UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO
FACULTAD DE INGENIERÍA ESCUELA DE INGENIERIA DE MINAS
METODO DE EXPLOTACIÓN SUBLEVEL STOPING EN VETAS CURSO
:
METODOS DE EXPLOTACION.
DOCENTE :
Ing. FRANCISCO MORALES
ALUMNOS :
GUIZÁBALO GUIZÁBALO CORREA, CORREA, Jackson Andrave. Andrave. MINAYA MASIAS, Manuel Alejandro. SANCHEZ BARRIENTOS, Luis Martín URIARTE GUTIERREZ, Héctor Saúl GARCIA ENQRIQUEZ, Yolvin Gonzalo DIAZ AVALOS, Roberto Carlos VIII
CICLO
:
TRUJILLO – PERÚ 2013
GEOMECÁNICA
El método Sublevel Stoping, es aplicado en cuerpos de buzamiento empinado, en donde tanto el mineral como las l as rocas de las cajas son competentes. Por otro lado, para que este método este bien diseñado debe tener bien definidos los contornos de la mineralización. De preferencia estos contornos deben ser regulares, a fin de permitir una buena recuperación del mineral y minimizar la dilución.
Potencia de veta
>=3.0 m
Buzamiento
>= 75°
RMR Corregido
>=45
Factor de Seguridad
>= 1.2
Radio Hidráulico
>= 15
Estos cálculos parten
de
la
determinación del RMR básico tanto de las cajas como del mineral el cual debe fluctuar entre 50 - 60, dado que al ser castigado castigado por la orientación de las las fracturas este valor se verá afectado.
Metodología de la evaluación
Consideraciones Geomecánicas para la aplicación del método Sublevel Stoping en Vetas.
Se debe tener un RMR corregido para las cajas mayor o igual a 50 principalmente en la Caja Techo; en el caso de Vetas un RMR corregido mayor a 45.
Las rocas presentan una resistencia a la compresión uniaxial superiores a los 100 Mpa y un RQD que fluctúa entre 50 a 75%.
Las juntas presentan un espaciamiento regular y una apertura mínima (0.1 – 1 1 mm), con ligera alteración en los planos de fractura, de igual manera el agua no afecta demasiado al terreno.
Todas estas consideraciones hacen que el RMR básico supere ampliamente el valor de 55, el mismo que al ser castigado por la dirección del fracturamiento sub. paralelo al eje de labor decrece decrece en valor.
Se manejan en promedio alturas de 50 metros de abertura de nivel a nivel, considerando que se debe dejar puentes de un espesor mínimo de 5 mts, los que ayudaran a redistribuir los esfuerzos y ayudar a la estabilidad de la labor.
Otra consideración a tener en cuenta es el Radio Hidráulico que se obtiene, para nuestro caso se tienen valores de 12 – 14, para poder trabajar en zonas de transición sin sostenimiento, vale decir que estos valores indican que a la larga el Tajo deberá ser rellenado para contener las cajas.
De acuerdo a los valores obtenidos del Radio Hidráulico para una altura total abierta de 50 mts, nos va permitir trabajar en una longitud que puede variar de 50 a 60 mts.
El By Pass que se va preparar debe prepararse mínimo a 10 mts de la galería de preparación, para evitar que se vea afectado por la influencia de los esfuerzos, de preferencia estos deberán ser construidos en la Caja Piso.
Para el caso de los Draw points que se construyan de igual manera deben tener una longitud de 10 mts; todos estos factores harán que se logren factores de seguridad superiores a 1.5 en los pilares.
PRODUCTIVIDAD Se consideró para los cálculos las siguientes atingencias sobre los regímenes laborales que se detallan en el cuadro a continuación. Datos previos para el cálculo de las productividades en ambos métodos de minado en el tajo.
De la siguiente tabla se puede rescatar diferentes valores de productividad de acuerdo a la precisión que uno desee manejar. Productividad empleando el método Tajeo por Subniveles en el tajo 420-380
COMPARACIÓN DE COSTOS ENTRE SUB LEVEL STOPING Y CORTE Y RELLENO ASCENDENTE El resultado de ambas comparaciones se muestra en la Tabla a continuación: Costos de explotación mina en ambos métodos de minado considerados
De los resultados obtenidos se observa que el costo de explotación mina para el método de Tajeo por Subniveles representa aproximadamente un 90% del costo de explotación el Corte y Relleno.
EVALUACIÓN ECONÓMICA PARA DETERMINAR LA APLICACIÓN DE LOS MÉTODOS DE MINADO
Antes de realizar la evaluación económica para la aplicabilidad de un método u otro, se introducirá algunos datos previos que servirán para la realización de los cálculos pertinentes. Es necesario conocer los tonelajes con los cuales se determinarán las ventas que producirán ambos métodos. Anteriormente ya se determinó esos tonelajes, sin embargo en la siguiente tabla se transcriben de manera más simplificada a fin de contar con ellos mientras se sigue el análisis. Reservas Probadas obtenidas utilizando el método de Tajeo por Subniveles y Corte y relleno Ascendente
Haciendo uso de las Tablas anteriores obtenemos la esta tabla en la que obtenemos los periodos de explotación ya sea para un método o para otro. Estos periodos dependen de a producción mensual que permitan llevar a cabo las características de cada método. Reservas Probadas, Producción Mensual y Tiempo de Explotación del tajo 420-380 para los métodos de minado considerados
Básicamente, aplicando el método de Tajeo por Subniveles, el tajo estaría consumiéndose al cabo de 4 meses cumpliendo con las expectativas de producción a corto plazo que requiere la empresa. Por otro lado, tomaría un tiempo de 27 meses consumir las reservas usando el método de Corte y Relleno. No obstante, no se debe olvidar que a estos periodos de tiempo, debe añadírseles el tiempo que tomará ejecutar a preparación de cada labor. Estos tiempos pueden verse ya unidos cuando se muestran, en esta tesis, los diagramas de flujo. Anteriormente se determinó el valor de mineral para cada método de minado. La cotización del oro empleada para los cálculos de flujo de caja se ha extraído de la página de Kitco para el mes de enero del año 2008. Para ello se extrajo un promedio de las cotizaciones más altas y bajas durante ese mes. Consecuencia de ese cálculo fue que la cotización usada en las operaciones, que luego se presentarán, es 888,75 US$/oz. Por razones de cálculo este precio se hizo extensivo para el resto de meses en los flujos de caja. En el siguiente gráfico se reproduce las oscilaciones de las cotizaciones mostradas en la página de Kitco para los fines que nos convocan.
OPERACIONES UNITARIAS
PERFORACIÓN Y VOLADURA
Una vez escogido el método de minado a emplear en la explotación del tajo nos adentraremos en los puntos concernientes al modo de trabajo de la veta. Se cuenta con un plano de perforación cuyas medidas son seis (6) metros de ancho y doscientos (200) metros de largo. Este plano horizontal se perforará de acuerdo a la malla que resulte de la aplicación de las fórmulas del estudioso Dr. Konya en su libro Diseño de Voladuras. Pero es preciso tener en cuenta que el cuerpo se ha subdividido en paneles, cada panel con unas medidas de cien (100) metros de largo, diez (10) metros de profundidad y seis (6) metros de ancho. Por lo tanto, precisando lo propuesto anteriormente, se cuenta con un plano de perforación de cien (100) metros de longitud y seis (6) de ancho. Según Konya, la expresión para calcular el burden15 de la malla de perforación en este tipo de operaciones es:
Donde: B: Burden (m) SGe: Gravedad Específica o Densidad del Explosivo (g/cm3) SGr: Gravedad Específica o Densidad de la Roca (g/cm3) De: Diámetro del Explosivo (mm) Los datos introducidos en dicha fórmula fueron los que figuran en la Tabla Datos para el cálculo del burden.
De acuerdo a ello el valor de burden resultante es 1,31 metros. No obstante el autor de Diseño de Voladuras sostiene que conviene ejecutar una corrección por factores geológicos que asegurará una mejor voladura. Para el tipo de roca que se trata en este proyecto el factor de corrección que se multiplica al burden es 1,3 por lo que el nuevo valor corregido es 1,7 metros. Según Konya, el espaciamiento se calcula así:
B=S Donde: S: Espaciamiento (m) B: Burden (m) Por tanto el espaciamiento es de 1,7 metros. Para que la carga explosiva funcione adecuadamente dentro del taladro, ésta debe encontrarse bien confinada. El confinamiento se logra con la ayuda de material inerte que posea las características adecuadas. La distancia del taco se halla con:
T=0.7B Donde: T: Taco (m) B: Burden (m) Entonces la distancia de taco resulta ser 1,19 metros. Todos los resultados obtenidos se compendian en la Tabla siguiente: Parámetros de la malla de perforación
A continuación, se muestra un gráfico representando la malla de perforación que resulta de los cálculos realizados anteriormente.
El gráfico muestra el cuerpo mineralizado sobre el cual se señalan algunas de sus características geométricas. En la esquina inferior derecha del gráfico se aprecia la distribución esquemática de los taladros de producción.
Insumos y costos implicados en la perforación y voladura.
Como se explicó anteriormente, la veta se trabajará en 8 (ocho) paneles. El siguiente cuadro muestra los parámetros implicados en la perforación y la voladura para un panel. Con respecto al cálculo del número de taladros, los datos de la Tabla anterior fueron importantes para realizarlo.
Parámetros de perforación y voladura para un panel
Las siguientes tablas muestran los costos de perforación y de voladura. Los precios de ciertos materiales fueron extraídos del inventario o listado de precios de la empresa. Detalle del costo de voladura para un panel de 100 metros de largo
Costo de perforación para un panel de 100 metros.
En el siguiente cuadro se presenta las conclusiones en cuanto a costos unitarios de perforación y voladura a partir de los datos y resultados mostrados en las tablas precedentes. Costos unitarios finales de perforación y voladura para un panel de 100 metros de longitud
SOSTENIMIENTO
Definición de cablebolting
Lo que propiamente hace el sistema de cablebolting es reforzar la roca dentro del cual se aplica. Es decir, los cablebolts, debidamente instalados, mejoran las propiedades del macizo rocoso. El cablebolt convencional es un tendón flexible que consiste de un número de alambres de acero, enrollados formando un solo cable, el cual es cementado dentro de un taladro. Se instalan en taladros espaciados regularmente para proveer refuerzo y soporte a las paredes, piso y techo en las aberturas subterráneas. La manera de instalación del cablebolt influye grandemente en los beneficios que provea a las propiedades del macizo rocoso. Es importante tener en cuenta que la detección de una inadecuada instalación de cablebolt no es perceptible luego de que ella ha concluido. Por esta razón, se debe
adoptar medidas estrictas de correcta instalación que comprendan la limpieza del taladro, la inserción del cable, el cementado y el tensado. La elección de la aplicación del cemento es importante porque este elemento ayuda a transmitir las cargas de la roca al cable. Independientemente de la dirección de los taladros, existen ciertas formas para rellenar el taladro de la mezcla de cemento. Un artículo publicado por Christopher Windsor recomienda la siguiente aplicación:
Esta forma de aplicación tiene las siguientes particularidades: -El fluido encuentra una resistencia positiva debida al mismo cemento que va ganando altura y, a la fricción que ofrece las paredes del taladro. -Debido a lo antes mencionado, se crea un tiempo en el que el cemento vuelve a mezclarse. -El taladro estará inicialmente lleno de cemento independientemente del ratio agua : cemento que pueda éste tener. El mismo artículo diserta sobre la importancia de usar una relación agua: cemento baja en conjunción con el refuerzo de la roca. Esto ayuda a: -Mejorar la productividad de colocación del cemento -Incrementar la resistencia y rigidez del cemento. -Mejorar el sistema de refuerzo en su totalidad. Esto a su vez requiere: -Usar equipos de mezclado eficientes. -La aplicación de un bombeo continúo. Los vacíos en la mezcla de cemento afectarán notablemente su eficiencia y no ayudarán a completar la hidratación de las partículas de la mezcla. De no realizarse un mezclado eficiente, la mezcla resultará muy viscosa por lo que se haría necesario el uso de agregados que reduzcan la viscosidad.
Para alcanzar los requerimientos necesarios que debe tener una mezcla de cemento apropiada, se determinó efectuar la compra del equipo mostrado a continuación:
Es una mezcladora de cemento con una capacidad de 3 a 5 pies cúbicos. La velocidad de la bomba es de 18 a 20 rpm. Para operar hace uso de un motor de 5HP de potencia. Luego de un disparo se usará, para asegurar las cajas con cablebolt, 0.16 m3 se mezcla de cemento. La capacidad de la bomba de la mezcladora, como se mencionó, es de 3 a 5 CFT, esto es, 0.76 a 3.50 m3; por lo que su uso se hace conveniente.
Equipo cabletec
El Cabletec LC Atlas Copco ® posee dos plumas, una para realizar la perforación y la otra para la instalación del cablebolt. Este equipo cuenta con el sistema RCS (Rig Control System), que posee funciones como des atascamiento en los taladros. Los paneles de control de la perforación y del cementado (grouting) están separados. Además, y lo que es muy importante para garantizar la buena performance del refuerzo, es que el Cabletec LC cuenta con una unidad de control de calidad del cemento a usar. El costo de este equipo, estimado en medio millón de dólares, ha sido incluido en el flujo de caja para el proyecto. El gráfico muestra al equipo Cabletec LC. (Figura extraída de la página web de Atlas Copco)
Costo del sostenimiento
Se va a hacer uso de este método de sostenimiento para evitar que porciones de las cajas se desprendan diluyendo el mineral volado. En la siguiente tabla se detalla el costo de este método. Los cables se instalarán de acuerdo a una malla de 2,2 por 2,2 metros cuadrados. Costo del sostenimiento usando cablebolt
El uso del cablebolting como medio de refuerzo de las paredes del tajo, permitirá que la dilución del método de Tajeo por Subniveles se mantenga en 24.4%, y haga del método muy atractivo por sobre el método de Corte y Relleno.
ACARREO DE MINERAL
Se estudiará la conveniencia de emplear scoops de 1 yd3 o el scoop EST3.5 de Atlas Copco con el que también cuenta la mina. A continuación se ofrece datos del equipo de 1 yd3 los cuales fueron obtenidos durante la práctica pre profesional que se llevó a cabo en la unidad. Características técnicas del scoop eléctrico Wagner de 1yd³
Para calcular el rendimiento de los scoops eléctricos disponibles en la mina para este proyecto, se confeccionó, a partir de los datos recogidos durante las prácticas preprofesionales, la siguiente tabla y el respectivo gráfico a continuación. Rendimiento en TM/h de un scoop eléctrico de 1 yd3
La distancia que recorrerá cada scoop será de 40 metros. Esta distancia es la longitud que poseerá cada crucero de extracción. Para dicha distancia, y utilizando el gráfico anterior experimental, se obtiene un rendimiento de 16 TM/hora lo cual equivale a 17,6 TCS/hora. Sin embargo, el tajo producirá 83,4 TCS/hora. Por este motivo sería necesario utilizar 5 scoops para acarrear lo producido en el tiempo necesario. Esta medida no sería adecuada pues los 5 scoops de 1 yd3 no podrían operar correctamente por motivos de circulación en las labores preparadas. Ahora se analizará la posiblidad de usar solamente el scooptram EST3.5 de Atlas Copco. Sus características técnicas se muestran en la siguiente tabla Datos técnicos del EST3.5
Los datos de la Tabla han sido extraidos de la página web de Atlas Copco. Sin embargo, el rendimiento se obtuvo a partir de mediciones en campo. Este equipo permitirá evacuar las 83,4 TCS/hora producidas por el Tajeo por Subniveles ya que su rendimiento es de 67,13 TCS/hora. Es decir que el acarreo de mineral sería efectuado en aproximadamente 1,24 horas.
EPRSONAL Y MAQUINARIA REQUERIDOS EN LA PREPARACIÓN Y EXPLOTACIÓN.
La distribución de personal por guardia tanto para la fase de preparación como para la de explotación se muestra continuación. Además se detalla el tipo de maquinaria para ejecutar cada operación: Personal destinado a la fase de preparación en Tajeo por Subniveles
Se ha dispuesto utilizar el modelo Simba 1257 cuyas características son las siguientes. Datos técnicos del Simba 1257
Los datos de la Tabla fueron extraídos de la página web de Atlas Copco. en el rendimiento aproximado es para hacer notar que este valor no fue extraído de dicha página sino que es un dato experimental. Personal destinado a la fase de explotación en Tajeo por Subniveles
Para la producción y sostenimiento se adquirirá un equipo Cabletec de 14 metros de largo y 3.1 metro de ancho. Su peso es aproximadamente de 28 toneladas.
CICLO DE MINADO
Los tiempos que cada tarea tomarían se estimaron en base a la producción proyectada para el método de Tajeo por subniveles en el tajo. A continuación se muestran dichos tiempos en el siguiente gráfico para una guardia normal de 8 horas de duración.
El siguiente gráfico muestra las condiciones finales en las que quedaría el tajo luego de que finalicen las labores de preparación. Se nota, además, la división en paneles del cuerpo mineralizado que serán explotados posteriormente.
SERVICIOS AUXILIARES
AIRE COMPRIMIDO
La mina cuenta con una serie de compresoras que abastecerán de aire comprimido a las labores en interior mina. En la siguiente tabla se las mencionan. Compresoras usadas en interior mina
RELLENO DE MINA
El desmonte se genera a partir de los avances lineales en las labores de preparación, exploración y proyectos en interior mina. Las cantidades de desmonte que se extraen llegan a un volumen de 12 242 m3 de los cuales un 72% son usados en los tajos y el 28% es sacado a superficie.
CAUDAL DE AIRE REQUERIDO EN EL TAJO
En la siguiente tabla se muestra el caudal necesario de aire requerido para ventilar adecuadamente la zona de producción en cuestión. Aire requerido para abastecer al personal
El caudal requerido en la Tabla se obtendrá con el uso de un ventilador de 32 HP de potencia y 24 kw. Este ventilador ofrecerá a la labor 30000 cfm de caudal.
ALTERNATIVAS DE EXPLOTACION SUB LEVEL STOPING El Tajeo por subniveles (Sublevel Stoping, Blasthole o Longhole Stoping) es un método de minado de alta producción aplicable: “a cuerpos o vetas extensas, de buzamiento casi
vertical y geometría regular que poseen un mineral y cajas competentes que requieren esporádicos o ningún soporte y el mineral roto fluye bajo la influencia de la gravedad” Este método posee una fuerte inversión en la etapa de preparación, aunque dicho costo es compensado por el hecho que gran parte de la preparación es ejecutado en mineral.
Preparación: Los niveles de perforación se preparan a una sección de 3,5m.x 3,5m esto es la sección requerida para perforar y operar adecuadamente el Equipo long hole. Los Slots raise que sirven como cara libre son preparados ya sea en forma convencional o mediante taladros largos mediante el método VCR. Estas son de seccion 2,0m x 2,0m, hay casos también que el mismo tajeo vacío antiguo es utilizado como slot los cuales son considerados al tope del block de tal manera que el minado se hace en retirada y en rebanadas verticales. En cualquiera de los casos a partir de esta chimenea o tajo vacío se abren zanjas perpendiculares hasta cruzar toda la veta de tal manera que se asegura la salida a todo lo ancho del mineral. Igualmente, se preparan ventanas paralelos distanciados cada 20 metros de secciones 3,5m x 3,5m a partir de un bypass paralelo al rumbo de la veta, los cuales servirán para acceder y extraer el mineral con scooptrams de 3.5 yd3, equipados con telemandos (control remoto). Para prevenir desprendimientos de las cajas y generar mayor dilución y condición insegura se deben evitar de preparar el tajeo con la salida o cara libre a todo lo lateral, es decir, al tajo vacío, ya que esto genera daños a la caja techo.
Ventajas y desventajas: Ventajas
El método de tajeo por subniveles es muy manejable con la mecanización, y por lo tanto los tajeos son de alta eficiencia, llegando a 110 toneladas/hombre-guardia en grandes tajeos.
El método tiene un moderado - a muy alto ritmo de producción, con tajeos individuales que producen encima de 25,000 toneladas / por mes.
El método es seguro y aparte del manejo de los subniveles son fáciles para ventilar, particularmente donde las voladuras semanales son realizadas.
La recuperación de mineral puede ser alta, superior al 90 %, cuando es posible la buena recuperación de pilar.
La dilución es generalmente baja y puede estar debajo del 20 % para la mayoría de las operaciones.
Los tajeos pueden ser perforados mucho más adelante que los taladros sean disparados y volados dependiendo que el equipo esté disponible.
En grandes operaciones las voladuras pueden ser realizadas una vez a la semana, con equipos de voladura eficientes altamente entrenados, así mejorando la eficiencia de la voladura.
Desventajas
El método requiere una alta inversión de capital, requiriendo una cantidad grande de labores de desarrollo antes de que la producción pueda comenzar.
El método no es selectivo y requiere que la mayor parte del cuerpo sea mineral.
Las variaciones en la caja piso o en la caja techo son difíciles de arreglar.
El método llega a ser muy ineficiente en bajas pendientes donde se puede esperar que la dilución aumente.
Los humos de las voladuras secundarias pueden dirigirse dentro de los tajeos cuando se hace una excesiva voladura secundaria.
ALTERNATIVAS
Sublevel stoping con pilares parciales. Este método se aplica preferentemente en yacimientos de forma tabular y vetas verticales o subverticales 75°-90°de gran espesor, por lo general superior a 10 m. Es deseable que los bordes o contactos del cuerpo mineralizados sean regulares. También es posible aplicarlo en yacimientos masivos o mantos de gran potencia, subdividiendo el macizo mineralizado en caserones separados por pilares, que posteriormente se pueden recuperar. Tanto la roca mineralizada como la roca circundante deben presentar buenas condiciones de estabilidad, esto quiere decir que deben ser suficientemente competentes. Las dimensiones de las galerías dependerán de los equipos que circulen en ellas, siendo como mínimo galerías de 3x3 m2 de corte transversal. Además un pilar tendrá medidas del orden de 40 a 80 m de alto, 2 a 30 m de ancho y 60 a 150 m de largo. La confección de las galerías puede ser en forma simultánea y preferentemente dentro de la zona mineralizada, para usar el mineral en la preproducción. La preparación termina una vez tronada la primera tajada del pilar, esto quiere decir la perforación y tronadura de un undercut, slot y las secciones de la primera tajada
Sublevel stoping con taladros en paralelo.
Es ventajoso emplear este método en yacimientos verticales de buena potencia. Las operaciones de perforación en subniveles, se realiza exclusivamente por medio de taladros largos en paralelo usando barras de extensión para lograr una profundidad apropiada, con diámetro entre 2” a 7,7/8” hasta una longitud de 90
metros. Una vez abierta la rosa frontal del nivel inferior para empezar el arranque, se comienza la perforación del subnivel más bajo y antes de perforar los taladros paralelos se ensancha el subnivel a todo el ancho minable; luego se inicia con la perforación en forma descendente. La voladura se comienza por abajo y se realiza en forma ascendente o lateralmente con salida a una cara libre; la distancia entre los subniveles puede variar hasta los 60 metros, dependiendo de la desviación de los taladros. El sistema se observa en la figura acontinuacion.
Sublevel stoping con taladros en abanico.
El minado se inicia a partir de la rosa frontal preparado en la parte inferior del tajeo; la perforación se realiza a través de los subniveles con barrenos dispuestos en abanico o anillo, el mineral disparado cae al fondo del tajeo o a los embudos, y se evacua por las tolvas a los vagones o volquetes, o bien por medio de los “draw- point”, según el sistema empleado.
Se disparan de dos a tres anillos, pudiendo ser mas según la experiencia que se tenga. Cuando se usa perforación en anillos
o “ring drilling” la sección
transversal de la galería o subnivel es perforada en todo el perímetro radialmente; en cuerpos angostos es preferible usar taladros paralelos.
