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DISEÑO Y MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN EN MINERÍA SUBTERRÁNEA FIMGM

Método de explotación Shrinkage Stoping y Diseño de infraestructuras subterráneas

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ÍNDICE DE CONTENIDOS 1.1.0SELECCIÓN DEL METODO DE EXPLOTACION 1.1.1. Factores Determinantes En La Elección Del Método De Explotación 1.1.2.-Tipos De Métodos De Explotación Subterráneos 1.1.3. Fases Del Diseño De Minas 1.1.4. Selección Del Método De Explotación 1.2.0. SHRINKAGE STOPING 1.2.1 Resumen De Los Estándares Del Método De Almacenamiento Provisional 1.2.2 Esquema Del SHRINKAGE STOPING 1.2.3 Condiciones De Aplicación 1.2.4 Principios 1.2.5 Desarrollos 1.2.6 Arranque 1.2.7 La Perforación Y Voladura 1.2.8 Manejo De Mineral Y Sistemas De Recolección 1.2.9 Buloneo Y Sistema Gravitacional 1.2.10 MODELOS DE EXTRACCION Modelo Con Extracción Continua Modelo Con Extracción Discontinuada 1.2.11 VARIANTES 1.2.12 Ventilación 1.2.13 Fortificación y sostenimiento 1.2.14 RELLENO Tipos de Relleno 1.2.15VENTAJAS Y DESVENTAJAS DEL METODO Las Ventajas Las Desventajas Formas De Disminuir Las Desventajas Comentarios 2.1.0 DISEÑO DE INFRAESTRUCTURAS SUBTERRÁNEAS PARA EL MÉTODO DE EXPLOTACION, TRATADO Y OTROS MÁS. 2.1.0 LOSA Esfuerzos actuando en la Losa Análisis de Esfuerzo Previa Excavación de Caserones El diseño Solicitaciones sobre Muros 2.2.0 PREPARACIÓN DE LA BASE DE UN CASERÓN 2.2.1 Factores A Considerar En El Diseño De Nivel De Producción Factores A Considerar En El Diseño De La Base De Un Caserón. 2.2.1 EMBUDOS 2.2.2 ZANJAS Construcción De La Zanja. 2.2.3 ESTOCADAS DE CARGUÍO O DRAW POINT Estocadas De Carguío.

MACHCO CIRACO Jhon Guido

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2.2.4 Desquinches Para El Carguío A Camion 2.2.5 CHIMENEAS. Flujo En Una Chimenea. Diseño De Una Chimenea. 2.2.6 PARRILLAS. Diseño De La Parrilla. 2.2.7 BUZÓN Elementos De Diseño Del Buzón. Dimensionamiento Restricción! Composición Del Sistema Buzón. 3.0. SHRINKAGE APLICADO A LA MINA CAUDALOSA

4.0 ANEXOS: CUADROS DE ESTANDARES PARA LA SELECCIÓN ADECUADA DE LOS MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN 4.1 CLASIFICACION DE LOS MÉTODOS EN FUNCION A LA FORMA Y POTENCIA DEL YACIMIENTO 4.2 CLASIFICACION DE LOS MÉTODOS EN FUNCION A LA INCLINACION Y DISTRIBUCION DE LEYES 4.3 CLASIFICACION DE LOS MÉTODOS SEGÚN LAS CARACTERISTICAS GEOMECANICAS – MINERAL 4.4 CLASIFICACION DE LOS MÉTODOS SEGÚN LAS CARACTERISTICAS GEOMECANICAS – CAJA TECHO 4.5 CLASIFICACION DE LOS MÉTODOS SEGÚN LAS CARACTERISTICAS GEOMECANICAS – CAJA PISO BIBLIOGRAFÍA


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DEDICATORIA

El presente trabajo está dedicado a mis padres, por su apoyo, por su cariño, amistad, por sus consejos y muchísimas cosas más: Felipe y Amelia


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INTRODUCCIÓN

Entre los métodos de explotación subterránea de minas, existe uno que desde hace mucho tiempo se practica en el mundo… El método de almacenamiento provisional o Shrinkage Stoping, el cual es un método minero subterráneo ascendente en el que la mayor parte del mineral roto o abatido permanece en el caserón, a la vez que está constituyendo el piso del trabajo del personal como son el perforista y su ayudante, cabe recalcar que en cuanto a este método aún no se ha mecanizado la perforación. Existen variantes, tienen sus ventajas y desventajas que se pueden encontrar y analizar en el presente trabajo. Por lo general este método de explotación es practicado y utilizado por nuestros pequeños mineros peruanos; así como en mediana y gran minería, estos dos últimos se ven mayormente se aplican a países extranjeros… También hablaremos sobre la construcción de las estructuras subterráneas que son indispensables para el funcionamiento de la mayoría de los métodos de explotación subterráneas.


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1.1.0 SELECCIÓN DEL METODO DE EXPLOTACION 1.1.1. Factores determinantes en la elección del método de explotación



Geometría del yacimiento

Forma: Equidimencional o masivo. Todas las dimensiones son similares en cualquier dirección. Tabular. Dos de las dimensiones son mucho mayores que la tercera. Irregular. Las dimensiones varían a distancias muy pequeñas.

 Potencia y buzamiento Potencia del mineral. Estrecho (< 10 m.) Intermedio (10 – 30 m.) Potente (30 – 100 m.) Muy potente (> 100 m.)  Inclinación Tumbado (< 20°) Intermedio (20° - 55°) Inclinado (> 55°)  Tamaño 

Regularidad

 Inclinación: Echado, intermedio, inclinado  Profundidad  Distribución de Leyes: Uniforme, gradual, errático  Uniforme. La ley media del yacimiento se mantiene prácticamente constante en cualquier punto del yacimiento.  Gradual o diseminado. Las leyes tienen una distribución zonal, identificándose cambios graduales de unos puntos a otros.  Errático. No existe una relación espacial entre las leyes, ya que estas cambian radicalmente de unos puntos a otros en distancias muy pequeñas. *Aspectos geotécnicos y geomecánicos. Resistencia (Mena, techo y muro) Pequeña (< 8) Media (8 – 15) Alta (> 15)



  

Fracturación (intensidad y tipo de fracturación)

   

Resistencia de la matriz rocosa Resistencia a la compresión simple (MPa) Presión del Recubrimiento (Mpa) Espaciamiento entre fracturas



N° fracturas/m; RQD(%) Resistencia de las discontinuidades: Pequeña, Media, Grande



Campo tensional in-situ (profundidad) Comportamiento tenso-deformacional

Fracturas / m Muy pequeño 0 – 20 Pequeño 10 – 16 Grande 3 – 10 Muy grande 3


RQD (%) 20 – 40 40 – 70 70 – 100

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

Aspectos económicos

  

Leyes de la mena



Seguridad y medio ambiente

  

Aspectos de seguridad

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Valor unitario de la mena Productividad y ritmo de explotación

Impacto ambiental (paisaje,subsidencia, aguas etc..) Impacto social

1.1.2.-Tipos de métodos de explotación subterráneos

Métodos de Explotación Subterráneos Soportad o Por Pilares

Room and Pilar

Bench and Fill stoping

Artificialmente Soportado con Relleno

Sublevel and Longhole stoping

Cut and Fill Stoping

Lonwall Mining

Sin soporte o Hundimiento

Sublevel Caving

Shrinkage Stoping

Block Caving

VCR Stoping

Desplazamiento de la roca de caja Energía de deformación almacenada en las proximidades de una excavación


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1.3.Fases Del Diseño De Minas

SELECCIÓN DE METODOS DE EXPLOTACIÓN DIMENCIONAMIENTO GEOMÉTRICO SELECCIÓN DEL RITMO DE PRODUCCION LEY DE CORTE SECUENCIA DE EXPLOTACIÓN

1.4. Selección Del Método De Explotación

1.2.0. SHRINKAGE STOPING El Shrinkage stoping es un método de explotación vertical aplicable a vetas (estructuras verticales), principalmente para explotaciones menores. En su esencia, consiste en utilizar el mineral quebrado como piso de trabajo para seguir explotando de manera ascendente. Este mineral provee además soporte adicional de las paredes hasta que el caserón se completa y queda listo para el vaciado. Los caserones se explotan ascendentemente en tajadas horizontales, sacando solamente el ~35% que se esponja y dejando hasta el momento del vaciado el resto (~65%). Es un método intensivo en mano de obra, difícil de mecanizar. El método de cámaras almacén es un método minero ascendente en el que la mayor parte del mineral abatido permanece en la cámara constituyendo el piso de trabajo del personal para realizar la perforación y voladura de la rebanada siguiente. Otra razón para dejar el mineral volado en la cámara es que sirve de soporte adicional de los hastíales en tanto se completa la extracción del mineral por la parte inferior de la misma. Las cámaras son explotadas mediante un proceso de rebanadas ascendentes. Habitualmente un 35% del mineral abatido puede ser extraído antes de completar la totalidad de la perforación y voladura de la cámara, puesto que corresponde al esponjamiento y al necesario espacio de trabajo. Consecuentemente no puede obtenerse beneficio alguno del mineral restante hasta que no se ha completado la totalidad de la explotación de la cámara.


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Se aplica generalmente a vetas angostas de 1.2 y satisfactoriamente hasta 30 m a cuerpos donde otros métodos son técnica o económicamente inviables El mineral debe correr libremente y no atascarse en la cámara. El mineral y la roca encajarte no deben contener arcillas ni otros minerales pegajosos susceptibles de crear atascos o de cuelgues en la cámara que dificulten el descenso del mineral. El mineral no debe oxidarse rápidamente, como los que contengan sulfuros, lo cual puede cementar o consolidar el abatido y cerrar la cámara provocando el cuelgue definitivo y la pérdida del mineral arrancado. La oxidación puede además crear dificultades en el proceso de tratamiento. La mineralización debe ser suficientemente continua a lo largo de la corrida del filón o capa para evitar que hayan de minarse cantidades considerables de estéril con la consiguiente dilución del mineral. En algunos casos se mina algo de estéril que se deja sin extraer como relleno o pilares aleatorios.

1.2.1 Resumen De Los Estándares Del Método De Almacenamiento Provisional 1. Geometría del Yacimiento Forma Potencia Buzamiento

Aceptable Cualquiera Cualquiera >30°

Optimo Tabular >3m >60°1

Tamaño Regularidad 2. Aspectos Geotécnico Resistencia (Techo)

Cualquiera Cualquiera Aceptable >30 MPa

Cualquiera Irregular Optimo >50 MPa

s/profundidad

>50 MPa

Fracturación (Techo) Fracturación (Mena)

Alta-media Media-Baja

Media-Baja Baja

Campo Tensional In-situ (Profundidad) Comportamiento Tenso-Deformacional 3. Aspectos Económicos Valor Unitario de la Mena Productividad y ritmo de explotación

Cualquiera Elástico Aceptable Media-Alto Media-Baja

<1000 m Elástico Optimo Alto NA

Resistencia (Mena)

1.2.2 Esquema Del SHRINKAGE STOPING


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Shrinkage stoping layout


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1.2.3 Condiciones De Aplicación Este método de explotación es aplicable en cuerpos tabulares verticales o subverticales angostos o de poco espesor (1 a 10 m), con bordes o límites regulares. Su inclinación debe ser superior al ángulo de reposo del material quebrado, vale decir, mayor a 55º. La roca mineralizada debe ser estable y competente. La roca encajadora (paredes) debe presentar también buenas condiciones de estabilidad.

1.2.4 Principios Consiste en excavar el mineral por tajadas horizontales en una secuencia ascendente (realce) partiendo de la base del caserón. Una proporción del mineral quebrado, equivalente al aumento de volumen o esponjamiento (30 a 40 %), es extraída continuamente por la base. El resto queda almacenado en el caserón, de modo de servir como piso de trabajo para la operación de arranque (perforación y tronadura) como asimismo de soporte de las paredes del caserón. Cuando el proceso de arranque alcanza el límite pre-establecido superior del caserón, cesan las operaciones de perforación y tronadura, y se inicia el vaciado del caserón extrayendo el mineral que ha permanecido almacenado (60 a 70%). Los pilares y puentes de mineral que separan los caserones por lo general son recuperados con posterioridad.

1.2.5 Desarrollos El método requiere conocer bastante bien la regularidad y los límites del cuerpo mineralizado. Para ello, se construyen dos niveles horizontales separados verticalmente por 30-180 m, los cuales permiten definir la continuidad de la veta y determinar la regularidad en el espesor de la misma. A esto, se agrega una o más chimeneas, construidas por Alimak o Raise- Boeing, las que permiten definir la continuidad vertical, facilitan la ventilación y permiten el acceso del personal y equipos. Finalmente, hay tres alternativas para el desarrollo que sigue: 1. E x t r a c c i ó n

m





Puntos de extracción cada 1-10m en la base del cuerpo



Instalación de chute de madera en cada punto o en caso sea más mecanizado, se diseñará y construirán tolvas embudos, entradas de carguío, etc… 2. E s t o c a d a s y g a l e r í a s Correr galería paralela a la base del cuerpo a 7.5 – 15 m en footwall (por estabilidad)



Correr estocada de extracción desde la galería de extracción a la galería de base del depósito cada 7.5 – 15

Tronar la primera tajada y se extrae el esponjamiento con LHD o Scraper 3. Cuerpos más anchos

  

Correr dos galerías de base Construir embudos

Por el centro de las dos galerías de base, correr galería de extracción con Scraper y estocadas de extracción para que el esponjamiento fluya hacia la galería de extracción.

1.2.6 Arranque Para empezar con este trabajo debemos de realizar primero el diseño de las losas, que típicamente se utilizan para separar dos caserones en explotación, en caso de ser mecanizado, se trabajara incluso en varios caserones contiguos, Luego de ello preparar la base del caserón, que trata a grandes rasgos: construir subniveles principales de extracción, preparar los pilares, subiendo a otro nivel de explotación, las estocadas de carguío o draw poin, entre otros (Todo la preparación de la base del caserón y lo demás son la segunda parte de este trabajo) Las condiciones de aplicación de este método (vetas angostas de baja capacidad productiva), como también las dificultades de acceso y el piso de trabajo irregular no permiten la utilización de equipos mecanizados de perforación. En la práctica normal se utilizan perforadoras manuales (jack-legs o stopers) y barras integrales. Los tiros pueden ser horizontales (1.6 a 4.0 m) o verticales (1.6 a 2.4 m) con diámetros de 32 a 38 mm. Excepcionalmente, se utiliza perforación


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mecanizada, mediante el uso de: drill wagons o jumbos con largos de perforación que pueden ir de 1.8 a 2.4 m (hasta3.0 m). CICLO DE MINADO • Perforación. • Voladura. • Buloneo. De ser necesario algunos servicios auxiliares.

1.2.7 La Perforación Y Voladura La perforación puede ejecutarse con tiros horizontales, verticales e inclinados estas modalidades tienen sus ventajas e inconvenientes. La perforación de tiros horizontales tiene la ventaja de generar un mejor rendimiento, tanto del barrenado como del explosivo. En efecto, como los tiros horizontales no tienen que vencer el empotramiento, no necesitan carga de fondo, de modo que los metros barrenados y los kilos de explosivo por tonelada arrancada resultan inferiores que con tiros verticales. Pero por otra parte, los tiros horizontales tiene como inconveniente el de limitar el trabajo del perforador especialmente cuando se trata de vetas angostas, debido a que este debe esperar la eliminación del esponjamiento de un disparo para continuar con su trabajo; en caso contrario debe trasladarse a otra grada. Por eso, cuando se usa perforación horizontal, es necesaria la creación de varias gradas o si no, se debe organizar el trabajo de modo que el perforador realice otras operaciones como parte del ciclo, por ejemplo, evacuar el esponjamiento, fortificación, construcción de accesos. En el caso de la perforación vertical no existe inconveniente, puesto que es posible perforar, incluso con bastante anticipación, toda la grada del caserón. Sin embargo, estos tiros verticales tendrán el inconveniente de tener que vencer un empotramiento y serán por lo general más cortos para permitir la correcta introducción de la broca en el tiro, considerando el inconveniente presentado por la altura entre el piso del mineral arrancado y el techo del caserón comprendida entre los 2 m a 2,20 m . Por este motivo es frecuente la perforación de tiros verticales de solamente 1,60 m en Shrinkage, lo que evidentemente no puede dar buenos rendimientos del metro barrenado ni un buen consumo de explosivo. No obstante, mirado desde el punto de vista del principio del método, este inconveniente se traduce en una ventaja, puesto que con tiros cortos y un mal consumo de explosivos se obtiene un mineral de fragmentación más fina, lo que facilita el vaciado del caserón. Otra solución es la perforación inclinada, que en todo caso resulta más ventajosa que la perforación vertical, pues así es posible disminuir el trabajo de la broca, con la cual aumenta la eficiencia del barrenado y del explosivo. Sin embargo, tiene el inconveniente de resultar más engorrosa para el perforador y requiere por lo menos un mayor control. De lo contrario, el obrero rápidamente comienza a alterar el ángulo de inclinación. En conclusión podemos decir, que es preferible la perforación horizontal siempre que el perforador disponga de suficiente lugar para efectuar su trabajo. En el caso de una galería base con techo artificial, es indispensable tomar muchas precauciones durante los primeros disparos, debido a que el mineral va a caer directamente sobre el techo sin protección alguna. Como medida de precaución, se aconseja disparar siempre la primera tajada con tiros verticales, aunque después se decida la utilización de tiros horizontales, ya que tiene la ventaja de proyectar el mineral horizontalmente aminorando considerablemente la fuerza de impacto del material sobre el techo de la galería. La tronadura se realiza utilizando ANFO, geles (hidrogeles), slurry (emulsiones) y con iniciación no eléctrica normalmente.

1.2.8 Manejo De Mineral Y Sistemas De Recolección Consisten en construcciones para recolectar el material tronado en un punto:


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• Embudos • Zanjas • Puntos de extracción *Todos estos puntos se tratara al final. El sistema tradicional o más antiguo consiste en el carguío directo del esponjamiento por el nivel de extracción mediante de pequeños carros de ferrocarril, mediante buzones instalados en la base de los embudos recolectores. Es necesario nivelar el piso para seguir perforando después de cada tronada, dentro del caserón, para lo que se pueden utilizar slushers, LHD pequeños o simplemente palas y realizar el trabajo manualmente. Después de tronar y extraer cada tajada vertical, se deben subir los accesos (fortificación de accesos con madera). Entre los sistemas de carguío y transporte en el nivel de extracción, también se pueden encontrar palas de arrastre (scrapers) descargando directamente a carros de ferrocarril o camiones y equipos LHD saliendo directamente a superficie, o en combinación con piques de traspaso cortos, ferrocarril o camiones, y rampas o piques de extracción. Como se observa en las figuras: En la primera: La extracción en mediante chutes, son los convencionales, que pueden ir mas juntos, los cuales descargaremos mediante mecanismos de madera y las llenaremos en los carros mineros para su posterior transporte. Figure ; Isometric view of Rail/Chute/Ore Drive Shrinkage Stoping


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En la segunda hacemos una La extracción se realiza mediante la construcción y diseño de tolvas embudos es utilizado cuando la explotación es más mecanizada, por ejemplo se puede observar que la extracción realizamos una entrada para un scoop que va cargando a carros mineros, para luego ser depositados en las chimeneas de traspaso o piques, etc. Figure ; Isometric view of Rail/Drawpoint Cross-cut Shrinkage Stoping

Según la potencia del criadero o anchura de cámara se pueden adoptar tres formas de geometría de la base del caserón; En la primera a) se suprimen los macizos de la galería de base y el mineral se carga sobre una encamada de madera, reforzada por entibación (para ello la potencia tiene que ser pequeña). En la segunda b) y con potencias mayores se suprime la entibación y se abren embudos en el macizo de galería.


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Luego la recolección del mineral, ya sea con: LHD, LHD + CAMIONES, CARRITOS MINERO, se trasladará a los puntos de descarga controlados o no por una PARRILLA, de ser necesario se utilizaran maquinarias para minimizar los tamaños de mineral que quedan.

1.2.9 Buloneo Y Sistema Gravitacional

En este método, al igual que en el método de UNDIMIENTO DE BLOQUES es necesario estudiar el flujo de descarga del mineral, la granulometría del mineral, así como: Densidad Aparente


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•

Se define como el peso por unidad de volumen incorporando los espacios vacíos del material

•

La porosidad es función de la superficie especifica (m2/t)

•

A mayor superficie específica menor densidad aparente

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POPOV K,2003. J.Serb.Chem.Soc. 68(11)903–907(2003)

Diferencial de Densidad Aparente •

•

Diferencial de Densidad Aparente –

Fragmentación del medio y su varianza

–

Espaciamiento de zonas de baja densidad

–

Generación de zonas sin movimiento

El cómo se producirá el flujo dependerá del ángulo de fricción del material

Fragmentación y Flujo •

•

Diferencial Densidad Aparente –


–


–


El diferencial de tamaños definirá diferentes grados de empaquetamiento –

Influirá en la densidad aparente

–

Mezcla binaria de partículas esféricas

•

Eje X, % de partículas de tamaño menor

•

Diferentes empaquetamientos para diferentes proporciones de tamaños de partículas

•

Fragmentación influye en el diferencial de densidad aparente


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•

Movimiento y baja densidad Se produce una zona de baja densidad producto de la extracción de material quebrado

•

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Diferencial Densidad Aparente –


–


–


Diferencial de densidad aparente aumenta con la separación de zonas de baja densidad.


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Fragmentación Variable en la Columna de Extracción •

La variabilidad de fragmentación en la columna hace que se produzcan colgaduras internas de mineral

•

Tiraje interactivo inducirá a una mayor frecuencia y tiempo de colgadura facilitando la entrada de la dilución de las zonas que presentan una alta densidad

•

Se debe controlar la extracción inicial de la columna de modo de generar suficiente roce entre partículas de mayor tamaño de modo de mitigar la probabilidad de colgadura

•

El control de extracción es fundamental

1.2.10 MODELOS DE EXTRACCION

Modelo con Extracción Continua, se refiere a el método mecanizado.

P F V

ie w S i z e : X : - 1 . 7 4 9 e + 0 0 2 Y : - 6 . 2 5 3 e + 0 0 1

M

W

L

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Modelo con Extracción Discontinuada o Estática: Se refiere al método convencional o tradicional.

P F V

i e w S iz e : X : - 1 . 8 0 3 e + 0 0 2 Y : - 6 . 2 5 3 e + 0 0 1

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Cuando se interrumpe el flujo desde uno de los ptos. de extracción se generan un mayor número de colgaduras Potencial de Equilibrio • Para una situación de diferencial de densidad aparente… –

Fragmentación y su varianza

–

Espaciamiento entre puntos de extracción

–

Política extractiva

•

Se necesita una cierta cantidad de flujo o cantidad de movimiento para equilibrar el sistema

•

Altura de interacción (HIZ)


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1.2.11 VARIANTES Cámara almacén sobre piso inclinado, esta se utiliza mayormente cuando es mecanizado; aquí el avance es con taladros en más de una frente y el mineral roto queda en forma inclinada para el correcto posicionamiento del perforista

También existe y se aplica los tiros largos , pero debido a que aún no se puede mecanizar del todo en este método no es muy utilizado.

1.2.12 Ventilación El frente de trabajo se ventila inyectando aire desde la galería de transporte ubicada en la base a través de la chimenea de acceso emplazada en uno de lkos pilares que flanquean el caserón. El aire viciado se extrae hacia el nivel superior por la chimenea emplazada en el otro pilar correspondiente al caserón vecino.

1.2.13 Fortificación y sostenimiento Dependiendo de la estabilidad de la roca encajadora, se recurre normalmente a un apernado parcial o sistemático de las paredes del caserón.


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En situaciones de mayor inestabilidad se colocan pernos y malla de acero, o incluso shotcrete. También es posible dejar algunos pilares de mineral de pequeñas dimensiones. Muestreo de canaleta o de chips en intervalos regulares para control de leyes Vaciado El vaciado es la etapa más peligrosa. Se debe evitar este método si el material se pega o cementa (arcillas) y puede crear colgaduras o arcos. Estas colgaduras pueden ser “deshechas” mediante el uso de agua, explosivos o a mano, lo cual es muy riesgoso. Las colgaduras son costosas y peligrosas. El vaciado debe hacerse sistemático y parejo, para evitar la dilución • Tren, LHD / camión, slusher (balde de arrastre)

1.2.14 RELLENO En este método de explotación el relleno se da mayormente en las minas mecanizadas, ya que si no se hace puede ser fuente de futuros derrumbes que provocarían accidentes hasta mortales. Encontraremos muchos métodos de Usos del Material de Relleno • Material de construcción • Material de soporte • Se utiliza para vaciar estériles • Se utiliza como techo, piso y pared en los diferentes métodos de cut and fill • Rellenar luego de la explotación de caserones Tipos de Relleno • Rellenos de roca (rock fills) O relleno detrítico (procedente de la desagregación de los cuerpos. Material inutilizable, desperdicio), es el material que se utiliza para rellenar los espacios vacíos producto de la extracción del mineral económico de las labores y evitar las caídas del techo o cajas y para contar con un piso de trabajo apropiado en las mismas. • Rellenos hidráulicos (slurry fills) Es el material sólido (relaves, arenas, material detrítico seleccionados y menores de 2.5 mm promedio y cemento en determinados casos) que se transporta en un medio liquido a través de tuberías a fin de llenar los espacios vacíos dejados como consecuencia de la extracción del mineral económico.


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El cemento se usa en proporciones 1:6 a 1:32; el agua en cantidades de 200 lt/ton de relleno. En Andaychagua se obtiene 1 m3 de R/H con agregados (1,200 kg), arena (600 kg), cemento (300 kg) y agua (152 lt).

•

Relleno neumático o hidroneumático: En el perú, en 1972 se comenzó a experimentar en la mina Yauricocha, transportando una mezcla de sólidos (arena, cemento) y agua suspendidos y desplazados por tuberías, en una corriente de aire comprimido. El agua no como medio de transporte, sino para realizar la hidratación de la mezcla. Este trabajo se realizó en dicha mina, a fin de obtener una losa en la primera fase del relleno, que servirá de techo para la labor subsiguiente, en Corte y Relleno Descendente. El fraguado es de 8 horas mínimo. A los 4 días la resistencia a la compresión es de 55 kg/cm2 en una losa de 1 metro de altura.

•

Relleno tipo pasta (paste fill): Viene a ser el fluido de una mezcla de agregados ( relave, agregado), con o sin cemento y mínima cantidad de agua y en determinados casos aditivo, a través de tuberías de acero especiales, impulsados por una bomba eléctrica.

Pero en caso de la minería convencional esto requiere de mayores costos, los que con ellos no cuentan solo veamos:


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Vemos que el costo del relleno es demasiado alto, para os ingresos que tiene para una empresa clasificada en pequeña minería. Es por eso que nuestros pequeños mineros solo tapan todos los accesos a el Caserón explotado y asiendo como si ahí no pasó nada.

1.2.15VENTAJAS Y DESVENTAJAS DEL METODO

   

Las ventajas

 

No hay coladeros dentro de la cámara ni, por tanto, trabajos de conservación de los mismos.

   

Método simple, para minas pequeñas



Las desventajas

En condiciones apropiadas pueden ser más baratas que el método de corte y relleno. El mineral almacenado actúa como piso de trabajo, incluso para andamiarse en el arranque.

La perforación y voladura en las cámaras almacén es más eficaz que en el método de rebanadas rellenas pues no es un trabajo cíclico como en éste. No hay que mover el mineral durante la explotación, aunque, a veces, hay que rastrearlo para nivelar las plataformas de trabajo de las perforadoras móviles.  Un 90 % del mineral se extrae por gravedad y un 10 % utilizando mano de obra exclusiva, esto último mayormente en las etapas finales de limpieza del mineral, donde es necesario recuperar el mineral remanente depositado entre ventana y ventana, lo cual propicia el incremento de los rendimientos de la explotación  Este método permite sostener provisionalmente los hastíales del tajeo con el mismo material volado. Además, el obrero puede controlar el techo del tajeo.  En casos necesarios se dispone de una reserva de mineral arrancado que se puede extraer de los tajeos rápidamente y con un alto rendimiento. Buena recuperación (75 a 100%) Baja dilución (10 a 25%) Selectividad posible



La corona y costados de la cámara deben ser sanos y firmes. La pendiente ideal es la vertical, pero se considera aplicable hasta 50°.  Bajo ciertos casos este método puede ser peligroso debido a la formación de espacios vacíos durante la evacuación por gravedad del material disparado, puesto que los obreros confinados en la horizontalidad del piso del mineral arrancado, pueden empezar a trabajar y ser repentinamente chupados por el acomodo del material en los espacios vacíos. Esto especialmente en tajeos de poca potencia, menores a 2.00 metros.


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 Se pueden formar bóvedas durante el período de vaciado del tajeo que, al derrumbarse violentamente, pueden dañar el techo de la galería principal y hacerlo inestable, teniendo que utilizar sostenimiento artificial para su reforzamiento



En algunos casos es difícil dejar el muro al descubierto, ya que habría que producir irregularidades en el mismo que pueden ser causa de "huecos colgados" al retener el mineral; por ello hay necesidad de abandonar algo de mineral o franquear parte de roca del hastial, según las circunstancias.



Las rocas que se desprenden de los hastiales ensucian el mineral. El mineral está sujeto a oxidación en la cámara, lo que puede ocasionar dificultades en la flotación y también producir fuegos si el contenido en azufre es suficiente.  El Shrinkage propicia, generalmente, una fuerte dilución de la ley del mineral debido a que durante la fase de vaciado del tajeo se mezclan frecuentemente zonas de desmonte que se derrumban de las paredes, por el arrastre producido por el mineral. Siendo difícil ejerce un control de este hecho y aún más propiciar la separación del mineral y desmonte.  Algunos minerales almacenados en los tajeos, se oxidan muy fácilmente, especialmente frente a la presencia de abundante agua, como es el caso de la mina en estudio, provocando dificultades de recuperación en planta la planta de procesamiento.

   

Intensivo en mano de obra Mecanización limitada Condiciones de trabajo difíciles Generación de c

olgaduras

Formas de disminuir las desventajas Es posible la eliminación parcial de estas desventajas, adoptando las siguientes medidas:  Aumento de la velocidad de explotación. Para ello, la solución consiste en trabajar con caserones más reducidos, aumentando también los lugares de perforación. Efectivamente, si es posible explotar de manera más rápida, se eliminan automáticamente algunas de las desventajas, como son:  La oxidación del sulfuro será intensa y las paredes dispondrán de menos tiempo en deformarse.  La fase de vaciado se puede comenzar antes y, por lo tanto, los intereses del capital que representa este mineral acumulado, se aplican a un período más corto. Comentarios



En la actualidad la aplicación de este método ha quedad relegada a la llamada minería artesanal. Vetas angostas que no permiten gran mecanización.



Es intensivo en mano de obra y las condiciones de trabajo son relativamente más difíciles, con exposición a riesgos comparativamente mayores en relación a otros métodos.



Baja capacidad productiva, no permite una gran selectividad, recuperación regular (se dejan pilares y puentes), dilución en cierta medida controlable.



La mayor parte del mineral arrancado permanece almacenado en los caserones durante un tiempo bastante lago, lo que incide negativamente en el capital de trabajo y flujos de caja del negocio.

Shrinkage

Caserón relleno con mineral tronado

Estocadas

Galería de transporte secundario

Punto de descarga a chimenea Chimenea de Traspaso

Nivel de Transporte Principal

Descarga Buzón MACHCO CIRACO Jhon Guido

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2.1.0 DISEÑO DE INFRAESTRUCTURAS SUBTERRÁNEAS PARA EL MÉTODO DE EXPLOTACION, TRATADO Y OTROS MÁS. LOSA: Bloque de roca que separa dos unidades de explotación contiguas en la vertical (una sobre otra), que se deja sin explotar con el fin de garantizar la estabilidad global del sector. Sus dimensiones están definidas por las características del yacimiento, la explotación y del macizo rocoso.

Caserón Superior

Losa de seguridad entre caserones

Caserón Inferior

•

Típicamente se utilizan para separar dos caserones en explotación

•

En esta losa se prepara la infraestructura de producción, ptos. de extracción piques de traspaso, cruzados de transporte, etc

•

El esfuerzo principal es generalmente horizontal en USA, Canadá, Perú, Chile, Sudáfrica, Australia, y Algunos países más.

•

En Indonesia, filipinas el esfuerzo vertical es mayor que el horizontal


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Tectónica y Relación entre esfuerzos •

La relación entre el esfuerzo vertical y el horizontal se define por la constante de actividad tectónica k

•

Esta constante es función de la evolución que han tenido las rocas en el tiempo y la actividad tectónica circundante.

Por lo tanto:

σ z = σ 3 ; σ Hz = σ 2 = σ 1

σ z = γ 10 −2 H

σ Hz = kσ v

Esfuerzos actuando en la Losa

Se utiliza el mismo formulismo que en RyP sin embargo el análisis debe consistir en dimensionar el pilar en la corrida y en el corte transversal a la veta. Los caserones también se pueden rellenar de modo de aumentar el confinamiento (del orden de 1MPa) lo cual hace que la losa posea mayor resistencia unitaria y por lo tanto su dimensión w disminuya.


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Se visualizará los esfuerzos en los cortes mostrados en las figuras anteriores. La profundidad de la losa es del orden de 750 m. El esfuerzo principal mayor es vertical y los menores son horizontales. Análisis de Esfuerzo Previa Excavación de Caserones.

Entonces Ojo con el cálculo de solicitaciones sobre pilares ya que la excavaciones transfieren esfuerzos a los pilares contiguos. Notar que el esfuerzo vertical no es 0 sin embargo para efectos de calculo se considera 0 para tener un mayor factor de seguridad. El diseño: •

Ancho perpendicular al esfuerzo en análisis

•

Esfuerzo se calcula con el método de área tributaria

Se debe realizar el cálculo de esfuerzos sobre pilares incluyendo el concepto del parea tributaria. Solicitaciones sobre Muro


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La estimación de resistencia de muros se realiza de la misma manera que el diseño de pilares anteriores pero en este caso los esfuerzos no se escalan por área tributaria ya que se considera que toda la sobre carga la absorben las losas N=Q*A*B*C

2.2.0 PREPARACIÓN DE LA BASE DE UN CASERÓN Se denomina como base de un caserón a todas las excavaciones requeridas para la recepción, manejo y conducción del mineral extraído de una explotación. En la base del caserón se recibe el material tronado (saca), el cual se lleva por medio de un sistema de transporte secundario. El transporte secundario corresponde a cualquier sistema de transporte que se utilice para trasladar el material extraído hacia el sistema de transporte principal, el que se encargará de trasladar el mineral hacia el chancador o el estéril al botadero. Debemos preparar huecos en la roca que permitan recibir el material, por lo general se utiliza la gravedad para llevarlo desde el punto de arranque a los puntos de carguío (debemos aprovechar esta energía disponible). Existen métodos de explotación en que al hacer el agujero (galería) se utiliza este mismo para Cargar el mineral y transportarlo (por ejemplo el sub Shrinkage Stoping, level caving).


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FIMGM

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Accesos a subniveles de perforación

CASERÓN Estocadas

Accesos en Pilares entre Caserones

Zanja

Pilares entre Caserones

CASERÓN

Pilares entre estocadas

Pilares entre Caserones

Pilares entre Estocadas o Draw Point


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2.2.1 Factores A Considerar En El Diseño De Nivel De Producción Factores A Considerar En El Diseño De La Base De Un Caserón. 1)

Ancho efectivo del pilar entre puntos de extracción: con el objeto de mantener la estabilidad debe tenerse el máximo ancho, lo cual desfavorece la recuperación del mineral, ya que se tienen menos puntos de extracción disponibles. Por lo general se pueden observar anchos de 10 metros.

10 metros Ancho aparente

2)

Distancia entre puntos de extracción: está determinado por el ancho aparente del pilar más dos veces el semi ancho de la sección aparente de la estocada de carguío.

Distancia entre puntos de extracción Galería de zanja Ancho real estocada

Estocada de carguío 3)

Ancho real del pilar

Galería de transporte secundario

Ancho aparente del pilar Ancho aparente de la estocada

Grado de sustentación del nivel base: es la relación entre el área de pilares y el área total de la base del

caserón.

En un sub level stopping se debe llegar a un gs = 60 %. Gs (%) =

Área total de las excavaciones x 100 Área total de la base

4)

Longitud de las estocadas de carguío: debe cumplir con que el equipo quede completo y recto en su interior

cuando

se realiza la operación de carguío, con el fin de aprovechar como corresponde la potencia del equipo sin dañar sus componentes como podría ocurrir en el caso de que el equipo enfrente la saca torcido (por ejemplo los

cilindros

de viraje). La longitud total debe considerar el espacio que ocupa el material tronado dentro de la estocada, por lo general se manejan valores de 18 a 22 metros. 5)

Orientación de los puntos de extracción: en función de la distribución de los esfuerzos se puede definir la orientación de la explotación y con ello la disposición y orientación de los puntos de extracción, con el fin de garantizar la estabilidad de las labores. Además también es bueno considerar el sentido del transporte secundario.


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DISEÑO Y MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN EN MINERÍA SUBTERRÁNEA FIMGM 6)


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Tonelaje a traspasar en un punto de extracción: si tenemos una gran cantidad de tonelaje y pocos puntos de carguío,

estos se desgastarán mucho más rápido, entonces mientras mayor sea el tonelaje a manejar mayor extracción. La vida útil de estos puntos dependerá de las características propias de la (muchos bolones cayendo desde la altura pueden generar muchos daños en

cantidad

de puntos

de

roca, del diseño y de la operación

las viseras). Este factor contradice al GS y al

ancho de pilares, pero debemos aplicar criterios de decisión para conjugar y cumplir con todos los factores. 7)

Armonía en el diseño de la obra: la materialización del diseño en terreno debe verse bien, es decir armónico, si no es

así lo más probable es que no esté bien hecho y tal vez esté mal diseñado. Las consecuencias de ello pueden

ir

desde

la

inhabilitación de sectores productivos hasta el colapso general de la explotación (no sólo del bloque involucrado sino de varios sectores del yacimiento). 8)

Capacidad de carguío y transporte: obviamente debemos garantizar la utilización de equipos de carguío y transporte acordes a la producción de cada sector de la mina, lo cual se verá reflejado en el diseño de la labor

ejemplo, si se trata de una faena pequeña no se diseñarán galerías de gran sección, ya que lo más probable

(por

es que se utilicen

equipos de baja capacidad). 9)

Capacidad de reducción secundaria: el material con sobre tamaño puede impedir su buen manejo e interrumpir

actividades bajando el rendimiento de los equipos y del sector, comprometiendo la producción debemos considerar alguna forma de controlar dicha situación. Para ello se consideran

las

del período, por lo que

sectores especialmente preparados

para su reducción. El contemplar sectores de reducción de sobre tamaño dependerá del conocimiento que se tenga de las características granulométricas del material, lo cual será 10)

función de la roca y de las características de la tronadura.

Minimizar el desarrollo: el diseño de las excavaciones debe considerar el dimensionamiento adecuado de

cada

una de ellas, de modo de minimizar los costos involucrados en el desarrollo, de modo que sea eficiente. 11)

Condiciones de seguridad: uno de los factores más importantes de considerar son los que dicen relación a la seguridad, lo cual incluye tanto la estabilidad de las labores como el ambiente de trabajo. Es por ello que es importante tomar en cuenta las características de los sistemas de carguío y transporte potencialmente utilizables (en función de la producción requerida) y evaluar las distintas medidas de seguridad y prevención de riesgos necesarias.

Sistema de carguío El sistema de carguío está definido por: •

Puntos de extracción

•

Sistema de recolección

•

Puntos de vaciado

•

Sistema de traspaso de mineral


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2.2.1 EMBUDOS Los embudos son excavaciones que permiten recibir y conducir por gravedad el material tronado en el caserón hacia el punto de carguío. Debido a su geometría es que recibe su nombre.

Áreas variables en función de la roca, técnica de construcción, necesidad de recubrimiento del sector de trabajo Altura, Pilar o Puente

45º - 65º

Embud o

Chimenea de 4 a 8 m2

Buitra Mientras mayores sean las dimensiones del pilar, la galería base es más segura. Para diámetros de la boca del embudo de 7,5 metros, se recomiendan alturas de pilar de 9 a 11 metros, en cambio para diámetros de 15 metros se recomiendan pilares de 17 a 19 metros. En el caso de embudos grandes, si se construye el sistema de embudos en estéril, se suma el problema de excavar y extraer mayores cantidades de estéril. Uno de los problemas al utilizar embudos es que se generan áreas muertas donde el material sólo se deposita y no escurre.

R/3 Áreas muertas R R/2

Área embudo = π × r2 MACHCO CIRACO Jhon Guido

Aprovechamiento = 100 × π × r2 / 4, r2 Página 31



Área del bloque = 4 × r2

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= 78,5% (ESTANDAR) Área muerta = r2 × (4 - π) = 0,86 × r2

Nivel de producción en parrillas

2.2.2 ZANJAS En el caso de los embudos estos se encuentran construidos directamente sobre una galería, lo cual genera problemas de estabilidad, debido a que la chimenea que conecta el embudo y la galería puede sufrir socavaciones por el paso permanente de material. El desgaste progresivo de un sector recibe el nombre de caseroneo. Una solución a este problema plantea la posibilidad de separar los embudos en su parte superior de modo de aumentar el volumen del pilar. A su vez esto genera un aumento de las zonas muertas, lo cual tampoco es conveniente.

Área muerta

Sobrexcavación con compromiso de la galería base El material depositado desde la chimenea en la galería genera un talud que no debe cubrir más del 30% de la sección de la galería. Este material puede ser depositado sobre una parrilla (en la misma galería), donde personal del sector deberá controlar


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que el flujo continúe bajando por el pique. El desgaste de la excavación provocará que el material vaya cubriendo más área de la galería base llegando a inutilizarla y disminuyendo el pilar.

Caseroneo

Saca

Buitra

Buitra Parrilla

Parrilla

Es así como se diseñan nuevos tipos de embudos, que buscan evitar este tipo de situaciones y hacer más larga la vida útil de las galerías base y más seguras, junto con la utilización de otros equipos para el carguío del material. Esta evolución lleva al diseño y construcción de las zanjas.

4 a 7 m de diámetro 45º

Caseroneo que puede ser absorbido por la estocada

Saca

Estocada horizontal de 2,5 × 2,5 m2 a 3,5 × 3,5 m2

Galería Base

Galería de Transporte Secundario

Galería de embudos que desaparece a medida que se habilitan los embudos

Galería de zanja que desaparece a medida que MACHCO CIRACO Jhon Guido la zanja se habilita

Estocada horizontal de 2,5 × 2,5 m2 a 3,5 × 3,5 m2

Estocada de Carguío de 2,5 × 2,5 m2 a 3,5 × 3,5 m2 Página 33


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La zanja es una canaleta en forma de trapecio, cuyos lados tienen una inclinación de 45º, la cual puede variar según las condiciones de diseño y del material a manejar. La zanja se construye a lo largo de todo el caserón, lo que le da una apariencia de batea o fondo de barco. Construcción de la zanja.

Galería de Zanja

Chimenea Slot

Chimenea Slot

Esquema de construcción de una zanja


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Tiros en abanico

Formula de Rustan Diámetro de perforación máximo de 2,5” B= 1,18 x d^0,63 (unidades) E= 1.3-1,75 B


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En las ilustraciones anteriores se puede apreciar la secuencia en la construcción de una zanja receptora de mineral. El primer paso es la construcción de una galería a partir de la cual se construirá la zanja (galería de zanja). Posteriormente se construirá una cara libre para iniciar la tronadura de la primera lonja, lo cual se logra construyendo una chimenea slot, la que podrá estar a un costado (en la cara de la zanja) o en el medio. Esta chimenea puede ser construida hasta la parte superior del bloque a explotar, ya que de este modo le deja habilitada una cara libre para la explotación del bloque de mineral. Desde la galería de zanja se realiza una perforación en abanico con diámetros de 2 a 3 pulgadas (3,5 si es dth), para darle la forma a la excavación, con una separación en el fondo no mayor a los 3 metros, una longitud no mayor a los 30 metros y un ángulo de separación entre tiros de 5º. Se truena la primera tajada hacia la cara libre antes construida (chimenea slot). Las posteriores tajadas no requieren chimenea slot, debido a que al tronar la primera tajada queda habilitada una cara libre para la segunda tajada (lo cual sucede sucesivamente para las otras tajadas). La separación entre tajadas están dadas por el burden suficiente para garantizar la calidad y efectividad de la tronadura (1,4 a 2,2 metros) Efecto geometria zanja en interacción

Buena interacción

Poca

interacción

cercano a la zanja.


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2.2.3 ESTOCADAS DE CARGUÍO O DRAW POINT La estocada de carguío es una excavación horizontal (galería) construida desde una galería base para acceder al punto de carguío (donde se encuentra el mineral tronado). Esta excavación permite el acceso seguro a dicho punto y según las condiciones de diseño y operación se tendrán una o más estocadas dispuestas de modo de extraer la mayor cantidad posible de mineral y a la vez mantener la estabilidad de la explotación. Su diseño y construcción dependerá de la producción que se requiera en la explotación y de los equipos disponibles para ello (carguío).

El diseño de la estocada de carguío debe considerar lo siguiente: MACHCO CIRACO Jhon Guido

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FIMGM 1)

longitud del equipo (le).

2)

distancia cubierta por el talud del mineral (lt), lo cual se obtiene conociendo: -

ángulo de reposo del material (α).

-

altura de la galería (a).

3)

distancia de seguridad por desgaste de visera (ls).

4)

distancia de holgura (lh)

5)

distancia de impulso (li).

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Entonces el largo de la estocada queda dado por: l = le + ls + a × cotg (α) + lh + li LS

Visera

A α LT

LS

LH + LI

LE

Esquema de una estocada de carguío Si queremos evitar el colapso de la visera, debemos fortificarla, lo cual trae consigo un costo asociado a la fortificación, pero a la vez nos disminuye el costo de desarrollo y nos da mayor flexibilidad en el diseño.

Marcos de acero

A α LT


LE

LH + LI

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2.2.4 Desquinches Para El Carguío A Camion


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Ejemplo diseño vaciaderos a chimenea de traspaso

2.2.5 CHIMENEAS. Una chimenea se define como una excavación vertical a sub vertical con funciones de ducto, para traspaso de material, aire (ventilación) y también de personal (en algunos casos). Su construcción se realiza desde abajo hacia arriba. En el caso de utilizarse como ducto para traspaso de material, éste se traspasa de un nivel a otro (o subniveles). El nivel inferior cuenta con un regulador de flujo (buzón). Por lo general dicho nivel corresponde a un nivel de transporte. Condiciones de diseño para una chimenea.


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la chimenea se caracteriza por su sección y su inclinación. También debe considerarse que la energía con que el material escurre puede generar problemas en la regulación del flujo, por lo que se puede optar por construir la chimenea con quiebres (cambios de inclinación), especialmente en la zona cercana al buzón (para que no lo dañe), ya que éste debe ser capaz de detener el avance del mineral. La chimenea debe permitir que el mineral escurra o fluya por gravedad a través de ella sin que nada lo detenga. Principalmente lo que garantiza la capacidad de escurrimiento del material es la sección de la chimenea, la cual deberá ser definida en función a las características del material tronado (granulometría, humedad, etc.).

Alimentación

Sección 70º a 80º

Quiebre Buzón Buzón

Configuraciones de sistemas de chimeneas

En un buen sistema de explotación debería independizarse la extracción del transporte principal, de modo que se pueda controlar la producción sin depender instantáneamente de la extracción, es decir mantener una cantidad de mineral que permita regular la producción y garantizarla por un período determinado. La etapa que logra este objetivo es la etapa de almacenamiento de mineral, lo cual puede conseguirse con una chimenea, pero en los casos en que la producción es considerablemente grande no se puede disponer de una capacidad adecuada debido a la pequeña sección de ellas. Es por ello que se estudia la capacidad del sistema de chimeneas para almacenar material y si ésta no es suficiente se puede construir un silo o tolva, que consiste en ampliar la sección de una chimenea (por desquinche), aumentando así su capacidad de almacenaje. La cantidad a almacenar dependerá de las condiciones de operación y producción de cada faena, por lo que al diseñar la infraestructura de la mina debe tenerse presente este punto de modo que se contemple el diseño y construcción de estos silos. Se recomienda que dentro de la mina se disponga de almacenamiento suficiente para un día de producción.


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Todo tiene su lado negativo y su lado positivo, en el caso del almacenaje no es distinto, ya que se tienen recursos inmovilizados con un costo de oportunidad significativo, pero es peor que el sistema productivo falle por falta de mineral.

Chimeneas de Traspaso

Silo o Tolva Diámetros: 8 a 10 m 4 metros

Descarga a Buzón

Nivel de Transporte Principal Flujo en una chimenea. El escurrimiento del mineral debe ser totalmente expedito y libre. Al almacenarse material en los conductos se produce un problema, ya que si el material se deja en una chimenea o un silo tiende a compactarse a medida que la columna crece, la roca tiende a formar un arco natural conocido como colgadura de una chimenea.

Compactación

Compactación = f (peso columna)

Arco

Los factores que influyen en la formación del arco son: -

distribución de tamaños de los fragmentos de roca.

-

tamaño máximo de los fragmentos.


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-

forma de los fragmentos.

-

viscosidad de la roca.

-

material fino entre las colpas.

-

contenido de humedad.

-

efectos de trituración que sufre la roca al pasar por la chimenea.

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Se debe esperar que un buen diseño evite este problema, ya que al aumentar el diámetro de la chimenea el arco pierde resistencia. Asumiendo que al aumentar el diámetro se soluciona el problema tendríamos que asumir también el costo que ello significa (excavación), por lo que se analiza si realmente es necesaria realizar una excavación mayor siendo que la probabilidad de que se forme el arco es baja (para evento), pero como la frecuencia de uso de la chimenea es bastante alta la ocurrencia de este suceso se hace más posible. Por ello se llegó a una relación entre el diámetro de la chimenea y el diámetro de las colpas (rocas mayores) asegurándose así que el flujo sea continuo. m = diámetro chimenea diámetro colpa También debemos considerar otros aspectos relacionados con la operación y de la faena en particular. Por ejemplo en faenas ubicadas en zonas de bajas temperaturas puede que sea frecuente el congelamiento del material (agua entre los espacios del material), lo cual genera colgamientos (1). Otra consideración es que el material fino puede generar compactación en las paredes de la chimenea produciéndose el enyampamiento (disminución de la sección de la chimenea) (2). Por último la erosión que sufre la chimenea puede causar un caseroneo (derrumbe), el cual puede ser de ayuda si se trata de una erosión en fragmentos similares a los que fluyen por ella (aumenta la sección y escurren junto con el mineral) (3), pero también podría darse el caso que el material desprendido de las paredes sea de una magnitud tal que bloquee la chimenea por completo (dependiendo de las estructuras presentes), lo cual puede ser inmanejable e inutilizar total y definitivamente a la chimenea (4).

(1)

(2)

Fino compactado

(3)

(4)

Futuro caseroneo


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Para evitar una colgadura debe realizarse un diseño adecuado sobre la base de un buen conocimiento de las características del material y de la explotación en sí. Ya en operación también se pueden intercalar parrillas previamente al paso del material, evitando que el sobre tamaño entre a las chimeneas (este sobre tamaño tendrá que ser reducido de alguna forma). Operacionalmente ante la ocurrencia de un problema de colgadura se puede optar por diversas soluciones, de las cuales destacamos las siguientes tres:

A

B

C

20 m

A)

en este caso la colgadura se encuentra a corta distancia del buzón, de modo que se puede acceder a ella con una vara (comúnmente coligüe) con explosivos. Debemos notar que esta operación es muy peligrosa, por lo que se debe

realizar un tapado especial (corta saca) de modo que la descolgadura no provoque un accidente y a la vez

debe encontrarse

abierto el sistema de descarga del buzón, de modo que no sufra daños por la explosión. B)

en este caso la colgadura no puede ser alcanzada con una vara, por lo que se recurre a la perforación (llamada a veces perforación coyote), que va tanteando donde se encuentra el material colgado y posteriormente se introducen explosivos para descolgarla. Este método es muy caro, ya que encontrar el punto buscado en el

primer

intento es muy poco probable. C)

en este caso se aprecia la construcción de una chimenea adicional, con comunicación directa a la chimenea de traspaso, permitiendo un acceso a ella y aplicar algún método de descolgamiento desde las pequeñas estocadas o

galerías que unen a ambas chimeneas (niveles de control). El costo es alto, ya que debe considerarse la

construcción

de

una chimenea extra más los niveles de control, pero se tiene un acceso más expedito. Siempre es preferible que no ocurran estos problemas, ya que la solución de ellos implica altos riesgos y altos costos. En algunos casos puede ocurrir que el material se tranque (colgadura intermedia o trancadura), lo cual se detecta al llenarse la chimenea sin que el material baje, siendo que el buzón sigue alimentando al transporte (balance de entradas y salidas). El problema es poder detectar el punto donde el material se colgó o trancó, lo cual puede hacerse con perforaciones (como el caso b visto anteriormente) o a través de los niveles de control.


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Es importante que el problema se detecte y se solucione lo antes posible, ya que así se evita que el material quede colgado a una altura importante, con el peligro que al caer se produzca un impacto violento sobre el buzón o que genere un efecto pistón (lo cual puede ser causa de accidentes).

DISEÑO DE UNA CHIMENEA. Recordando la fórmula antes vista de m: M = Diámetro Chimenea Diámetro Colpa

Debemos encontrar una expresión de m suponiendo que se puede construir una chimenea tan larga que el peso de la columna de mineral no dejara de romper el arco natural, es decir que si se forma el arco éste se rompa. Para ello debemos analizar el proceso de compactación que sufre el material dentro de esta chimenea. El proceso de compactación en la chimenea es función del peso de la columna de mineral en un punto dado. La expresión del peso de dicha columna queda dado por:

T = 0.25 × π × D2 × h × δ (toneladas) Donde D es el diámetro en metros de la chimenea, h la altura que alcanza la chimenea y δ la densidad del material (ton/m 3). Debemos encontrar un h de modo que el arco se rompa, a lo cual llamaremos altura crítica (h crítica):

h crítica = σ × D2 / d Donde D sigue siendo el diámetro en metros de la chimenea, d el diámetro de la colpa y σ la resistencia a la compresión del material (kg/cm2). Podemos expresarlo en función de m:

h crítica = σ × D × m En función de esto se puede obtener una curva como la siguiente: MACHCO CIRACO Jhon Guido

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FIMGM

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σ 2,0

0,5 2,0

4,0

m

Lo que se obtiene es lo siguiente: -

para obtener un flujo libre el valor de m debe ser mayor o igual a 4.

-

para un flujo intermitente el valor de m debe situarse entre 2 y 4.

-

con valores de m menores o iguales que 2 no se tiene flujo.

Según lo estudiado no se justifica tener valores de m mayores que 6. En la práctica observamos que los equipos de carguío están orientados a manejar mayores tamaños de colpas, lo cual obedece a una necesidad de productividad, por lo que el traspaso tendría que ser por chimeneas de mayor diámetro, haciéndose contraproducente por el hecho de incurrir en costos de desarrollo mayores. Una chimenea típica contempla diámetros menores a los 3 metros (1,5 m es lo común), si consideramos una colpa de 1,8 metros de diámetro, requeriríamos una chimenea de 7,2 metros de diámetro para garantizar una flujo libre, lo cual es imposible hacer de una vez con las maquinarias actuales (raise borer) que alcanzan los 3 metros de diámetro. Podríamos considerar que se podría ensanchar la chimenea, lo que significaría mayores costos y tiempo para lograr el objetivo (dos etapas por chimenea). 2.2.6 PARRILLAS. La parrilla es un elemento que permite retener el material de tamaño indeseable para la función de la chimenea. La parrilla se compone de barras metálicas separadas entre sí de modo que el material que traspase la parrilla garantice el flujo libre en la chimenea y el sobre tamaño quede fuera para ser apartado o reducido sobre la misma parrilla.

Punto de descarga

Parrilla

Chimenea


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El material utilizado puede variar (según la faena), inicialmente se utilizaban tubos metálicos, los cuales se doblaban y rompían frecuentemente (podían ser rellenos con concreto, pero eran muy pesados), también es usual la utilización de vigas doble “t” (o “h”). Para evitar el desgaste prematuro se le añaden piezas de desgaste, de modo que a medida que se van inutilizando se pueden reemplazar sin tener que quitar la viga completa. DISEÑO DE LA PARRILLA. La forma de la parrilla se obtiene de un análisis del comportamiento del material descargado sobre ella, de modo que se pueda aprovechar la energía del material de una forma u otra. Si la parrilla se dispone horizontalmente se observa que el material descargado se acumula en la orilla más próxima de la descarga, lo cual no permitiría aprovecharla completamente (1), sin embargo una solución que aprovecha la gravedad es darle cierta inclinación a este sector, para que el material se desplace hacia la zona más alejada del punto de descarga, aprovechando toda el área disponible (2).

Punto de descarga Parrilla

Qu ieb re

2,0

σ 4,0

m 2,0 Desplazamiento del Sobre tamaño

0,5

Chimenea

Se puede observar que la zona “x” recibe el impacto de la descarga del material y a su vez la zona “x’” el impacto de los bolones (el cual dependerá de la energía con la que lleguen). La energía con que llega el sobre tamaño a la zona “x’”, dependerá del ángulo de quiebre (usualmente 25º). Para evitar el daño producido por ambos impactos se disponen en los extremos bolones de material similares a las pircas, los que absorben el impacto prolongando la vida útil del punto de descarga (cajas de la chimenea y soportes de la parrilla).

Ángulo de quiebre

Para dimensionar una parrilla debemos considerar los siguientes aspectos: Distancia entre barrotes:

Se obtiene tomando como base el diámetro de la colpa máxima “d”. Esta distancia puede ser 0,8 a 0,9 veces d.


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Dimensiones de la parrilla:

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Debemos determinar las dimensiones de la altura de descarga (h), longitud de la parrilla inclinada (l), longitud de la parrilla horizontal (s) y el ángulo de inclinación de la parrilla (α). 0 h 1 α

2

l

s

la energía potencial de la roca en el punto “0”, debe gastarse totalmente y supondremos que llega al punto “2” se habrá gastado toda la energía. Si la energía se gastara antes quiere decir que la parrilla está sobredimensionada. En el punto “1” hay una disipación de la energía producto del impacto del material por la descarga (llamémoslo e). El golpe entre colpas y los barrotes de la parrilla genera otra pérdida de energía por impactos y roce dinámico. Debido a esto hay un trabajo para poder vencer el roce entre el tramo “1” y “2” (coeficiente de roce f). Debemos despejar 6 variables, a través del siguiente método:

Energía en el punto “1” = E1 = m × g × h × ( 1 - e ) + m × g × l × sen α W (trabajo) = F × d = m × g × f × l × cos α + m × g × s × f = E1 H × ( 1 - e ) + l × ( sen α - f × cos α ) - s × f = 0

(1)

El valor de f y e dependen del tipo de roca. De la expresión (1) si h = 0, se tiene que: f = l × sen α / ( l × cos α + s ) α (º) l (m) s f

27 2,1 0,82 0,36

25 2,31 0,78 0,34

21,5 2,82 0,54 0,33

33,5 1,63 1,2 0,35

Conociendo “s” y con “α” y “l” fijos se determinaba f. f = 0,345 (promedio) Para determinar el valor de e, sabiendo que E1 = W = F d, la energía suplementaria que le entregaba al sistema es: m × g × ∆h = m × g × f × ∆s ∆h = f × ∆s ∆h = 0,345 × ∆s


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Si ∆h = 16 cm, ∆s = 46,5, pero el ∆s real resultó menor que este valor, comprobándose que el ∆s real era un 65% del valor calculado, existiendo un porcentaje de disipación de la energía del 35% (e) y se cuenta sólo con el 65% de la energía inicial para llegar al final de la parrilla (desde el punto “1” al punto “2”). Reemplazando e y f en (1) se tiene: 0,65 × h + l × ( sen α - 0,345 × cos α) - 0,345 × s = 0 S = 1,884 × h + 2,899 × l × sen α - l × cos α Manteniendo constante los valores de α y h, se tiene que s es una función lineal. El ángulo α puede variar entre los 20º y 40º, y se determina fijándolo en valores que se estimen como adecuados. El valor de h depende del sistema de descarga en la parrilla (Buitra: h = 0, Camión: h = 0,5 a 1 metro, LHD: h = 1,5 a 2 metros), es decir el sistema de carguío hacia la parrilla lo determina. Se puede tomar como base un valor de α = 25º, h = 0,5 a 2 metros e ir variando los valores de l y s. Finalmente se calcula la parrilla con sus valores y en la práctica se construye recta con pendiente (sin el quiebre). Construcción

Diseño También se pueden colocar parrillas directamente debajo de la caída del mineral como se muestra en la figura:

Parrilla de 0,3 m. Se usa un solo punto de extracción para una mejor estabilidad del nivel de producción.

2.2.7 BUZÓN Podemos decir que un buzón cumple funciones de regulación de flujo de material, es decir actúa como una válvula de descarga. El sistema del buzón en sí, consta de partes metálicas principalmente, el sistema de accionamiento puede ser por aire comprimido o hidráulico (depende de la capacidad), debe ser capaz de abrirse y cerrarse cuando sea necesario y su descarga debe ser siempre


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sobre un equipo de transporte. El buzón debe cumplir con dejar pasar el material sin obstaculizarlo (cuando se requiera) y cumplir con las condiciones de diseño y sus dimensiones son las que permitirán cumplir con ello, de acuerdo al sistema de transporte y la granulometría del material. Se pretende lograr una operación simple, de bajo costo, sin riesgo y de alto rendimiento. Debido a que el material viene bajando con gran energía desde los niveles superiores, el diseño del sistema debe considerar bajar dicha energía de modo de no dañar las componentes del buzón. Esto se logra generando un quiebre en el ducto (chimenea) antes del buzón mismo. Los esfuerzos a los cuales está sometido el buzón son de tipo dinámico (por el roce en la salida entre roca roca y entre roca - buzón) y también estáticos (caja de quiebre). El ángulo del quiebre (= 30º a 50º) debe ser tal que se pueda compensar el peso de la columna que soporta con el flujo de material requerido (a mayor ángulo el esfuerzo y el flujo son mayores). En el caso de flujo de material húmedo el ángulo debe ser mayor. La longitud de la caja de quiebre varía según la granulometría y características del buzón.

α

6 a 10 m

Pr 1

Quiebre

β

P r2 P

ELEMENTOS DE DISEÑO DEL BUZÓN.  Los buzones corresponden a sistemas de carguío estacionarios que se ubican en el extremo inferior de las

Esfuerzos a los que el buzón estará sometido durante su operación



chimeneas.

Tamaño de los equipos a los que el buzón descargará

Reemplazan al sistema tradicional de carguío mediante cargadores frontales, permitiendo obtener: Seguridad •

Menor tiempo de carguío

1.

Se debe resguardar la zona de descarga

•

Menor costos de operación

2.

Solo personal autorizado para descolgar el buzón.

•

Menores requerimientos de ventilación y

3.

Cuando se llena el buzón vacío se debe usar un

•

Mayor seguridad en la operación

protector o bien la zona ser aislada debido al peligro de caída de rocas

• Consideraciones en el diseño 

Flujo expedito del mineral.


4.

El diseño debe considerar la infraestructura adecuada si el personal trabaja en la zona de descarga

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Principales causas de accidentes con fatalidades en

•

Destranque de colgaduras

descarga por buzones

•

Saca húmeda

•

Fallas de la estructura

•

Fallas de la tolva

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Flujo de agua a través de mineral quebrado.

Cualquier diseño de la boca del buzón debe contemplar el estrechamiento en la conducción por culpa del cambio de dirección, el límite de la boca del buzón provocará un estrechamiento que en general no es deseable (por razones de flujo). La altura desde la boca del buzón hasta el punto de carga del equipo de transporte (altura de descarga del buzón) debe ser tal que el equipo de transporte no sufra daños por el impacto del material. La disposición del equipo y del buzón debe ser tal que el equipo de transporte quede bien cargado (homogéneamente). Se pretende que el material ejerza una presión igual al material vivo, es decir que quede dentro del ángulo de reposo, y para que el material escurra, el ángulo del piso ( ) tiene que ser mayor o igual al ángulo de reposo mencionado.

β Altura de descarga

La granulometría y condiciones, del material que traspasa el buzón, son variables y debemos considerar características tales como la cantidad de fino y grueso, humedad, mineralogía, etc., con el fin de determinar la necesidad de variar las condiciones de operación del buzón, especialmente en la sección disponible para descargar, de modo que se adapte a las condiciones del material a traspasar.

Regu                         

DIMENSIONAMIENTO


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La Altura Del Buzón Queda Definida Por La Distancia Mínima Medida Diagonalmente (⊥) A La Proyección De La Inclinación Del Piso Del Buzón.

h : tamaño máx. de colpa x 1,2 cos α La sección de la boca de descarga debe estar en relación con el diámetro máximo del bolón que va a fluir. RESTRICCIÓN! La inclinación del piso del buzón debe ser tal, que los esfuerzos sobre la compuerta sean mínimos y por otra parte no se produzca reposo del material, lo cual alteraría la buena relación d/d pudiéndose producir colgaduras. TRANCADURAS EN BUZÓN Es necesario que el buzón resista el trabajo de los explosivos para resolver problemas de trancaduras. Es necesario llevar un control de la vida del buzón para tener previamente fabricadas las partes que se dañan más frecuentemente y que deben ser cambiadas. COMPOSICIÓN DEL SISTEMA BUZÓN. Básicamente el buzón se compone por elementos fijos, móviles y una unidad de fuerza. Los elementos fijos se encuentran anclados a la roca misma, en cambio los elementos móviles forman parte de la estructura y son accionados por cilindros hidráulicos o neumáticos. Los elementos fijos son el socucho, la tolva y la estructura de soporte, y los elementos móviles son las cortinas de cadenas y la boca de descarga (buzón). La unidad de fuerza es la que permite accionar los cilindros, semáforos y la ventilación exterior y que se encuentra en una estocada lateral del sistema. Socucho: es un ducto metálico o de hormigón anclado a la roca revestido con piezas de desgaste (acero), que une la chimenea con el buzón. Tolva: estructura metálica en forma de canal revestida con piezas metálicas de desgaste, se encuentra fija al soporte y está conectada directamente al socucho. La pendiente de la tolva es levemente inferior a la del socucho. El lecho de la tolva (en su


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tramo inicial) es un área de impacto del material proveniente de la chimenea, permite la formación de un talud de material, el cual no debe llegar a la boca del buzón (debe mantenerse en su ángulo de reposo). Estructura de soporte: básicamente está compuesta por vigas de acero, anclajes a la roca y una base de concreto. También se incluye en ella todo el sistema de operación como pasarelas, barandas, balcones, etc. Buzón o boca: esta pieza es la que realiza la descarga del material hacia el equipo de transporte. Está sujeto al extremo inferior de la tolva con un pivote que se mueve entre -30º y 30º aproximadamente (respecto a la horizontal), sube o baja con el accionamiento de cilindros neumáticos o hidráulicos. En algunos casos el buzón puede regular el ancho de descarga con compuertas. El sistema cuenta con un contrapeso que permite mantener el equilibrio y el control de la operación. Cortinas de cadenas: estos elementos actúan principalmente como pieza de control de flujo y granulometría. Las cadenas tienen la resistencia y la flexibilidad necesaria para cumplir con este objetivo a diferencia de elementos rígidos cuya vida útil sería menor por culpa de los impactos y rozamiento propio de la operación. Las cadenas son accionadas por distintos cilindros hidráulicos dependiendo de su función. Las cadenas se sostienen en tres puntos que son un empalme fijo superior, porta cadenas a media altura (accionado por un cilindro hidráulico, que permite regular la sección) y un porta cadenas inferior (accionado por otro cilindro hidráulico, que permite regular el flujo). Los extremos inferiores de las cadenas están libres. Cilindros: estos elementos se encuentran dispuestos en distintos puntos del equipo, según la función del mismo. Bajo del buzón se encuentran los cilindros que le dan la movilidad a la boca del buzón para realizar las tareas de descarga de material (a). Sobre una cortina de cadenas se ubican otros cilindros que permiten controlar la granulometría del material (b) y por último los cilindros de control de flujo, que actúan sobre la cortina de cadenas (c).



   

  

  

  

  

      






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Debemos destacar que la instalación de un buzón requiere una excavación importante (para el caso de la figura: alto 10 m, largo 20 m y ancho 8 m). Existen otros sistemas de buzones que difieren en la disposición espacial y en algunas características, pero la funcionalidad es la misma. También se requiere fortificación (para cuidar la inversión y garantizar la operación), hay que construir la estructura, montar las piezas, construir el socucho, sellar el sistema chimenea-socucho (por el polvo) y montar el sistema hidráulico o neumático. La capacidad del sistema se mide en toneladas descargadas por hora y podemos mencionar que el sistema es muy rápido (18 segundos para 30 toneladas, lo que arroja un rendimiento de 6.000 ton/hora instantáneo) y la inversión requerida oscila entre los us$ 50.000 y 130.000 (dependiendo de sus características). DINÁMICOS: •

Vaciado sobre el pique

•

Roce en la salida por flujo de roca

•

Tronaduras de destranque

ESTÁTICOS •

Carga sobre la compuerta por material en el pique

•

El esfuerzo estático define el esfuerzo necesario para abrir o cerrar la compuerta.

3.0. SHRINKAGE APLICADO A LA MINA CAUDALOSA


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ALMACENAMIENTO PROVICIONAL (SHRINKAGE STOPING) El método de almacenamiento provisional se realiza anteriormente en los niveles 6, 7, 10, 11, 12, con doce tajos ya explotados con este método y tres en explotación. Iniciándose la preparación dejando un pilar de 2.5 m de la galería principal luego de la preparación de las tolvas separadas 5 m cada uno haciendo un total de 9 tolvas por cada tajo ya que la longitud del tajo es de 50 m luego de la preparación se empieza los cortes desde la parte inferior hasta la parte superior de 1.5 m, utilizándose perforadoras del tipo stoper y Jack leg con taladros de 2, 4, 6 pies y brocas de 36 a 42 milímetros usados adecuadamente, para la voladura, dinamita semexa de 65 % , carmex de 6-9 pies y mecha rápida dependiendo de a medida requerida, luego se extrae el mineral por las tolvas hasta alcanzar una altura de tajeo de 2.3 – 2.6 m extrayendo el exceso del 30 % de esponjamiento por las tolvas para establecer el nuevo piso de perforación, se pampilla el piso para una fácil ubicación de los equipos de perforación, continuando la secuencia de minado entre perforación, voladura, evacuación de mineral. Terminada la rotura hasta el nivel superior del block dejando un opuente de 2.5 m como piso de la galería del nivel superior teniendo en cuenta la ventilación desate y regado se efectuara la evacuación total del mineral roto; aquí donde encontramos el mayor problema que genera pozos o huecos profundos para la estabilización del macizo rocoso, se coloca puntales de seguridad para colocar los arnés que y utilizaran los ranfleros.


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FIMGM

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A. PREPARACION El propósito de preparación del tajeo es de construir las facilidades necesarias para la extracción del mineral. La preparación del tajeo se inicia con la división de los bloques por medio de niveles y chimeneas.  NIVELES Los niveles generalmente se desarrollan a intervalos de 35 a 150 m; pero como nuestra potencia es baja trabajamos con intervalos menores a 60 m, el intervalo puede ser mayor. La máxima altura del tajeo puede ser determinada por el control de hundimiento.  GALERIA Se construye sobre la veta dentro de las zonas mineralizadas en los niveles intermedios en otros casos está situado fuera de la veta y en la caja piso fuera de la extracción. Cuando se pierde la veta al seguir con las galerías, algunas veces las galerías intentamos encontrarlas o conectarlas por corte o cruceros. Esta galería base juega un papel importante como son: •

Transporte de mineral.

•

Drenaje del agua del relleno hidráulico.

•

Camino para personal, instalación de tuberías de agua y aire comprimido.

•

Ventilación.

En cuanto al mantenimiento de las galerías de base se realiza inmediatamente si se presenta algún banco suelto, independientemente de los problemas propios que estos pueden ocasionar; son los problemas en cuanto a su tiempo de uso o duración que prácticamente vendría a ser de 10 a 12 años aproximadamente. El ciclo consiste en perforación, disparo, ventilación, limpieza y acarreo.  CHIMENEAS


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El acceso vertical a los tejeos se realiza a través de chimeneas entubadas en vetas o chimeneas convencionales en caja piso. El avance es en forma vertical o inclinada; al realizar el disparo toda la carga va al piso del nivel y/o chimenea primero, luego a tolvas o buzón de madera preparadas adecuadamente; para posteriormente ser extraídos hasta los echaderos de mineral o desmonte. Las chimeneas para ventilación y echaderos deben ser constituidas de nivel inferior a superior. El ciclo es disparo, ventilación y transporte; las maquinas perforadoras que se utilizan son del tipo”STOPER”. Las chimeneas están divididas en dos compartimientos, uno para servicio y escalera a la parte norte y otro para el echadero del mineral o desmonte al lado sur. B. DESARROLLO El desarrollo se realiza teniendo en cuenta los siguientes objetivos: •

Una buena concepción y una ejecución correcta, que constituye el excito del conjunto de explotación.

•

Los costos de esta fase tienen gran incidencia por cuanto se debe tener en cuenta la reducción de esta.

SUBNIVELES O “BOX HOLES” El sistema más satisfactorio es el uso de subniveles desarrollados a partir de las chimeneas sobre veta, dejando un frente de 2.5 m sobre el nivel principal de acarreo; en la caja piso de este subnivel se construye los dedos o chutes, para luego equipararlos con madera para convertirlos en buzón o tolva de extracción del mineral. Algunas desventajas de este método son el alto requerimiento de madera, alto costo de mantenimiento y peligro de planchones una vez que el mineral haya sido extraído.

Preparación y desarrollo del Shrinkage. C. MINADO Una vez que los bloques hasta las tolvas hayan sido preparados se inicia el tajeo, cuyo avance es de 1.5m relativamente hacia arriba conservando el techo plano. Cada corte se inicia con una salid a estándar para dar una cara libre mas; la altura para el corte depende del tipo de equipo a emplearse en nuestra mina es de 23 a 26 m.


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El ciclo de minado consiste en perforación, disparo, ventilación y extracción o jale. La perforación se realiza generalmente con equipos “STOPER” en forma ascendente vertical o inclinad; en otras ocasiones puede realizarse la perforación horizontal “JACK LEG”, en este caso el disparo es inmediatamente después de la perforación. En muchos tajeos el disparo se realiza en una sola etapa, una vez concluida la etapa de perforación de toda la franja pero esto no es una regla ya que el mineral derribado se puede requerir en la planta pata lo cual el disparo se puede realizar parcialmente, con el fin de realizar el jale inmediato de la zona disparada. En el jale durante la etapa de tajeado se debe tener mucho cuidado; cuando se realiza la extracción en exceso, la altura de la plataforma y el techo quedara muy distanciado, por lo que no se podrá perforar normalmente; en tales casos es necesario colocar andamios o plataformas para perforar el techo. Si la extracción se toma errática o el material se cuelga durante el jale en el tajeo, se puede intentar bombear agua o plastiar para solucionar el problema, nunca se debe trabajar sobre buzones campaneados, luego para el jale cuando el tajo este concluido se procederá el jale simultáneamente ranfleando y colocando puntales de seguridad. D. TRANSOPORTE Se realiza con locomotoras y carritos mineros sobre rieles. Se transporta desde la tolva hasta los echaderos principales y luego gracias a la gravedad hasta el nivel 5. En el transporte con locomotora se tiene las siguientes características: •

Son de volumen considerable y de alta producción en largas distancias y bajos costos unitarios por viaje.

•

Requiere de alto costo de inversión.

•

La vía farrea requiere de una cuidadosa instalación.

•

No puede moverse en pendientes mayores a 3%.

•

Pueden transportar cualquier tipo de material sea granular o grandes bloques con trenes.

4.0 ANEXOS: CUADROS DE ESTANDARES PARA LA SELECCIÓN ADECUADA DE LOS MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN 4.1 CLASIFICACION DE LOS MÉTODOS EN FUNCION A LA FORMA Y POTENCIA DEL YACIMIENTO METODO DE EXPLOTACION

FORMA DEL YACIMIENTO M

T

POTENCIA DEL MINERAL

I E

IM

P

Cielo abierto

3

2

3

2

3

4

4

Hundimiento de bloques

4

2

0

- 49

0

2

4

Cámaras por subniveles

2

2

1

1

2

4

3

Hundimiento por subniveles

3

4

1

- 49

0

4

4

Tajo largo

- 49

4

- 49

4

0

- 49

- 49

Cámaras y pilares

0

4

2

4

2

- 49

- 49

Cámaras almacén

2

2

1

1

2

4

3


MP

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Corte y relleno

0

4

2

4

4

0

0

Franjas descendentes

3

3

0

- 49

0

3

4

Entibación con cuadros

0

2

4

4

4

1

1

M = Masivo, T = Tabular, I = Irregular, E = Estrecho, IM = Intemedio, P = Potente, MP = Muy Potente.



4.2 CLASIFICACION DE LOS MÉTODOS EN FUNCION A LA INCLINACION Y DISTRIBUCION DE LEYES METODO DE EXPLOTACION

INCLINACION T

IT

DISTRIBUCION DE LEYES IN

U

D

E

Cielo abierto

3

3

4

3

3

3


3

2

4

4

2

0


2

1

4

3

3

1

Hundimiento por subniveles

1

1

4

4

2

0

Tajo largo

4

0

- 49

4

2

0

Cámaras y pilares

4

1

0

3

3

3

Cámaras almacén

2

1

4

3

2

1

Corte y relleno

0

3

4

3

3

3


4

1

2

4

2

0


2

3

3

3

3

3



T = Tumbado, IT = Intermedio, IN = Inclinado,

U = Uniforme, D = Diseminado, E = Errático.

4.3 CLASIFICACION DE LOS MÉTODOS SEGÚN LAS CARACTERISTICAS GEOMECANICAS – MINERAL METODO DE EXPLOTACION

(1)

(2)

(3)

P

M

A

Cielo abierto

3

4

4

2

3

4

4

2

3

4


4

1

1

4

4

3

0

4

3

0


- 49

4

0

0

1

4

0

2

4

Hundim. por subniveles

0

3

3

0

2

4

4

0

2

2

Tajo largo

4

1

0

4

4

0

0

4

3

0

Cámaras y pilares

0

3

4

0

1

2

4

0

2

4

Cámaras almacén

1

3

4

0

1

3

4

0

2

4

Corte y relleno

3

2

2

3

3

2

2

3

3

2


3

MP P

G

MG

P

M

G

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2

3

3

1

1

2

4

1

2

4


4

1

1

4

4

2

1

4

3

2

4.4 CLASIFICACION DE LOS MÉTODOS SEGÚN LAS CARACTERISTICAS GEOMECANICAS – CAJA TECHO METODO DE EXPLOTACION

(1)

(2)

(3)

P

M

A

MP

P

G

MG

P

M

G

Cielo abierto

3

4

4

2

3

4

4

2

3

4


4

2

1

3

4

3

0

4

2

0


- 49

4

- 49

0

2

4


3

2

1

3

4

3

1

4

2

0

Tajo largo

4

2

0

4

4

3

0

4

2

0

Cámaras y pilares

0

3

4

0

1

2

4

0

2

4

Cámaras almacén

4

2

1

4

4

3

0

4

2

0

Corte y relleno

3

2

2

3

3

2

2

4

3

2


4

2

1

3

3

3

0

4

2

0


3

2

2

3

3

2

2

4

3

2

3

0

1

4

4.5 CLASIFICACION DE LOS MÉTODOS SEGÚN LAS CARACTERISTICAS GEOMECANICAS – CAJA PISO METODO DE EXPLOTACION

(1)

(2)

(3)

P

M

A

MP

P

G

MG

P

M

G

Cielo abierto

3

4

4

2

3

4

4

2

3

4


2

3

3

1

3

3

3

1

3

3


0

2

4

0

0

2

4

0

1

4


0

2

4

0

1

3

4

0

2

4

Tajo largo

2

3

3

1

2

4

3

1

3

3

Cámaras y pilares

0

2

4

0

1

3

3

0

3

3

Cámaras almacén

2

3

3

2

3

3

2

2

2

3

Corte y relleno

4

2

2

4

4

2

2

4

4

2


2

3

3

1

3

3

3

1

2

3


4

2

2

4

4

2

2

4

4

2


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•


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Para las tres últimas tablas:

(1) = Resistencia de las rocas (2) = Espaciamiento entre fracturas (3) = Resistencia de las discontinuidades P = Pequeña M = Media, A = Alta, MP = Muy pequeño G = Grande, MG = Muy grande. Las puntuaciones establecidas corresponden al siguiente criterio:

CLASIFICACION

PREFERIDO

PROBABLE

IMPROBABLE

DESECHADO

3-4

1-2

0

-49

VALOR


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BIBLIOGRAFÍA

 Explotacion de minas (Julián Ortiz C.) – Universidad de Chile.  Diseño de Explotaciones e Infraestructuras Mineras Subterráneas (Madrid-España-2007)  Informes técnicos de las minas (Toma la mano, Don Eliceo, etc..)  Underground Mining Methods and applications (Hans Hamrin*) – En Ingles*  Planeamiento de minado Henry Huges – Ingles*  SECTION 10 – SHRINKAGE METHODS (Mike Turner) – Austrian Mining Consultants – may 2000-En Ingles*

 Mining Methods in Underground Mining - ATLAS COPCO – 2007 *Ingles  Shrinkage Stoping - 5th International Conference and Exhibition on Mass Mining, Luleå Sweden 9-11 June 2008  Manejo de materiales – René Le-Faux.


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107084141-Shrinkage-Stoping.pdf

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