UNIVERSIDAD DE SANTIAGO DE CHILE FACULTAD DE INGENIERÍA Departamento de Ingeniería en Minas
MANUAL TÉCNICO DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN SHRINKAGE STOPING Y FACTORES QUE INCIDEN A LA L A HORA DE SU ELECCIÓN
Ignacio Lorenzo Peña Huarte
Profesor Guía: Juan Pablo Vargas Norambuena
Trabajo de Titulación presentado en conformidad a los requisitos para obtener el Título de Ingeniero de Ejecución en Minas
Santiago – Chile 2015
© Ignacio Lorenzo Peña Huarte , 2015 Licencia Creative Commons Atribución-No Comercial-Chile 3.0.
RESUMEN
El método de explotación Shrinkage Stoping, conocido también como cámara almacén o almacenamiento de mineral, es un método de extracción vertical aplicable a vetas, principalmente para explotaciones menores. Es un método llamado por realce en el que el mineral se arranca en rebanadas horizontales de abajo hacia arriba y permanece parte de él en el caserón como apoyo temporal a las paredes de este, proporcionando una plataforma de trabajo para los operadores. Este método es intensivo en mano de obra y no puede ser fácilmente mecanizado. Se emplea en yacimientos con vetas estrechas o en aquellos en los que no pueden emplearse otros métodos. Además, es aplicable en vetas de abrupto buzamiento donde tanto el yacimiento como las paredes son suficientemente competentes para soportarse. Existe actualmente una escasez de información con respecto al Shrinkage Stoping, generado por la poca continuidad del método, debido principalmente a su baja mecanización contrastada con el aumento en nuevas tecnologías. Es posible identificar la implementación del método Shrinkage Stoping en aquellos países que presenten minas donde la mecanización no genere un gran impacto, en minería artesanal o donde existan las condiciones geológicas pertinentes. En el presente estudio, se recopiló y analizó información técnica y científica en relación al método Shrinkage Stoping y sus variantes, con el fin de elaborar un manual técnico que muestre y consolide los distintos factores que inciden a la hora de su elección, ya sea buzamiento de la veta, competencia del mineral, geometría del yacimiento, calidad del material tronado, potencia de la veta y esfuerzos en ella. Además, se analizaron casos reales de minas que se encuentran aplicando este método. Los casos estudiados corresponden al Proyecto Tongo en Sierra Leona, Proyecto Gaocheng en China y Proyecto Prestea Underground West Reef en Ghana. En estos, se pudo apreciar que actualmente se estan utilizando los mismos procedimientos y parámetros de diseño que lo descrito por distintos autores en la materia, lo que se concluye que no ha tenido una gran evolución a lo largo de los últimos 30 años, pero sigue en uso en casos particulares con los mismos principios de antaño.
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DEDICATORIA
A mi madre Mirtha Huarte Úbeda, por ser el pilar fundamental en la formación integral de mi persona. El largo camino durante más de 20 años llenándome de valores y enseñanzas se ven reflejados en cada paso importante que doy.
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AGRADECIMIENTOS Quiero agradecer a cada una de las personas que me ayudaron a emprender en este largo camino académico y humano. Agradecer a mi madre Mirtha Huarte por su constante apoyo, tanto en los momentos de prosperidad pero sobretodo en los de decadencia. Todo el sacrificio realizado durante estos años finalmente tiene sus frutos. A mi padre Eladio Peña igualmente por su apoyo durante estos años, tanto en lo académico pero aún más en lo personal. A mi hermana Paola Peña por su gran temple y sabiduría. Además, fue un gran apoyo para la realización de este trabajo, ya que no se hubiese llevado a cabo sin su gran voluntad y paciencia. A mi hermana Valeria Peña por ser una gran hermana, siempre preocupada y atenta hasta en los más mínimos detalles. También un gran apoyo en estos años académicos. Y finalmente, a cada uno de aquellos compañeros los cuales emprendimos juntos el mismo camino, siempre remando para el mismo lado a pesar de las dificultades, un agradecimiento a Los Nenes del Caserón.
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TABLA DE CONTENIDO CAPÍTULO 1 : INTRODUCCIÓN........................................................................................................ 1
1.1 Introducción .......................................................................................................................... 1 1.2 Objetivos del estudio ............................................................................................................ 1 1.2.1 Objetivo general: ........................................................................................................... 1 1.2.2 Objetivos específicos: ................................................................................................... 1 1.3 Alcances y limitaciones del estudio ..................................................................................... 2 1.4 Metodología de trabajo ........................................................................................................ 2 CAPÍTULO 2 : MARCO TEÓRICO ..................................................................................................... 3
2.1 La minería: ¿Qué es un mineral? ........................................................................................ 3 2.2 Definición de yacimiento mineral ......................................................................................... 3 2.3 Tipos de yacimientos ........................................................................................................... 4 2.3.1 Metálicos: ...................................................................................................................... 4 2.3.2 Yacimientos no metálicos: ............................................................................................ 5 2.4 Métodos de explotación de minerales ................................................................................. 5 2.4.1 Explotación de superficie .............................................................................................. 5 2.4.2 Explotación de forma subterránea ................................................................................ 5 2.5 Elección del método ............................................................................................................. 6 2.5.1 Características espaciales ............................................................................................ 6 2.5.2 Condiciones geológicas e hidrológicas. ........................................................................ 6 2.5.3 Consideraciones Geotécnicas ...................................................................................... 6 2.5.4 Consideraciones económicas ....................................................................................... 7 2.5.5 Factores tecnológicos ................................................................................................... 7 2.5.6 Factores medioambientales .......................................................................................... 7 2.6 Minería subterránea ............................................................................................................. 8 2.6.1 Operaciones básicas de una mina ................................................................................ 8 2.6.2 Descripción de los demás métodos de explotación subterráneos ............................... 9 CAPÍTULO 3 : SHRINKAGE STOPING ............................................................................................. 17
3.1 Descripción ........................................................................................................................ 17 3.2 Campo de aplicación .......................................................................................................... 19 3.2.1 Buzamiento de la veta ................................................................................................. 19 3.2.2 Mineral competente ..................................................................................................... 19 3.2.3 Techo y muro competentes......................................................................................... 20 3.2.4 Geometría del yacimiento ........................................................................................... 20 3.2.5 Deterioro del mineral quebrado .................................................................................. 21 iv
3.2.6 Potencia de la veta ...................................................................................................... 21 3.2.7 Esfuerzos .................................................................................................................... 22 3.3 Preparación y desarrollos .................................................................................................. 22 3.3.1 Formas de extracción.................................................................................................. 22 3.4 Operaciones ....................................................................................................................... 26 3.4.1 Perforación y tronadura............................................................................................... 27 3.4.2 Carguío y transporte ................................................................................................... 27 3.4.3 Ventilación ................................................................................................................... 28 3.4.4 Fortificación ................................................................................................................. 28 3.5 Vaciado del mineral ............................................................................................................ 28 3.6 Ventajas y desventajas ...................................................................................................... 29 3.7 Comentarios ....................................................................................................................... 31 CAPÍTULO 4 : DISEÑO DE PILARES Y FORTIFICACIÓN EN SHRINKAGE STOPING .......................... 32
4.1. Diseño de Pilares .............................................................................................................. 32 4.1.1 Introducción ................................................................................................................. 32 4.1.2 Descripción de Agnes Gold Mine ................................................................................ 33 4.1.3 Análisis retrospectivo .................................................................................................. 34 4.1.4 Diseño del Pilar ........................................................................................................... 34 4.1.5 Esfuerzo del Pilar ........................................................................................................ 34 4.1.6 Geometría ................................................................................................................... 35 4.1.7 Esfuerzos de la masa rocosa ...................................................................................... 36 4.1.8 Carga del pilar ............................................................................................................. 37 4.1.9 Tamaños del Pilar ....................................................................................................... 37 4.1.10 Comparación de resultados ...................................................................................... 37 4.1.11 Cálculo de las dimensiones del pilar para distintos niveles ...................................... 38 4.1.12 Discusión ................................................................................................................... 39 4.1.13 Conclusiones Parciales............................................................................................. 39 4.2 Fortificación con pernos en Shrinkage Stoping ................................................................. 40 4.2.1 Introducción ................................................................................................................. 40 4.2.2 Descripción ................................................................................................................. 41 4.2.3 Selección del perno de anclaje y descripción ............................................................. 41 4.2.4 Fundamento de la longitud del perno ......................................................................... 42 4.2.5 Capacidad soportante del Split Set ............................................................................. 45 4.2.6 Orientación optima de los pernos ............................................................................... 45 4.2.7 Mecánica de funcionamiento del Split Set: ................................................................. 46 4.2.8 Espaciamiento entre Split Set ..................................................................................... 46 4.2.9 Longitud del Split Set: ................................................................................................. 47 v
4.2.10 Instalación del Split Set: ............................................................................................ 47 4.2.11 Justificación para el empleo de pernos de anclaje en el sostenimiento en Shrinkage ............................................................................................................................................. 47 4.2.12 Conclusiones parciales ............................................................................................. 48 CAPÍTULO 5 : VARIANTES DEL SHRINKAGE STOPING ................................................................... 49
5.1 Shrinkage Resuing Stoping ............................................................................................... 49 5.1.1 Introducción ................................................................................................................. 49 5.1.2 Principios del método .................................................................................................. 50 5.1.3 Caso Práctico en Zhuanshanzi Gold Mine.................................................................. 50 5.1.4 Trabajos de prueba del Shrinkage Resuing................................................................ 51 5.1.5 Evaluación de los resultados económicos .................................................................. 53 5.2 Otras Variantes del método Shrinkage Stoping ................................................................. 55 5.2.1 Longhole Shrinkage .................................................................................................... 55 5.2.2 Inclined Shrinkage ....................................................................................................... 56 5.2.3 Rolling Shrinkage ........................................................................................................ 57 5.2.4 Semi Shrinkage ........................................................................................................... 58 5.2.5 Cut and Fill Shrinkage ................................................................................................. 58 5.2.6 Alimak Shrinkage ........................................................................................................ 59 5.2.7 Transverse Shrinkage ................................................................................................. 59 5.2.8 Shrinkage mediante Scoop ......................................................................................... 59 CAPÍTULO 6 : CASOS DE ESTUDIO ................................................................................................ 60
6.1 Proyecto Tongo en Sierra Leona ....................................................................................... 60 6.1.1 Introducción ................................................................................................................. 60 6.1.2 Geología y Recurso minero ........................................................................................ 60 6.1.3 Aspectos Geotécnicos ................................................................................................ 61 6.1.4 Método de Explotación ................................................................................................ 62 6.1.5 Potenciales Métodos de Explotación .......................................................................... 65 6.1.6 Shrinkage Stoping comparado a Caserones Abiertos: ............................................... 68 6.1.7. Descripción General y diseño del Shrinkage Stoping: ............................................... 70 6.1.8 Adaptación del modelo general para Tongo: .............................................................. 72 6.1.9 Selección de Equipos: ................................................................................................. 74 6.1.10 Parámetros finales del diseño en Tongo: ................................................................. 75 6.2 Proyecto Gaocheng en China ............................................................................................ 76 6.2.1 Introducción ................................................................................................................. 76 6.2.2 Método de explotación: ............................................................................................... 78 6.2.3 Evaluación de estabilidad del método ........................................................................ 78 6.2.4 Pilares del Caserón ..................................................................................................... 79 vi
6.2.5 Tasa de producción..................................................................................................... 79 6.2.6 Shrinkage Stoping: ...................................................................................................... 80 6.2.7 Relleno del caserón .................................................................................................... 81 6.2.8 Conclusiones Parciales ............................................................................................... 82 6.3 Proyecto Prestea Underground W est Reef en Ghana....................................................... 82 6.3.1 Introducción ................................................................................................................. 82 6.3.2 Evaluación geotécnica ................................................................................................ 83 6.3.3 Clasificación del macizo rocoso .................................................................................. 84 6.3.4 Evaluación de la estabilidad de los caserones por Shrinkage.................................... 84 6.3.5 Evaluación de la dilución externa ............................................................................... 86 6.3.6 Método de Explotación propuesto .............................................................................. 86 6.3.7 Método de explotación ................................................................................................ 86 6.4 Casos de aplicación en Chile ............................................................................................. 90 6.4.1 Caso histórico: Mina El Teniente ................................................................................ 90 6.4.2 Mina Rulita .................................................................................................................. 95 6.4.3 Mina Salamanqueja .................................................................................................... 96 6.4.3 Mina Cerro Bayo ......................................................................................................... 97 CAPÍTULO 7 : CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES ...................................................... 98 7.1 Conclusiones ...................................................................................................................... 98 7.2 Recomendaciones ........................................................................................................... 101 BIBLIOGRAFÍA .......................................................................................................................... 102
ÍNDICE DE TABLAS Tabla 4.1: Dimensión de pilares a distintos niveles. ................................................................... 38 Tabla 4.2: Variación de esfuerzos tangenciales y de corte. ........................................................ 45 Tabla 5.1: Parámetros técnicos-económicos de Resuing normal. .............................................. 50 Tabla 5.2: Comparación entre Shrinkage Resuing y Resuing normal. ....................................... 54 Tabla 6.1: Orientaciones de las estructuras. ............................................................................... 62 Tabla 6.2: Condiciones de terreno a distintos métodos de explotación. ..................................... 63 Tabla 6.3: Dimensiones de labores. ............................................................................................ 75 Tabla 6.4: Parámetros de los métodos de explotación en Gaocheng. ....................................... 77 Tabla 6.5: Resultados de la estabilidad según potencia del caserón. ........................................ 85 Tabla 6.6: Resultados de la estabilidad según Altura del caserón ............................................. 85 Tabla 6.7: Resumen Shrinkage actuales .................................................................................... 97
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ÍNDICE DE FIGURAS Figura 2.1: Disposición típica de la preparación de una mina subterránea. ................................. 9 Figura 2.2: Explotación por cámaras y pilares de un mineral inclinado. .................................... 11 Figura 2.3: Realce por subniveles usando cueles en anillos y transversales de carga. ............ 12 Figura 2.4: Explotación por corte y relleno. ................................................................................ 13 Figura 2.5: Hundimiento por subniveles. .................................................................................... 14 Figura 2.6: Hundimiento por bloques. ......................................................................................... 16 Figura 3.1: Shrinkage Stoping..................................................................................................... 17 Figura 3.2: Fallas en la pared del caserón.................................................................................. 21 Figura 3.3: Extracción por chute de madera. .............................................................................. 23 Figura 3.4: Extracción por chute de madera. .............................................................................. 23 Figura 3.5: Extracción por sistema LHD. .................................................................................... 24 Figura 3.6: Extracción por sistema LHD. .................................................................................... 24 Figura 3.7: Extracción mediante embudo. .................................................................................. 25 Figura 4.1: Proyección vertical de la mina Agnes Gold Mine. .................................................... 33 Figura 4.2: Pilares en el techo y piso en Agnes Gold Mine. ....................................................... 35 Figura 4.3: Niveles de esfuerzo en pilares a distintas dimensiones. .......................................... 36 Figura 4.4: Factor de seguridad para el conjunto de pilares. ..................................................... 39 Figura 4.5: Shrinkage Stoping en Morococha (Perú). ................................................................ 40 Figura 4.6: Descripción de partes de un Split Set. ..................................................................... 41 Figura 4.7: Esfuerzos laterales y verticales que actúan sobre una labor. .................................. 42 Figura 4.8: Representación gráfica de las ecuaciones 4,7 y 4,8. ............................................... 44 Figura 5.1: Diseño de un Shrinkage Resuing Stoping. ............................................................... 52 Figura 5.2: Diseño de un longhole Shrinkage. ............................................................................ 55 Figura 5.3: Dimensiones de un longhole Shrinkage. .................................................................. 56 Figura 5.4: Diseño de un Shrinkage inclinado. ........................................................................... 57 Figura 5.5: Diseño de un Rolling Shrinkage. .............................................................................. 58 Figura 6.1: Roca de caja en Proyecto Tongo. ............................................................................ 61 Figura 6.2: Dique en Proyecto Tongo. ........................................................................................ 64 Figura 6.3: Método por caserones abiertos en Proyecto Tongo................................................. 66 Figura 6.4: Método por Shrinkage Stoping en Proyecto Tongo.................................................. 67 Figura 6.5: Soporte con madera en un caserón. ........................................................................ 69 Figura 6.6: Diseño estándar de un Shrinkage Stoping. .............................................................. 70 Figura 6.7: Extracción mediante embudos en Shrinkage Stoping. ............................................. 71 Figura 6.8: Diseño de Shrinkage Stoping para Proyecto Tongo. ............................................... 72 Figura 6.9: Descripción de Shrinkage Stoping para Proyecto Tongo. ........................................ 73 Figura 6.10: Mapa geológico-tectónico del sur de China. .......................................................... 76 viii
Figura 6.11: Diseño de Shrinkage Stoping en Gaocheng. ......................................................... 81 Figura 6.12: Localización del West Reef. ................................................................................... 84 Figura 6.13: Caserones por Shrinkage Stoping en West Reef. .................................................. 87 Figura 6.14: Diseño de Shrinkage Stoping en West Reef. ......................................................... 88 Figura 6.15: Secuencia de extracción en Shrinkage Stoping en WR. ........................................ 89 Figura 6.16: Secuencia de operaciones de un realce sobre mineral (Shrinkage Stoping) ........ 92 Figura 6.17: Secuencia de operaciones par aun sistema de hundimiento de pilares (Pillar Caving) ......................................................................................................................................... 93 Figura 6.18: Sistema antiguo de traspaso y transporte de mineral. ........................................... 94
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CAPÍTULO 1 : INTRODUCCIÓN 1.1 Introducción Existen diversos métodos de explotación de minerales, las cuales se encuentran en alguna de las dos formas básicas de explotación existentes: explotación de superficie y explotación de forma subterránea. La elección del método depende categóricamente de distintos factores a analizar, entre los que se encuentra la magnitud y forma del yacimiento, calidad del mineral, profundidad a que se ubica el yacimiento, naturaleza de la roca encajadora del yacimiento a explotar y factores de seguridad, entre otros. Dentro de la explotación subterránea, y dependiendo de los factores antes mencionados, se encuentra el método de explotación Shrinkage Stoping. Este método, de manera general, se aplica en cuerpos vetiformes de baja potencia, las cuales se caracterizan por dejar los caserones permanentemente vacíos luego de su extracción, sin requerir fortificación o con una mínima de esta. Es importante conocer de manera amplia, clara y detallada el método de explotación mencionado, ya sea para estudiantes o profesionales en el sector que deseen implementarlo a la hora de extraer mineral. 1.2 Objetivos del estudio 1.2.1 Objetivo general: Elaborar manual técnico que muestre de manera clara y detallada el método de explotación Shrinkage Stoping, incluyendo distintos factores que inciden a la hora de su elección y operación. 1.2.2 Objetivos específicos:
Recopilar información de distintas fuentes que permitan detallar de manera profunda y actualizada el método de explotación indicado.
Describir los parámetros de diseño del método de explotación Shrinkage Stoping.
Describir las variantes del método de explotación Shrinkage Stoping.
Indicar casos reales en donde se utilice este método de explotación o alguna de sus variantes. 1
1.3 Alcances y limitaciones del estudio La investigación comprende un estudio teórico, abarcando a aquellos parámetros relacionados directamente con el método de explotación Shrinkage Stoping y las variantes de éste. Se utilizará, en algunos casos, comparaciones con otros métodos de explotación para contextualizar la información, pero sin ahondar con d etalle en estos. La investigación será netamente descriptiva, consultando bibliografía técnica y científica. Teniendo en cuenta que el objetivo general es la elaboración de un manual detallado del método de explotación Shrinkage Stoping, es importante señalar como limitación que existe poca información actualizada. La idea de la elaboración de esta memoria es que se utilice como una referencia, para estudiantes y profesionales, para el estudio del método Shrinkage Stoping. Por lo tanto, el presente texto ofrece la posibilidad de revisar los aspectos de este método de explotación, así como también de los conceptos generales fundamentales a tener presente en la m inería. Por lo tanto, este texto cubre desde los conceptos básicos y fundamentales que inciden en la minería y los métodos de explotación, hasta la búsqueda del método de explotación en un yacimiento subterráneo, detallando por lo tanto el método objeto de este estudio. 1.4 Metodología de trabajo Básicamente, la metodología fue la siguiente:
Recopilación de información.
Revisión y análisis bibliográfico.
Análisis y descripción del método según distintos autores.
Análisis de casos existentes para determinar parámetros actualizados del método.
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CAPÍTULO 2 : MARCO TEÓRICO 2.1 La minería: ¿Qué es un mineral? De acuerdo a lo que plantea (Atlas Copco; Sandvik, 1980) , el mineral en sí no existe hasta que haya sido clasificado de esta manera, es decir, que se debe obtener mucha más información que sólo el contenido del metal. Para llamar una mineralización como un criadero se requiere un conocimiento profundo de las condiciones alrededor de la mineralización y buenas ideas sobre los costos de minería para realizar un estudio de posibilidad de realización. De esta forma, define el mineral como un yacimiento que puede ser explotado con rentabilidad, bajo las condiciones económicas existentes. Asimismo, la minería de acuerdo a lo que plantea (Contreras, 1995), se puede definir como el arte de explotar los recursos minerales de la corteza terrestre, en forma remunerativa, es decir que a través de esto se puede obtener un beneficio económico. Muchos autores coinciden con esta definición, es por ello que a continuación se presenta parte del análisis de estos conceptos. 2.2 Definición de yacimiento mineral De acuerdo a lo que analizan (Bustillos, y otros, 1997) “El término yacimiento mineral presenta diversas acepciones en función del tiempo y del sistema político que gobierne en una época dada. Los conceptos más antiguos van ligados al carácter exclusivamente de concentración de mineral”, es así que algunos autores de los años 50’, como (Bateman, 1951) en su obra define
yacimiento mineral como “…acumulaciones o concentraciones de elementos que están presentes en la corteza terrestre sólo de esta forma diseminada”.
De esta manera (Bustillos, y otros, 1997), afirman que las denominaciones geológicas o geoquímicas, para definir un yacimiento mineral, fueron sostenidas durante muchas décadas. Sin embargo, hoy en día, prima el carácter económico, por lo que el yacimiento mineral va intrínsecamente ligado al concepto de “explotación con beneficio económico”. De esta forma,
(Gocht, y otros, 1988) , por ejemplo, lo define como “…acumulación local, geológicamente establecida, de un mineral específico que puede ser extraído bajo las condiciones económicas actuales”.
Otra acepción del término yacimiento mineral, que plantea en su análisis (Bustillos, y otros, 1997) es la que afirma Smirnov, quien establece que “yacimiento mineral es un sector de la corteza terrestre en el que, a raíz de unos u otros procesos geológicos, se produjo la acumulación de una sustancia mineral, que puede utilizarse industrialmente, dadas su cantidad, 3
calidad y condiciones del yacimiento, para su explotación comercial”. De esta forma la definición
da prioridad al carácter económicamente rentable para un yacimiento mineral. 2.3 Tipos de yacimientos De acuerdo a lo que plantea (Contreras, 1995) un yacimiento minero se puede clasificar según al tipo de mineral que contenga, los cuales se dividen en dos grandes grupos: metálicos y no metálicos. 2.3.1 Metálicos: Estos yacimientos corresponden a algunas agrupaciones concentradas de uno o más minerales metálicos con valor comercial, por ejemplo: cobre, oro, plata, mercurio y plomo, entre otros. A su vez, se pueden agrupar según su forma, en yacimientos tabulares y yacimientos masivos o irregulares. Los primeros se caracterizan por tener forma de tabla tabular, gran corrida, gran longitud o profundidad y poco espesor (vetas, mantos); los segundos son yacimientos de gran tamaño y se caracterizan por su gran corrida, gran profundidad, gran espesor y p or ser de forma irregular (porfíricos, stockworks). También, (Contreras, 1995), describe una segunda agrupación de estos yacimientos, según su origen:
Yacimientos de origen físico químico, que son “aquellos originados por soluciones
hidrotermales líquidas o gaseosas que emigran hacia la superficie de la tierra desde los centros magm áticos ubicados bajo la corteza terrestre”. (pp.5)
Yacimientos de origen químico, que son aquellos “originados por reacciones químicas directas”.(pp.5)
Yacimientos de origen mecánico, los cuales “provienen de la destrucción mecánica de
otros yacimientos primarios o de grandes masas de rocas con fuertes contenidos de minerales, debido a la acción del agua, del viento o de agentes atmosféricos”. (pp.5)
Yacimientos de origen orgánico, lo cuales son “originados por la depositación o por la
destilación incompleta de físiles de vegetales y/o animales, en forma tal que su contenido de carbono no alcanza a migrar a la superficie”. (pp.5)
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2.3.2 Yacimientos no metálicos: Estos yacimientos comprenden a las agrupaciones o concentraciones de algunos metaloides y algunas sales útiles para la industria, como por ejemplo: de azufre, bórax, grafito, cloruro de sodio, salitre, carbón u otros. 2.4 Métodos de explotación de minerales El método de explotación es la estrategia global que permite la excavación y extracción de un cuerpo mineralizado del modo técnico y económico más eficiente. De esta forma, el método de explotación define los principios generales según los que se ejecutan las operaciones unitarias, como también, los criterios con respecto al tratamiento de las cavidades que deja la extracción. Los métodos de explotación se pueden clasificar de acuerdo a si se realiza expuesta a la superficie o si se desarrolla a través de labores subterráneas. Por lo que se puede separar en: métodos de explotación a cielo abierto y subterránea. 2.4.1 Explotación de superficie Entre los métodos de explotación de superficie, se pueden identificar los siguientes:
Cielo abierto, rajo abierto o tajo abierto (llamado en inglés Open Pit).
Cantera (llamado Quarry en inglés).
Lavaderos o placeres
Strip Mining
2.4.2 Explotación de forma subterránea En cuanto a los métodos de explotación subterráneos, se distinguen según el tratamiento que hagan de la cavidad que deja la extracción de mineral. Sin embargo en la práctica, según lo que plantea (Ortíz, 2004) en sus apuntes, “la explotación requiere variar y combinar los métodos, dado que los depósitos raramente se ajustan exactamente a las características ideales de aplicación de alguno de ellos”. Entre los métodos de explotación de forma subterránea, se identifican los siguientes:
Explotación por caserones abiertos.
Explotación por caserones y pilares
Explotación por subniveles
Explotación con almacenamiento de mineral (Shrinkage Stoping) 5
Explotación por corte y relleno
Explotación por frentes largos
Hundimiento por subniveles
Hundimiento progresivo de bloques
Hundimiento progresivo por paneles
2.5 Elección del método Según lo que plantea (Ortíz, 2004), “los criterios para la selección del método, dependerá básicamente de ciertas características, condiciones y/o factores que se nombran a continuación”: 2.5.1 Características espaciales
Tamaño (alto, ancho o espesor)
Forma (tabular, lenticular, masivo, irregular)
Disposición (inclinado, manteo)
Profundidad (media, extremos, razón de sobrecarga)
2.5.2 Condiciones geológicas e hidrológicas. Tanto de mineral como de roca de caja (o huésped) afecta la decisión de usar métodos selectivos o no selectivos.
Requerimiento de drenaje y bombeo.
Mineralogía es importante para procesos.
Mineralogía y petrografía (óxidos v/s sulfuros)
Composición química.
Estructura del depósito (pliegues, fallas, discontinuidades, intrusiones)
Planos de debilidad (grietas, fracturas, clivaje)
Uniformidad, alteración, meteorización (zonas, límites)
Aguas subterráneas e hidrología (ocurrencia, flujo, nivel freático)
2.5.3 Consideraciones Geotécnicas Selección del método (soporte necesario). Hundibilidad.
Propiedades elásticas
Comportamiento plástico o viscoelástico. 6
Estado de los esfuerzos (originales, modificados por la excavación)
Consolidación, compactación, competencia.
Otras propiedades físicas (gravedad específica, poros, porosidad, permeabilidad)
2.5.4 Consideraciones económicas La explotación de un yacimiento debe realizarse al menor costo posible. Debido a que tanto el costo de acceso, desarrollos y preparación propios del método de explotación son elevados. Intervienen además en las condiciones económicas el sistema de extracción, el tratamiento o procesamiento del mineral, inversiones en equipos, materiales y otros. Determinan el éxito del proyecto. Afectan inversión, flujos de caja, período de retorno, beneficio.
Reservas (tonelada y ley)
Tasa de producción
Vida de la mina (desarrollo y explotación)
Productividad
Costo de mina de métodos posibles de aplicar.
2.5.5 Factores tecnológicos Se busca la mejor combinación entre las condiciones naturales y el método.
Porcentaje de recuperación
Dilución
Flexibilidad a cambios en la interpretación o condiciones
Selectividad
Concentración o dispersión de frentes de trabajo.
Capital, mano de obra, mecanización.
2.5.6 Factores medioambientales No solo físico, sino que también económico-político-social.
Control de excavaciones para mantener integridad de las mismas (seguridad)
Subsidencia y efectos en superficie.
Control atmosférico (ventilación, control de calidad de aire, calor, humedad)
Fuerza laboral (contratos, capacitación, salud y seguridad, calidad de vida, condiciones de comunidad)
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Las características espaciales (geometría del cuerpo) y la de competencia de la roca son esenciales dado que pueden determinar la conveniencia de utilizar un método por sobre otros. Sin embargo, puede haber casos en los que el depósito puede explotarse mediante métodos de superficies o subterráneos. En estos casos, es necesario tomar la decisión en función del beneficio económico que se generará en casa caso. 2.6 Minería subterránea De acuerdo a lo que manifiesta (Muñoz, 2002), define la minería subterránea como una técnica que es utilizada para recuperar minerales de los yacimientos situados por debajo de la superficie terrestre. De esta manera, para cumplir su fin, la minería subterránea necesita un sistema de excavaciones que permita llegar a las zonas de minerales contenidos en la roca. En la figura 2.1 se puede apreciar la disposición típica de una mina subterránea. 2.6.1 Operaciones básicas de una mina Asimismo, (Muñoz, 2002) afirma que todos los yacimientos mineros requieren un modelo específico de excavaciones de preparación, que se disponen en una fase separada, antes de la producción del mineral. Y una importante actividad de esta fase es que se efectúa en conexión con el método de explotación seleccionado. De esta forma, existen componentes básicos de excavación de roca para la producción eficiente de un yacimiento mineralizado, y está dado por:
Accesos. Que son labores mineras que abren el camino desde la superficie al cuerpo mineralizado para su explotación.
Preparación de la mina. La cual define como una red cuidadosamente planificada de desarrollos mineros como galerías, socavones, piques, chimeneas, rampas, o toda forma básica de excavación de rocas. La preparación está íntimamente conectada con los métodos de explotación y define la infraestructura de la mina.
Métodos de Explotación. Que son la forma o el sistema asociado a la explotación del yacimiento, y dependerá de factores relacionados con la naturaleza el depósito mineralizado, y de consideraciones técnico económicas, siendo las principales: potencia del yacimiento, forma y extensión del cuerpo, distribución de la mineralización, propiedades geomecánicas, disposiciones generales, situación geográfica, entre otros.
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Figura 2.1: Disposición típica de la preparación de una mina subterránea. Fuente: Muñoz, 2002 2.6.2 Descripción de los demás métodos de explotación subterráneos Como se había mencionado, existe una gran variedad de métodos de explotación subterráneos si se consideran sus variantes y para su elección dependerá de una serie de factores 9
relacionados con la naturaleza del yacimiento y de consideraciones técnico económicas. A continuación se describen aquellos métodos subterráneos tradicionales y más característicos: 2.6.2.1 Explotación por caserones abiertos. De acuerdo a los que plantea (Contreras, 1995) , este método, “estrictamente consiste en la explotación de un sector mineralizado creando un caserón subterráneo, que queda abierto o vacío, y donde no se ha utilizado ningún tipo de sostenimiento para soportar el techo y las cajas de la unidad de explotación. Pero comúnmente, también se incluye depósitos minerales en que las paredes y/o techo pueden ser eventualmente soportados por pequeños pilares naturales de roca o mediante algún tipo de fortificación artificial de poca importancia usada en forma esporádica”. (pp. 34)
Asimismo, se puede mencionar dos clases de explotación por caserones abiertos, que son: caserones aislados y caserones múltiples. 2.6.2.2 Explotación por cámaras y pilares Según lo planteado por (Muñoz, 2002), con este método de explotación, el mineral se excava todo cuanto se puede, dejando secciones de mineral como pilares para soportar el techo. Las dimensiones de las cámaras y los pilares dependen de la estabilidad del techo y del mineral mismo, la potencia del yacimiento y el empuje de la roca. La explotación tiene como objetivo extraer el máximo de mineral sin poner en peligro las condiciones de trabajo. Con este método, los pilares se disponen generalmente en forma regular. Pueden ser circulares, cuadrados o tener la forma de paredes alargadas, separando las cámaras. El mineral que queda en los pilares puede ser extraído por despinalamiento como una operación final en la mina, pero en general se considera como no recuperable. La explotación por cámaras y pilares puede realizarse en un yacimiento horizontal u inclinado, así como también de manera escalonada. En la figura 2.2 puede apreciarse la explotación por cámaras y pilares de un mineral inclinado.
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Figura 2.2: Explotación por cámaras y pilares de un mineral inclinado. Fuente: Muñoz, 2002 2.6.2.3 Explotación por subniveles Según lo que plantea (Contreras, 1995), este método de explotación, al igual que el de cámaras y pilares, se extrae el mineral y se deja el caserón totalmente vacío. Las cámaras tienen con frecuencia grandes dimensiones especialmente en la dirección vertical. El método en sí se utiliza en yacimientos verticales o de fuertes buzamientos. Además, agrega que en los grandes yacimientos, para evitar el derrumbamiento de las paredes del tajo, se dividen éstos en unidades independientes separadas por sectores de mineral que permanecen intactos, a modo de macizos rocosos que sirven para soportar el techo. Tales soportes pueden ser verticales y horizontales, teniendo en algunos casos espesores considerables. El mineral en los pilares puede ser recuperado, bajo ciertas condiciones. Esto se debe realizar preferiblemente en una fase final de explotación, cuando un posible derrumbamiento de la roca circundante no afecte las actividades regulares de la mina. La explotación se lleva a cabo desde los niveles y subniveles horizontales ubicados a intervalos verticales fijos. Los subniveles se preparan dentro del yacimiento a elevaciones intermedias 11
entre los niveles principales. El mineral se fractura mediante perforación y tronadura desde las galerías de los subniveles. La voladura separa una gran franja vertical de mineral que se rompe y cae al fondo de la cámara, desde donde puede ser recuperados y llevado a través del nivel principal hasta la superficie. En la figura 2.3 se observa el esquema típico de realce por subniveles usando cueles en anillos y transversales de carga.
Figura 2.3: Realce 2.3: Realce por subniveles usando cueles en anillos y transversales de carga. Fuente: Muñoz, 2002 2.6.2.4 Explotación por corte y relleno Con este sistema el mineral se explota por franjas horizontales, comenzando desde el fondo del caserón y avanzando en sentido ascendente. El mineral volado se extrae completamente de la cámara, rellenando el volumen correspondiente correspondiente con material estéril, que sirve para soportar soportar las cajas o las paredes del caserón como de plataforma para continuar los trabajos de minería siguientes.
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El material de relleno puede ser roca estéril producto en los trabajos de las labores de desarrollo de la mina, de la explotación de minas a rajo abierto o desechos de otras faenas. El relleno que más predomina es el relleno hidráulico, donde el material es un estéril finamente molido, procedente de la planta de relleno de mineral, que se mezcla con agua, y se transporta al interior de la mina, mediante bombeo y se distribuyen por medio de tuberías, como se muestra en la figura 2.4.
Figura 2.4: Explotación 2.4: Explotación por corte y relleno. Fuente: Muñoz, 2002 2.6.2.5 Explotación por frentes largos Este método de explotación, según lo que plantea (Contreras, 1995), extrae el mineral a lo largo de un frente de trabajo, horizontal o inclinado, de una extensión longitudinal grande. La zona destinada al arranque, próxima al frente de trabajo, se mantiene abierta para dar espacio para el personal y el equipo de explotación. Se puede dejar que el techo se hunda a cierta distancia detrás del frente de trabajo, más allá de la zona de arranque.
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2.6.2.6 Hundimiento por subniveles Todos los métodos de hundimiento, de acuerdo a lo que plantea (Contreras, 1995), funcionan con el principio de que la roca mineralizada y la roca circundante se fracturan bajo condiciones más o menos controladas. La extracción de mineral crea un área de hundimiento en la superficie que se encuentra encima del depósito mineral. Establecer un proceso completo y continuo de fracturación es importante, ya que las cavidades subterráneas no sostenidas presentan un alto riesgo de desmoronamiento inesperado, con efectos secundarios serios en la operación de explotación. En el hundimiento por subniveles se divide el yacimiento en subniveles con un espaciamiento vertical relativamente estrecho, normalmente 8 a 15 metros. Cada subnivel se desarrolla con una red regular de galerías, separadas por 10 a 15 metros, cubriendo una sección completa de mineral. En los yacimientos anchos las galerías se extienden atravesando éstos, hasta una galería transversal y principal (cruzado de cabecera) dispuesta a lo largo de una de las cajas. En los depósitos estrechos, las galerías se corren paralelas al yacimiento. En la figura 2.5 se muestra el esquema típico de un hundim iento por subniveles.
Figura 2.5: Hundimiento por subniveles. Fuente: Muñoz, 2002 14
El volumen de mineral inmediatamente por encima de cada galería de subnivel se perfora con barrenos largos en forma de abanico ascendente. La perforación se realiza como una operación separada, mucho antes que la voladura. Se pueden perforar varios subniveles antes de que comience la voladura de cualquiera de ellos. En cada galería de un subnivel la voladura empezará en el extremo del yacimiento e irá retrocediendo hacia el cruzado de cabecera. La explotación del yacimiento comienza por los subniveles superiores siguiendo normalmente a lo largo de un frente aproximadamente recto, que va retrocediendo a medida que desaparece la galería, lo que significa que se puede trabajar simultáneamente en galerías adyacentes. Los subniveles inferiores se van incorporando a la explotación siguiendo el mismo esquema de producción. La tronadura de un abanico perforado arranca una franja de mineral que cae a gravedad dentro de la galería, desde donde se carga y transporta a piques de traspaso de mineral dispuestos en el cruzado de cabecera. El estéril del techo se va fragmentando continuamente, cayendo en el espacio vacío dejado por el mineral. Esto se puede notar en la galería durante la fase de carga como un aumento de la proporción de estéril mezclado con mineral. Alcanzado un cierto límite de dilución preestablecido se interrumpe la carga y se vuela el abanico siguiente. De esta forma, una parte del mineral quedará mezclado con los estériles en el área hundida. La dilución del material cargado fluctúa entre 10 y 35% y las pérdidas calculadas de mineral se encuentran entre 10 y 20%. 2.6.2.7 Hundimiento progresivo de bloques En el hundimiento por bloques, de acuerdo a (Contreras, 1995), se fractura y se rompe el mineral por sí sólo, debido a las tensiones internas y efectos de la gravedad. Por esto se requiere sólo un mínimo de perforación y voladura para la ex plotación del mineral. El yacimiento se divide en grandes bloques tridimensionales, de área basal cuadrada y de varias miles toneladas de mineral. Cada bloque es socavado por la zona inferior, es decir se excava practicando una abertura horizontal en la parte inferior del bloque mediante tronadura. Así el bloque de mineral queda sin apoyo y las fuerzas de gravedad que actúan sobre esta masa producen fracturas sucesivas que afectan al bloque completo. Además, debido a las tensiones de la roca se produce la fragmentación del material, en tamaños que pueden ser manejados a través de piques de traspaso o mediante equipos cargadores. En la figura 2.6 se observa un esquema típico del método hundimiento por bloques.
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Figura 2.6: Hundimiento por bloques. Fuente: Muñoz, 2002 2.6.2.8 Hundimiento progresivo por paneles El método de explotación Panel Caving o hundimiento progresivo por paneles, se asemeja completamente en su procedimiento de extracción al block caving (hundimiento progresivo por bloques). Solo los diferencia la acción de que en Block Caving se explote mediante bloques, los cuales se pueden elegir por sus leyes y cambiando de uno a otro sin ninguna dificultad, en cambio en el método de explotación Panel Caving se extrae todo el material por corridas abarcando varios bloques y sin poder trasladarse de uno a otro, simplemente avanzando junto con la Línea de Hundimiento. Un ejemplo de extracción de mineral a través de hundimiento por paneles (Panel Caving) se utiliza hoy en día en la Mina El Teniente, División de Codelco.
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CAPÍTULO 3 : SHRINKAGE STOPING 3.1 Descripción El método de explotación Shrinkage Stoping, conocido también como cámara almacén o almacenamiento de mineral, es un método de extracción vertical aplicable a vetas (estructuras verticales), principalmente para explotaciones menores. Es un método llamado por realce en el que el mineral se arranca en rebanadas o franjas horizontales de abajo hacia arriba y permanece en el caserón como apoyo temporal a las paredes de éste y además proporciona una plataforma o piso de trabajo para los trabajadores. En la figura 3.1 se puede apreciar un modelo del método descrito:
Figura 3.1: Shrinkage Stoping. Fuente: Elaboración propia, adaptado de Contreras, 1995. Según (Hartman, y otros, 2002), debido al esponjamiento del mineral tras la tronadura, se debe retirar entre un 30 a 40% de mineral fragmentado en cada caserón para dejar suficiente espacio de trabajo. Esto significa que 60 a 70% de mineral debe ser dejado en el caserón como una plataforma para las actividades mineras. Entre el piso formado por el mineral fracturado y el 17
techo, que constituye el techo de trabajo, se deja normalmente un espacio para la realización de las operaciones mineras de 2,0 m de alto. Consecuentemente, no puede obtenerse beneficio alguno del mineral que queda almacenado hasta que no se ha completado la totalidad de la explotación de la cámara. Una vez completada la explotación, es decir cuando el arranque haya avanzado al límite superior del caserón planificado, cesan las operaciones de perforación y tronadura, y se inicia la extracción del material que ha quedado almacenado. Las dimensiones de las vetas varían de 1 a 30 m de potencia, considerando tantos depósitos de minerales verticales o trasversales, 45 a 90 m de largo y 60 a 90 m de alto. Aunque aspectos geomecánicos determinan las dimensiones a utilizar para el tamaño de un caserón, en Shrinkage Stoping generalmente se utilizan tamaños pequeños. La principal preocupación es mantener un caserón de tamaño manejable que asegure un buen flujo de mineral por gravedad y un efectivo control de extracción. Según (Contreras, 1995), los yacimientos pequeños pueden explotarse en un solo caserón, mientras que los más grandes se dividen en caserones separados. Los pilares y/o puentes entre caserones, que estabilizan el techo y las cajas, se pueden recuperar generalmente al final de la explotación principal. Según (Hartman, 1992), para asegurar que el mineral fluya, el mineral no debe tener muchas arcillas, ni debe oxidarse rápidamente, generando cementación. Tanto el mineral y la roca de caja no deben contener arcillas ni otros minerales pegajosos susceptibles de crear atascos (“cuelgues”) en la cámara que dificulten el descenso del mineral. El mineral no debe oxidarse
rápidamente, como los que contengan súlfuros, los cuales pueden cementar y cerrar la cámara provocando el cuelgue definitivo y la pérdida del mineral arrancado. La oxidación además puede crear problemas en el posterior tratamiento del mineral. La mineralización debe ser suficientemente continua a lo largo de la corrida para evitar que haya que tronar grandes cantidades de estéril con la consiguiente dilución del mineral. Este método es intensivo en mano de obra y no puede ser fácilmente mecanizado. Se emplea en yacimientos con vetas estrechas o en aquellos en los que no pueden emplearse otros métodos. Además, es aplicable en vetas de abrupto buzamiento donde el yacimiento es bastante competente para los trabajos subterráneos y las paredes son suficientemente competentes para soportarse.
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Según (Hartman, y otros, 2002), algunos autores clasifican al Shrinkage Stoping como un método soportado debido a que el mineral fragmentado es dejado en el caserón para proporcionar soporte. Esto es, sin embargo, un método temporal y no ofrece mucho en la forma de soporte a la pared superior del caserón. En consecuencia, se designa al método como un método no soportado. 3.2 Campo de aplicación Según lo mencionado por (Turner, 2000) y (Hartman, 1992), la explotación en Shrinkage Stoping se emplea en yacimientos con las siguientes características:
Gran buzamiento, o sea, el manteo debe ser superior al ángulo de reposo
Mineral firme y competente
Techo y muro comparativamente estables
Límites regulares del mineral
El mineral no debe degradarse ni modificarse durante su almacenamiento en el caserón (algunos súlfuros tienen la tendencia a oxidarse y se descomponen cuando se exponen a la atmósfera)
Potencia de la veta entre 1 m a 12 m
Bajo a moderado esfuerzo
3.2.1 Buzamiento de la veta Este método es adecuado para yacimientos de gran buzamiento, mayores que 70° generalmente (para facilitar el flujo de material), y definitivamente mayores que el ángulo de reposo del material quebrado (mayores que 45°). Esto es necesario debido a los siguientes problemas que surgen en yacimientos con ángulos de buzamiento inferiores:
Irregular y dificultosa extracción diaria
Material colgante durante la extracción final
Fallas en la pared superior o techo (buzamientos < 70° necesitan sostenimiento)
3.2.2 Mineral competente La siguiente descripción se basa en experiencias al aplicar el Rock Mass Quality (Q). La mayoría de los métodos por Shrinkage determinan la calidad de la masa rocosa antes de las operaciones. 19
El método Shrinkage es aplicable para yacimientos con buenas condiciones de terreno (Q > 10), generalmente solo requiere fortificación mediante pernos. Cualquier malla adicional o extensa en pernos tiende a reducir la productividad y pueden originar problemas al extraer o generar material colgante. El yacimiento debe ser lo suficientemente competente para una mayor seguridad en la mina en operaciones sin malla ni exceso de pernos. 3.2.3 Techo y muro competentes La calidad del macizo rocoso del techo y muro deben ser al menos razonables en calidad (Q > 4). Paredes de mala calidad tienden a desmoronarse durante la extracción del mineral fragmentado. El macizo rocoso del techo y muros son solo soportados por el mineral quebrado en la mayoría de los casos. Este soporte es menor, y una vez que el caserón ha finalizado y está siendo extraído no existe soporte sobre las paredes. Tanto las paredes como el techo deben presentar un macizo de roca competente para utilizar el Shrinkage Stoping. El reforzamiento interno es usualmente limitado a pernos pequeños, perforación manual y pernos manualmente instalados. Pequeños Split sets con lechada pueden ser usados para soporte temporal de las paredes. También pueden dejarse pilares en los caserones, pero pueden tener un mayor impacto sobre el flujo de material quebrado y por lo tanto deben ser diseñados para minimizar ese impacto. 3.2.4 Geometría del yacimiento Debido al flujo de material quebrado requerido a medida que se va vaciando el caserón, y la dificultad que conlleva fortificar y dejar pilares, el yacimiento debe tener límites y anchos razonablemente regulares. Problemas de estabilidad pueden ir asociados con cambios de potencia de veta y varias orientaciones en la corrida de ella. Dejar pilares usualmente es la mejor opción para estabilizar, debido a que la fortificación con pernos de cable es dificultosa para instalar en espacios de trabajos limitados. Fallas asociadas a estos cambios pueden observarse en la figura 3.2:
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Figura 3.2: Fallas en la pared del caserón. Fuente: Turner, 2000 3.2.5 Deterioro del mineral quebrado El yacimiento debe ser estable junto al material tronado, no oxidarse, u otra alteración física o química que podría resultar en combustión o en cementación junto al macizo rocoso. Yacimientos con alto contenido en súlfuro y de minerales parcialmente erosionados deben ser analizados para determinar su susceptibilidad a la combustión y a la cementación. El contenido de arcilla en zonas de corte puede también generar un impacto negativo sobre el flujo de material quebrado. La cementación del material conlleva a grandes dificultades en su extracción, especialmente el material sobre los pilares dejados (entre los chutes o estocadas de extracción). 3.2.6 Potencia de la veta Shrinkage puede ser utilizado para anchos de veta de 1 a 12 m, con bordes o límites regulares. La potencia mínima sólo se limita a operaciones de perforación. El techo y muro de caserones más amplios pueden ser estabilizados usando pilares internos. Vetas con potencia sobre los 12 m pueden ser extraídas usando un método Shrinkage transversal, pero esto requiere dejar pilares entre los caserones adyacentes. 21
3.2.7 Esfuerzos Shrinkage es solo aplicable para vetas con secciones de esfuerzos baja a moderada. Altos esfuerzos pueden conducir a fracturas en el techo del caserón el cual requerirá mayor soporte, reducirá la productividad y aumentará el riesgo de material colgante debido a las mallas y pernos en el material quebrado. 3.3 Preparación y desarrollos Según (Hartman, y otros, 2002), 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 Boring, las que permiten definir la continuidad vertical, facilitan la ventilación y permiten el acceso del personal y equipos. Normalmente, cada nivel tendrá un nivel de transporte construido paralelo a la veta. Si la altura del caserón es menor que el intervalo entre los dos niveles, entonces pueden construirse subniveles conectados por piques de traspaso de material. Además, si la veta es demasiado gruesa, deben realizarse caserones transversales por Shrinkage. En ese caso estocadas de carguío son conectadas hacia los puntos de extracción debajo de estos caserones. 3.3.1 Formas de extracción 3.3.1.1 Puntos de extracción cada 1-10 m en la base del cuerpo
Instalación de chute de madera en cada punto
En la base del cuerpo, se suprimen los macizos de la galería de base y el mineral se carga sobre una encamada de madera, reforzada por entibación, para que esto sea factible es necesario que la potencia de la veta sea pequeña. En las figuras 3.3 y 3.4 se pueden apreciar esquemas típicos de extracción mediante chutes de madera.
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Figura 3.3: Extracción por chute de madera. Fuente: Herrera & Gómez, 2007
Figura 3.4: Extracción por chute de madera. Fuente: Turner, 2000 23
3.3.1.2 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 m
Tronar la primera tajada y se extrae el esponjamiento con LHD o scraper
El sistema más moderno, consiste en suprimir el macizo de la guía base y colocar una galería de transporte al muro desde la que se recorta la base de la cámara y se extrae el mineral con palas y LHD. Lo anterior puede observarse en las figuras 3.5 y 3.6.
Figura 3.5: Extracción por sistema LHD. Fuente: Herrera & Gómez, 2007
Figura 3.6: Extracción por sistema LHD. Fuente: Herrera & Gómez, 2007 24
3.3.1.3 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 esponjam iento fluya hacia la galería de extracción
Para yacimientos con potencias mayores, se suprime la entibación y se abren embudos en el macizo de las galerías, el intervalo práctico entre cargaderos es de 8 a 10 m, lo que permite unas buenas condiciones de trabajo. Lo principal es perforar una chimenea en el centro de la futura cámara y otra en el centro de los macizos laterales, en cierto modo estas chimeneas también sirven para la ventilación. La extracción mediante embudos puede observarse en la figura 3.7.
Figura 3.7: Extracción mediante embudo. Fuente: Herrera & Gómez, 2007 Con hastiales y techos apropiados se ha llegado a potencias de caserones de 25 m, pero en estos casos debe considerarse la conveniencia de utilizar los métodos por tiros largos. 25
A veces en filones anchos las cámaras se abren en dirección transversal al filón. Cada cámara se separa del adyacente por un pilar de mineral virgen para reducir la luz o vano excesivo de las mismas. 3.4 Operaciones Según (Herrera, y otros, 2007), el mineral se arranca a lo largo de la cámara por rebanadas en realces sucesivos de 2 a 3.5 m de altura y con el ancho de la cám ara, con barrenos horizontales o verticales hasta 4 m de largo; con estos últimos, pueden perforarse más metros y dar voladuras de mayor tonelaje, utilizando retardos para el encendido de las mismas; además, son independientes los ciclos de perforación y voladura. El mineral arrancado sirve de piso de trabajo. El ciclo de explotación consiste en perforar, volar, cargar y fortificar, acompañado por una extracción parcial periódica de mineral arrancado, ya que después de cada voladura el mineral llena todo el hueco de la cámara incrementándose en aproximadamente en un 70 %. Por lo tanto, hay que sacar después de cada disparo el 40 % del mineral tronado por los cargaderos inferiores hasta recuperar un nuevo espacio vacío libre como distancia operacional de 2 m entre el mineral arrancado y la corona virgen, que se perfora de nuevo. Si el mineral se vuela con barrenos horizontales, es preciso cargarlo antes de cada voladura. El mineral que queda en la cámara se mantiene a un nivel que permita su uso como piso de trabajo para cada realce, hasta que se alcance el nivel del pilar de corona, donde se extrae el 60 % del mineral tronado que queda en el caserón. El cálculo del porcentaje de esponjamiento dado un bloque de mineral cuyo volumen inicial está dado por V , se puede realizar de la siguiente manera: Vf : Volumen final
E: Esponjamiento Se sabe que:
Vf > V
Por lo tanto:
Vf
= V0 + ∆V Vf = V0 + EV0 EV0 = Vf − V0 V E= – 1 V f
0
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Conociendo además que T = V x φ T0: Tonelada inicial
φi : Densidad in situ φe : Densidad esponjada Entonces,
T ⁄φ E= 0 ⁄ e
Finalmente,
E
T0 φi – 1
= φφei – 1
3.4.1 Perforación y tronadura Para (Ortíz, 2004) en sus apuntes, 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 mecanizada, mediante el uso de: drill wagons o jumbos con largos de perforación que pueden ir de 1.8 a 2.4 m (hasta 3.0 m). La tronadura se realiza utilizando ANFO, geles (hidrogeles), slurry (emulsiones) y con iniciación no eléctrica normalmente. 3.4.2 Carguío y transporte 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).
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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. 3.4.3 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 los 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. 3.4.4 Fortificación Dependiendo de la estabilidad de la roca encajadora, se recurre normalmente a un apernado parcial o sistemático de las paredes del caserón. 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. 3.5 Vaciado del mineral 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. Según (Herrera, y otros, 2007), debe calcularse la cantidad de mineral a extraer puesto que si se descarga en exceso será preciso montar sobre el piso de mineral almacenado andamios para que las perforadoras alcancen la corona. A veces puede parecer que el piso está a la altura correcta, como consecuencia de tener un hueco debajo en el interior del mineral arrancado pero si este hueco se hunde puede atrapar a algún minero en su desplome. Para que sean satisfactorios los almacenamientos en la cámara, el mineral debe descender libremente. Un material arcilloso o demasiado fino puede originar cuelgues. Pueden ser
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eliminados, pero suele ser difícil hacerlo; además, el mineral no debe compactarse ni provocar fuegos subterráneos o deterioros en su almacenamiento en la cámara. En algunos casos, la extracción periódica por los puntos de extracción aumenta los riesgos de accidente y la dilución del mineral por deterioro de los hastiales. En algún caso se dejan pilares ocasionales en las cámaras almacén cuando los hastiales son difíciles de mantener y en otros casos cuando la mineralización disminuye mucho o desaparece, porque resultaría antieconómico arrancarlos; estos pilares ocasionales proporcionan un sostenimiento adicional. Cuando se abandonan estos pilares deben aguzarse en su parte superior, dejándolos con dos taludes de 50° a 60° para que el mineral al caer resbale con facilidad y no se formen cuelgues sobre ellos. También puede emplearse pernos para zonas débiles de los hastiales, con el fin de evitar que se desprendan trozos de roca y ensucien el mineral. Una vez que el arranque ha llegado hasta el pilar de corona del nivel superior, se descarga el mineral almacenado hasta vaciar la cámara. Los costados bajo el macizo de corona pueden fortificarse para aumentar su estabilidad y evitar que se hundan antes de vaciar de mineral la cámara. Para evitar el exceso de polvo en los cargaderos de mineral, antes de vaciar la cámara, se instalan riegos de agua pulverizada. También puede volarse el macizo de corona de la cámara antes de abandonarla, y hundirlo a todo lo largo. Si además se procede a volar con barrenos en abanico los pilares entre cámaras el conjunto puede considerarse un bloque hundido. Puede ser éste el camino para ensayar o iniciar un método de hundimiento por bloques. En las voladuras se pueden producir bloques de mineral que sobrepasen el tamaño conveniente al transporte. Se pueden dar tres casos: que la carga sea de salida libre, en cuyo caso se tritura en la estación correspondiente. Pero en los demás casos hay que taquearlas, parte en la cámara de arranque y sobre todo, en un nivel de taqueo en el que se mueve el mineral con Scraper. Estas labores encarecen la preparación y por ello lo normal hoy es utilizar la alternativa para el desarrollo en que se deja caer libremente el mineral y su propio talud regula la carga con L.H.D. 3.6 Ventajas y desventajas Las ventajas y desventajas del método se basa en lo mencionado por (Hartman, 1992) y por (Herrera, y otros, 2007). 29
Las ventajas del Shrinkage Stoping son:
Tasas de producción pequeñas a medianas.
Vaciado del caserón por gravedad.
Método simple, para minas pequeñas.
Capital bajo, algo de mecanización posible.
Soporte de mineral y paredes mínimo.
Desarrollos moderados.
Buena recuperación (75 a 100%).
Baja dilución (10 a 25%).
Selectividad posible.
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 corte y relleno pues no es un trabajo cíclico como en éste.
No hay que mover el mineral durante la explotación, aunque, a veces, hay que emparejarlo para nivelar las plataformas de trabajo de las perforadoras móviles.
Las desventajas del Shrinkage son:
Productividad baja a moderada (3-10 t/hombre-turno).
Costos moderados a altos.
Intensivo en mano de obra.
Mecanización limitada.
Condiciones de trabajo difíciles.
Aproximadamente 60 % del mineral “preso” dentro del caserón hasta el final.
Colgaduras.
Pérdida del caserón en vaciado si no se hace con cuidado.
La corona y costados de la cámara deben ser sanos y firmes. La pendiente ideal es la vertical, pero se considera aplicable hasta 50°.
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.
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3.7 Comentarios Lo siguiente se basa en lo mencionado por (Ortíz, 2004) en sus apuntes de métodos de explotación:
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.
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CAPÍTULO 4 : DISEÑO DE PILARES Y FORTIFICACIÓN EN SHRINKAGE STOPING 4.1. Diseño de Pilares Durante la extracción del material mediante el Shrinkage Stoping, es esencial mantener estable el caserón para evitar el aumento de la dilución en ella. Para ello, en algunas ocasiones, se debe mantener estable el caserón dejando p ilares o fortificando tanto paredes como techo. El presente capítulo se basa en la recopilación y análisis para casos reales empleados en minas que utilizaron Shrinkage Stoping para el diseño de pilares y la fortificación del caserón. Para ello, se describe el método utilizado en la mina de oro de Agnes en Sudáfrica para el cálculo de los esfuerzos y dimensiones de los pilares según lo estipulado por (The design of pillars in the shrinkage stoping of a South African gold mine, 1984). Los resultados obtenidos son comparables con los obtenidos por las fórmulas teóricas aceptadas de los esfuerzos de un pilar. Se encontró que un nivel de esfuerzo de 70 MPa para el ancho del conjunto de pilares (para pilares tanto del piso como en el techo) puede generar fallas en las galerías de la veta como también en las paredes del caserón (desde abajo hacia arriba). Como el Shrinkage Stoping a profundidades mayores de 650 m genera un bajo porcentaje de extracción, métodos alternativos de extracción deberán ser investigados para estos casos. 4.1.1 Introducción El método Shrinkage Stoping soportado por pilares ha sido utilizado por la mina de oro de Agnes desde que las operaciones comenzaron ahí. Si bien nunca ha tenido grandes problemas con la inestabilidad de las rocas, el hecho de haber generado fallas en el pilar de piso (afectando a los niveles de producción como también a las áreas de trabajo) generó una interrogante acerca de si las dimensiones de los pilares eran adecuadas a los actuales niveles de profundidad de la mina y cuáles serían las dimensiones correctas para grandes profundidades. Aunque las fórmulas para el diseño de pilares han sido desarrolladas e implementadas para minas de carbón en Sudáfrica por Salamon y Oravecz, algunas investigaciones han dado pie a su implementación en minas metálicas. Coates dio fórmulas para determinar los esfuerzos de los pilares que están siendo utilizadas en minas en Canadá, mientras que la materia fue investigada en Sudáfrica por De Jongh. 32
La aplicación de las fórmulas para la mina Agnes Gold Mine se investigó mediante un análisis retrospectivo (back analysis). La aplicación del método se menciona en este capítulo para el cálculo de los futuros tamaños de pilares. 4.1.2 Descripción de Agnes Gold Mine Agnes Gold Mine está situada en Swaziland al este de Transvaal, en la República de Sudáfrica. El yacimiento, de aproximadamente 3.5 billones de años de antigüedad, consiste principalmente en sedimentos arcillosos y arenosos con una secuencia volcánica, la cual va de intrusivo básico a ultrabásico. El depósito comprende grandes reservas de baja ley de valor constante. Está situada como un abrupto buzamiento (85 a 90°), intensiva en lutita metamorfoseada laminada. La proyección vertical de la mina descrita puede observarse en la figura 4.1.
Figura 4.1: Proyección vertical de la mina Agnes Gold Mine. Fuente: Kersten, 1984 Los esfuerzos de compresión uniaxial en las coronas y cajas, como también a lo largo de la veta, es de 80 a 100 MPa en ángulo recto a los planos de estratificación. Existen diaclasas horizontales separadas de 1 m entre ellas en muchos de los niveles. Estas diaclasas son estrechamente cerradas, pero forman planos preferenciales o fallas cuando están sujetas a altos niveles de esfuerzos. Como no existe evidencia de lo contrario, el esfuerzo vertical primitivo se asume será en función de la profundidad de la sobrecarga, mientras que el esfuerzo 33
horizontal en ángulo recto al yacimiento, es determinado mediante la técnica de hidrofractura, la cual es 0.85 en relación al esfuerzo vertical. 4.1.3 Análisis retrospectivo El cálculo del nivel de esfuerzo en el cual ocurre la falla en el pilar da alguna medida o indicio acerca del esfuerzo del pilar. Esto implica que existe un método confiable para el cálculo de dichos esfuerzos. En el cálculo de la influencia regional, tanto los pilares de techo como de piso fueron tratados como “pilares combinados” o conjunto de pilares. Se seleccionaron los niveles en los cuales los
pilares fallaban, y se calcularon los esfuerzos de estos conjuntos de pilares. Señales visibles de inestabilidad se hace evidente a los 70 MPa en los pilares de piso, mientras que en galerías de acceso al caserón a 120 MPa se hace inaccesible debido a la falla total del pilar. 4.1.4 Diseño del Pilar En el pasado, las dimensiones de los pilares en la mina Agnes Gold Mine eran construidos basados en la larga experiencia de su grupo de trabajadores. Sin embargo, con las fallas ocurridas en algunos de sus pilares, se requirió una aproximación más sofisticada para determinar dichas dimensiones. El trabajo ya mencionado hace posible establecer los procedimientos del desarrollo para el cual se pueden calcular las dimensiones de los pilares. Se establece el concepto de Factor de Seguridad, el cual se define como el esfuerzo del pilar dividido por el esfuerzo calculado impuesto sobre el pilar. Para situaciones de estabilidad, el factor de seguridad puede variar entre 1 a 6, la magnitud va en f unción de la confiabilidad de los dos valores; cuanto mayor sea la magnitud, menos confiable será el cálculo. En el diseño actual del pilar, se aceptó un factor de seguridad de 1.5. Este valor ha sido utilizado por diversos autores, mientras que un valor de 1.65 se utiliza en minas de carbón en Sudáfrica. 4.1.5 Esfuerzo del Pilar La fuerza (o esfuerzo) de un pilar depende de lo siguiente: a. Parámetros geométricos (la proporción entre ancho y alto, y la forma del pilar) b. Los esfuerzos de la masa rocosa, c. La presencia y orientaciones de diaclasas y otras zonas de debilidad 34
4.1.6 Geometría El efecto de la proporción entre ancho y alto sobre los esfuerzos de los pilares en el carbón fue desarrollado por Salamon y Oravecz expresado en l a siguiente fórmula: Esfuerzo del pilar = Kw0.46/h0.66
kPa
(ec.4.1)
Donde K = esfuerzo de 1 m 3 de carbón medido en el laboratorio w = ancho del pilar en metros h = altura del pilar en metros Los índices 0.46 y 0.66 son aplicables a las minas de carbón. Otros autores han asignado valores de 0.5 y 0.75 siendo aplicables para minas de rocas duras. Estos últimos son utilizados en este estudio. Esta fórmula solo es aplicable a pilares cuadrados. Si se requiere utilizar pilares rectangulares como los utilizados en la corona del caserón como se muestra en la figura 4.2, la fórmula debe ser modificada. El “ancho efectivo” se utiliza en lugar del ancho actual:
Ancho efectivo = 4 A/C
(ec.4.2)
Donde A = área del pilar C = perímetro del pilar.
Figura 4.2: Pilares en el techo y piso en Agnes Gold Mine. Fuente: Kersten, 1984 35
4.1.7 Esfuerzos de la masa rocosa Los esfuerzos de la muestra de ensayo generalmente se aceptan como el máximo valor obtenido en la prueba de laboratorio, pero el esfuerzo actual de la masa rocosa es más bajo debido a la presencia de discontinuidades geológicas. Esto se tiene en cuenta en la fórmula para la modificación de la ecuación sugerida por Wagner:
() ℎ = [() 0.5 0.75]σc
kPa
(ec.4.3)
Donde w = ancho del pilar w0 = ancho de la muestra h = altura del pilar h0 = altura de la muestra σc = esfuerzo de compresión uniaxial
La ecuación 4.3, se utilizó para el cálculo de las curvas dadas en la figura 4.3, y un valor de 80 MPa fue ocupada en el esfuerzo de compresión uniaxial de la lutita. La diferencia en los esfuerzos entre el pilar del piso y pilar de la corona se notan con claridad. La razón para los grandes esfuerzos en el pilar de la corona es que fue realizada mediante el “ancho efectivo”
descrito con anterioridad.
Figura 4.3: Niveles de esfuerzo en pilares a distintas dimensiones. Fuente: Kersten, 1984 36
La fórmula para el esfuerzo del pilar dada con anterioridad generalmente entrega resultados razonables donde la razón entre ancho y altura es menor a 5. Cuando la razón es más grande, los valores de esfuerzos se consideran insuficientes y los resultados son poco confiables. 4.1.8 Carga del pilar El cálculo para los niveles de esfuerzos para los anchos de los pilares combinados en distintos niveles fue basado en la teoría del “área tributaria”. Esta teoría afirma que, si la medición de las
operaciones de extracción es tal que se excluyen los efectos de los sólidos sin tronar, los pilares soportan las cargas de manera uniforme. Las magnitudes de los niveles de carga calculados de este modo son inicialmente sobreestimadas pero, a medida que las operaciones avanzan en su extensión, se convierten en una buena aproximación. Dado que el yacimiento considerado para el estudio es vertical, se utilizó una carga horizontal en ángulo recto con el cuerpo mineral, con valores de carga aumentado a medida que aumenta la profundidad. La magnitud de la componente horizontal primitiva en el campo de esfuerzo en ángulo recto a la veta fue de 0.85 respecto a la carga vertical primitiva. Los valores de esfuerzos o cargas indicados en la figura 4.3 fueron calculados para varios niveles con diferentes anchos en el conjunto de pilares. 4.1.9 Tamaños del Pilar El factor de seguridad, como se definió previamente, es una medida útil de la estabilidad relativa del pilar. Los esfuerzos que actúan sobre los pilares en e l nivel 20 como se muestra en la figura 4.3, para pilar combinado con un ancho de 6 m fueron de 90 MPa (i). El esfuerzo del pilar de la corona y el pilar del piso con anchos de 3 metros fue de 70 MPa (ii) y 90 MPa (iii) respectivamente. Entonces, los factores de seguridad resultantes fueron los sigui entes: Pilar de corona: 95/90 = 1.06 Pilar de piso: 70/90 = 0.78 4.1.10 Comparación de resultados El nivel de esfuerzos en el cual ocurren las fallas determinado mediante el análisis retrospectivo obtuvo una variedad entre 70 y 120 MPa. Las fallas comienzan a los 70 MPa, y una 37
deterioración progresiva toma lugar hasta que ocurre la falla total llegando a los 120 MPa como se mencionó anteriormente. Tal como se representa en la figura 4.3, los 3 metros de pilar de piso en el nivel 20 debería comenzar a fallar a un nivel de esfuerzo entre 60 a 70 MPa, y el pilar de corona a 90 MPa. Tanto el análisis retrospectivo como la fórmula de diseño de pilares indicaban que las fallas en el pilar comenzaban alrededor de los 70 MPa, se logra una medida de confianza en la predicción de fallas del pilar a grandes profundidades con este último método. 4.1.11 Cálculo de las dimensiones del pilar para distintos niveles Los niveles de esfuerzos de pilares combinados de varias dimensiones y profundidades pueden ser determinados a partir de la figura 4.3. Las dimensiones de los pilares de piso y techo también pueden ser calculados, la razón entre el ancho del pilar de piso con el ancho del pilar combinado resulta de 0.55 constante. Con un factor de seguridad de 1.5 propuesto para el diseño, se obtuvieron los valores indicados en la tabla 4.1 para las dimensiones del pilar y porcentajes teóricos de extracción de mineral a medida que la profundidad aumenta cada 50 m. Los niveles de esfuerzos para pilares combinados de diferentes dimensiones en los distintos niveles pueden analizarse en la figura 4.4. Se determinó el tamaño tanto del pilar de corona como del piso, con el factor de seguridad empleado para estos anchos en distintos niveles de esfuerzos.
Tabla 4.1: Dimensión de pilares a distintos niveles. Nivel
Ancho de pilares combinados m
Ancho de pilar de corona m*
Dimension* del pilar de piso m
Recuperación %
25 30 35 40
11 15 17 20
4 5 6 7
7x7 10x10 11x11 13x13
78 70 66 60
* Las dimensiones se aproximan a las dimensiones prácticas Fuente: Traducción de Kersten, 1984
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Figura 4.4: Factor de seguridad para el conjunto de pilares. Fuente: Kersten, 1984
4.1.12 Discusión El dimensionamiento adecuado de los pilares no solo se realiza para prevenir el colapso durante las operaciones mineras, sino que también involucra un aumento de la dilución a medida que aumenta la profundidad. La dilución no será un punto a detallar en este capítulo, pero es un factor importante a la hora de considerar continuar con el uso del método Shrinkage Stoping en grandes profundidades. Adicionalmente a lo anterior, si se dejan pilares diseñados de manera inadecuada, el nivel de esfuerzo sobre las galerías en la veta aumenta sustancialmente y comienza a desprenderse las paredes del caserón, resultando condiciones de inestabilidad. 4.1.13 Conclusiones Parciales Del análisis retrospectivo se concluye que el nivel de esfuerzo a 70 MPa para anchos de pilares combinados causa fallas en las galerías de la veta, como también de arriba hacia abajo en las paredes o cajas del caserón. El uso de fórmulas estándar para el diseño de pilares dan valores similar a los obtenidos mediante el análisis retrospectivo, por lo cual se puede indicar que el diseño de los pilares resulto adecuado para la mina Agnes Gold Mine. La introducción de 39
valores de esfuerzo pertinentes puede hacer de este procedimiento el adecuado para minas de un entorno similar al analizado. Como el Shrinkage Stoping a profundidades mayores de 650 m se pueden originar resultados con muy bajo porcentaje de extracción, por lo tanto métodos alternativos al Shrinkage Stoping pueden analizarse para utilizarse en estas profundidades. 4.2 Fortificación con pernos en Shrinkage Stoping 4.2.1 Introducción El presente tópico se obtuvo como resultado de un estudio realizado en la mina Morococha en Perú por (Colqui, 2003). Uno de las mayores inconvenientes en la aplicación del Shrinkage Stoping, es el empobrecimiento gradual del mineral (dilución) como producto del desprendimiento de las cajas. Para controlar estos desprendimientos y evitar la dilución se implementó una serie de medidas preventivas, entre los que se encuentran los pernos de anclaje. Los pernos de anclaje, en sus diferentes formas y variedades y como sostenimiento activo, sirve principalmente para evitar el desplazamiento de la roca proporcionándole esfuerzos adherentes que la refuerza in situ, consolidándole y cohesionándole, ya que estos elementos no se oponen a las deformaciones de las rocas, sino los controla y posteriormente los frena. En la figura 4.5 se observa el esquema del Shrinkage Stoping en la m ina Morococha (Perú).
Figura 4.5: Shrinkage Stoping en Morococha (Perú). Fuente: Colqui, 2003
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4.2.2 Descripción Los métodos de extracción en los cuales se uti lizan pernos de anclaje son principalmente: Corte y Relleno, Shrinkage y también en el Square Set. En estos métodos las aberturas de los caserones tienen una vida relativamente corta, por consiguiente al usar pernos de anclaje las aberturas pueden mantenerse hasta que la extracción del mineral haya terminado y entonces deben rellenarse. Generalmente sólo las cajas del techo necesitan del empernado, pero hay oportunidades en que tanto la caja piso y el mismo mineral necesita ser empernados al mismo tiempo. El modelo más común usado para el sostenimiento de cajas es una red rectangular donde los pernos son espaciados 5 ft horizontales y 4 ft verticales. Y como siempre, los pernos instalados perpendicularmente a las cajas. El empernado de rocas en block de minerales de un caserón hace posible el quebrantamiento del mineral en un mayor espacio de tal manera que permite mayor altura entre el relleno y el mineral. En este caso se deben instalar los pernos en forma vertical. Sí las vetas son verticales los pernos deben colocarse en el mineral haciendo un ángulo con las cajas. 4.2.3 Selección del perno de anclaje y descripción En la presente investigación se utilizó el perno Split set, que se muestra en la figura 4.6, su elección fue más que todo a la necesidad de conocer su funcionamiento y su eficiencia en el Shrinkage.
Figura 4.6: Descripción de partes de un Split Set. Fuente: Colqui, 2003 41
El Split set, es un estabilizador de roca por fricción, para soporte de cajas y techo. Consiste en un tubo comprensible ranurado, longitudinalmente ahusado en un extremo y en el otro lleva un anillo soldado para sujetar la arandela o plato hacia la roca. La ranura a lo largo del tubo permite que el estabilizador se comprima a medida que es introducido en el taladro cuyo diámetro es menor al tubo, debido a esta comprensión se generan esfuerzos radiales que se extienden desde el tubo hacia la roca a todo lo largo del Split Set. 4.2.4 Fundamento de la longitud del perno Analizando la figura 4.7 que es la sección circular de una labor minera, en la que se puede apreciar los esfuerzos, las presiones verticales y laterales que actúan sobre la labor, se asume que:
Figura 4.7: Esfuerzos laterales y verticales que actúan sobre u na labor. Fuente: Colqui (2003). 00 = Esfuerzo tangencial (que hace un ángulo de 90º con el esfuerzo radial) rr = Esfuerzo radial. P = Presiones verticales. Q Presiones laterales. Ss = Esfuerzo de corte.
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Los valores deducidos para los diferentes esfuerzos son los siguientes:
(ec.4.4)
(ec.4.5)
(ec.4.6)
Asumiendo que las presiones son hidrostáticas, es decir que P = Q, entonces las ecuaciones 4.4, 4.5 y 4.6 se transformarán en 4.7, 4.8 y 4.9, respectivamente.
(ec.4.7)
(ec.4.8)
(ec.4.9)
Representando gráficamente la ecuación 4.7 y 4.8 se obtiene el gráfico de la figura 4.8 y de acuerdo a este se observa que el esfuerzo tangencial es máximo en la periferia y el radial es nulo en el mismo lugar, que el esfuerzo tangencial disminuye conforme se penetra en la roca, mientras que el radial va aumentando conforme se penetra en la roca.
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Figura 4.8: Representación gráfica de las ecuaciones 4.7 y 4.8. Fuente: Colqui, 2003 Una representación gráfica de los esfuerzos de cortes da un gráfico similar al del esfuerzo tangencial, por consiguiente las afirmaciones válidas para el esfuerzo tangencial lo son también para el esfuerzo de corte. Finalmente, del mismo gráfico se puede deducir que los mayores esfuerzos, sin tomar en cuenta el radial, se producen en la periferia como se ha podido apreciar y que a partir de un punto que está a la distancia de un radio de la periferia, el esfuerzo tangencial y el de corte disminuyen notablemente. Haciendo uso de las fórmulas 4.8 y 4.9, se observa cómo varían los esfuerzos tangenciales y de corte para valores numéricos de r; lo que resulta la tabla 4.2. Se observa en las columnas A, lo siguiente: Que a partir de valores mayores a 1.7a, los esfuerzos tangenciales ya no varían tan notablemente como para valores inferiores a 1.7a; se podría decir que a partir de este valor, los esfuerzos tangenciales casi permanecen constantes. Como la longitud de un perno debe ser lo suficiente como para resistir los mayores esfuerzos y como los esfuerzos tangenciales resultan ser notoriamente mayores hasta un punto situado a 0.7a de la periferia, se concluirá entonces que con un perno que tenga esta dimensión se tendrán resultados bastante satisfactorios.
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Tabla 4.2: Variación de esfuerzos tangenciales y de c orte. A
B
R
00
R
Ss
1.0a. 1.1a. 1.2a. 1.3a. 1.4a. 1.5a. 1.6a. 1.7a. 1.8a. 1.9a. 2.0a. 2.1a. 2.2a. 2.3a. 3.0a.
2.00P 1.85P 1.69P 1.59P 1.51P 1.45P 1.39P 1.32P 1.31P 1.27P 1.25P 1.23P 1.21P 1.19P 1.10P
1.0a. 1.1a. 1.2a. 1.3a. 1.4a. 1.5a. 1.6a. 1.7a. 1.8a. 1.9a. 2.0a. 2.1a. 2.2a. 2.3a. 3.0a.
2.00P 1.66P 1.38P 1.18P 1.02P 0.88P 0.78P 0.70P 0.62P 0.56P 0.50P 0.46P 0.42P 0.40P 0.22P
Fuente: Colqui, 2003 Del análisis que se hace de las columnas B, también se obtiene conclusiones similares a las obtenidas de las columnas A. Se observa que a la distancia de un radio desde la periferia el esfuerzo de corte se ha reducido a la cuarta parte de su valor en la periferia, lo cual hace pensar en la posibilidad de usar pernos más cortos que los deducidos para soportar los esfuerzos tangenciales, pero es preciso tener en cuenta que la resistencia al corte del acero es la mitad de la resistencia a la tensión; por esta razón, se deben usar pernos de igual longitud que los pernos calculados para soportar los esfuerzos tangenciales y aún más, para mayor seguridad los pernos se colocan a menor distancia entre ellos. 4.2.5 Capacidad soportante del Split Set La máxima carga que el Split set puede soportar (a la tensión) después de su instalación oscila entre 16,000 a 20,000 lbs. (7.3 - 9.1 TM), considerándose que la resistencia a la rotura del tubo es de 25,000 lbs. (11.3 TM).
4.2.6 Orientación optima de los pernos Utilizando la fórmula empleado para estos casos por GAZIEV Y LAPIN (1983):
= (1 − ) +
(ec.4.10)
45
Donde:
Y contando con la información, se determinó el ángulo óptimo para la extracción: 73° aprox. 4.2.7 Mecánica de funcionamiento del Split Set: La carga actúa en un plano perpendicular al eje del Split Set, así como a lo largo de la misma a medida que es introducida en la perforación. Este efecto combinado produce una zona de compresión triaxial alrededor del Split set, sumada a la cual la presión presente en la roca mediante el plato o arandela produce una zona de compresión en forma de pera en cada Split set. La resistencia (tensión), medida en estudios comparativos, señalan que se incrementan conforme transcurre el tiempo. Este comportamiento lo define como elemento de sostenimiento dinámico. 4.2.8 Espaciamiento entre Split Set El diseño del espaciamiento se basa en dos aspectos: a. La capacidad portante del Split Set. b. Las dimensiones y peso de un probable planchón en un caserón de Shrinkage. Así, por ejemplo, un planchón de 1.5 m x 1.5 m x 1.0 m de espesor, con peso de aproximadamente 7 TM requiere sólo un Split Set para sostenerlo. De ese modo podría establecerse un espaciamiento de 1.5 m entre Split Set. Sin embargo, los planchones no son uniformes en forma, tamaño y ocurrencia. Por este motivo se requiere de un sostenimiento sistemático que permita asegurar la estabilidad local e integral de la caja techo en un caserón de Shrinkage. 46
En este estudio se opta por un espaciamiento cuadrado de 1.0 m x 1.0 m, espaciamiento que se considera conservador y que por razones obvias estará sujeta a revisión y posterior ajuste según los resultados que se obtenga. El espaciamiento mencionado debe cumplirse aun cuando en el terreno (en forma local) se observa buena roca que aparentemente no requiere sostenimiento. 4.2.9 Longitud del Split Set: Este estudio considera una longitud de 7 ft (2.1 m), aunque una longitud de 5 ft sería suficiente. Sin embargo, de acuerdo a los resultados que se obtenga, también debe revisarse este parámetro que fácilmente puede llegar a 3 ft con lo que los costos serían mucho más bajos por Split Set. 4.2.10 Instalación del Split Set: Para su instalación se utilizaron perforadoras manuales de percusión (Jackleg). Teniendo como equipo adicional a un adaptador que por un extremo se introduce en el portabarreno de la perforadora y el otro en el Split Set, permitiendo a la perforadora empujar el tubo dentro del taladro sin aplicar rotación. 4.2.11 Justificación para el empleo de pernos de anclaje en el sostenimiento en Shrinkage La importancia del uso de los pernos de anclaje se asienta en el proceso de aplicación eficaz de estos. Es decir, que tal proceso se pueda llevar a cabo en el momento que se conocen los factores que influyen en él, siendo estos: a. Geología general del lugar donde se utilizará el empernado. b. Mecánica de Rocas aplicada a la localidad. c. Calidad y adecuación de los materiales de empernado. d. Colocación inmediata y procedimiento de instalación Esta consta de tres fases: -
Anclaje del perno en el lugar de retención.
-
Aplicación de la tensión al perno de manera que la roca sea puesto bajo una comprensión paralela al perno.
-
Colocación de los pernos en forma tal que ellos puedan sostener la estructura de la roca en forma apropiada.
47
Por lo tanto, el principio básico del empernado consiste en hacer de la roca empernada una parte integral de la estructura que sostiene. 4.2.12 Conclusiones parciales a. Es necesario y fundamental el tener conocimiento de todas las condiciones del terreno, para la aplicación de los pernos de anclaje. b. Es importante tener en cuenta que el empernado no es un sistema de sostenimiento como lo es el enmaderado, que trabaja a partir del momento en que la roca trata de salir hacia la cavidad, sino que se instala con el objeto principal de que el mismo terreno forme parte integral de la estructura de soporte y que esto se pueda conseguir aplicando los pernos inmediatamente después de que la m asa rocosa ha sido perturbada y abierta. c. Los principios como trabajan los pernos de anclaje, una vez instalados, son: -
Induciendo los esfuerzos de compresión entre la superficie y la roca competente, lugar del anclado.
-
Disminuyendo el pandeo por la transmisión de fuerzas que contrarrestan el desplazamiento de las capas de una roca estratificada, formando un paquete sólido.
-
En otros casos, aunque no recomendable, sosteniendo áreas sueltas, valiéndose del anclado del perno en roca competente.
-
El implantar el empernado como sistema de sostenimiento trae consigo problemas técnicos y de seguridad.
-
Los pernos de anclaje ofrecen diversas variables que se deben seleccionar cuantitativamente, para diseñar un sistema de sostenimiento para cada caso. Para este fin es imprescindible conocer, también cuantitativamente, las características físicas y mecánicas de las rocas que circundan u na abertura subterránea.
-
Los pernos cementados se pueden anclar en rocas con baja resistencia a la compresión, mientras que los pernos convencionales no.
-
Los pernos cementados pueden fallar al vencerse la adherencia fierro - cemento a la adherencia cemento - roca; esto último es siempre menor.
-
Son pocos los terrenos en los cuales los pernos de anclaje no pueden ser aplicados, dependiendo del tipo de anclaje.
-
El empleo de Split Sets abre la posibilidad de aplicar el Shrinkage a vetas cuyas cajas presentan problemas estructurales lo que permitiría incrementar el número de labores por este método, con las implicancias ventajosas en cuanto a menos utilización de recursos se refiere.
-
Contribuirá indirectamente en mejorar la recuperación en la planta concentradora al incrementarse el mineral en vetas.
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CAPÍTULO 5 : VARIANTES DEL SHRINKAGE STOPING 5.1 Shrinkage Resuing Stoping 5.1.1 Introducción Una de las variantes de Shrinkage más destacadas e implementada recientemente se trata del Resuing Shrinkage Stoping, según Chen Xishan en su publicación (Resuing Shrinkage Stoping, 1998), el cual trata de una combinación de dos métodos de explotación, Shrinkage y Resuing, desarrollado para vetas con potencias menores de 0.8 m. En esta variante, la roca de caja es tronada para hacer espacio para las operaciones mineras. Tanto la roca de caja (esteril) como la veta (mineral) son tronadas por separado, dejando el mineral tronado como plataforma de trabajo en e l caserón mientras que el esteril es extraído. En China son comunes las vetas con potencias ínfimas (bajo 0.8 m de ancho), generalmente se presentan en minas de oro u otros metales preciosos, para los cuales tanto el Shrinkage y el Resuing, como el Cut and Fill, son los métodos más utilizados. En el método Resuing, tanto el mineral de la veta como la roca de caja es extraído para hacer un espacio de trabajo de 0.9 m mínimo. El mineral se extrae mediante scrapers hacia piques de traspaso, mientras que el estéril se utiliza como plataforma de trabajo para las operaciones posteriores. Para que la plataforma de trabajo alcance la altura necesaria para proceder con las operaciones mineras se debe tronar parte de la roca de caja. Si la roca presenta un factor de esponjamiento de 1.5 es necesario tronar dos veces más roca de caja que de mineral para asegurar la plataforma. En Resuing convencional, el ancho del caserón para los trabajos se divide en un tercio de veta y dos tercios de roca de caja. Debido a la extracción de las cajas, este método es intensivo en mano de obra y de baja productividad. Mientras que el Shrinkage es adecuado para trabajos en vetas con potencia mayores que 0.8 m, para vetas más delgadas (menores a 0.8 m) también se debe extraer la roca de las cajas para asegurar espacio de trabajo. Cuando se quiebra la roca, inevitablemente se produce un aumento de la dilución. Para prevenir los problemas de los dos métodos anteriormente mencionados en vetas muy estrechas, el Resuing Shrinkage (o Shrinkage con Resuing), ha sido desarrollado. La variante mencionada ha sido probada en la mina de oro Zhuanshanzi en China, y en la práctica ha demostrado obtener buenos resultados. 49
5.1.2 Principios del método Esta variante proviene de una combinación entre los métodos Shrinkage y Resuing. En este método, tal cual como en el Shrinkage, el mineral quebrado por tronadura permanece en el caserón como plataforma de trabajo y, como en el Resuing, una pequeña escala de roca de caja es también quebrada y extraída para asegurar un óptimo espacio de trabajo. Los fragmentos de las cajas se evacuan a través de piques de traspaso y se usan para llenar áreas extraídas en los niveles inferiores. Normalmente, el ancho de las rocas de caja a extraer es un tercio de la potencia del caserón. En la tabla 5.1, se puede apreciar los parámetros técnicoseconómicos de una mina con método Resuing normal. Tabla 5.1: Parámetros técnicos-económicos de Resuing normal. Item Potencia de veta, m
Valor
Comentarios
0.73 Potencia promedio
Buzamiento, grados
62-75
Largo del caseron, m
43.5
Altura del caserón, m
37
Capacidad t/d
8.4 Calculado por la salida actual
Productividad, t/turno/perforación
1.26 Calculado por la salida actual
Pérdida, %
4.5
Dilución, %
43.15
Ley, g/t
4.69 Fuente: Elaboración propia, adaptado de Chen,1998
Bajo las mismas condiciones se puede demostrar que el ancho a extraer de roca de caja en el Shrinkage Resuing es un cuarto de lo que se requiere por método Resuing convencional. Shrinkage Resuing reduce en gran medida el tonelaje de roca de caja a extraer, incrementa la productividad de la mina y elimina la dilución que presenta el método por Shrinkage convencional. Además, esta variante es bastante flexible en su aplicación. Puede utilizarse Shrinkage convencional cuando la veta se vuelve más ancha y cambiar a Shrinkage Resuing cuando la veta se vuelve menor a 0.8 m de potencia.
5.1.3 Caso Práctico en Zhuanshanzi Gold Mine La mina Zhuanshanzi es una mina de oro localizada al norte de Cifeng City, Interior de Mongolia. Las primeras actividades mineras se registran desde 1882, estableciéndose
50
fuertemente como una mina comercial en 1958. En 1979 se llevó a cabo una expansión en la mina. En el año 1998, la mina presentaba 3 secciones de producción: Yangpo, Baidajin y Veta N° 27. Yangpo y N° 27 fueron desarrolladas a través de una chimenea vertical al piso con una altura de 40 m. Para Baidajin, fue aplicada una chimenea inclinada al piso de altura 30 m. Las tres secciones están distribuidas en el plano en un triángulo con una distancia de 440-680 m. entre ellas. Las tres secciones son conectadas por ga lerías subterráneas. El yacimiento es una veta de cuarzo aurífero y sulfuro de zona alterada. La veta presenta buzamientos de 62-75° y va entre 0.4 y 0.7 m de potencia. La principal roca encajadora es diorita intermedia con caliza cristalizada. Tanto el piso como el techo son bastante estables y el mineral fragmentado no se oxida fácilmente o forma conglomerados. El método Resuing ha sido utilizado en esta mina durante bastantes años. Con este método, los cuerpos mineralógicos se dividen en bloques de 40-50 m de corrida, con 3-4 m de pilares en el piso y 2-4 m de pilares en la corona. En un lado del bloque se construye una chimenea para exploración, la cual también es usada como ventilación y acceso. Por el otro lado, otra chimenea se va construyendo a medida que ocurre la extracción de manera ascendente. Debido a que una nueva planta de concentración de 150 tpd fue puesta en marcha, la capacidad total de procesamiento fue aumentada, lo que generaba conflicto con la baja producción generada por el método Resuing. Para generar la producción establecida se debían poner en producción alrededor de 20 bloques en simultáneo usando el método en cuestión. Esto llevaría una serie de dificultades, como una congestionada extracción en el modelo de bloques, intensiva mano de obra, complicada coordinación en la producción, y grandes requerimientos para suministro de aire, agua y ventilación. Estas fueron las condiciones que llevaron a cabo poner a prueba otro tipo de método de explotación. 5.1.4 Trabajos de prueba del Shrinkage Resuing Como muestra la figura 5.1, el caserón de prueba se dispone longitudinalmente y se ubica entre los niveles 3 y 4. El caserón tiene 43.5 m de largo y 40 m de alto con altura neta de 37 m sin incluir la galería de transporte. El buzamiento principal de la veta es de 70° con una potencia promedio de 0.43 m. El mineral presenta una ley media de 15.33 g/t.
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Figura 5.1: Diseño de un Shrinkage Resuing Stoping. Fuente: Chen, 1998 Con el fin de reducir la pérdida de mineral, desarrollos con pilares y un método abierto se llevó a cabo. Una chimenea es construida desde el nivel 4 hacia el nivel 3 en un lado del caserón. Otra chimenea se va construyendo a medida que avanza la extracción ascendente. El inicio de las operaciones de abertura se realiza desde el techo de la galería de transporte en la veta, hacia el techo del caserón. Para la extracción del estéril fragmentado en el caserón, un pique de traspaso de 0.7 m de diámetro es construido en el medio y extendido a medida que el avance se produce de manera ascendente. Catorce embudos de acero de 0.8 m de largo y 0.6 m de ancho son fijados a lo largo del pilar del piso en intervalos de 3 m. Un scraper es utilizado para cargar los fragmentos de roca de caja hacia el pique de traspaso. En ambas chimeneas se instalan escaleras, tuberías y cables para suministros necesarios. El caserón se divide en dos secciones, realizando en cada sección extracción del mineral de la veta y las rocas de caja, ambas entre 21 a 22 m de largo. El ancho diseñado para extracción de mineral fue de 0.6 m con una ley de 8.25 g/t. Dos métodos para iniciar el corte en el caserón son utilizados. Uno de ellos es utilizar la chimenea de acceso como cara libre, y lo otro es tronar haciendo uso de las fracturas como cara libre. En el método de prueba, la abertura fue de 0.6 m de ancho con perforaciones de 0.6 m de profundidad con malla escalonada. Normalmente, los taladros deben seguir la inclinación de la veta, pero pueden estar sujetos a leves cambios según los distintos equipos de perforación utilizados. El avance en cada ciclo de operación es de 0.5 m de abertura.
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Para la perforación se utilizaron stopers fabricados en China, y ANFO para la tronadura. Mecha, cordón detonante, y retardos no eléctricos dieron b uenos resultados para esta operación. Transcurridas dos tronaduras, el material fragmentado se estabiliza o nivela. Esto para prevenir que se mezcle tanto el estéril con el mineral quebrado. Para facilitar la extracción del estéril fuera del caserón, la pila de mineral se agrupa en una pendiente de 5° que va de los lados hacia el centro de la cámara, y luego es cubierta con correas de caucho. El estéril fragmentado se extrae hacia fuera del caserón mediante scrapers dejando el material en el pique de traspaso. Como hemos mencionado, en teoría, el mineral es extraído completamente del caserón una vez que se terminan las operaciones mineras en él. Sin embargo, con el fin de proporcionar un espacio de trabajo determinante para operaciones mineras exitosas y además evitar que el mineral fragmentado se vuelva demasiado compacto, es necesario ir extrayendo una cierta cantidad de mineral tronado. El caserón vaciado se llena con estéril desde el nivel 3 a través de piques prediseñados en el pilar de corona de concreto artificial en la parte superior del caserón. Normalmente, el estéril de los niveles superiores es usado para llenar los sectores vacíos de los niveles inferiores. 5.1.5 Evaluación de los resultados económicos Es obvio que la variante Shrinkage Resuing Stoping tiene muchas ventajas sobre el método de Shrinkage tradicional, Resuing o Cut and Fill. Como muestra la tabla 5.2, este método es superior al método Resuing en varios aspectos técnicos y económicos. Específicamente, se puede observar de la Tabla 5.2 que el Shrinkage Resuing presenta las siguientes ventajas:
La extracción de mineral en el caserón es tres veces más alta que en el método Resuing. Como resultado, en la prueba, es necesario incrementar la capacidad de producciones de la nueva planta de concentración, y reducir el número de operaciones en caserones trabajando en paralelo en la mina.
La productividad es tres veces más grande que hacerlo con el método Resuing. La misma cantidad de mineral demoró solo 111 días en extraer por Shrinkage Resuing donde podría haber tomado 418 días utilizando el método Resuing tradicional. Por lo tanto, el ciclo operacional es considerado corto con esta variante.
El consumo de los insumos para las operaciones fue reducido debido a la menor cantidad de roca de caja tronada. Una reducción de 40.7% en costos mineros fue observado en comparación con el método Resuing. 53
Comparado con el método Shrinkage tradicional, esta variante presenta mejor soporte de roca en las paredes debido a que la roca fragmentada dejada en el caserón es relativamente estática durante las operaciones mineras en todo el caserón. En Shrinkage, la roca quebrada está en movimiento debido a las operaciones de extracción en cada ciclo de operaciones. Tabla 5.2: Comparación entre Shrinkage Resuing y Resuing normal. Item
Resuing Shrinkage
Resuing normal
0.2-0.6
0.2-0.6
Buzamiento, grados
62-75
62-75
Largo del caserón, m
43.5
43.5
Altura del caserón, m
37
37
27.2
8.4
20.68
8.4
4.04
1.26
1.9
4.5
Dilución, %
21.3
43.15
Ley, g/t
6.49
4.69
Toneladas extraídas, t
3020
3442
Costo, RMB*
2948
3604
Potencia de la veta, m
16.66
28.11
Potencia de la veta, m
Capacidad t/día Productividad, t/turno/hombre Productividad, t/turno/hombre Pérdidas, %
*Nota: RMB, Moneda China, $1=8.32 RMB
Fuente: Elaboración propia, adaptado de Chen, 1998 El método de prueba obtuvo una dilución de 21.3 %. La razón de esta cifra alta se debe a que la mayor parte del yacimiento no tiene límites claros entre el mineral y la roca de caja. El Shrinkage Resuing como prueba en la mina se realizó por alrededor de un año, obteniendo buenos resultados técnicos y económicos. Debido a la alta productividad, es innovadora variante del método Shrinkage fue capaz de incrementar la producción del caserón para satisfacer las nuevas necesidades de la planta de procesamiento. El Shrinkage Resuing es especialmente aplicable para minas con vetas extremadamente estrechas, en particular aquellas con potencia de 0.5 – 0.8 m, y es muy flexible en su aplicación. Por otra parte, la cantidad total de roca de caja a extraer puede ser decidida según el espesor real del yacimiento. Si la veta es bastante gruesa para un Shrinkage convencional, extraer la 54
roca de caja no sería necesario para continuar con las operaciones. De lo contrario, se la veta se vuelve estrecha para realizar un Shrinkage, el método de explotación puede convertirse en su variante Shrinkage Resuing Stoping. En conclusión, el Shrinkage Resuing Stoping es un nuevo enfoque efectivo para operaciones de explotación en vetas extremadamente estrechas, siempre y cuando se realice según las indicaciones detalladas, con una mayor optimización en los parámetros técnicos, tanto en el diseño como en la operación en el caserón. 5.2 Otras Variantes del método Shrinkage Stoping El Shrinkage Stoping es un método flexible, en el cual existen muchas variantes para su ejecución utilizando su esquema básico. Las siguientes variables fueron extraídas en los estudios propuestos por (Hartman, 1992) y (Turner, 2000). 5.2.1 Longhole Shrinkage El longhole Shrinkage (o Shrinkage por tiros largos) es desarrollado convencionalmente al igual que el Shrinkage normal. La excepción está en que la perforación en el caserón se realiza desde las chimeneas a los costados del caserón, perforando de 15 a 30 m. La chimenea puede servir tanto como para la entrada y salida de equipos como también plataforma para la perforación y carga de tiros. Tiros largos paralelos son perforados a lo largo de la corrida de la veta. La iniciación de los tiros normalmente se realiza desde una zona de seguridad en la zona de servicio sobre el caserón. En la figura 5.2 se observa el diseño de un longhole Shrinkage.
Figura 5.2: Diseño de un longhole Shrinkage. Fuente: Hartman, 1992 55
El material quebrado no es usado como plataforma, sin embargo, se deja en el caserón para dar soporte a las paredes de este. Este método puede presentar una tasa de producción más elevada que el método convencional de Shrinkage, pero existe un aumento en el riesgo de dilución debido al daño de las paredes desde un tiro desviado o una mala sincronización de la voladura. En la figura 5.3 se muestra las dimensiones de un longhole Shrinkage.
Figura 5.3: Dimensiones de un longhole Shrinkage. Fuente: Turner, 2000 5.2.2 Inclined Shrinkage El inclined Shrinkage (o Shrinkage inclinado) se refiere a una adaptación del método donde múltiples caras o bancos para perforar se realizan a lo largo del caserón a medida que se va extrayendo hacia arriba, el resultado de la tronadura se muestra en la figura 5.4. Los caserones son desarrollados de manera convencional sobre pilares y chutes o sobre conjunto de maderas equipados con chutes. La ventaja de realizar las perforaciones en bancos de múltiples caras es que se puede perforar un lugar específico en un turno dado, con taladros neumáticos jackleg en vez de stopers.
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Figura 5.4: Diseño de un Shrinkage inclinado. Fuente: Hartman, 1992 5.2.3 Rolling Shrinkage El Rolling Shrinkage es una modificación del Shrinkage convencional, en donde la cara a explotar presenta distintos ángulos a medida que se avanza en la corrida de la veta, el ángulo debe ser aproximadamente igual al ángulo dispuesto del material quebrado como se aprecia en la figura 5.5. Los operadores utilizan el material quebrado como superficie de trabajo para perforar la veta. El mineral quebrado puede mantenerse en algunos segmentos para explotar las caras en el caserón preferentes, y minimizar las toneladas de mineral mantenidos en dicho caserón. Estéril también puede utilizarse en la cámara para seguir con las operaciones mineras. El principal requerimiento para este método es realizar accesos superiores, con la corrida de la veta regida por el espaciamiento de estos accesos en la parte superior.
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Figura 5.5: Diseño de un Rolling Shrinkage. Fuente: Turner, 2000 5.2.4 Semi Shrinkage La principal desventaja del Shrinkage Stoping sobre otros métodos es que entre 60 a 70 % del mineral es retenido en el caserón hasta que se complete el arranque de todo el caserón. Esto puede reducirse a 30 % por el uso de maderas de bloqueos o barricadas instaladas en intervalos. Estas barricadas permiten liberar el mineral fragmentado alejado de la frente de trabajo, dejando solo las barricadas m ayores, sostenido solo el mineral necesario para continuar con las operaciones mineras. Este método es solo factible para caserones con anchos menores a 2 m. 5.2.5 Cut and Fill Shrinkage El método Cut and Fill puede ser operado como un método “casi Shrinkage” cuando exista una escasez de relleno. El mineral quebrado solo se deja y se nivela hasta alcanzar la altura requerida para las operaciones. Se acumula hasta alcanzar los niveles superiores del caserón planificado o hasta tener relleno disponible. El mineral quebrado es posteriormente extraído hacia las estocadas en el nivel inferior usando equipos LHD. La altura alcanzada en las p aredes o techo del caserón durante la extracción final puede ocasionar fracturas y dilución. Para prevenir, refuerzo por cable puede ser instalado para reducir algún desprendimiento de roca o el aumento de la dilución.
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5.2.6 Alimak Shrinkage La variante Alimak Shrinkage es aún utilizada por contratistas especializados en Canadá. Chimeneas por alimak son desarrolladas entre los niveles del mineral y la plataforma en ella utilizada para perforaciones largas horizontales. El mineral quebrado no es utilizado como plataforma de trabajo, sin embargo, se utiliza para otorgar soporte a las cajas y techo del caserón. 5.2.7 Transverse Shrinkage La variante Transverse Shrinkage o Shrinkage Transversal, puede ser utilizada para extraer vetas anchas. Los caserones se encuentran alineados a través del yacimiento y los pilares son dejados entre cada caserón de Shrinkage. Estos pilares pueden ser permanentes o pueden ser extraídos en una etapa posterior utilizando un método por tiros largos (después de llenar el caserón vacío) o utilizando Cut and Fill por rebaje. 5.2.8 Shrinkage mediante Scoop El método de explotación Shrinkage Stoping más moderno es aquel que realiza la misma secuencia de extracción antes mencionada, pero que al m omento de vaciar el caserón el Scoop o LHD realiza la extracción del material a través de unas estocadas de carguío. Consiste en correr una estocada de extracción desde la galería de extracción a la galería de base del depósito cada 7.5 m – 15 m. Se trona la primera tajada y se extrae el esponjamiento mediante scoop o LHD, hasta completar la totalidad del vaciado del caserón.
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CAPÍTULO 6 : CASOS DE ESTUDIO 6.1 Proyecto Tongo en Sierra Leona El siguiente capítulo se basa en la descripción del método Shrinkage Stoping para casos reales, para así determinar parámetros de diseño e identificar las principales características del Shrinkage Stoping actual. A continuación se presenta la recopilación del estudio hecho por (Stellar Diamond PLC, 2013) denominado “Conceptual Economic Scoping Study for Stellar Diamond PLC”.
6.1.1 Introducción Stellar Diamonds PLC (SDL) es una empresa que se enfoca en los desarrollos de diamantes en kimberlitas en Africa Occidental. Realizó un estudio económico del Proyecto Tongo en Sierra Leona con el fin de establecer la política de inversión futura de la compañía. Lo siguiente se tomó del Estudio de Prefactibilidad durante el último periodo del 2013 con el fin de determinar las decisiones económicas a fines del mismo año. Tongo es un dique de kimberlita localizada en la Provincia del Este en Sierra Leona aproximadamente a 45 km de la ciudad regional de Kenema. Es cubierta por un dique de kimberlita de 1.9 km de largo, con un ancho o potencia promedio de 0.45 m. La exploración fue llevada a cabo igualmente por SDL. 6.1.2 Geología y Recurso minero Los límites de perforación habían sido completados pero no existía un modelo geológico detallado disponible para el estudio. Los siguientes parámetros se utilizaron para permitir el estudio mencionado:
Largo o corrida: 1900 m
Promedio ancho de la falla: 0.45 m
Profundidad: 350 m bajo la superficie
Buzamiento: Vertical (se inclina hacia al norte aprox. 10°)
Ley: 120 kilates por cien toneladas
Densidad de roca: 2.79 t/m3
Densidad de estéril: 2.7 t/m3
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6.1.3 Aspectos Geotécnicos A una profundidad de 20 m la roca de caja es ligeramente erosionada y muy competente. Esto puede verse en la figura 6.1.
Figura 6.1: Roca de caja en Proyecto Tongo. Fuente: Stellar Diamond PLC, 2013 Se realizó una serie de perforaciones de exploración para determinar los recursos mineros. En Tongo, solo entre 5 a 10 m de los testigos de exploración, antes y después de la veta de kimberlita, fueron utilizadas para su análisis. La roca de caja, mediante perforaciones y a través de un análisis de fuerzas de compresión uniaxial, determinó que presentaban un valor entre 100 a 250 MPa. Los testigos extraídos también sirvieron para medir este parámetro.
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Tres estructuras presentes se pueden percibir en la roca de caja tanto en el techo como en el piso de la veta. Las orientaciones típicas de estas estructuras se presentan en la tabla 6.1 siguiente: Tabla 6.1: Orientaciones de las estructuras. Descripcion Exfoliación Diaclasa Diaclasa
Buzamiento / Espaciamiento estimado Ubicación direccion (º) (m) 89/342 Piso 0.5 82/260 Techo 89/080 Piso 2.0 87/092 Techo 18/350 Piso 0.5 15/200 Techo Fuente: Stellar Diamond PLC, 2013
6.1.4 Método de Explotación Para el diseño de un método de extracción de diamantes en diques de kimberlita se consideraron los siguientes factores: 6.1.4.1 Profundidad de las operaciones Diques de kimberlita han sido explotados en profundidades a más de 600 m. Como regla general las minas existentes pueden sufrir pequeños esfuerzos inducidos debido a la competencia de la roca encajante. Las áreas las cuales sufren deterioros son en los pilares de las estocadas de carguío, en las zonas más débiles y profundas en esos tipos de minas. Este problema es normalmente solucionado con el soporte de estos pilares utilizando lechada. Se puede concluir entonces que la minería en diques puede desarrollarse a una profundidad de 600 m., con pocas fallas inducidas por esfuerzos. Sin embargo, debido a un mayor régimen de esfuerzo, las unidades de soporte deben aumentarse a medida que aumenta la profundidad. 6.1.4.2 Ancho del dique Este es uno de los factores más importantes que rigen a la hora de elegir el método de explotación. La experiencia demuestra que los métodos de explotación masivos como el sublevel Stoping abierto o el sill and bench pueden ser utilizados para la extracción de cuerpos mineralizados inclinados casi verticalmente y estrechos, con potencias entre 1.2 y 3 m. Sin embargo, cuando el cuerpo mineralizado disminuye su potencia bajo los 3 metros, ocurre un aumento invariable en la dilución, la cual en algunos casos, puede llegar a ser de un 70 %.
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Métodos mineros como por caserones abiertos por rebaje o el Shrinkage Stoping han sido exitosamente utilizados desde la décadas del 60 para extraer diques estrechos con dilución de mineral menores al 50 %. El control del terreno se vuelve un problema cuando el caserón por Shrinkage es utilizado para extraer cuerpos con potencias mayores a 2.5 m. En casos donde se utilicen métodos por rebaje en caserones abiertos o similares para la extracción en vetas verticales de oro, potencias entre 0.6 a 2.0 m pueden considerarse óptimos, aunque cuando la potencia es mayor a 1.5 m. el soporte se vuelve un problema, considerando ineficiente el uso de sets de maderas o “postes” en el caserón. Este concepto se resume en la tabla 6.2.
Tabla 6.2: Condiciones de terreno a distintos métodos de explotación. Potencia del dique
Método minero
Comentarios
0.6 a 1.2m
Shrinkage Stoping o Caserones Abiertos 1.2 a 2.0m Shrinkage Stoping o Instalaciones de soporte y alta caserones abiertos, sublevel eficacia en las perforaciones se Stoping. requieren para prevenir dilución. 2.0 a 3.0m Shrinkage y caserones abiertos Como el anterior, aunque los se vuelven menos eficientes apoyos de madera en con el aumento de la potencia. caserones abiertos son Métodos mineros masivos se menos efectivos con vuelven más eficientes con el potencias sobre el 1.5m aumento de la potencia. Sobre 3.0m Bench and sill, VCR, sub Se utilizan métodos mineros level Stoping masivos. Fuente: Traducción de Stellar Diamond PLC, 2013 6.1.4.3 Dilución La dilución en las operaciones en un dique puede atribuirse a lo siguiente:
Roca de caja débil que rodea el dique.
Operación de tronadura induce daños a la roca de caja que rodea el dique.
Una combinación de las anteriores.
La dilución atribuida a la debilidad de la roca de caja que rodea el dique es evidente y dicha debilidad con la dilución son directamente proporcionales. La roca de caja también puede debilitarse debido al daño inducido por los esfuerzos que conduce a un aumento de la dilución en las operaciones a grandes profundidades. Los problemas de dilución más notables se producen cuando se encuentran esquistos en la roca de caja. La dilución debido al desprendimiento de las paredes laterales en el caserón normalmente se limita a 0.5 m. de la zona de contacto de la roca de caja.
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Cabe señalar que la dilución normalmente en la región es de un 40 % para la mayoría de los diques, aunque esto a menudo es en función de las operaciones en diques muy estrechos de altas leyes, en cuyo caso resultan inevitables. Esta cifra es superior que la mayoría de los otros tipos de operaciones en la minería del diamante, donde el promedio de dilución va de 10 a 20 %. La potencia promedio de 0.45 m. en Tongo significa que la dilución siempre será un problema. Sin embargo, esto debería ser relativamente sencillo de manejar, ya que las paredes laterales aparentan ser bastante competentes, como se muestra en la figura 6.2.
Figura 6.2: Dique en Proyecto Tongo. Fuente: Stellar Diamond PLC, 2013 6.1.4.4 Flexibilidad en el sistema de explotación Casi 100 años de experiencia en la minería en diques de kimberlita en África demuestran que los diques rara vez son continuos en la dirección de su corrida y presentan potencias fluctuantes. Las potencias de los diques en promedio son de 0.6 m., con largos entre 70 a 80 m. El ancho de un dique varía a lo largo de su extensión vertical.
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Para la selección del método de explotación se deben tener en consideración la existencia de las fluctuaciones y debe ser suficientemente flexible. La experiencia en Sudáfrica demuestra que tanto el Shrinkage Stoping como el método por caserones abiertos son los utilizados con mayor frecuencia para estos casos. Los métodos por caserones abiertos han sido utilizados para la extracción en depósitos con potencias estrechas en estaño o cromo. Sin embargo, a pesar del hecho de que estos sistemas presentan bastante flexibilidad, la dilución puede ser alta debido a la variación en la potencia del depósito mineral y su dirección. 6.1.4.5 Presencia de Agua La presencia de agua afecta las operaciones mineras en el dique tanto directa como indirectamente. Las consecuencias directas son los deterioros en los túneles en la kimberlita debido a la presencia de agua y las inundaciones de los trabajos debido a su ingreso a través de los cortes o discontinuidades geológicas. La consolidación del mineral de pila en el Shrinkage y la formación de barro son las principales consecuencias indirectas. Con el fin de reducir la entrada de agua desde la superficie, es preferible evitar las aberturas a través de ésta. Esto significa que es recomendable dejar in situ un pilar en la corona. Por lo tanto, se deduce que cualquier método de explotación que no incorpora el uso de dicho pilar puede considerarse inadecuado. También en áreas donde transcurre alto flujo de agua en el terreno, el uso de Shrinkage se debe evitar para prevenir la ocurrencia de barro y la consolidación del material a extraer. 6.1.4.6 Competencia de la Roca de Caja La competencia de la roca de caja en este caso de estudio determina si el método a utilizar será mediante caserones abiertos por rebaje o Shrinkage Stoping. En el caso de las minas con diques diamantíferos la presencia de zonas de corte débiles en la roca de caja es el problema más grande en términos de estabilidad en las paredes del caserón. En ese caso, por lo general es necesario emplear el método Shrinkage y aceptar la dilución que ocurriría por el desprendimiento de roca en la pared tras la extracción. El soporte de la pared con pernos normalmente es dificultoso, se prefiere dar soporte con sets de m aderas y pilares. 6.1.5 Potenciales Métodos de Explotación Esta sección define los métodos de explotación que están siendo utilizados en situaciones similares a Tongo especialmente con respecto a la geometría del cuerpo mineralizado.
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6.1.5.1 Caserones abiertos por rebaje Junto al Shrinkage Stoping, este es el método tradicional en el cual los diques han sido explotados en los últimos 30 años. Hasta la fecha, la profundidad operativa es controlada solo a lo que indica las actuales experiencias (500 a 600 m). Sin embargo, vetas con abrupto buzamiento de oro han sido extraídas a profundidades sobre los 1500 m., lo que indica el posible límite de profundidad operativa de este sistema. Este método es eficaz en la extracción de diques con anchos entre 0.6 y 2.0 m (diques más estrechos pueden extraerse solo si económicamente es viable). Cuando el ancho del dique aumenta sobre 1.5 m el soporte del caserón se vuelve cada vez más ineficaz, así que se deben tomar precauciones del caso. Como resultado, los “postes” en la mina dejada como soporte tienden a torcerse y caerse.
El sistema tiene un alto grado de flexibilidad y puede adaptarse a las variaciones tanto de la dirección como de la potencia del dique. La dilución asociada a este método es normalmente en la región de 40 % debido a la debilidad de las zonas de contacto. Cuando no se utiliza Shrinkage, el problema que ocasiona la consolidación del material acumulado en los puntos de extracción disminuye considerablemente. Un pilar en la corona podría dejarse in situ para prevenir el ingreso directo de agua. En la figura 6.3 puede observarse el esquema del método por caserones abiertos en Proyecto Tongo.
Figura 6.3: Método por caserones abiertos en Proyecto Tongo. Fuente: Stellar Diamond PLC, 2013
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6.1.5.2 Shrinkage Stoping Esta técnica ha sido utilizada durante varios años para la extracción de diques. Los comentarios acerca de la profundidad operacional, potencia del dique y flexibilidad son similares a los indicados en el método anterior, aunque este método es adecuado para las vetas más amplias (con mayores potencias). El apoyo o soporte en las caras del caserón en un Shrinkage Stoping se vuelve un problema cuando la potencia aumenta sobre los 2.0 o 2.5 m. debido al ineficiente auto soporte de la mina. La principal ventaja es que la misma pila del Shrinkage puede utilizarse como soporte para las paredes del caserón poco competentes, y este método tiende a utilizarse en las minas más profundas con paredes laterales débiles. La principal desventaja mencionada con anterioridad es que la pila de material acumulado puede consolidarse y originar barros con el ingreso de agua al caserón. También existe el problema de los “ingresos económicos diferidos”, ya que el mineral queda en el caserón como
material de apoyo. Este mineral, sin embargo, es recuperado al final de la vida del caserón. El método por Shrinkage Stoping en Proyecto Tongo se observa en la figura 6.4.
Figura 6.4: Método 6.4: Método por Shrinkage Stoping en Proyecto Tongo. Fuente: Stellar Fuente: Stellar Diamond PLC, 2013
6.1.5.3 Conclusiones de los métodos Donde las potencias de los diques estén por debajo de 2.0 a 2.5 m., tanto el método por caserones abiertos por rebaje como el Shrinkage Stoping (por realce) se tornan apropiados 67
para la explotación. En el caso en que la roca de caja sea débil o poco competente, entonces el sistema de explotación debe ser el Shrinkage hasta llegar a profundidades de 600 m. Una vez que la profundidad sobrepasa los 600 m., se debe considerar si o si utilizar el Shrinkage Stoping. El uso de Shrinkage asume que las paredes del caserón se deteriorarán con la profundidad debido a las fracturas inducidas por los esfuerzos de la masa de roca que rodea al dique. En caso de las operaciones bajo 600 m., la secuencia a utilizar (Shrinkage o caserones abiertos) se determinará según las consideraciones prácticas m ineras. Cuando el ancho o potencia del dique excede los 1.5 m., un sistema sublevel open Stoping puede considerarse a utilizar cuando la potencia del dique es definido en al menos 100 m. siguiendo la explotación actual. Sin emba rgo, se tiene en consideración que los dos métodos de explotación más adecuados para el dique en Tongo son los dos mencionados con anterioridad, considerando la poca continuidad. 6.1.6 Shrinkage Stoping comparado a Caserones Abiertos: Los diques de kimberlita en las minas de diamantes en Sudáfrica varían en potencias desde unos pocos centímetros hasta más de un metro y medio. Ocasionalmente ocurren esponjamientos locales (o estallidos) donde las potencias aumentan sobre los tres metros en una longitud generalmente corta. Algunas veces el esponjamiento es de dimensión suficiente para garantizar un método de explotación masivo pero en esos casos existe una significativa disminución en las leyes encontradas tras los estallidos. estallidos. Este cambio en las leyes necesita ser evaluado antes que cualquier tipo de infraestructura sea desarrollada para el método de explotación. Existe un conocimiento limitado en las variaciones de las potencias en el dique en Tongo, aunque la evidencia inicial sugiere que el dique es bastante sencillo. Se asume que, aunque los estallidos pueden ocurrir, esto sería más la excepción que la regla, y por ende el diseño subterráneo debería ser basado en uno (o ambos) de los métodos antes mencionados. Ambos presentan ventajas y desventajas específicas. El método por caserones abiertos es más aplicable para diques con roca de caja más competente, con paredes fuertes, las cuales permanecen intactas durante el progreso de las operaciones mineras. En este método, la mayoría de la roca de caja que se extrae es la que necesita ser tronada para proveer la potencia necesaria en el diseño del caserón, la cual resulta en una dilución baja. En las paredes del caserón ocurre desprendimiento de roca, aunque esto se minimiza con las instalaciones de d e soporte. 68
Este método también permite un estricto control de las leyes, debido al tiempo que transcurre entre la tronadura de una cara en el caserón y el tratamiento del mineral, siendo corto entre uno a dos días. Las leyes, las cuales pueden fluctuar notablemente en el mismo dique, pueden también ser monitoreadas muy de cerca, y como ha sido el caso en algunas minas en diques, las operaciones en caserones con leyes bajas pueden suspenderse temporalmente si las circunstancias lo permiten. Cuando existan paredes laterales débiles, el método por caserones abiertos es generalmente considerado como el método más seguro, aunque los resultados arrojan una alta proporción de material estéril en los puntos de extracción. Esto se debe al desprendimiento y consecuente pérdida de las paredes laterales a medida que el mineral está siendo extraído, lo que resulta en la incorporación de residuos sobre el material de mena. En muchos de los casos en donde se controla la extracción resulta en estéril migrando hacia los puntos de extracción. En algunas minas, esta dilución ha tenido gran responsabilidad en la caída de las leyes de cabeza menor a la mitad que las leyes in situ del dique. El Shrinkage Stoping requiere menor utilización de madera para el soporte que el otro método. El método por caserón abierto generalmente requiere maderas para ser instalados sobre el mineral del caserón para proveer soporte temporal a los trabajadores mientras ellos perforan, como se observa en la figura 6.5. Lo positivo en utilizar menos madera también se traduce en un menor riesgo en provocar incendios.
Figura 6.5: Soporte con madera en un caserón. Fuente: Stellar Fuente: Stellar Diamond PLC, 2013 69
El método Shrinkage requiere un tiempo de ejecución prolongado antes de entrar en la etapa de full producción en un caserón (entre 6 a 7 puntos de extracción serán necesarios para que esto ocurra). También se requiere un buen control en la extracción con el fin de mantener una superficie plana en dicho caserón a medida que el mineral se extrae. Si esto no se practica, o si un punto de extracción en particular se recubre, y a la cara del caserón no se puede llegar desde el material quebrado, se deben construir accesos, los cuales son procesos que llevan tiempo. Además de estos inconvenientes, si el terreno es húmedo, pueden ocurrir problemas de bloqueos o materiales “colgantes” en la pila de kimberlita fragmentada, a veces resultando en la
esterilización del mineral. 6.1.7. Descripción General y diseño del Shrinkage Stoping: En la mayoría de las aplicaciones de Shrinkage, el mineral es extraido en tajadas horizontales, comenzando desde abajo en el caserón y avanzando hacia arriba. Parte del mineral es dejado en el caserón vaciado donde sirve como plataforma para minar hacia arriba y soportar las paredes en dicho caserón. La figura 6.6 muestra el diseño estándar de un Shrinkage Stoping típico.
Figura 6.6: Diseño estándar de un Shrinkage Stoping. Fuente: Stellar Diamond PLC, 2013 Tras la tronadura, la roca aumenta el volumen ocupado en alrededor de un 60 %. Por lo tanto, un 40 % del mineral tronado debe extraerse continuamente mientras la cara es avanzada con el fin de mantener un espacio favorable entre dicha cara y el material quebrado, normalmente 70
entre 1.5 a 2 m. Cuando las operaciones completan el caserón planificado, las operaciones se detienen y el restante 60 % del mineral es recuperado. Los depósitos minerales pueden extraerse hasta por una sola tajada, mientras que los más grandes se dividen en varios caserones separados por pilares intermedios para estabilizar las paredes y techos. En este último caso, los caserones pueden presentar dimensiones de 120 m de largo con pilares de 10 m. Los pilares pueden recuperarse una vez completada la fase de extracción primaria. Debido a su poca profundidad y corridas generalmente largas, las minas de diamantes en fallas verticales han adaptado el método Shrinkage estándar mencionado con anterioridad a un método en el cual la cara a extraer en el caserón no es horizontal, pero presenta un ángulo generalmente entre 30 a 45° a la horizontal. A medida que se avanza, la extracción de la cara avanza hacia arriba hacia el nivel previo (ya minado), y luego horizontalmente a lo largo de la corrida. Un largo constante de cara para explotar permite una mejora en la productividad, especialmente en cuanto a la asignación de mano de obra por caserón se refiere. Esto quiere decir que en un solo nivel existirán dos caserones; uno avanzando hacia la izquierda y el otro hacia la derecha. Chimeneas cortas fueron desarrolladas desde el techo de dicha galería y el mineral se extraía mediante embudos o chutes. La figura 6.7 muestra l a extracción mediante embudos.
Figura 6.7: Extracción mediante embudos en Shrinkage Stoping. Fuente: Stellar Diamond PLC, 2013 71
Debido al problema asociado al material colgante en las chimeneas y la estabilidad de los embudos, la mayoría de las galerías bajo la falla han adoptado un sistema que se describe a continuación. 6.1.8 Adaptación del modelo general para Tongo: Una vez que las estocadas de accesos han intersectado a la falla, la galería “en la falla” (o de producción) se construye tanto hacia la izquierda como hacia la derecha, como se aprecia en la figura 6.8. Esto es el equivalente a la galería de producción en vetas estrechas y/o con depósitos con buzamiento tabular. La práctica común es desarrollar una galería “en roca”
paralela de 6 a 8 m. desde la galería en la falla (en función de las restricciones geotécnicas y la selección de equipos).
Figura 6.8: Diseño de Shrinkage Stoping para Proyecto Tongo. Fuente: Stellar Diamond PLC, 2013
La galería “en roca” entonces se utiliza como una galería de transporte y, desde dicha galería,
las estocadas son construidas para intersectar a la galería “en la falla”. La galería en la falla se desarrolla antes de la galería de transporte con el fin de realizarla siguiendo los cambios de dirección de la falla, y también para permitir una separación constante (un ancho constante del pilar) que se origina entre las dos galerías. Como regla general, la separación entre galerías es
72
de 5 m. para profundidades de hasta 250 m., 10 m en profundidades que van de 250 a 500 m. y 15 m en profundidades mayores a 500 m. Como se menciona anteriormente, el espaciamiento entre estocadas va en directa relación tanto con las limitaciones geotécnicas como por la selección de equipos a utilizar, pero lo ideal es que sea lo suficientemente pequeña para permitir la interacción entre los puntos de extracción, permitiendo así una superficie plana de trabajo a medida que se extrae el mineral del caserón, dicha separación es generalmente de 6 a 8 m. Si el ancho de los puntos de extracción es de 3 m. y presenta un material fragmentado a extraer de 300 mm se requiere una separación máxima de 10 m.; para ancho de 2 m. en los puntos de extracción se necesita una separación de no menos que 5 m. El método Shrinkage para una falla vertical se inicia desde una chimenea. La práctica estándar es realizar una chimenea verticalmente y establecer la cara a explotar en el caserón acuñando las paredes desde abajo hacia arriba, creando una “V” inve rtida como muestra la figura 6.9.
Figura 6.9: Descripción de Shrinkage Stoping para Proyecto Tongo. Fuente: Stellar Diamond PLC, 2013 El acceso al caserón se realiza desde el nivel superior. Esta chimenea se desarrolla desde la parte superior de la cara operativa a extraer del caserón, hasta generalmente la intersección entre la tercera y cuarta estocada del nivel superior. Esto se utiliza también para el constante flujo de ventilación. 73
Generalmente, una vez que el nivel ha sido completamente extraído, en el caso de las fallas de diamantes, las operaciones pueden comenzar en el nivel anterior. Una chimenea podría construirse en el primer nivel de arriba para crear un acceso secundario y un circuito de ventilación. De esta manera, varios niveles pueden ser extraídos simultáneamente, y será necesario adaptar la capacidad de transporte de mineral según los caserones a extraer. En Tongo, se dejará un pilar horizontal para separar un nivel con otro. El espaciamiento entre niveles para un diseño de un Shrinkage Stoping depende del ángulo de la cara a explotar. Un ángulo de cara estándar aceptable es de 30°, la cual, con espaciamiento entre niveles de 30 a 40 m. resulta en un largo de cara manejable. Aunque la determinación de un largo de cara óptimo depende principalmente de la mano de obra y la productividad, un largo de 60 m. puede ser lo considerado como la cara máxima para las operaciones de perforación y tronadura en un turno (el turno siguiente sería el utilizado para extraer el mineral esponjado). 6.1.9 Selección de Equipos: La capacidad de tonelajes y la selección de equipos son dos criterios que están estrechamente relacionados en la minería en una falla de diamantes. Las operaciones en un cara del caserón en una falla son, necesariamente, intensivas con caserones siendo perforados mediante maquinas manuales neumáticas. En el pasado se realizaron numerosos intentos por realizar un trabajo en caserón mecanizado pero ninguno tuvo un gran éxito. Hay dos factores principales que contribuyen a la falta de mecanización: En primer lugar, la mayoría de las fallas son de potencias menores a 1 m. y por lo tanto, a menos que se acepte una cantidad significativa de dilución prevista, la zona de trabajo es demasiado estrecha para permitir el equipo mecanizado. El segundo factor es la “incertidumbre” de la falla misma. Las fallas de kimberlita en ocasiones son rectas, y tienden a ensancharse y “serpentear” tanto en el plano vertical como horizontal
(como en este caso de estudio). A veces tienden a girar en ángulo recto y a menudo se presentan como sistema de fallas. Durante las operaciones mineras, estos cambios de dirección o forma de la falla, pueden originar que operaciones que duren poco tiempo aumenten a varios días. La mecanización dentro del caserón, incluso para las perforaciones de tiros largos, puede ser desastrosa si la advertencia a los cambios durante el avance no es clara o determinada. La flota de carga en una mina de falla vertical por lo general consiste en un cargador mecánico, es decir, los cargadores Eimco con capacidades de pala de 0.13 m 3 (1 carga = 0.2 t) y 1 t de capacidad de carga. Una locomotora de 1.5 m. usualmente se utiliza para transportar la carga 74
hacia un pique de traspaso. Las unidades de la locomotora dependerán de la distancia de la cara del caserón y el pique, y de las cantidades de caserones siendo operados, que puede variar en función de la longitud o corrida total conocida y el número de fallas desplazadas presentes. 6.1.9.1 Equipo dentro del caserón: Como se discutió con anterioridad, las operaciones mineras en fallas son intensivas en mano de obra, al igual que en aquellos depósitos de tipo tabular encontrados en muchas minas de oro y plata subterráneos en Sudáfrica. El equipo será esencialmente el mismo, es decir, perforadora neumática manual. 6.1.10 Parámetros finales del diseño en Tongo: Como conclusión, los parámetros para diseño final en el proyecto Tongo serán los siguientes:
La galería de transporte y el desarrollo de las estocadas de carguío se disponen por delante de la cara del caserón, se deben mantener a una distancia igual a la cara del caserón a medida que este va avanzando.
Una distancia de seguridad de 1.8 m de altura se mantiene entre la pila de mineral del Shrinkage y la cara del caserón a explotar.
El grosor del pilar de estabilidad (horizontal) es de 5 m.
El avance mensual de la cara del caserón es de 12.3 m. (hacia arriba), esto basado en un avance normal tras tronadura de 1.2 m en la cara.
La separación entre estocadas de carguío es de 10 m.
El espaciamiento entre la galería de transporte y la galería “en la falla” (o de producción) es
de 6 m.
Las dimensiones para la extracción utilizadas en la programación se muestran en la Tabla 6.3. Tabla 6.3: Dimensiones de labores. Labor Ancho m Altura m Galería de producción 2.0 2.0 Galería de transporte 2.0 2.0 Estocadas 2.0 2.0 Chimenea 1.5 1.5 Piques 2.0 2.0 Potencia del caserón 0.85 Fuente: Elaboración propia, adaptado de Stellar Diamond PLC, 2013
75
6.2 Proyecto Gaocheng en China Lo siguiente se basa en el estudio realizado por la consultora AMC Mining Consultants, a petición de (Silvercorp Metals Inc, 2012) denominado “Ni 43-101 Technical Report on the GC AG-ZN-PB Project in Guangdong Province people’s Republic of China” . 6.2.1 Introducción El proyecto Gaocheng está situado en la entrada del pueblo de Gaocheng, en la Provincia de Guangdong en China. Geológicamente, el depósito se ubica en la intersección de dos importantes zonas de fallas con rocas clásticas sedimentarias y carbonatadas. El mapa geológico-tectónico de la zona se observa en la figura 6.10. Existe una variada mineralización en la zona, siendo las predominantes plomo, zinc y plata. La mineralización es 95% primaria y principalmente dispuesto de manera diseminada. Las vetas presentan buzamiento entre 60 a 85°, además de anchos variados que van de 0.1 a 10 m, largos que alcanzan los 1200 m y altura 500 m. Existen en el proyecto 25 vetas.
Figura 6.10: Mapa geológico-tectónico del sur de China. Fuente: Silvercorp Metals Inc, 2012
Las reservas del proyecto fueron estimadas según dos métodos de extracción, Shrinkage Stoping y Resuing Stoping, altamente selectivos, utilizando una ley estimada de 135 g/t de Ag. El método de Shrinkage en esta mina utiliza el mineral fracturado como plataforma de trabajo en 76
cada caserón. Una vez arrancado todo el mineral, el caserón se extrae permaneciendo vacío. El método Resuing, en cambio, utiliza el material estéril del piso del caserón (proporcionando un ancho mínimo operacional) como plataforma de trabajo en las operaciones de realce. En este caso el estéril permanece en el caserón una vez completado el arranque. El acceso a esta m ina se realiza mediante rampas y piques. La dilución media y la recuperación mediante Shrinkage resulta de 10.3% y 90% respectivamente, mientras que en el Resuing Stoping 25% y 88% respectivamente. La consultora AMC considera que la dilución estimada es razonable y proporcional a los métodos empleados. Propone que para controlar la dilución es importante llevar a cabo operaciones manuales para separar el mineral del estéril. En el caso de las recuperaciones, algunas pueden ser menores a lo teóricamente estimado, pero eso no tendrá un impacto mayor al 3% en el tonelaje extraído. La vida de producción de la mina será de 12 años (2013-2021). Parte del estéril ocasionado tras la etapa de desarrollos y producción podrán ser utilizados para rellenar algunos caserones vacíos tras el uso de Shrinkage, aunque esto no está en el plan minero actual. La densidad aparente estimada es de 3.57 t/m3, la cual para el estudio de factibilidad se consideró constante para todas las vetas y áreas y también asumiendo que el material no se oxida. El Shrinkage Stoping tendrá 0.8 m de ancho para las operaciones, mismo ancho que la veta. El Resuing en cambio, tendrá 0.3 m de ancho de veta pero 0.8 m de ancho para las operaciones mineras. Según el estudio técnico de AMC, los parámetros de los métodos a utilizar se muestran en la tabla 6.4. Tabla 6.4: Parámetros de los métodos de explotación en Gaocheng. Método Minero
Shrinkage
Resuing
Potencia, m 4.0 0.8 Dilución, % 10.3 25.0 Recuperación 90.0 88.1 Fuente: Traducción de Silvercorp Metals Inc, 2012 De esta tabla, y según el estudio técnico propuesto por AMC se podrá establecer lo siguiente:
Si bien en la mina se pretendía recuperar los pilares dejados tanto en los caserones por Resuing y por Shrinkage, AMC considera riesgoso hacerlo debido a la combinación de caserones vacíos con caserones rellenos (Shrinkage y Resuing respectivamente). 77
AMC estima que el caserón por Shrinkage semi-mecanizado en la Etapa 1 (usando unidades LHD) tendrá marginalmente mayor pérdida de mineral comparando con los caserones por Shrinkage convencional utilizado en la Etapa 2 (utilizando ferrocarril). Esto debido a la utilización de puntos de extracción dejados en los pilares inferiores del caseron para acomodar la extracción mediante LHD, y los embudos de mineral que quedan entre dichos puntos de extracción los cuales se asumen que no serán recuperados (debido a que no se tienen equipos de LHD automatizados o a la caída de estéril de la pared del caserón a esas zonas).
El diseño de los caserones conlleva dejar un pilar de techo (o corona) de 3 a 5 m de alto, el cual es dejado in situ para propósitos de estabilidad regional y evitar la dilución en el caserón por caída de material. Se considera esta dimensión debido a los anchos de los caserones según ambos métodos antes mencionados. Sin embargo, el estudio no considera las pérdidas de mineral que pueden existir sobre el pilar de corona en los caserones superiores, los cuales pueden llegar a no más del 3% del tonelaje del caserón.
6.2.2 Método de explotación: La mina se divide en dos etapas para la producción y desarrollo:
La etapa 1 se encuentra en producción con desarrollos avanzados mediantes equipos móviles sobre neumáticos con motor diésel (Jumbos, cargadores y camiones) ubicado en el acceso al subterráneo hasta el nivel -50.
La etapa 2 se desarrolla utilizando equipos sobre oruga (locomotoras eléctricas, cargadores eléctricos y perforación neumática manual), ubicado entre los niveles -50 a 300.
Tanto los caserones por Resuing como por Shrinkage, la producción se emplea perforando mediante jacklegs. La evacuación del mineral se realiza a través de los puntos de extracción bajo el caserón. En la etapa 1, la extracción del mineral se realiza mediante LHD hacia la superficie, mientras que en la etapa 2, se realiza por locomotoras hasta una chimenea de traspaso que lleva el material hacia afuera mediante el uso de poleas. 6.2.3 Evaluación de estabilidad del método Se realizó previamente un estudio de estabilidad del Shrinkage Stoping utilizando el método de gráfico de estabilidad modificado de Mathews. Los parámetros de entrada usados para la evaluación se basan en las condiciones medias de la masa rocosa determinados a través de estudios geotécnicos. El estudio del diseño del Shrinkage Stoping propuesto consiste en paneles de 50 m de largo (corrida), y 50 m de alto, resultando en un caserón con pared colgante 78
(techo) con radio hidráulico (HR) de 12.5. Cada caserón de Shrinkage permanece relleno con mineral quebrado hasta que la excavación es completada hacia arriba, tras lo cual dicho mineral es removido desde el caserón hacia las estocadas de carguío. Al completar la producción, el caserón permanece abierto y sin relleno. AMC establece que el radio hidráulico de 12.5 en las paredes colgantes del caserón abierto es el máximo límite para permanecer estable sin la necesidad de fortificar mediante pernos de cable. Debido a que las condiciones del terreno son variables (localmente mejor o peor que los valores medios utilizadas para las evaluaciones), instancias de inestabilidad de cajas y techos se pueden esperar. La inestabilidad de la pared colgante puede resultar en inaceptables niveles de dilución del stock de mineral quebrado, o perdida de mineral en el caserón. En conclusión, las cajas y techos del caserón por Shrinkage permanecen estables sin la necesidad de fortificación mediante pernos para la mayoría de las condiciones que presenta el macizo rocoso. Cabe señalar que esta evaluación fue realizada en base al “macizo rocoso”, y no tiene cuenta
los posibles efectos de inestabilidad asociada con importantes estructuras como fallas o zonas de cizalle. Estos deben ser considerados en una base caso por caso. Donde se encuentren las condiciones pobres del macizo rocoso, la evaluación indica utilizar una malla de pernos espaciados a 1.5 m y soporte de shotcrete (50 a 70 mm de capa) siempre que sea necesario. 6.2.4 Pilares del Caserón Los pilares en la corona tanto para el Shrinkage como en el Resuing serán aproximadamente de 3 a 5 m de altura, con el mismo ancho y buzamiento de la veta. Basado en el estudio de AMC sobre las condiciones de la masa rocosa y el ancho reducido de las vetas previstas, la dimensión del pilar es considerada tolerable. Se debería considerar, sin embargo, que debido a la variabilidad de la condición de masa rocosa es probable que se utilicen pilares más grandes cuando se encuentren condiciones pobres de rocas. Además, a medida que se realizan operaciones mineras a grandes profundidades, aumentan los esfuerzos por lo que resulta conveniente utilizar pilares grandes también. 6.2.5 Tasa de producción Las operaciones mineras se llevarán a cabo los 365 días del año, pero la producción mina estará programada sobre una planificación de 330 días por año aprox. La tasa de producción diaria será de 1500 tpd aprox. durante los primeros ocho años, aumentando a 1570 tpd aprox. los últimos cuatro. La vida de producción está estimada para 12 años. 79
La producción espera presentar 80 tpd para un caserón por Shrinkage Stoping y 75 tpd para caserón por Resuing Stoping, con la producción por nivel máxima de aproximadamente el 25 % de los caserones disponibles y sobre 20 caserones activos simultáneamente en todos los niveles. 6.2.6 Shrinkage Stoping: Shrinkage Stoping y Resuing Stoping son los métodos de explotación minera que se utilizarán en el proyecto. Durante Mayo del 2011, AMC observó las formas de aplicación de estos métodos en la mina Ying Mine cercana a la mina Gaocheng, y al obtener buenos resultados, se consideraron apropiadas para su implementación. El Shrinkage Stoping comienza con establecer una galería en el piso junto a la veta (a lo largo) realizando una “exposición” de esta. Una galería de acceso (convencionalmente una galería a nivel del muro inferior) se desarrolla paralelamente a la veta. Esta se encuentra “fuera” de la
veta, por lo tanto no se ve afectada durante el vaciado de mineral y también permite el acceso libre del cargador para la extracción del material. Estocadas entre la galería de acceso y la galería en el piso se desarrollaran a 7 m aproximadamente de espaciamiento unas con otras (pero esto depende del tipo de cargador a utilizar, las dimensiones y el grosor de los pilares del piso requeridos para darle estabilidad a la veta). Las estocadas actúan como puntos de extracción del mineral fragmentado desde el caserón. Chimeneas de accesos utilizadas también para servicios requeridos se establecen en cada extremo del bloque del caserón. Cada bloque es de 50 m de alto por 50 m de largo. Los operarios mineros utilizan perforadoras manuales tipo Jackleg para perforar 1.8 a 2.2 m de largo, las cuales tendrán inclinaciones de 75 a 85º (casi verticales). La típica malla de perforación utiliza un burden entre 0.6 m y 0.8 m y espaciamientos entre 0.8 m a 1.2 m, dependiendo de la potencia de la veta. Las perforaciones son cargadas con cartuchos de explosivos e iniciadas a fuego. El factor de poder del explosivo va de 0.4 a 0.5 kg/t. La parte del caserón tronada rellena el vacío que va qu edando a medida que se continúa con el arranque de material por realce. Mientras se sigue con el realce, alrededor del 30 a 40% del mineral quebrado en el caserón es vaciado hasta que se completa el todo el caserón. Llegando a este punto, el mineral que queda en el caserón es vaciado completamente, manteniendo y planificando cuidadosamente la operación para que no ocurra dilución. Un pilar en la corona se deja durante las operaciones para darle estabilidad regional y minimizar di lución proveniente del techo. Ventilación, aire comprimido y suministro de agua son otorgadas a través 80
de las chimeneas hacia las operaciones mineras. Carga de mineral desde los puntos de extracción son realizadas por LHD, los cuales depositan el material dentro de camiones (en la etapa 1) o ferrocarril eléctrico (en la etapa 2). La figura 6.11 representa el método Shrinkage propuesto para la mina Gaocheng.
Figura 6.11: Diseño de Shrinkage Stoping en Gaocheng. Fuente: Silvercorp Metals Inc, 2012 6.2.7 Relleno del caserón El relleno mediante el uso de material estéril en el caserón no será utilizado para el Shrinkage. El Shrinkage Stoping utilizará el mineral tronado como plataforma de trabajo en cada caserón. El mineral será removido por completo dejando el caserón vacío. Existe una potencial de oportunidad en disponer el material estéril proveniente de los desarrollos como relleno del caserón, pero actualmente el plan minero no hace hincapié en esto. El método Resuing usa el material estéril tronado proveniente de las cajas (para asegurar el espaciamiento mínimo de operación) como plataforma de trabajo. El estéril permanece en el caserón una vez terminado las operaciones mineras.
81
6.2.8 Conclusiones Parciales Las operaciones mineras se enfocarán en ser altamente selectivas, principalmente bajo los métodos Shrinkage y Resuing Stoping. Se deben realizar algunas operaciones con el fin de separar el estéril del mineral. El método Shrinkage utiliza el mineral fragmentado tras la tronadura como plataforma de trabajo en cada caserón. Luego el mineral es removido por completo tras las operaciones en el caserón dejándolo vacío. El Resuing Stoping utiliza el material fragmentado estéril desde las paredes (para asegurar el ancho mínimos de trabajo requerido) como plataforma de trabajo para cada caserón. El estéril permanece en el caserón una vez que se completan las operaciones mineras. 6.3 Proyecto Prestea Underground West Reef en Ghana Lo siguiente se recopiló del e studio hecho por denominado “ Shrinkage Mining of the West Reef Resource, Pr estea Underground Mine, Ghana”. 6.3.1 Introducción Golden Star Resource Ltd. (GSR) es una empresa canadiense dedicada a la minería y exploración, que actualmente se encuentra explotando oro en Ghana, al oeste de África. GSR también se dedica a la exploración de oro en Sudamerica. La mina Prestea Underground es una inactiva mina subterránea de oro localizada a 15 km al sur de la mina Bogoso en la ciudad de Prestea. La mina dispone de dos chimeneas de acceso y una gran variedad de trabajos subterráneos e instalaciones de apoyo El recurso mineral en estudio, el West Reef, se desarrolla sobre una veta inclinada y angosta entre el nivel 17L y 24L, accediendo a ella a través de la chimenea principal de Prestea. El estudio de factibilidad del proyecto en West Reef fue llevado a cabo por la empresa SRK Consulting (UK) Ltd Para el propósito de este estudio, solo el recurso West Reef entre el nivel 1 7L y 70 m más abajo en el nivel 24L fueron evaluadas para determinar su potencial. El West Reef consiste en una mina subterránea con una vida de producción de 5 años. La alimentación máxima a la planta será de 175000 toneladas por año, o 500 toneladas por día. El método propuesto es el tradicional Shrinkage Stoping con la aplicación de pernos para roca y tradicionales apoyos de madera (entibación) soportando las paredes del caserón para mantener la estabilidad de este y
82
controlar el grado de dilución. El diseño inical del caserón fue dada por una ley de corte definida de oro, con precio de 1200 USD/oz. La ley de corte in situ de 7.0 g/t de oro fue utilizada para definir las dimensiones del recurso en el modelo de bloques. Los caserones de Shrinkage fueron planificados de 60 m de corrida y una altura de 40 m para los niveles superiores (sobre el nivel 4235L) y una altura de 35 m para los niveles inferiores (bajo el nivel 4235L). El estudio de factibilidad del proyecto en West Reef fue llevado a cabo por la empresa SRK Consulting (UK) Ltd. Este estudio se basó en un estudio previo hecho en Junio de 2013 donde determinaban las opciones del método de explotación a utilizar. Ese estudio determinó que los métodos a utilizar tendrían una dilución de un 42% proveniente del esteril de los caserones del techo y muro. El actual estudio, con el método Shrinkage, tendría una dilución menor a un 20%. El diseño de mina subterranea fue planificada en colaboración entre las empresas GSR y SRK. El objetivo de este estudio es evaluar la viabilidad del potencial económico del proyecto Prestea Underground West Reef
(WRP) y el nivel de alcance cuando el Shrinkage está siendo
empleado, considerando que el método de explotación que utilizaban era el Cut and Fill.. La mina se encuentra a 5000 m sobre el nivel del mar. En algunos casos, por términos de definiciones, el estudio considera tanto niveles de dos dígitos como de cuatro dígitos. Así, el nivel 17L será lo mismo que 4475L y el de 24L lo mismo que 4165L. 6.3.2 Evaluación geotécnica La evaluación geotécnica actual del método Shrinkage en Prestea fue llevada a cabo por SRK, realizando investigación geotécnica en terreno y pruebas de laboratorio, para así determinar las características geotécnicas de la roca. SRK visitó el área del nivel 17L y se observó lo siguiente:
Las chimeneas de los caserones presentan buenas condiciones, sin indicación de desgaste, fallas progresivas o aplastamiento.
Un caserón abierto (15 m de alto por 15 m de largo) ha permanecido por alrededor de 15 años tras la extracción del material minado. Es claramente visible que solo la veta de cuarzo había sido extraída y que el material de grafito estaba en el techo y cajas. En algunos casos el ancho de la veta llegaba a 1 m. No existe indicación alguna de fallas significantes en el techo o las cajas del material de grafito.
83
6.3.3 Clasificación del macizo rocoso: SRK realizó un estudio de factibilidad del nivel geotécnico para apoyar al estudio previamente realizado donde sugerían el uso de Cut and Fill mecanizado en la zona. La figura 6.12 muestra la ubicación del West Reef en comparación con la mina Prestea Underground y un resumen de la clasificación del maciso rocoso.
Figura 6.12: Localización del West Reef. Fuente: Golden Star Resources, 2014 El valor de Q de la mineralización y del material adyacente en las cajas y techo, tomando en consideración las zonas de fallas, tiene un valor de 6.0, obteniendo una calidad razonable del macizo rocoso. Esto se compara con un Q en exceso de 100 (extremadamente buena roca) para un macizo rocoso sin cortes ni fracturado. 6.3.4 Evaluación de la estabilidad de los caserones por Shrinkage: SRK propuso diseños para extracción por Shrinkage donde la altura total del caserón tiene rangos entre 35m a 40m verticalmente de piso a piso, y 50 m a 60 m de cor rida de chimenea de acceso a chimenea de acceso. Las medidas del caserón abierto van de 25 a 30m de alto verticalmente y 42 a 52m de corrida. Empernado de roca de las paredes del caserón se utilizarán inmediatamente en las cajas y techos, utilizando además entibación de madera para mantener el caserón abierto. Basado en el diseño del caserón propuesto de Shrinkage, las tablas 6.5 y 6.6 muestran los resultados del análisis del gráfico de estabilidad para el techo y cajas del caserón, respectivamente 84
Tabla 6.5: Resultados de la estabilidad según potencia del caserón. Radio hidráulico para distintas dimensiones del caserón Largo del caserón (m) Potencia del caserón 10 20 30 40 50 60 70 (m) 0.45 0.48 0.48 0.49 0.49 0.49 0.49 1 0.65 0.70 0.71 0.72 0.73 0.73 0.73 1.5 0.83 0.91 0.94 0.95 0.96 0.97 0.97 2 1.00 1.11 1.15 1.18 1.19 1.20 1.21 2.5 1.15 1.30 1.36 1.40 1.42 1.43 1.44 3 1.43 1.67 1.76 1.82 1.85 1.88 1.89 4 1.67 2.00 2.14 2.22 2.27 2.31 2.33 5 1.88 2.31 2.50 2.61 2.68 2.73 2.76 6 N Llave
Radio Hidráulico (m) 3.84 6.18
3.0 Estable Sin soporte de transición Estable con soporte Con soporte de transición Inestable
0.05 11.03 11.03
Fuente: Elaboración propia, adaptado de Golden Star Resources, 2014 Tabla 6.6: Resultados de la estabilidad según Altura del caserón Radio hidráulico para distintas dimensiones del caserón Vertical Largo de las paredes / caserón (m) Altura de 10 20 30 40 50 60 70 la pared
40 35 30 25 20 15
4.05 3.94
6.80 6.51
8.80 8.31
10.31 9.64
11.50 10.67
12.45 11.49
13.24 12.16
3.81
6.15
7.73
8.88
9.74
10.42
10.96
3.63
5.71
7.05
7.99
8.68
9.22
9.64
3.40
5.16
6.23
6.95
7.46
7.86
8.16
3.07
4.44
5.21
5.70
6.05
6.30
6.50
N Llave
1.7 Estable Sin soporte de transición Estable con soporte Con soporte de transición Inestable
Radio Hidráulico (m) 3.10 5.24 8.20 10.13 10.13
Fuente: Elaboración propia, adaptado de Golden Star Resources, 2014
85
6.3.5 Evaluación de la dilución externa Desde una perspectiva geotécnica, la dilución externa podría estar en un rango entre 5 a 15% basado en la estrecha potencia de la veta, condiciones de terreno y estabilidad. Esto podría aumentar a 20 o 25% donde exista un aumento de unidades de esquistos de grafito o material cortado. El actual diseño y método minero permite el uso de pernos de anclaje mecanizados o pernos Split set y entibación con madera permitiendo una mínima dilución en el caserón. 6.3.6 Método de Explotación propuesto Las características relevantes del proyecto West Reef Prestea desde una perspectiva del método de explotación son las siguientes:
Presenta una veta de oro con cuarzo laminado de gran buzamiento (65° a 70°)
Consiste de una sola veta continua
La veta presenta una potencia promedio in situ de 1.7m, que van desde 0.8 a 4.5m
Es un depósito con ley relativamente alta con buena continuidad con 7 gramos de oro por tonelada de ley de corte.
Lo más alto de la mineralización modelado corresponde al nivel 4475L, aproximadamente 575 m bajo la superficie. Y el punto más bajo modelado según el modelo de bloques corresponde al nivel 3880L, aproximadamente 1170 m por debajo de la superficie.
Es un proyecto minero antiguo, con más de 100 años de historia minera, habiendo empleado varios métodos de explotación, esencialmente métodos no mecanizados con chutes de carga como el Shrinkage y Cut and Fill inclinados.
Desarrollos históricos e infraestructura extensiva han sido llevadas a cabo en el lugar de la mina durante su historia
La mineralización del West Reef no es cohesiva, no es rica en súlfuro y no presenta pirita, presentando escasa radiación por mineralización.
6.3.7 Método de explotación El método propuesto en el estudio es el método tradicional de Shrinkage Stoping con la aplicación de empernado de roca moderno y entibación de madera para soportar las paredes del caserón, además de mantener la estabilidad y control de la dilución de estéril. El propuesto es una alternativa al Cut and Fill mecanizado propuesto en un estudio de factibilidad previo (2013) para la reapertura de la mina Prestea Underground. En comparación con el Cut and Fill mecanizado, el Shrinkage Stoping es de baja inversión de capital con uso de equipos mínimo y bajo requerimiento de relleno. Los desarrollos verticales y laterales sirven para definir o delimitar 86
el recurso. Además, existe la oportunidad de instalar fortificaciones de apoyo para darle estabilidad al caserón y reducir la dilución, dado que se requiere una potencia para extracción bastante estrecha. Instalar fortificación de terreno y dejar material fragmentado dentro también puede proporcionar un apoyo temporal. Los diseños por caserones en la mina West Reef se observa en la figura 6.13.
Figura 6.13: Caserones por Shrinkage Stoping en West Reef. Fuente: Golden Star Resources, 2014 El esquema del método Shrinkage propuesto se visualiza en la figura 6.14. En el típico esquema del caserón, el segmento es dividido en bloques de aproximadamente 60 m de largo (corrida) y 40 m de altura verticalmente para los niveles superiores o 35 m de altura vertical para los niveles inferiores. Chimeneas de acceso con madera de 1.5 m de diámetro se construirán en cada extremo del bloque desde el nivel inferior para dar doble acceso a la zona de trabajo y proveer un circuito de ventilación al realizar la primera tajada (desde las chimeneas), cuyas tajadas serán espaciadas cada 6 m verticalmente de piso a piso a lo largo de la chimenea. Normalmente, las galerías de acceso entre las chimeneas se construyen avanzando por encima del caserón tronado, pero a veces pueden realizarse “a ciegas” en el caserón aunque esto no
es recomendable. Las chimeneas o embudos de extracción se desarrollan a lo largo del piso en el camino de transporte espaciadas cada 6 metros de centro a centro pegado al piso del 87
caserón, la cual tiene una directa influencia sobre la efectividad de las operaciones de extracción y el trabajo de equilibrio en la pila del material fragmentado. Chutes de madera se instalarán en el interior de cada embudo o chimenea de extracción para cargar mediante gravedad carros mineros de arrastre. Con el fin de mantener un espacio de trabajo adecuado y una extracción suave del material tronado, un ancho mínimo de 1.2 m en el caserón será requerido para los trabajos.
Figura 6.14: Diseño de Shrinkage Stoping en West Reef. Fuente: Golden Star Resources, 2014 La extracción hacia la parte superior del caserón se realizará de manera escalonada, con cada sección escalonada equivalente al largo de una tronada, y serán perforadas utilizando perforación manual. Las perforaciones serán entre 1.8 a 2.0 m de largo con inclinaciones hasta 65° de la vertical a la horizontal, dando con ello un avance vertical de 1.6 m. El soporte del terreno, incluye pernos mecánicos de largos en roca de 0.9 a 1.2 m., y entibación con madera puede ser instalada al mismo tiempo a medida que las actividades de perforación y tronadura ocurren en una sección diferente. Las actividades en el caserón en la etapa de producción incluyen rocío de agua, acuñadura de roca, emparejamiento de suelo, fragmentación secundaria, instalación de fortificación en el terreno, perforación, carga de explosivos, extracción del material tronado para producción (alrededor de un tercio del total de material tronado) y tronadura. Uno de las mejores prácticas en la minería por Shrinkage es separar las perforaciones (u otras actividades en el caserón) de los trabajos u operaciones de extracción en diferentes turnos para reducir lo que queda en la parte inferior, y coordinar eficientemente las operaciones en el caserón requeridas y minimizar problemas relacionados con la seguridad. 88
La extracción del material en la etapa de producción antes de la tronadura tiene numerosas ventajas, las cuales incluyen reducir la posibilidad de asfixia y atrapamiento en el material tronado del personal, facilita la ventilación tras la tronadura en producción y reduce los trabajos de emparejamiento del terreno. La ventilación en el caserón será principalmente a través de un amplio circuito de ventilación en la mina, utilizando asistencia de ventilación axial auxiliar cuando sea necesario, especialmente tras la tronadura de producción. Luego de la última rebanada de extracción del caserón, fortificación en el techo se llevará a cabo para instalar un pilar que de estabilidad al sector.
Figura 6.15: Secuencia de extracción en Shrinkage Stoping en WR. Fuente: Golden Star Resources, 2014
Aunque el material retenido en el caserón de Shrinkage puede extraerse sistemáticamente para obtener una producción diaria, se prefiere una extracción final rápida para reducir el deterioro de la estabilidad de las paredes y realizarlo suavemente evitando así la dilución y la “colgadura” de
material. Después de que se completa la extracción final, se debe implementar una estrategia de manejo del espacio vacío, la cual puede ser sellar el caserón o realizar un relleno con material estéril proveniente de los desarrollos. 89
La secuencia del método por Shrinkage propuesto se realiza primero en los niveles superiores siguiendo hacia abajo, y del centro hacia los extremos (desde el pilar regional central extrayendo hacia los extremos de cada lado de la veta. Una excepción serán unos pocos caserones sobre el nivel 4165L extraídos con anterioridad con el fin de mejorar la producción y crear caserones vacíos que puedan utilizarse para ser llenados con el estéril de los desarrollos. Según las condiciones de estabilidad del terreno de las cajas y techos del caserón, la corrida de la veta puede ser ajustada para facilitar el control de la dilución. La secuencia de extracción puede observarse en la figura 6.15.
6.4 Casos de aplicación en Chile El presente segmento se recopiló a través del estudio realizado por (Cavieres, 1999) e informes de evaluación de impacto ambiental, publicados por CONAMA. 6.4.1 Caso histórico: Mina El Teniente La Mina El Teniente se encuentra ubicada en la Cordillera de los Andes a 63 Kms hacia el Noreste de la ciudad de Rancagua, entre las cotas aproximadas 1.980 msnm (actual nivel de transporte principal) y 2.625 msnm (área más alta de la mina).
El Teniente es uno de los mayores depósitos de cobre, tiene sus orígenes por el emplazamiento de varios cuerpos instrusivos y brechas hidrotermales en las rocas volcánicas Andesíticas de la formación Farellones de la edad del Mioceno. En la zona central del yacimiento se emplaza una compleja megaestructura denominada Brecha Braden o Pipa, cuyo borde corresponde a una Brecha Marginal. Los tipos de roca más importantes del yacimiento son la Andesita, Diorita, Dacita y Brechas. Dentro de este tipo de litologías se encuentran variados macizos rocosos con diferentes grados de fracturamiento y propiedades geomecánicas particulares, existiendo una gran diferencia entre la roca secundaria y la primaria. Esquemáticamente, el yacimiento está conformado por un cuerpo central estéril, de geometría similar a un cilindro en posición vertical, denominado Pipa con 1.000 a 1.200 m de diámetro, rodeado de mineralización en una extensión radial variable entre 400 y 800 m. La roca predominante es la Andesita, en el lado Norte existe un cuerpo de extensión NorteSur que es la Dacita y en el lado Sureste un gran cuerpo de Diorita, también existen pequeñas intrusiones de Diorita en el lado Noreste y Este.
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6.4.1.1 Evolución de los Métodos de Explotación empleados: Desde que la Mina El Teniente inició sus operaciones en forma industrial en el a ño 1906, se han empleado varios métodos de explotación, destacándose una diferencia relevante entre aquellos utilizados en mineral secundario y los aplicados en mineral primario, debido el alto grado de mecanización existente en estos últimos. Adicionalmente, y debido a la competitividad del mercado cuprífero mundial, se han introducido mejoras en las prácticas mineras e innovaciones ingenieriles tendientes a aumentar productividad, disminuir costos de preparación y, también, bajar costos de operación. El mineral secundario corresponde a la porción superior del yacimiento el cual es de mayor ley, menor rigidez, baja dureza y de fragmentación más fina que el mineral primario ubicado en profundidad. La naturaleza creó esta diferencia debido a que los procesos de intemperización, tales como: la lluvia, nieve, cambios de temperatura entre el día y la noche, acción del viento y otros, afectan mayormente la capa superficial terrestre que aquellas u bicadas en profundidad. De acuerdo a lo anterior, las primeras explotaciones se realizaron en sectores emplazados en mineral secundario, aplicándose en forma industrial métodos que van desde el “Realce sobre Mineral” combinado con “Hundimiento de Pilares” (Shrinkage Stoping & Pillar Caving) hasta el “Hundimiento de Bloques” (Block Caving) actual con variantes denominadas Sistema de Buitras
y Sistema de Scrapers. Posteriormente, como consecuencia del cambio de las propiedades físico-mecánicas de la roca y de la profundización de los sectores productivos, la explotación de las reservas de mineral primario (con menor ley; mayor rigidez, alta dureza y fragmentación más gruesa que el mineral secundario) significó la mecanización de las operaciones mineras. Esta situación llevó a que el método de “Hundimiento de Bloques” utilizado en mineral secundario, cuya característica
principal era el traspaso manual o semi-mecanizado, evolucionara hacia el “Hundimiento por Paneles” (Panel Caving) con traspaso altamente mecanizado e incorporación continua de área
hundida a la producción. 6.4.1.2 Shrinkage Stoping en Mina El Teniente El primer método de explotación de gran productividad que se puso en práctica en Mina El Teniente, fue el método combinado Shrinkage Stoping & Pillar Caving. Tal como su nombre lo indica, se trata de una explotación combinada que se realiza en dos fases: (i) Caseroneo por Realce sobre el Mineral, y (ii) Posterior Hundimiento del Pilar existente entre los Caserones.
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Figura 6.16: Secuencia de operaciones de un realce sobre mineral (Shrinkage Stoping) Fuente: Cavieres, 1999 El Shrinkage Stoping fue evolucionando en el tiempo y adaptándose a las condiciones de estabilidad que la roca ofrecía. Se introdujeron variaciones en el tamaño de los caserones (ancho y largo), tamaño de los pilares entre caserones, distancia entre las labores de producción (drifts) y en la orientación de la explotación. En la etapa final de producción por este método combinado, se logró una estandarización en sus dimensiones, ubicando las labores de producción (drifts) a 12.0 m de distancia entre centros. Sobre estas labores y perpendicularmente a ellas se realizaban los caserones a 7.6 m de distancia entre centros uno de otro. Las dimensiones de los caserones eran de 4.57 m de ancho y su longitud de 36.0 m abarcando 4 drifts de producción. El pilar que separaba a los caserones entre sí era de 3.0 m de
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ancho. En la Figura 6.16, se observa numerada (1 al 4) la secuencia operacional del método de Realce sobre Mineral que da origen a los caserones de producción.
Figura 6.17: Secuencia de operaciones par aun sistema de hundimiento de pilares (Pillar Caving) Fuente: Cavieres, 1999 Una vez concluida la apertura de los caserones de producción (Stoping), en la Figura 6.17 se muestra la secuencia numerada (5 y 6) de la fase siguiente que era socavar con tronadura la base del pilar de separación entre caserones para generar su hundimiento gravitacional espontáneo (Pillar Caving). Una vez hundido el pilar, última fase de este método de explotación combinado, se iniciaba la extracción o tiraje del mineral quebrado a través de las chimeneas y buzones a carros de 1 ton (empujados a mano) que corrían a lo largo de los drifts, luego el 93
mineral era traspasado hasta un nivel de reacarreo intermedio y mediante ferrocarril y piques principales llegaba hasta el nivel de transporte principal en Teniente-5, que alimentaba la planta concentradora de Sewell.
Figura 6.18: Sistema antiguo de traspaso y transporte de mineral. Fuente: Cavieres, 1999
La Figura 6.18, muestra el sistema de traspaso y transporte de mineral empleado. Este fue utilizado en la mina principalmente en sus niveles superiores, sobre el nivel Teniente-C y Teniente-1.
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6.4.2 Mina Rulita El proyecto se localiza en la comuna de Calama, a unos 65 km al Sureste de la ciudad de Calama. El objetivo del proyecto es la explotación subterránea de súlfuros y óxidos de cobre. El plan minero tiene proyectado una extracción inicial de 5.000 toneladas mensuales, con un aumento progresivo en la producción para llegar a un máximo esperado estimado en 30.000 ton/mes, cifra que dependerá de las condiciones del mercado comprador de minerales. Se utilizarán dos métodos de explotación, el método de Shrinkage se usará en los tres primeros niveles, donde se cuenta principalmente con minerales de óxido de cobre. Para los siguientes niveles, principalmente con minerales de súlfuros de cobre, se utilizará el método de explotación Sublevel – Stoping. En la explotación por Shrinkage, el mineral se arranca por franjas horizontales, empezando desde la parte inferior de la cámara de explotación y avanzando hacia arriba. Parte del mineral tronado se deja en el caserón ya excavado, donde sirve como plataforma de trabajo para la explotación del mineral superior y para sostener las paredes del caserón. Una vez definida las dimensiones de la cámara de explotación a lo largo de la galería base, en cada extremo se correrá una chimenea vertical. Estas chimeneas servirán de acceso al personal hacia la cámara y también para su ventilación. Paralelamente a la construcción de las chimeneas en cada cámara se irá desarrollando por un costado la galería y las ventanas de extracción de mineral. La perforación de producción de la cámara se realizará preferentemente con tiros inclinados, usando la alternativa de tiros horizontales solamente cuando el mineral arrancado tenga una granulometría muy gruesa y con bolones que dificulten demasiado la labor de emparejar el piso de material removido para usarlo como plataforma para proseguir con el realce. Se optó por esta alternativa porque la perforadora manual tipo Jackleg usada en este proyecto resulta apropiada para realizar los tiros inclinados, y se podrán realizar tronaduras con tajadas de mayor volumen, lo que implica mayor producción y menor tiempo de explotación del caserón. La base del caserón será proyectada a partir de la exploración en que se reconocieron los cuerpos mineralizados interpretados por los geólogos. Parte de estas labores constituirán la galería base.
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Los trabajos de explotación, es decir, desquinche al techo de la labor y posterior tronaduras de realce, sólo se iniciarán después de definido el largo del caserón y concluidas las chimeneas en cada uno de los extremos de dicha galería, con su correspondiente comunicación con el nivel superior o con la superficie y equipadas con las plataformas y escaleras de acceso. Al término de la construcción de las chimeneas ya deberían estar terminados los trabajos de construcción de la galería y ventanas de extracción para la evacuación del esponjamiento y el vaciado del caserón. En este caso la extracción será al nivel del piso de la galería base donde están construidas las ventanas o galerías de extracción. Como lo define el método, será necesario evacuar un 40% del mineral arrancado después de cada disparo, debido a que el aumento natural que experimenta el mineral al ser arrancado o esponjamiento rellenará los espacios de la cámara e impidirá el trabajo de los perforistas. El esponjamiento será retirado aprovechando la acción de la gravedad a través de las ventanas o estocadas de extracción. En cada galería de extracción, se construirán tres o cuatro ventanas distribuidas uniformemente, de modo que al hacer descender el mineral arrancado su nivel se mantenga lo más horizontal posible por lo que se deberá evacuar la misma cantidad de mineral en cada ventana. Según este sistema la evacuación del mineral se hará a través de las ventanas de extracción aprovechando la fuerza de la gravedad. Las ventanas han sido diseñadas del largo suficiente como para que el mineral no escurra hasta la galería de extracción e interrumpa las labores. Una vez producido el vaciado total del caserón, se procederá a cerrar el acceso hacia esa área a través de pretiles de marina y tapados construidos con malla de acero. 6.4.3 Mina Salamanqueja La mina Salamanqueja se ubica en la comuna de Camarones, Región de Arica y Parinacota, y consiste en el desarrollo y explotación subterránea para la extracción de minerales metálicos y no metálicos. La explotación considera la producción de 30000 toneladas mensuales de mineral óxido de cobre y se realizará a través de los métodos sublevel stoping (el cual consiste en dividir el 96
cuerpo mineralizado en sectores adecuados para el trabajo del mineral, a partir de subniveles de producción) o shrinkage stoping, según las características específicas de cada zona. 6.4.3 Mina Cerro Bayo La Compañía Minera Cerro Bayo Limitada se encuentra en la Región de Aysen, en la provincia General Carrera, comuna de Chile Chico. Está alojado en una secuencia de tobas de cenizas del jurásico, cuya mineralización de oro y plata se encuentra predominantemente en vetas, stockwors y brechas. El plan minero contempla operaciones subterráneas –Sublevel Long Hole Stoping y Shrinkage Stoping –, con lo que se conseguiría alta recuperación de zonas de mejor ley. Una vez extraído el mineral, será procesado en la planta de concentración, ubicada en la propiedad minera. A continuación se presenta en la tabla 6.7, un resumen referido a los casos de aplicación actuales de Chile. Tabla 6.7: Resumen Shrinkage actuales Mina
Región
Mineral Au
Producción mensual 1666 - 2500 oz
Cerro Bayo
Aysén
Ag
0,3 Moz
Mina Rulita
Antofagasta
Cu
5000 - 30000 t
Mina Salamanqueja
Arica y Parinacota
Cu
30000 t
Fuente: Elaboración propia
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CAPÍTULO 7 : CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES 7.1 Conclusiones De acuerdo a la información recopilada en la investigación, se concluye que existe un menor aporte de información actualizada en idioma español del método de explotación en estudio. Esto se debe principalmente a que el Shrinkage Stoping se utiliza escasamente y en ciertos lugares del mundo, siendo Asia y África los utilizados para el presente estudio. De los libros de métodos de explotación analizados, existe una escasa actualización del método Shrinkage Stoping. Esto se debe principalmente a que el método en estudio se ha visto estancado en lo que a nuevas tecnologías se refiere, por lo que nuevos avances en el método solo se refleja en las variantes que este conlleva. El presente manual permite comparar lo expuesto por distintos autores expertos en la materia con casos reales donde se aplica el Shrinkage Stoping, con la finalidad de identificar los parámetros descritos y hacer más entendible la metodología presentada en aquellos casos reales analizados. El Shrinkage Stoping es un método por realce, cuyo principio radica en arrancar el mineral en rebanadas horizontales de abajo hacia arriba y dejándolo en el caserón como apoyo temporal a las paredes de este, proporcionando así soporte y una plataforma de trabajo para los operadores. El procedimiento se repite sucesivamente, hasta que el piso de trabajo alcance el nivel del pilar de corona del caserón, momento en el cual se vacía el caserón por completo. El método Shrinkage Stoping se emplea en yacimientos con vetas estrechas, que presenten abrupto buzamiento y sea de roca bastante competente para los trabajos subterráneos, donde las paredes y techos sean lo suficientemente competentes para soportarse. En el Shrinkage, las dimensiones de las vetas varían de 1 a 30 m de ancho, 45 a 90 m de largo y 60 a 90 m de alto. Si bien las condiciones geomecánicas de la roca determinan las dimensiones, en el Shrinkage generalmente se utilizan tamaños pequeños. El Shrinkage normal puede utilizarse en potencias de 1 a 12 m. Sobre los 12 m, se recomienda la utilización del Shrinkage transversal, pero esto requiere dejar pilares entre los caserones adyacentes. La principal preocupación es mantener un caserón de tamaño manejable que asegure un buen flujo de mineral por gravedad y un efectivo control de extracción.
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Algunos autores clasifican al Shrinkage Stoping como un método soportado debido a que en su esencia el mineral tronado es dejado en el caserón para proporcionar soporte. Esto es, sin embargo, un método temporal y no ofrece mucho en la forma de soporte a la pared superior del caserón. En consecuencia, se designa al método como un método no soportado o autosoportado. El Shrinkage Stoping convencional puede clasificarse en 3 grupos según las formas de extracción del material: extracción mediante chute de madera, extracción mediante embudos en la base del caserón y extracción a través de estocadas de carguío (utilización de LHD). Esta última resulta ser la más moderna de todas. Para las operaciones mineras dentro del caserón, las dificultades de acceso y el piso de trabajo irregular no permiten la utilización de equipos mecanizados de perforación (salvo en casos excepcionales donde se requiera la utilización de jumbos con largos de perforación hasta 3 m). La perforación se realiza normalmente a través de pe rforadores manuales (jacklegs o stopers) y barrenas 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. La tronadura se realiza utilizando ANFO, geles (hidrogeles), slurry (emulsiones) y con iniciación no eléctrica normalmente. En los últimos años el Shrinkage Stoping ha sido relegado a la minería artesanal y pequeña minería. Esto se debe principalmente a la intensiva mano de obra y baja mecanización del método, lo cual contrasta con el aumento de nuevas tecnologías e innovaciones en equipos mineros. Uno de los principales inconvenientes del m étodo se debe a la permanencia del m ineral tronado durante gran parte de la vida del caserón, lo cual incide negativamente en el capital de trabajo y flujos de caja del negocio. Por ese motivo, ha sido desplazado por otros métodos como la explotación por subniveles y el corte y relleno bajo condiciones similares. El Shrinkage Stoping fue un método de gran utilización en el pasado, en aquellas épocas donde la mecanización era escasa. La gran ventaja consistía en que el mineral podría verterse directamente a las unidades de transporte bajo el caserón, lo que eliminaba los trabajos por carga manual. Durante la extracción total del material retenido, es esencial mantener estable el caserón para evitar el aumento de la dilución en ella. Para ello, en algunas ocasiones, se debe mantener estable el caserón dejando pilares o fortificando tanto paredes como techo. 99
El dimensionamiento adecuado de los pilares no solo se realiza para prevenir el colapso durante las operaciones mineras en el caserón, sino que también sirve para prevenir un aumento en la dilución a medida que aumenta la profundidad de trabajo. Por ende la dilución resulta un factor importante a la hora de considerar utilizar el método Shrinkage Stoping a grandes profundidades. Con respecto a las variantes del método, se puede concluir que a pesar de que el principio del método sigue siendo el mismo (extracción por gravedad, utilizando el material como piso de trabajo o soporte a medida que se completa el caserón) existe una amplia gama de opciones a la hora de realizar un Shrinkage Stoping. En el estudio se destacan las siguientes: Shrinkage Resuing Stoping, Longhole Shrinkage, Inclined Shrinkage, Rolling Shrinkage, Semi Shrinkage, Cut and Fill Shrinkage, Alimak Shrinkage, Transverse Shrinkage y Shrinkage mediante Scoop. Las variantes del método se diferencian ya sea por los equipos utilizados en sus labores, el dimensionamiento y buzamiento de la veta a extraer, la disposición angular del material retenido en el caserón, la forma y largos de los tiros de perforación, el nivel de relleno y la combinación con otro método de explotación. Con respecto a los casos reales descritos, se puede concluir que el Shrinkage Stoping utilizado en la actualidad conlleva los mismos parámetros descrito por los autores (Hartman, Turner, Herrera, J & Gomez, J.P. y otros), lo cual indica que el método no ha tenido una gran evolución a lo largo de los años. El Shrinkage Stoping actualmente se aplica con mayor frecuencia en aquellos países que presenten las condiciones geológicas necesarias para su implementación (fallas que presentan vetas con abrupto buzamiento, roca competente, limites regulares, entre otras), y también cuya mecanización sea de menor impacto en las actividades (pequeña minería o minería artesanal) como es el caso de las minas en Sudáfrica, Sierra Leona y China descritas. La falta de mecanización en los casos de estudio se debe principalmente a la pequeña potencia que presenta la veta, la que origina un dificultoso acceso dentro del caserón. Otro factor importante es la tendencia a “serpentear” de la veta misma (no es completamente recta), lo que
aumentaría el tiempo de operaciones de los equipos si no se tiene completa claridad de esta situación.
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7.2 Recomendaciones Realizar un catastro de la pequeña minería o minería artesanal a nivel nacional con los métodos de explotación que utilizan, para así determinar si se emplea el Shrinkage Stoping a nivel nacional. La inexistencia de un organismo que presente esta información (del tipo de minería que se menciona) dificulta dicho parámetro de estudio. Realizar un estudio económico del Shrinkage Stoping donde se muestre la evolución de los costos en su implementación a lo largo de los años. Para complementar la información recopilada de estudio se recomienda visitar una mina donde se utilice el Shrinkage Stoping, con la finalidad de validar los procesos en terreno. Se recomienda ahondar en los proyectos donde se utiliza el Shrinkage Stoping actualmente según el presente estudio, para analizar tanto los cambios técnicos como los distintos equipos que se utilizan a lo largo de los años. Realizar estudios de la misma índole para distintos métodos de explotación, y agruparlas, con la finalidad de comparar los distintos parámetros entre ellos y evaluar su utilización actual con respecto al Shrinkage Stoping.
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BIBLIOGRAFÍA Atlas Copco; Sandvik. 1980. Manual de perforación de rocas: aplicaciones. Madrid : Atlas Copco, 1980. Bateman, A.M. 1951. The formation of mineral deposits. New York : Jonh Wiley & Sons, 1951. Bustillos, Manuel y López, Carlos. 1997. Manual de evaluación y diseño de explotaciones mineras. Madrid : Entorno Gráfico, 1997. Cavieres, Patricio. 1999. Evolución de los Métodos de Explotación en la Mina El Teniente. Santiago : CODELCO, 1999. Informe técnico. Colqui, Carlos. 2003. Aplicación del sistema de refuerzo de roca en Shrinkage en la mina Morococha – Centromin Peru S.A. Cerro de Pasco : Universidad Nacional Daniel Alcides Carrión, Escuela de Formación Profesional de Minas, 2003. Tesis para optar al título de Ingeniero en Minas. Contreras, Eduardo. 1995. Métodos y sistemas de explotación. Guía básica- Plan 1990. Santiago : USACH, 1995. Gocht, W.R., Zantop, H. y Eggert, R.G. 1988. International mineral economics. Berlín : Springer-Verlag, 1988. Golden Star Resource. 2014. Shrinkage Mining of the West Reef Resource, Prestea Underground Mine, Ghana. Ghana : Golden Star Resource, 2014. Technical Report. Hartman, Howard. 1992. SME Mining Engineering Handbook. Colorado : Society for Mining, Metallurgy, and Exploration, Inc, 1992. Hartman, Howard y Mutmansky, Jan. 2002. Introductory Mining Engineering. New Jersey : John Wiley & Sons, Inc, 2002. Herrera, Juan y Gómez, Juan Pedro. 2007. Diseño de explotaciones e infraestructuras mineras subterráneas. Madrid : Universidad Politécnica de Madrid, 2007. Muñoz, Erik. 2002. Riesgos de la minería subterránea. Santiago : Servicio Nacional de Geología y Minería, 2002. Infomre técnico. Ortíz, Julián. 2004. Curso Explotación de Minas. Santiago : Universidad de Chile, 2004. Informe. Chen, Xishan. 1998. Resuing Shrinkage Stoping. 10, Shandong : Mining Media International, 1998, Engineering & Mining Journal, Vol. 199. Silvercorp Metals Inc. 2012. Ni 43-101 Technical Report on the GC AG-ZN-PB Project in Guangdong Province People´s Republic of China. China : AMC Consultants, 2012. Technical Report . Stellar Diamond PLC. 2013. Tongo Mine Conceptual Economic Scoping Study for Stellar Diamond PLC. Sierra Leona : Paradigm Project Management (Pty) Ltd, 2013. T echnical report.
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