with HDD construction works, problems with supply, materials, quality, the legal conditions and economic problems). In (Ma et al., 2010) the authors suggested a model for the risk assessment only for MAXI HDD projects, applying the Analytical Hierarchy Process and the Fuzzy Comprehensive Evaluation Method. In this work the risk factors were not developed to a sufficient level of detail, therefore when carrying out the risk assessment of a particular element, some important components may be missed and the final risk level may be incorrect. The Analytical Hierarchy Process is said to be controversial, as the decision-maker preferences are characterized by the relative importance assessment of the sub criteria of all the hierarchy levels. Both of the presented models did not allow to consider the project specificity (the optional possibility of applying various tools and machines). In (Shahriar et al., 2007) the fundamental of risk classification and mitigation in mechanized rock tunneling were presented. The main geotechnical hazards and some important mitigation measures were shown. It was emphasized that that risk assessment stages and the effect of risk mitigation measures are very important elements during the early engineering phase. In the literature no risk assessment model for HDD technology was found, which takes into account the risk management strategy. It indicates the need to develop a new mathematical model for the risk assessment in HDD technology, taking into consideration the important risk factors, the installation specificity (the optional possibility of applying a mud cleaning system, mud motor, ballasting system, roller blocks, roller cradles and side cranes) and the possibility of including the risk management strategy. That is why it is important to discuss the problem of risk assessment again and take into consideration a number of additional risk factors which have not been considered so far. Moreover, the proposed model is aimed to be applied to HDD installations of various sizes, namely MINI HDD, MIDI HDD and MAXI HDD. For any of the presented models described in the literature so far it is improper to apply for each size of installation, namely the model suggested in (Abdelgawad et al., 2010) would be better for MINI HDD, and the model suggested in (Ma et al., 2010) could be applied only for MAXI HDD installations. In the conventional approach to solving the fault tree (FT), the probability theory is used. The crisp values of the basic events probabilities must be known. In practice, it is very difficult and sometimes even impossible to get crisp values of the basic events probabilities for HDD projects. Even when the crisp values of probabilities are obtained, HDD experts, who assessed the probabilities indicated that they are imprecise, deficient and vague, because the basic events are not stationary and there is often the lack of suffi- cient data to estimate the crisp probabilities of the basic events. Applying the conventional approach to solving FT may lead to gaining insufficient information in the risk analysis or increasing the uncertainty of the analysis. To overcome those difficulties, the Fuzzy Fault Tree was employed in this work. Fuzzy based solutions techniques allow to generate the basic events failure probabilities even when we are able to obtain only a little quantitative information. The fuzzy sets theory and possibility theory, which are used in Fuzzy Fault Tree Analysis, allowed to deal with ambiguous, inaccurate and quantitatively incomplete information. The linguistic terms (very low, low, medium, high and very high) were applied in this work to assess the probability of the individual basic events occurrence. Applying the fuzzy sets theory allowed for a gradual transition between the linguistic terms.

کاربرد کانه شویی زیستی استخراج معدن مس در شیلی

Application of bioleaching to copper mining in Chile

Abstract

Background: Bioleaching of minerals is a process that allows the treatment of insoluble sulphides and insoluble oxides via hydrometallurgy, as opposed to the more traditional technology of pyrometallurgy. Bioleaching presents several technological, environmental and economic advantages as compared with pyrometallurgy, as well as some limitations. Results: In this work a general panorama of copper mining and biomining, the influence of the most relevant operating variables and their present and future situation in Chile are presented and discussed. Conclusions: Today, Chile plays an important role in the development and commercial application of bioleaching to copper ores. This background information allows predicting a brilliant future for this technology in Chile, as has been forecasted in the last years.

1 Introduction

Bioleaching of minerals is the oxidative selective solubilization of mineral species mediated by the action of microorganisms. Different alternative names are also used, such a bacterial leaching, microbial leaching, and biooxidation, all of them part of what is known as biohydrometallurgy or biomining. This process allows the treatment of insoluble sulphides and insoluble oxides via hydrometallurgy, as opposed to the more traditional technology of pyrometallurgy. Bioleaching presents the following advantages as compared with pyrometallurgy: simple and low cost equipments, apt for treating low grade or waste ores, low energy requirement, and no atmospheric contamination. Its main disadvantages are low reaction rates and productivities, requirement of extensive grounds, and current inadequacy for treating primary sulphides.

Chile plays an important role in the development and application of bioleaching of copper ores, and in the following sections a general panorama of the past, present and future of this technology in Chilean mines is presented, together with a discussion of the main variables involved in the process.