UNIVERSIDAD DE SANTIAGO DE CHILE FACULTAD DE INGENIERIA DEPARTAMENTO DE INGENIERIA EN MINAS
DIMENSIONAMIENTO DE DISTANCIAS ENTRE PUNTOS DE EX TRACCION Y NIVELES DE PRODUCCION - SOCAVACION PARA METODO P ANEL CAVING EN ROCA PRIMARIA MINA EL TENIENTE
TRABAJO
DE
TITULACION
PRESENTADO
EN
CONFORMIDAD A LOS REQUISITOS PARA OBTENER EL TITULO DE INGENIERO CIVIL EN MINAS
PROFESOR GUIA: SR. EDUARDO CONTRERAS. TUTOR DIVISION EL TENIENTE: SR. PATRICIO CAVIERES.
JUAN CARLOS ARCE PINO 2002
Dedico este trabajo a toda mi familia, que de alguna u otra forma hicieron posible llegar al final del camino, en especial a mis padres y hermanos.
AGRADECIMIENTOS
A través de estas líneas quisiera m anifestar mis más sinceros agradecimientos a todas aquellas personas que de alguna u otra forma ayudaron a la realización de este trabajo de titulación.
En primer lugar quiero agradecer a mis padres y hermanos, que han sido un pilar muy importante de apoyo, cuya ayuda fue muy importante para la materialización de este trabajo.
También, quiero agradecer al personal de la Superintendencia Planificación Minero Metalúrgica, específicamente a las áreas Ingeniería de Rocas y Diseño Minero, cuyas personas me acogieron y brindaron su apoyo, para llevar a cabo con éxito cada una de las partes de este trabajo.
En forma particular quiero dar mis sinceros agradecimientos a las siguientes personas: Sr. Patricio Cavieres R., Area Ingeniería de Rocas, Codelco El Teniente; Sr. José Alvial, Area Programación Producción Mina, Codelco El Teniente; Sr. Osvaldo Pasten M., Area Perforación y Tronadura, Codelco El Teniente; Sr. Osvaldo Pasten V., Area Diseño Minero, Minmetal; Sr. Federico Wellmann, Area Proyectos Especiales, Codelco El Teniente; entre otras personas.
Además a mi profesor guía Sr. Ing. Eduardo Contreras M., quien me aconsejó y orientó durante el desarrollo de este trabajo de Memoria.
Juan Carlos Arce Pino
RESUMEN
El presente trabajo consiste en el dimensionamiento y/o parametrización de las Mallas de Extracción para el método Panel Caving, específicamente en roca primaria. Donde se determina en primer lugar, la distancia entre los Puntos de Extracción y en segundo lugar la distancia entre los niveles de Producción y Socavación (Hundimiento).
La distancia entre los puntos de extracción se determina a través de cuatro etapas de análisis y estudio, las cuales son:
1.
Análisis de las teorías de Flujo gravitacional que existen para determinar el radio del Elipsoide de Extracción asociado a una determinada calidad de macizo rocoso.
2.
Evaluación de las distribuciones geométricas de elipsoides de extracción, para determinar desde un punto de vista técnico aquellas más adecuadas.
3.
Evaluación técnica de los tipos de mallas de extracción que existen, analizando aquellas que se podrían aplicar en Panel Caving, para establecer el tipo de malla más adecuado.
4.
Operativización de la malla de extracción, considerando aspectos operacionales y las dimensiones de los equipos LHD a utilizar, para determinar la distancia final entre los puntos de extracción.
Se ha establecido que la distancia final entre los puntos de extracción depende del radio del elipsoide, del grado de interacción entre elipsoides y del largo de los equipos LHD. Así, para las mallas de extracción 3
de grandes dimensiones (17 x 20 m), resulta más conveniente el uso de equipos LHD grandes (13 yd ). Por el contrario para mallas pequeñas (15 x 17.32 m), resulta más conveniente el uso de equipos LHD 3
pequeños (6 yd ).
La determinación de la distancia entre los niveles de producción y socavación (hundimiento), se realiza mediante la parametrización de las geometrías de las bateas utilizadas para cada una de las variantes de Panel Caving. Es así como para la variante Hundimiento Convencional se tiene un tipo de batea especial, cuya construcción se hace en dos etapas, la primera desde el nivel de producción y la segunda desde el nivel de hundimiento. Y para el caso de las variantes Hundimiento Previo y Hundimiento Avanzado, se utiliza un tipo de batea construida íntegramente desde el nivel de producción (Batea Tipo Esmeralda).
La distancia entre los niveles de producción y hundimiento, así como la altura del Crown Pillar dependen de la geometría final de Batea.
INDICE GENERAL
AGRADECIMIENTOS RESUMEN
CAPITULO Nº 1 INTRODUCCION
1
1.1.-
Generalidades.
1
1.2.-
Objetivos.
1.3.-
ImportanciadelEstudioyLimitaciones.
2
1.4.-
Metodología de Trabajo.
3
2
CAPITULO Nº 2 ANTECEDENTES GENERALES DE LA MINA EL TENIENTE
2.1.-
Introducción.
2.2.-
Reseña Histórica.
2.3.-
Ubicación.
2.4.-
Clima.
2.5.-T
5 5 5 6 9
Yacimiento. de ipo
2.6.-
Geometría del Yacimiento.
2.7.-
GeologíayGénesisdelYacimiento. 2.7.1.- Geología Local.
9 10 12 12
2.7.2.- Litología.
12
2.7.3.- Estructuras. 2.8.-
14
Alteración Mineralización. y 2.8.1.- Proceso de Alteración. 2.8.2.- Descripción de la Mena. 2.8.2.1.- Mena Primaria.
17 17 19 19
2.8.2.2.- Mena Secundaria.
20
CAPITULO Nº 3 CARACTERIZACION GEOTECNICA - GEOMECANICA
3.1.3.2.-
Generalidades. SistemadeClasificacióndelMacizoRocoso.
3.3.-
CaracterizacióndelaRocaIntacta.
3.4.-
Evaluación del efecto de Escala.
21 21 21 22 24
3.5.-
CaracterizacióndelMacizoRocoso.
3.6.-
Campo de Esfuerzos.
3.7.-
Sistemas de Fortificación.
3.8.-
VariablesdePlanificaciónGeomecánica.
3.9.-
AlturadeColumnaenRocaPrimaria.
25 26 28 29 31
CAPITULO Nº 4 METODOS DE EXPLOTACION - RECURSOS - PROCESO PRODUCTIVO
4.1.-
Métodos de Explotación. 4.1.1-
33 33
Introducción.
33
4.1.2.- BlockCavingconSistemaBuitras.
35
4.1.3.- BlockCavingconSistemaScrapers.
37
4.1.4.- PanelCavingHundimientoConvencional. 4.1.4.1.- PanelCavingTraspasoVíaLHD. 4.1.4.2.-
38 38
Panel Caving Martillos Picadores en el Punto de Extracción.
4.1.4.3.- PanelCavingconForzamiento.
40 41
4.1.5.- PanelCavingHundimientoPrevio.
42
4.1.6.- PanelCavingHundimientoAvanzado.
43
4.1.7.- ConclusionessobreMétodosdeExplotación. 4.2.-
4.3.-
46
RecursosMineralesenMinaElTeniente.
47
4.2.1.- Muestreo. 4.2.2.- Manejo de la Información.
48
47
4.2.3.- CategorizacióndeRecursosVigentes.
49
4.2.4.- ClasificaciónEconómicadelosRecursos.
50
ProcesoProductivoDivisiónElTeniente.
52
CAPITULO Nº 5 FLUJO GRAVITACIONAL DE PARTICULAS
56
5.1.-
Introducción.
5.2.-
ParámetrosqueincidenenelFlujoGravitacional.
57
5.3.-
TeoríasdeFlujoGravitacionaldePartículas.
58
5.3.1.-T eoríadeRichardson(1981)
58
5.3.2.- TeoríadeBrownyHawksley(1946) 5.3.3.- TeoríadeJanelidyKvapil(1966). 5.3.4.- Flujo Másico. 5.3.5.- Flujo Gravitacional para puntos de extracción adyacentes.
56
60 61 67 69
5.3.5.1.- SuperposicióndeelipsoidesdeTiraje. 5.3.5.2.-
69
Teoría del Tiraje Interactivo D. Laubscher (1981).
71
5.3.6.- EstudiosRecientes(Susaeta-Díaz). 5.4.-
AnálisisdelasteoríasdeFlujoGravitacional. 5.4.1.-A portedelasteoríasdeFlujo.
75 79 79
5.4.2.- Comparaciónde lasteorías deFlujoGravitacional. 5.5.-
80
ConclusionesteoríasdeFlujoGravitacional.
83
CAPITULO N° 6 DIAMETRO DEL ELIPSOIDE DE EXTRACCION.
6.1.-
Marco Teórico.
84 84
6.1.1.- CaracterizaciónGeomecánicadelMacizoRocoso.
85
6.1.2.- ProcesodeFragmentacióndelaRoca.
86
6.1.3.- DescripcióndelaMenaPrimaria.
87
6.1.4.-A nchodelPuntodeExtracción. 6.2.
MetodologíaparadeterminarelDiámetrodelElipsoide.
6.3.
AplicacióndelaMetodologíaaunCasoParticular.
90 91 95
6.3.1.- Desarrollo.
6.4.-
95
6.3.2.- Análisis de Resultados.
98
ConclusionessobreelDiámetrodelElipsoide.
99
CAPITULO N° 7 DISTRIBUCION GEOMETRICA DE ELIPSOIDES DE EXTRACCION.
100
7.1.-
Introducción.
7.2.-
ConfiguracionesBásicasdeElipsoides.
101
7.2.1-
ConfiguracióndeMallaCuadrada.
101
7.2.2-
ConfiguracióndeMallaTriangular.
7.2.3-
ConfiguracióndeMallaMixta.
7.3.-
VariantesdeConfiguracionesdeElipsoides.
7.4.-
CriteriosGeométricosdeComparación.
7.5.-
EvaluaciónGeométricaaunCasoParticular.
7.6.-
Análisis de Resultados.
7.7.-
ConclusionesDistribuciónGeométricadeElipsoides.
100
102 103 104 111 115 117 119
CAPITULO N° 8 DISEÑO DE LA MALLA DE EXTRACCION Y OPERATIVIZACION
8.1.-
Diseño Malla de Extracción. 8.1.1-
121 121
Definición de Conceptos.
8.1.2.- TiposdeMallasdeExtracción.
122 124
8.1.2.1.- Malla Cuadrada.
125
8.1.2.2.- Malla Tipo Teniente.
127
8.1.2.3.- MallaTipoHenderson.
130
8.1.3.- SeleccióndelTipodeMalladeExtracción.
134
8.1.4.- Análisis de Resultados.
138
8.1.5.- Conclusiones y Recomendaciones Diseño Malla de Extracción. 8.2.-
OperativizacióndelaMalladeExtracción.
141 142
8.2.1.- Introducción. 8.2.2.- Equipo de Carguío. 8.2.2.1.- TiposdeequipoLHD. 8.2.2.2.- SeleccióntipodeequipoLHD.
142 142 143 146
8.2.2.3.- BenchmarkingdeequiposLHD. 8.2.3.- Sección de Galerías. 8.2.4.- Cálculo Largo de Zanja.
147 149 150
8.2.5.- Criterios deComparaciónde Mallas deExtracción.
152
8.2.6.- OperativizacióndelasMallasCasoParticular.
153
8.2.6.1.- M allasdeExtracciónparaAnálisis. 8.2.6.2.- MallasdeExtracciónOperativizadas.
153 155
8.2.6.3.- CálculodeIndicesGeométricos.
157
8.2.6.4.- AnálisisdelaOperativización.
157
8.2.6.5.-
Conclusiones Operativización Malla de Extracción.
161
CAPITULO N° 9 DISEÑO DE BATEAS Y CROWN PILLAR.
9.1.-
Análisis conceptual de Bateas.
9.2.-
Diseño Bateas. de 9.2.1.-C riteriodeDiseñodeBateas. 9.2.2.- RestriccionesalDiseñodeBateas.
9.3.-
162 162 167 168 169
9.2.3.- MetodologíadeDiseñodeBateas. 9.2.4.-D iseñodeBateaPerfilA-A.
170 171
9.2.5.-D iseñodeBateaPerfilB-B.
176
AnálisisconceptualdelCrownPillar.
178
9.3.1.- CriteriosdeDiseñodelCrownPillar.
179
9.3.2.- BenchmarkingdelosCrownPillar.
179
9.3.3.- ProblemasasociadosalCrownPillar. 9.4.-
AnálisiseHistoriadelasBateas. 9.4.1.- EvolucióndelosDiseñosdeBateas. 9.4.2.- Clasificación de Bateas. 9.4.3.- AnálisisdelosTiposdeBateas.
9.5.-
180 181 181 182 183
Diseño de Bateas y Crown Pillar (Aplicación Caso Particular).
187
9.5.1.- BateaparaHundimientoConvencional.
187
9.5.2.- Análisis de resultados Batea para Hundimiento Convencional. 9.5.3.- BateaparaHundimientoPrevioyAvanzado.
193 195
9.5.4.- Análisis de resultados Batea para Hundimiento Previo y Avanzado. 9.6.-
ConclusionesDiseñodeBateasyCrownPillar.
202 203
CAPITULO Nº 10 CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES GENERALES
204
10.1.-
Conclusiones
204
10.2-
Recomendaciones
206
REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS
ANEXOS
ANEXO A:
Unidades Litológicas.
ANEXO B:
Control de Dilución.
ANEXO C:
Clasificación Geomecánica Laubscher 1990.
ANEXO D:
Ejemplos de Mallas de Extracción.
ANEXO E:
Galerías Nivel de Producción y Tablas Operativización.
ANEXO F:
Voladura de Bateas y Altura de Socavación.
208
1
C API T U L O Nº 1 .-
1 . 1 .-
I NT ROD U C CI ON
G ENERALI DA D ES
Uno de los objetivos de Codelco Chile es proyectarse en el tiempo como uno de los mayores productores de cobre a nivel mundial. Para poder lograr dicho objetivo, la División El Teniente debe mantener y/o aumentar su producción anual de finos. Por lo tanto surge continuamente la necesidad de incorporar nuevos sectores productivos al proceso, para asegurar el cumplimiento de las metas de producción programadas.
El paulatino agotamiento de las reservas en roca secundaria, dio paso a la explotación de reservas en roca primaria, cuya fragmentación es más gruesa. Este cambio provocó un gran quiebre tecnológico, donde las áreas Geomecánica y Diseño Minero de la División El Teniente tuvieron que dar soluciones integrales, orientadas al aumento sistemático de las dimensiones de las Mallas de Extracción. Por ello surgió la necesidad de diseñar labores adecuadas para la recepción de este mineral de fragmentación más gruesa.
Es importante destacar además, que los nuevos sectores productivos y el futuro de la mina El Teniente, se encuentran emplazados la mayoría en roca primaria.
El diseño minero es una tarea importante en el desarrollo de la ingeniería de nuevos proyectos, ya que nos ayuda a determinar a priori la geometría y/o configuraciones de las labores e infraestructuras que conforman un método de explotación subterráneo. Debido a las dificultades que presenta el diseño minero en el método Panel Caving, más específicamente en el diseño de las Mallas de Extracción, se hace imprescindible la necesidad de contar con metodologías que ayuden a determinar y mejorar el diseño de las mallas, asociadas a nuevos sectores productivos.
Bajo este concepto, la Superintendencia Planificación Minero Metalúrgica, plantea la necesidad de contar con una nueva metodología, que concentre todos los procedimientos y criterios de diseño existentes, en un solo documento de trabajo. La idea es generar una especie de manual de ayuda que facilite la tarea del ingeniero proyectista en los estudios de las futuras Mallas de Extracción.
2
1. 2. -
O BJ ET I V O S
Entre los principales objetivos que se intentan lograr con este trabajo, se pueden mencionar los siguientes:
•
Desarrollar una metodología de trabajo, que permita mejorar y agilizar el diseño minero de las Mallas de Extracción para el método Panel Caving y sus variantes, específicamente en roca primaria.
•
Determinación del dimensionamiento de las distancias entre puntos de extracción en las Mallas de Extracción. También, se establecerá la distancia existente entre los niveles de Producción y Hundimiento.
•
Generar una herramienta de apoyo, a través de un documento de trabajo que sirva de ayuda y guía para futuros estudios que se realicen en la División El Teniente, en lo referente al diseño de nuevas Mallas de Extracción.
1.3.-
IMPORTANCI A DEL ESTU DIO Y LIMITACIONES
La determinación del diseño de las Mallas de Extracción, hasta ahora se hace en base a la experiencia adquirida en otros sectores productivos y con la asesoría de consultores expertos en la materia. De esta forma queda en evidencia la necesidad de contar con una metodología de diseño integral, que ayude a simplificar esta tarea y la cual permita un mejor aprovechamiento de los recursos humanos y económicos, destinados al diseño de las Mallas de Extracción para Panel Caving.
Una de las desventajas de no contar con una metodología como esta, es el mayor tiempo destinado a la búsqueda del marco teórico y técnico que avale el diseño de las Mallas de Extracción. Al disponer de una metodología se optimizará el tiempo de trabajo, se sabrá con certeza la información de entrada requerida, los criterios de diseño y cálculos posibles de utilizar, para cada una de las Mallas de Extracción que se pretenda diseñar.
Dado lo complicado que resultaría abordar todo el desarrollo del método Panel Caving, es que el presente trabajo posee las siguientes limitaciones:
•
Este estudio está limitado sólo a la roca primaria, por lo cual esta metodología sólo podrá ser aplicada a sectores de la mina donde exista este tipo de roca.
3
•
El estudio comprenderá la zona existente entre los niveles de producción y hundimiento del método Panel Caving, en las variantes Hundimiento Convencional, Hundimiento Previo y Hundimiento Avanzado.
•
Con respecto a la información de entrada requerida, sólo se hará referencia a la fuente de información que dio srcen a ella, como informes internos, planos u otros.
•
Este estudio está restringido a una etapa de ingeniería conceptual, donde calidad de la información corresponderá a este nivel de ingeniería.
•
En este estudio no se contemplará una evaluación económica, pues el trabajo será restringido a una evaluación sólo de carácter técnico.
1.4.-
METO DOLOGI A DE TR ABAJO
Para cristalizar los objetivos planteados en este trabajo, deberán realizarse las siguientes tareas y actividades:
•
Recopilación de información bibliográfica, tales como: características geomecánicas del Macizo Rocoso, Granulometría, teorías de Flujo Gravitacional, Distribuciones de Elipsoides de Extracción, equipos de carguio LHD utilizados, tipos de mallas de extracción, tipos de Bateas, distancias entre niveles de producción y hundimiento, alturas de Crown Pillar.
•
Visitas a terreno a los distintos sectores productivos, para familiarizarse con la operación y establecer un reconocimiento de las mallas de extracción en el nivel de producción.
•
Elaboración de los criterios de diseño, asociados a cada uno de los pasos pertinentes a esta metodología, mediante un análisis exhaustivo de la información recabada.
•
Determinación del diámetro del Elipsoide de Extracción de la roca primaria, asociado a un sector cualquiera de la mina. El diámetro del elipsoide es la base para el diseño de la Malla de Extracción.
•
Selección de la configuración de Elipsoides de Extracción, mediante el estudio y evaluación de las diversas distribuciones geométricas que existen.
•
Diseño minero de la Malla de Extracción teórica. A la distribución de elipsoides seleccionada, se le incorpora el trazado de las calles de producción y galerías zanjas, esto srcina el concepto de “Malla
4
de Extracción”. La Malla de Extracción queda definida con: la distancia entre calles perpendicular a las calles, la distancia entre zanjas paralela a las calles y el ángulo calle/zanja.
•
Operativización de la Malla de Extracción, mediante un análisis a los equipos LHD disponibles en el mercado, así como también a los equipos utilizados en la mina El Teniente, se procede a diseñar la Malla de Extracción considerando la geometría de los equipos LHD.
•
Análisis vertical de la Malla de Extracción. Se debe incorporar la tercera dimensión mediante el estudio de perfiles verticales. Las labores que definen la sección vertical de las Mallas de Extracción son: la Batea y el Crown Pillar (Pilar Corona), cuyos diseños deben ser analizados para establecer estándares válidos de diseño minero (geomecánicos, perforación y tronaduras, operacionales), y de esta forma parámetrizar las geometrías de la Batea y del Crown Pillar.
•
Aplicación de esta metodología de diseño a un sector particular de la mina El Teniente, que esté emplazado en roca primaría. El caso será aplicado durante el desarrollo de cada una de las etapas anteriores.
5
CAPITULO Nº 2.2.1.-
ANTECEDENTES GENERALES DE LA MINA EL TENIENTE
INTRODUCCION
A poco mas de una hora de la ciudad de Rancagua, en la cordillera de los Andes comuna de Machalí, se encuentra la mina subterránea de cobre más grande del mundo “El Teniente”, perteneciente a la División El Teniente, cuyo propietario es el Estado de Chile a través de la Corporación Nacional del Cobre (Codelco Chile).
Esta mina inició sus operaciones en el año 1905, y desde esa fecha a sido base del desarrollo y bienestar para la región y una importante fuente de ingresos para el Estado.
Esta mina alcanza una producción anual de 340 mil toneladas de cobre fino y de 2 mil toneladas de concentrado de molibdeno, que tienen como principal destino abastecer mercados internacionales.
2.2.-
RESEÑA HISTORICA
De acuerdo a antecedentes históricos, este yacimiento de cobre fue descubierto por un oficial español fugitivo en los años 1800, siendo los primeros registros de explotación en el año 1819, iniciándose desde ese año la explotación del yacimiento en forma más o menos continua. El mineral de mayor ley era escogido a mano y transportado en animales. La zona más importante de explotación estaba en un sector denominado Fortuna.
Posteriormente, alrededor del año 1900, agotándose las reservas de mineral de alta ley para continuar la producción, los propietarios contrataron los servicios del Ingeniero de Minas italiano Marcos Chiaponni, quien inspeccionó el yacimiento y recomendó la instalación de una planta concentradora. Debido a la falta de recursos de los propietarios, se buscó financiamiento en Europa, sin ningún éxito. En el año 1904 se interesaron en el yacimiento los empresarios norteamericanos William Braden y E.W. Nash, quienes fundan la compañía “Braden Copper Company”, la primera compañía propietaria de la mina El Teniente.
Las primeras inversiones contemplaron, la construcción de un camino para carretas y una planta concentradora de minerales. Entre los años 1906 y 1911 se construyó el ferrocarril entre Rancagua y el campamento minero de Sewell. Durante ese período de tiempo, los concentrados de cobre eran enviados en carretas al pueblo de Graneros. En 1908 el “Grupo Guggenhein” tomó el control de la propiedad y aumentó la capacidad de la planta concentradora. En 1915 la “Kennecott Copper Corporation” adquirió los derechos de la compañía. Donde por ese entonces, el Concentrador de Sewell llegó a procesar hasta 36 mil toneladas diarias de mineral proveniente de la mina.
6
En Abril del año1967, el estado de Chile adquiere a la “Kennecott Copper Corporation” el 51% de la propiedad del yacimiento, constituyéndose la “Sociedad Minera El Teniente”. Bajo este convenio, a contar del año 1970 se materializó una gran expansión de la mina en conjunto con la construcción de una nueva planta concentradora en Colón aumentando la producción total a 63.000 toneladas de mineral por día. Según una Reforma Constitucional, el 11 de Julio de 1971 la mina El Teniente pasa a ser propiedad del estado de Chile. Y finalmente el año 1976, se forma la “Corporación Nacional del Cobre” (CODELCO), de la cual forma parte División El Teniente.
Hoy la producción de la mina bordea las 100 mil (TPD), y se tiene considerado aumentar hasta 126 mil (TPD) en un futuro plan de expansión. Hasta el año 1975, se habían extraído unas 500 millones de toneladas de mineral, y entre ese año y 1995 se extrajeron otras 500 millones de toneladas. El plan minero de los próximos 25 años estima extraer 1400 millones de toneladas, siendo las reservas de cobre reconocidas de este yacimiento las mayores en el mundo (11000 millones de toneladas).
2.3.-
UBICACION ( 1)
La Mina El Teniente se encuentra ubicada en la Cordillera de los Andes, comuna de Machali, a 50 Km al Noreste de la Ciudad de Rancagua, provincia de Cachapoal VI Región Chile, en las figuras 2.1, 2.2 y 2.3 se aprecia la ubicación geográfica de la mina.
Las coordenadas geográficas del yacimiento son: Latitud: 34º 05' Sur. •
•
Longitud: 70º 21' Oeste.
Las operaciones mineras se ubican una altura media de 2100 m.s.n.m.
Para acceder a la mina, existe una moderna carretera que ofrece gran seguridad y alto estándar, la denominada “Carretera del Cobre” Pdte Eduardo Frei Montalva. Esta ruta une las localidades de Rancagua con las instalaciones de Colon Alto, de allí el personal accede a la mina por vía ferrocarril, otra parte del personal accede a la mina vía carretera hasta la misma mina por el "Tramo 5".
7
Figura Nº 2.1 – Ubicación Mina el Teniente
8
Figura Nº 2.2 – Mapa Ubicación Mina El Teniente
Figura Nº 2.3 – Fotografía Aérea de la División El Teniente
9
2.4.-
CLIMA (2) (3)
Si bien las operaciones mineras se encuentran de manera subterránea, donde las condiciones climáticas del exterior no influyen en el proceso de extracción, si es importante destacar que existen servicios de apoyo al proceso de extracción minera que se desarrollan en superficie.
El clima predominante en la zona donde se emplaza la infraestructura anexa a la Mina, específicamente el área de Sewell, corresponde a un Clima Cordillerano, el cual presenta variaciones por efecto de la altura, que alcanza su máximo en las altas cumbres de la Cordillera de los Andes. Durante un año normal las precipitaciones alcanzan los 700 mm, y 1400 mm de precipitaciones nivosas. Las temperaturas medias anuales se encuentran dentro de los 15º C, con variaciones en el día de entre 0.8º C y 25.2º C en verano, y -9.3º y 24.4º C durante el invierno.
2.5.-
TIPO DE YACIMIENTO (1)
El Teniente es un yacimiento del tipo "Pórfido Cuprífero" desarrollado por intrusivos calcoalcalinos en rocas volcánicas terciarias, asignadas a la Formación Farellones. Tiene forma textural diseminada, ya que el mineral se distribuye en forma más o menos uniforme en un gran cuerpo de roca.
Dada su forma aproximadamente vertical y su enterramiento, además de consideraciones climáticas, se explota en forma subterránea. Los minerales económicos presentes son predominantemente súlfuros, razón por la cual se utiliza el proceso metalúrgico de concentración llamado Flotación. La ausencia de metales preciosos (oro y plata) explica el hecho que no se realice refinación electrolítica en este yacimiento.
El yacimiento está conformado por un cuerpo central estéril, de geometría similar a un cilindro en posición vertical, denominado “Pipa” de 1.0 a 1.2 Km 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 Norte - Sur de Dacita y en el lado Sureste un gran cuerpo de Diorita, también existen pequeñas intrusiones de Diorita en el lado Noreste y Este. 2
Area Mineralizada:
2 millones de m
Extensión Vertical:
1800 m d esde superficie
Cubierta Estéril:
50 a 150 m de espesor.
10
2.6.-
GEOMETRIA DEL YACIMIENTO (4)
El cuerpo mineralizado tiene una forma irregular, pero mirado en planta se puede aproximar a la forma de una media luna y en su disposición espacial tiene la forma de un cilindro vertical, cuyas dimensiones son: •
Largo:
2.5 – 3.0 Km
•
Ancho:
1.5 Km en la parte más extensa.
•
Alto:
Sobre 1 Km.
La mineralización de Cu y Mo se distribuye en la periferia de una chimenea de brecha (Formación Braden), con una forma de cono invertido de 1000 a 1200 m de diámetro, y contenidos bajos de cobre y molibdeno. Esta chimenea volcánica o Pipa, no tiene importancia económica y no tiene relación con la mineralización, ya que se trata de un evento post-mineralización que destruyó parte de la mineralización que se encontraba consolidada. La Pipa por su ubicación, dimensión y estabilidad es usada para construir en ella la mayoría de las instalaciones de infraestructuras permanentes tales como: oficinas, talleres mecánicos, salas de chancado, piques de acceso y servicio, y otras. En las figuras 2.4 y 2.5 se indican los distintos sectores productivos que conforman la Mina El Teniente, además se aprecia en el centro la Pipa de Brecha.
Figura Nº 2.4 – Sectores Productivos Mina el Teniente y Pipa
11
Figura Nº 2.5 – Isométrico de los Sectores Productivos por nivel Mina el Teniente
12
2.7.-
GEOLOGIA Y G ENESIS DEL YACIMIENTO (4 )
2.7.1.- GEOLOGIA LOCAL El yacimiento El Teniente junto con el pórfido de Río Blanco – Los Bronces (situado a unos 100 Km al Norte) pertenece a la faja andina del plioceno y constituyen un cluster cronológico y espacial. La excepcional magnitud de este depósito lo ubica en la categoría de mega-depósito, contrasta la falta de otros yacimientos porfíricos significativos de similar edad en los Andes Meridionales.
En este tipo de yacimiento se distinguen verticalmente tres zonas típicas de mineralización bien definidas, las cuales son:
(a) Zona Oxidada o Lixiviada: Está constituida por una serie de minerales oxidados (limonita) sin valor económico, producto de la lixiviación, meteorización y oxidación de súlfuros primarios de fierro y cobre. Normalmente se encuentran en superficie cubiertas limoníticas, debido a que el cobre migra, estas cubiertas pueden actuar como indicadores en etapas de exploración minera.
(b) Zona de Enriquecimiento Secundario: El enriquecimiento supérgeno ha elevado la ley del mineral convirtiendo esta zona en la más importante del yacimiento por sus altas leyes; 1.8% de cobre en promedio. Los súlfuros secundarios son producto de la migración del cobre desde la parte superior del yacimiento y se encuentran súlfuros secundarios como la Calcosina y Covelina.
(c) Zona Primaria: Está compuesta por súlfuros primarios de cobre como Calcopirita, Bornita, gangas de cuarzo, Yeso, Anhidrita, Pirita y Turmalina. También se encuentra Molibdenita en pequeña cantidad, la cual se explota como subproducto. Las alteraciones más importantes son de tipo Potásica, Sericítica y Propilítica. Las leyes de cobre disminuyen en promedio un 50% con respecto a las leyes de los súlfuros secundario.
2.7.2.- LITOLOGIA Las rocas mineralizadas son principalmente, andesitas terciarias que pertenecen a la formación Farellones. Esta formación está intruida por el pórfido dacítico, pórfido diorítico, diorita, diorita cuarcífera y además afectadas por alteración hidrotermal potásica. En la parte central del yacimiento se emplaza una megaestructura
denominada
Chimenea
Braden
(diatrema)
y
posteriormente
entorno
a
esta
megaestructura se emplaza la Brecha Marginal. La Diorita, Diorita Sewell, está asociada a parte importante de la mineralización e integra un grupo de cuerpos intrusivos alineados en dirección Norte – Sur, emplazados en rocas de la formación Farellones.
13
La Diorita Sewell está constituida principalmente por plagioclasas en una matriz de microlitos de plagioclasa, cuarzo y feldespato potásico. Esta roca presenta una alteración cuarzo sericítica moderada a fuerte.
El stock tiene forma irregular y su extensión máxima es de 200 m, aumentando progresivamente en profundidad. Tiene contactos transicionales y/o brechosos y presenta una costra externa de textura porfídica, en la que se desarrolla una alteración potásica penetrativa, constituida por fenocristales de plagioclasa, biotita y anfibola en una masa fundamental, que representa un 30% a 60% en volumen, de cuarzo, microlitos de plagioclasa y feldespato potásico subordinado.
Por su parte, los apófisis tienen contactos tajantes o brechosos y están caracterizados por una fuerte silicificación y sericificación en las partes altas, presentando una textura porfídica con alteración potásica en profundidad.
El pórfido dacítico, al que se denomina Pórfido Teniente, ha sido reconocido en la parte norte del yacimiento y es el principal responsable de la mineralización. Corresponde a un cuerpo tabular subvertical de orientación Norte – Sur, con dimensiones máximas reconocidas de 1500 m de longitud y 200 m de potencia (nivel Teniente 6), el cual se encuentra cortado en superficie por la Quebrada Teniente.
El pórfido dacítico, es una roca porfírica, con 40% a 50% de fenocristales de plagioclasa, cuarzo y biotita, en una matriz de cuarzo, feldespato potásico y biotita. Presenta una intensidad variable de alteración cuarzo – sericita. Está emplazado en andesitas, con contactos nítidos, pero de diseño irregular, prolongándose hacia la roca de caja mediante delgadas digitaciones que srcinan brechas de carácter intrusivo.
Hacia el sur está truncado por la Chimenea Braden, desarrollándose una brecha de turmalina con clastos angulosos del pórfido en la zona de contacto. Este intrusivo corresponde a una dacita rica en feldespato alcalino y pobre en sílice.
El rasgo estructural más impresionante del yacimiento es la presencia de un complejo de brechas emplazado en la parte central de éste, denominado Chimenea Braden. Esta diatrema tiene la forma de cono invertido, casi circular en la planta, con su flanco Este subvertical, en tanto que el resto de su contorno converge hacia el centro con inclinaciones de 60º a 70º. Esta brecha volcánica corresponde a una roca con un 40% a 50% de clastos de variada composición, en una matriz de polvo de roca, cementados por sericita y cantidades menores de turmalina, calcita y súlfuros. Los clastos son de forma redondeada y de variados tamaños, los cuales oscilan entre los 2 cm y 2 m en porcentajes variables. Estos clastos se presentan generalmente con una fuerte alteración sericítica y clorita.
14
Las Brechas hidrotermales, denominada genéricamente Brecha marginal corresponde a una roca con un 30% a 40% de clastos. Los clastos son de forma angulosas, con tamaños que varían entre 5 y 20 cm y con intensidades variables de alteración sericítica y clorítica, provenientes de las rocas inmediatamente adyacentes, estos clastos son cementados con cuarzo, sericita, turmalina y cantidades menores de anhidrita.
Además encontramos Brechas Hidrotermales de anhidrita, que corresponden a una roca con fragmentos de andesita en una matriz de anhidrita. El porcentaje de anhidrita varia entre 10% y 20%.
El dique anular de latita, corresponde a un cuerpo de poca potencia y continuidad en la periferia de la Chimenea Braden, emplazado en la parte noroeste de esta.
Más detalles de la Litología existente en la mina El Teniente en el anexo A.
2.7.3.- ESTRUCTURAS (3) El fracturamiento regional está representado en el sector, por un sistema de fallas y vetas tempranas de dirección predominante Noreste e inclinaciones subverticales, con una corrida promedio de 500 m, en un área elongada en dirección Noreste de unos 10 Km de longitud, centrada en el yacimiento.
Los estudios realizados muestran la existencia de un juego principal de fallas subverticales de rumbo Noreste en el yacimiento, las fallas N, N1 y N2 en el sector Norte y las fallas P, P1, y Sur-Sur asociadas al sector sur del yacimiento.
Estas estructuras presentan espesores variables entre 5 a 120 cm, con corridas entre 100 a 500 m, siendo reconocidas en al menos dos niveles desde el Nivel Ten-4 LHD, hacia abajo. La falla P, ubicada en el sector sur del yacimiento, es la que presenta los mayores espesores, hasta 1.2 m, sin embargo existe una zona de falla de unos 4 m de potencia desarrollada en la intersección con la falla P, en el nivel Ten-4 LHD, siguiendo en jerarquía, las fallas N1 y N2, con espesores máximos de 50 cm y la falla N con potencias menores a 20 cm.
En resumen, las estructuras más notables forman un sistema principal de dirección predominante Noreste e inclinaciones subverticales conjugado con un sistema secundario de dirección Noroeste, característico de la etapa de alteración hidrotermal principal en las andesitas y los intrusivos mayores, y otro desarrollo en la periferia de la chimenea de la Brecha, representado por estructuras de tensión de disposición concéntrica y radial a ésta, las cuales caracterizan a la etapa hidrotermal tardía. La Brecha Braden
15
presenta vetillas de la última etapa de alteración hidrotermal, disminuyendo progresivamente la frecuencia de vetillas desde la etapa de alteración temprana hasta la póstuma.
Finalmente se encuentran fracturas no mineralizadas, las cuales poseen un lajamiento intenso (sheeting) de poca inclinación reconocidos en sectores periféricos de la chimenea Braden y en las zonas de contacto del pórfido dacítico con la Andesita.
La figura 2.6 es un modelo estructural del yacimiento El Teniente actualizado al año 1992, donde se aprecian los principales sistemas estructurales que existen. La tabla 2.1 corresponde a las fallas más importantes "Fallas Maestras", las cuales por su magnitud y potencia son las más conocidas. Tabla Nº 2.1 - Fallas Maestras en Mina El Teniente (1) Nombre Falla N2 N1 - -N K - B Sur-Sur -S-P
UbicaciónEspacial Norte Centro Sur
Fi ura Nº 2.6 – Geolo ía Distrital mina El Teniente – Diciembre 1992
17
2.8.-
ALTERACION Y MI NERALIZACION (1) ( 3)
2.8.1.- PROCESO DE ALTERACION El yacimiento El Teniente se formó principalmente en una sucesión de cuatro etapas hipógenas de alteración y mineralización, posteriormente se superpone a todo este sistema una etapa Supérgena, ver tabla 2.2. Dentro de las Etapa Supérgena podemos se encuentran las siguientes etapas:
(1)
EtapaTa rdimagmática:
Esta etapa se relaciona a las últimas fases de consolidación de la Diorita Sewell y del Pórfido Teniente. La mineralización asociada a esta etapa ocurre en vetillas y en forma diseminada con una marcada zonación en torno al pórfido dacítico, con un núcleo rico en Bornita, y una zona intermedia con predominio de Calcopirita y una zona periférica con Pirita. La alteración Potásica se produce en el núcleo del pórfido en torno a la Chimenea Braden y consiste en que los minerales ferromagnesianos de la Andesita se convirtieron en Biotita, formando una masa negra de finos cristales que se denomina Andesita Biotizada y además se produce en forma masiva piritización y silicificación en intrusivos. De una manera aproximadamente sincrónica y en directo contacto con la alteración Potásica se genera una extensa aureola externa, formada producto de la alteración propilítica, cuya paragénesis incluye minerales de menor temperatura como Clorita, Epidota, etc.; además incluye abundante Anhidrita en las fracturas y Pirita como único sulfuro.
(2)
Etapa H idrotermal P rincipal:
Esta etapa se superpone a la etapa Tardimagmática y se caracteriza por la asociación de cuarzo, Sericita, Clorita y Anhidrita. Los principales sulfuros asociados a esta etapa son la Calcopirita y Pirita; los que se encuentran diseminados en los halos, formando parte del relleno de las vetillas. La alteración desarrollada en esta etapa es del tipo cuarzo-sericítica, que se forma por interacción de celdas convectivas de aguas meteóricas con soluciones procedentes de cuerpos intrusivos en proceso de cristalización.
En los pórfidos cupríferos se estima que este evento hidrotermal puede haber removido parte de la mineralización depositada en la etapa inicial. En el caso de la mina El Teniente esta zona tiene escaso desarrollo, ya que este yacimiento esta constituido por rocas volcánicas andesíticas, que son rocas reactivas que tienden a neutralizar la acidez de las soluciones hidrotermales. El pórfido dacítico presenta una alteración cuarzo-sericita moderada a débil, en tanto que la diorita tiene una alteración cuarzo-sericita moderada a fuerte, que aumenta hacia niveles superiores.
18
(3)
Etapa H idrotermal T ardía:
La etapa Hidrotermal Tardía, está relacionada al emplazamiento de anillo de Brecha Marginal, periférico a la Brecha Braden. Se conoce como el cemento matriz de la brecha marginal, así como parte de la alteración de sus fragmentos y se desarrolla además a través de halos de vetillas que se distribuyen en una franja concéntrica al anillo de brechas de ancho máximo 150 m en los niveles superiores (Ten-4 Sur a Ten-Sub6).
Esta alteración es del tipo Filica, que afecta a los clastos de la brecha marginal y como los halos de vetilllas, en forma similar a la anterior, pero de menor frecuencia, se desarrolla a partir de la brecha marginal, extendiéndose unos 100 a 150 m en una zona concéntrica a esta.
Las vetas y vetillas están rellenas con minerales como; Anhidrita, Cuarzo, Sericita, Turmalina, Clorita, Calcita y Yeso. La mineralización sulfurada de esta etapa consiste en Calcopirita, Bornita, Pirita y Tenantita. La mineralización de molibdeno ocurre como Molibdenita, principalmente en vetillas, durante las tres etapas hipógenas ya descritas, aunque en mayor proporción está asociada a la primera de ellas.
(4)
Etapa Póstuma:
En esta ultima etapa se encuentra principalmente alteración Sericitica - calcita restringida a la Brecha Marginal, en vetillas de baja frecuencia afectando la matriz y los clastos de esta. Esta etapa de alteración ésta relacionada a fluidos hidrotermales asociados a la consolidación de la Brecha Braden.
Dentro de los minerales se presentes se encuentran; Sericita, Calcita, Yeso, Cuarzo, Siderita, Ankerita, Baritina, Anhidrita y Turmalina. Y como minerales de mena; Pirita, Calcopirita, Molibdenita, Molibdenita, Esfelarita, Galena y Tenantita. Tabla Nº 2.2 - Asociaciones mineralógicas que caracterizan a cada una de las Etapas Hipógena en El Teniente Alteración Fase Tardimagmática
Potásica
Temperatura
Mena
de Formación (ºC)
Cuarzo, Anhidrita, Feldespato.
Calcopirita, Bornita, pirita,
Potásico (Pertita), Biotita, Clorita.
Molibdenita.
Principal
Cuarzo, Sericita, Clorita, Anhidrita.
Tardía
óstuma
Asociación Mineralógica de
Ganga
Propilítica
Hidrotermal
P
Asociación Mineralógica de
Subfase
---
Calcopirita, Pirita, Molibdenita.
Anhidrita, Cuarzo, Sericita,
Calcopirita, Bornita, Pirita,
Turmalina, Yeso, Carbonato, Clorita. Sericita, Calcita, Yeso, Cuarzo,
Molibdenita, Tenantita.
Siderita, Ankerita, Baritina, Anhidrita, Turmalina.
Pirita, Calcopirita, Molibdenita, Esfalerita, galena, Tenantita.
650 - 450 250 - 450 300 250 - 300
---
19
(5)
Etapa Supérgena:
Finalmente se desarrolla la etapa Supérgena, producto de la erosión e infiltración de aguas, que generó un escurrimiento de aguas subterráneas oxigenadas en forma descendente, desde arriba hacia las zonas de lixiviación, oxidación de los sulfuros y enriquecimiento secundario.
El flujo fue controlado por la permeabilidad relativa de las rocas presentes, y en este sentido la Chimenea Braden, a causa de su menor fracturamiento y en menor medida el Pórfido Teniente, actuaron como barreras naturales dando como resultado una Cuenca Secundaria, la que alcanza una profundidad entre 100 y 600 m, con un nivel de enriquecimiento secundario entre 100 y 500 m de espesor, cuyo mineral característico es la Calcosina. En menor proporción aparecen Covelina, Cobre Nativo y Cuprita.
2.8.2-
DESCRIPCION DE LA MENA
2.8.2.1.-
MENA PRIM ARIA
La mineralización de la Roca Primaria se srcinó por la depositación de metales a partir de soluciones calientes (hidrotermales), con contenidos de Cobre, Molibdeno, Hierro, Azufre y otros elementos en los poros y fracturas de las rocas.
Este proceso es denominado primario (Hipógeno), por el hecho que las soluciones tienen su srcen a una profundidad de entre 1 a 5 km, en condiciones de altas presiones confinantes y temperaturas elevadas de entre 250 a 500 ºC, esta mineralización es la que forma el yacimiento, y es responsable de la alteración de las rocas (ver tabla 2.2).
La alteración y mineralización primaria de las rocas, en general produce una cristalización de estos, con la adicción de sulfuros y anhidratos. La Anhidrita (sulfato de calcio anhídrido) es un mineral duro y compacto que está presente hasta en un 5 a 10 % del volumen rellenando poros y fracturas. De esta manera, la roca queda totalmente sellada y el resultado es un macizo duro, cohesivo y de baja permeabilidad, constituyendo un material difícil de extraer y de ley más baja que el mineral secundario.
20
2.8.2.2.-
MENA SECUNDARIA
Este proceso se encuentra activo hasta hoy, el cual consiste en la filtración de aguas superficiales a través del macizo rocoso, las cuales debido a su carácter oxidante provoca los siguientes efectos:
•
Oxidación de sulfuros primarios tales como: Pirita, Calcopirita.
•
Disolución de la Anhidrita.
El proceso supérgeno por medio de la disolución extrajo buena parte de la Anhidrita que había, convirtiéndola en yeso, la cual pasa a integrar las sales del agua fluvial dejando la roca reblandecida. El cobre viaja en soluciones ácidas hacia abajo y se deposita cuando encuentra condiciones favorables, constituyendo la zona de mena secundaria o enriquecimiento secundario.
De esta manera, tenemos que la mena secundaria es un material poroso, relativamente blando y con un contenido de cobre más alto que el srcinal (primario).
El mineral secundario en la mina se presenta a mayor profundidad en la parte norte de la mina, ya que el flujo de agua, sigue la pendiente hacia la Quebrada Teniente (al Noreste), dando una vuelta alrededor de la Chimenea Braden (impermeable). Su parte más profunda alcanza al nivel Sub-6.
En la tabla 2.3 se aprecia las principales características de la mena primaria y secundaria. Tabla Nº2.3 - Características de la Mena Primaria y Secundaria en la mina El Teniente, MassMin 2000 (5) Tipo Mena
Sulfuros de Cobre
Ley Cu Promedio
Peso Especifico
[%]
[g/cc]
Porosidad
RQD
[%]
FF/m3
Calcosina
Mena Secundaria
(Cu2S) 2.0
2.2 2.7 –
10 -2
1.0
2.7–2.9
0.09 0.88 -
25 <
10 30 -
40 <
Covelina (CuS) Calcopirita
Mena Primaria
(CuFeS2)
Bornita (Cu6FeS4)
>80
9 5-
50 60 -
RMR Laubscher
21
CAPITULO Nº 3.-
3.1.-
CARACTERIZACION GEOTECNICA - GEOM EC ANICA
GENERALIDADES
El objeto de la caracterización geotécnica de los distintos sectores del yacimiento, es llegar a determinar una conjunción de parámetros en común, que tienen una mayor incidencia en la probabilidad de ocurrencia de inestabilidades, tales como; estallidos de roca, colapsos, etc. Y de esta forma llegar a encontrar un criterio de evaluación del riesgo esperado para cualquier sector con características similares, dentro de los distintos sectores de la mina.
3.2.-
SISTEMAS DE C LASIFICACION DEL MACIZO RO COSO
En minería subterránea para realizar una excavación, a priori se requiere realizar un diagnostico del macizo rocoso, mediante métodos de conversión de elementos cualitativos en cuantitativos (numéricos), es decir, un índice de clasificación geotécnico del macizo rocoso.
Durante las etapas de factibilidad, planificación detallada y diseño preliminar de un proyecto, cuando muy poca información sobre el macizo rocoso; estado tensional y características hidrológicas son disponibles, el uso de un sistema de clasificación es muy útil.
En la mina El Teniente se utilizan principalmente dos sistemas de clasificación geotécnica del macizo rocoso; el Sistema RMR de Laubscher versión 1990 y el Sistema Q de Barton versión 1993. El detalle de la clasificación geotécnica de Laubscher se adjunta en el anexo C. En la actualidad se ha implementado el uso del sistema de clasificación GSI propuesto por Hoek, índice que puede ser utilizado en el cálculo de las propiedades geotécnicas del macizo rocoso.
La aplicación de estos índices se hace sobre una zonificación del macizo rocoso que da srcen a la unidad geotécnica. La unidad geotécnica se define por la litología, mena y dominio estructural. Cada unidad geotécnica agrupa en forma homogénea propiedades de resistencia de la roca intacta, frecuencia de fracturas (lineal y volumétrica) y resistencia de las discontinuidades.
22
Según el sistema de Clasificación de Laubscher90, se usan tres parámetros para fijar la calidad del macizo rocoso, la resistencia de la roca intacta (IRS), fracturas por m
3
(FF/m3) y condición de
discontinuidades Jc.
A modo de ejemplo; se presenta las propiedades geotécnicas del macizo rocoso para el proyecto Diablo Regimiento, y del sector Ten Sub-5 Esmeralda Fw, ver tablas 3.1 y 3.2.
Tabla Nº 3.1 - Ejemplo parámetros geotécnicos del sector Esmeralda Fw (7) Unidades
IRS
Jc
RMR
Clasificación
Geotécnicas
[MPa]
FF/m
[Puntaje]
(Laubscher, 1990)
Geotécnica
Andesita Fw1
106
3.4
19
46
3B
Andesita Fw2
106
3.6
20
47
3B
Diorita
120
2.0
20
53
3A
Tabla Nº 3.2 - Ejemplo parámetros geotécnicos del sector Diablo Regimiento (6) Unidades
IRS
Geotécnicas
[MPa]
Andesita Primaria
110 - 130
Brecha hidrotermal
87
F F /m
Jc
1.8 - 2.3
19
0.7 1.2 -
25
RMR
Clasificación
(Laubscher, 1990)
Geotécnica
51 - 53
3A - 3B
60 63 -
2B 3A -
Notas: IRS:
Resistencia en comprensión no confinada de la roca intacta.
FF/m:
Fracturas por metro.
Jc:
Rating asociado a la Condición de Fractura.
3.3.-
CARACTERIZ ACION D E LA R OC A INT ACTA
El término de roca intacta se define como, un volumen de roca relativamente “pequeño”, del orden de -4
3
2x10 m , pero representativo de la fabrica de las rocas considerada, no debe contener irregularidades ni defectos tales que influyan en su comportamiento mecánico “propio”, especialmente en lo que dice relación con la cinemática de ruptura. El volumen de tamaño pequeño depende del volumen de material considerado como macizo rocoso. Se entiende por irregularidades, a la presencia de cuerpos que puedan afectar el comportamiento mecánico de la probeta (e.g. clastos de tamaño grande, amígdalas, vetillas, estructuras selladas, etc.). Se entiende por defectos, a huecos, fracturas u otro tipo de discontinuidades en la masa rocosa (e.g. poros, vesículas, fracturas, estructuras abiertas, etc.).
Para lograr la caracterización de la roca intacta representativa del macizo rocoso se deben revisar, analizar y evaluar una serie de resultados de ensayos de laboratorio para proponer los valores característicos o de diseño para los distintos parámetros geotécnicos–geomecánicos que caracterizan la
23
roca intacta de las distintas litologías presentes en los sectores de interés. Para la caracterización de la roca intacta se emplea el método de Hoek & Brown, las propiedades se obtienen a través de un análisis estadístico de los datos obtenidos en una serie de ensayos triaxiales sobre muestras de roca.
Para obtener resultados representativos se deben seleccionar las muestras desde varios puntos dentro del macizo rocoso de una manera sistemática, procurando incluir el mismo tipo de material y las condiciones típicas de la petrofábrica, pero que no afecten el comportamiento mecánico “propio” de la roca considerada. Además se asume que las variaciones en las propiedades de la roca son debido a las mismas causas.
En la tabla 3.3, se resumen las propiedades de la roca intacta de diferentes litologías presentes en los sectores de la Mina El Teniente.
Tabla Nº 3.3 - Propiedades de la roca intacta para los macizos rocosos presentes en Mina El Teniente (4)
Tipo Litológico
Peso Unitario 3 [Ton/m ]
mi [Hoek - Brown]
Andesita Tardía
2.75
0.10
17.0
Andesita Norte
2.75 ± 0.15
Brecha Ignea de Andesita
2.70 ± 0.15
Diorita
Resistencia a la Compresión no Confinada,σci [MPa]
UCS [MPa]
100
125 ± 30
17.3
87
100 ± 15
20.5
103
100 ± 30
2.75 ± 0.05
26.0
130
140 ± 30
Brecha Ignea de Diorita
2.70 ± 0.15
24.0
120
140 ± 150
Brecha Hidrotermal de Anhidrita
2.80 ± 0.05
17.0
100
115 ± 40
±
Notas: m i.
Parámetro del criterio de falla de Hoek-Brown.
σci:
Resistencia en c ompresión no confinada según el criterio de falla Hoek-Brown.
UCS:
Resistencia en compresión no confinada de la r oca intacta.
24
3.4.-
EVALUACION DEL EF ECTO D E E SCALA
Para determinar el comportamiento mecánico del macizo rocoso, se debe tener presente las variaciones que experimentan las propiedades mecánicas del material, como consecuencia de: pequeñas variaciones en la estructura, constituyentes minerales, tamaño de granos, porosidad, presencia de microfracturas, incremento del volumen de la muestra, etc. En el caso del método de Hoek & Brown el efecto de estas variables esta considerado en las constantes m y s. Los resultados para alguna muestra individual son aplicables para aquel punto dentro del macizo rocoso, en el cual la muestra fue obtenida, pero es cuestionable si los resultados son aplicables para un volumen mucho mayor de roca.
Las relaciones empíricas para evaluar el efecto de escala (ver Hoek & Brown (1997)) se basan en datos 6
3
recopilados sobre resistencia y deformabilidad del macizo en volúmenes de roca menores a 10 m , por lo tanto no son representativos para casos de volúmenes mayores. La tendencia actual para determinar las propiedades mecánicas del macizo rocoso es “escalar” las propiedades de la roca intacta mediante alguna correlación, usualmente empírica, que permita considerar la “calidad geotécnica” del macizo como una especie de “castigo”, asignado a las propiedades de la roca intacta. El índice Geológico de Resistencia (GSI), propuesto por Hoek (1994) y Hoek, Kaiser & Bawden (1995), proporcionan un sistema para estimar un “ajuste” de las propiedades mecánicas para el macizo rocoso bajo diferentes condiciones geológicas.
Actualmente en la industria minera (e.g. mina El Teniente) la tendencia es utilizar el método generalizado de Hoek & Brown para evaluar la resistencia del macizo rocoso, bajo una condición triaxial. Este criterio de falla involucra la resistencia de la roca intacta, modificada en orden a considerar la influencia de las discontinuidades. Los autores de este criterio sugieren que la disminución de la resistencia se debe a la mayor probabilidad de falla, en forma transgranular e intergranular al interior de la roca intacta, ya que al aumentar el tamaño de la probeta ensayada se incluye mayor cantidad de granos. La influencia de la muestra en la resistencia de la roca es sintetizada en la siguiente ecuación:
σ cd
=
σ c50
x ( 50 ) / d
Donde σcd:
Resistencia en compresión uniaxial de una muestra de roca de diámetro d.
d:
Diámetro de la muestra de roca en mm.
σc50:
Resistencia en compresión uniaxial de una muestra de diámetro 50 mm.
(3.1)
25
Para evaluar el módulo de deformabilidad se puede recurrir a la relación empírica, entre el módulo de deformación del in situ y la clasificación RMR B de Bieniawski (o el GSI), propuesta por Serafim y Pereira (1983). Esta relación se basa en un análisis retrospectivo de las deformaciones observadas en fundaciones de presas, y se ha encontrado que funciona bien para el caso de macizos rocosos competentes o de buena calidad. Basándose en observaciones prácticas y back-analysis del comportamiento observado en excavaciones en macizos rocosos poco competentes o de mala calidad geotécnica, se propone la siguiente modificación a la ecuación de Serafim y Pereira para aquellos casos donde la resistencia a la compresión de los trozos de roca intacta,
Em = ( σci /100) x 10 ( (GSI – 10 ) /
40)
σ ci,
es menor a 100 MPa:
(3.2)
Para aplicar el criterio de Hoek & Brown en la mina El Teniente se han desarrollado algunas adaptaciones, ya que las relaciones empíricas de estos autores fueron desarrolladas para macizos rocosos fracturados, por lo que no son aplicables a macizos rocosos masivos o poco fracturado, cual es el caso de la Brecha Braden y del macizo rocoso primario de la mina El Teniente. Los métodos actualmente utilizados para evaluar las propiedades geomecánicas del macizo rocoso, son aplicables al caso de macizos rocosos fracturados, con una cantidad de sistemas de estructuras, tal que se tiene un comportamiento isotrópico, y con estructuras orientadas de tal forma que no influyan en la cinemática de ruptura del macizo rocoso.
3.5.-
CARACTERIZ ACION DE L MAC IZO RO COSO
El macizo rocoso se define como: “Un volumen importante de roca que esta formado por substancia rocosa, discontinuidades y agua". La interacción de estos elementos durante una solicitud de esfuerzos resulta en un comportamiento complejo, que incluso se acentúa más debido a la variación de las propiedades con el efecto de escala. El macizo rocoso esta formado por un conjunto de piezas o bloques (los bloques más pequeños corresponderían a “roca intacta”), cuyas geometrías y distribución de tamaños queda definida por las estructuras geológicas.
Para caracterizar las propiedades mecánicas del macizo rocoso se utilizan las relaciones empíricas propuestas el método de Hoek & Brown (1997), las cuales permiten obtener las propiedades del macizo rocoso a partir de un escalamiento de las propiedades de la roca intacta. Como este método corresponde en esencia a un análisis estadístico, la calidad de la caracterización de las propiedades depende del espacio muestral.
26
La tabla 3.4 corresponde a un resumen de las propiedades del macizo rocoso presentes la mina El Teniente.
Tabla Nº 3.4 - Propiedades mecánicas de los macizos rocosos presentes en la Mina El Teniente Tipo de Litología
mb [Hoek & Brown]
s [Hoek - Brown]
Em [Gpa]
Andesita Tardía
8.7
0.40
38
Andesita Norte
8.7
0.40
36
Brecha Ignea de Andesita
12.3
Diorita Brecha Ignea de Diorita
13.2
Brecha Hidrotermal de Anhidrita
0.40 14.3
8.5
44 0.40
0.40 0.40
55 49 40
Notas: m b y s: Constantes de Hoek-Brown asociadas al tipo de roca . Em:
Modulo de Young o Modelo de Deformabilidad.
3.6.-
CAMP O D E E SFUERZOS
En el caso de la minería subterránea, interesan los esfuerzos naturales e inducidos dentro del macizo rocoso, los cuales ejercen una presión sobre las diferentes estructuras mineras, necesarias para poder hacer minería y explotar los recursos minerales económicos existentes en la tierra. Los esfuerzos in situ corresponden a condiciones que la naturaleza le impone a un macizo rocoso (e.g. esfuerzos gravitacionales, esfuerzos tectónicos, etc.). En cambio los esfuerzos inducidos son el resultado de la actividad minera desarrollada en un yacimiento, por lo tanto son de gran importancia en las distintas etapas de un proyecto (e.g. ingeniería conceptual, ingeniería básica, etc.). En el caso de los métodos caving, se tiene una variación de los niveles de esfuerzos producto de las alturas de columna de roca, topografía de la superficie, abutment stress o por alguna singularidad, que provocan un incremento de los esfuerzos en un determinado lugar.
Para inferir y/o determinar la magnitud y orientación de los esfuerzos existen varias alternativas, dentro de las cuales se tienen: ♦
Aplicar la teoría elástica (Formulismo clásico, 1960).
♦ ♦
Mediciones a través de Instrumentación Geomecánica. Modelamiento Numérico, (e.g. Phase-2D, FLAC-2D / 3D, UDEC, etc.).
♦
Inferirlos por medio de indicadores cualitativos (e.g. sobreexcavación, ocurrencia de Disking en los sondajes, etc.).
27
Estas relaciones empíricas pueden ser útiles para inferir los niveles de esfuerzos esperados en otros puntos dentro del sector e incluso en sectores adyacentes. Además a partir de la información recopilada del estado tensional existente en varios puntos dentro del macizo rocoso, se pueden delinear diferentes zonas dentro de este, con respecto a su posición relativa al Frente de Hundimiento (figura 3.1):
♦
Zona Relajada: Esta zona se encuentra desconfinada, ya que está se encuentra bajo área socavada. Esta zona se encuentra fuera del efecto de Abutment Stress, ya que el Frente de Hundimiento ya a pasado por ella.
♦
Zona de Abutment Stress: En esta zona se produce un incremento de los esfuerzos generado por el Frente de Hundimiento.
♦
Zona de Pre–Minería: Es la zona que queda delante del frente y que no ha sido socavada aún, se encuentra alejada de la zona de Abutment Stress. Por lo que la concentración de esfuerzos correspondería a los esfuerzos in situ y en algunos casos a esfuerzos inducidos por otros sectores productivos.
Figura Nº 3.1 - Zonificación del macizo rocoso de acuerdo a la posición del frente de hundimiento
En la tabla 3.5, se aprecia el estado tensional actual, correspondiente a los sectores más representativos de la Mina El Teniente.
28
Tabla Nº 3.5 - Alturas de Columnas y Calidad del Macizo Rocoso en la Mina El Teniente (6) (47) Estado Tensional S e cto r M é to d oEx plo ta ción σ1 σ2 σ3 Azº Inclinación º MPa 31.5 109.5 -35.2 Ten-4 Sur Panel Caving Convencional 19.8 242.8 -44.2 11.5 359.9 -25.2 24 332 -45 Ten-4 Regimiento Panel Caving Convencional 15 93 -27 10 202 -38 30.4 Ten-3 Isla LHD Panel Caving Hundimiento Previo 25.7 15.4 30 a 40 Ten Sub-6 Area Panel Caving Convencional 27 a 33 Invariante 18 a 24 48 18 -9.5 Esmeralda Panel Caving Hundimiento Previo 35 114 -34 25 274 -54 50.71 351.81 -5.28 Sitio 1 Ten-6 acarreo Esm 39.12 89.31 -54.70 Panel Caving 19.84 258.13 -34.78 Convencional y Dirección Sur - Fw Diablo Regimiento Hundimiento 37.76 272.96 -39.36 Sitio 2 Avanzado Ten-6 acarreo Esm 28.97 32.92 -31.34 Dirección Fw 11.84 148.05 -34.90 σ1: Esfuerzo principal mayor. σ2:
Esfuerzo principal intermedio.
σ3:
Esfuerzo principal menor.
3.7.-
SISTEM AS DE FORTIFICACION
Las funciones de un Sistema de Fortificación son las siguientes: •
Reforzar el macizo rocoso, permitiendo que se soporte por sí mismo.
•
Retener la roca fracturada en la superficie de la excavación (zona plástica) por razones de seguridad.
•
Sostener o adherir fuertemente el o los elementos de retención del sistema de fortificación al fondo de la roca estable y prevenir fracturas en la roca debido a la gravedad.
Un sistema de fortificación incluye una combinación de elementos de soporte, cada uno provee una o más de las funciones descritas anteriormente. Algunos elementos actúan en paralelo y disipan la energía de deformación, mientras otros elementos actúan en serie por transferencia de cargas entre los elementos de soporte.
La capacidad del sistema de fortificación depende de cómo interactúan los elementos de soporte individual con el macizo rocoso circundante. Por lo tanto las conexiones entre los elementos de soporte es otro aspecto importante de considerar en un sistema de fortificación. En general los criterios para diseñar un sistema de fortificación, incluyen las características geotécnicas que presentan los macizos rocosos, además de la concentración de esfuerzos presentes en el sector. En el diseño de éstos sistemas, se pueden utilizar alguno de los sistemas de clasificación geotécnica de los macizos rocosos
29
(e.g. RMR75 de Bieniawski, RMR90 de Laubscher, sistema Q de Barton, etc), que se basan fundamentalmente de las propiedades mecánicas y/o estructurales de las masas rocosas. A continuación se detallan las características técnicas de los sistemas de fortificación utilizados en distintos sectores de la mina El Teniente.
(a) Sistema Perno – Malla: Este sistema contempla pernos tipo rosca, lechados con planchuela y tuerca, diámetro 22 mm y largo variable entre 2.3 a 2.9 m; dependiendo de la calidad del macizo rocoso. La Malla utilizada es la tipo Bizcocho 10006.
(b) Sistema Perno – Malla – Shotcrete: Este sistema consiste en pernos tipo rosca lechados con planchuela y tuerca, diámetro 22 mm y largo variable entre 2.3 a 2.9 m; dependiendo de la calidad del macizo rocoso. La malla utilizada es la tipo Bizcocho 10006 y el sistema se consolida con una capa de shotcrete de un espesor de 10 cm. El diseño de apernado es similar al sistema anterior. En algunas labores permanentes correspondientes a zonas criticas dentro del diseño minero (e.g. intersecciones, accesos, zona de visera, etc) se consideran elementos de soporte adicionales para fortalecer el sistema de fortificación base, ya sea aumentando la capacidad de carga y/o suministrándole mayor ductilidad.
A continuación se mencionan algunos de los elementos utilizados: ♦
Cables Birdcage con planchuela, barril y cuña, (referencia plano IM9-06446).
♦
Cables Minicage con planchuela, barril y cuña, (referencia plano IM9-06446) .
♦
♦
Cables Lisos Dobles con planchuela, barril y cuña (referencia plano IM9-06446). Mesh & Lacing.
♦
Marcos de Acero con Hormigón Armado.
♦
Marcos de Acero encastillados con madera y hormigonados.
3.8.-
VARIABLES DE PLANIFICACION GEOMEC ANICA
Un aspecto importante en la planificación de un sector productivo es la compatibilidad que debe existir entre la capacidad de producción deseada y el comportamiento global del sector a explotar, con este objeto se recomienda un control, sobre las razones de avance en el nivel de hundimiento y la razón de extracción, variables que han sido identificadas por su impacto sobre la respuesta del macizo rocoso a la actividad minera.
Con el propósito de controlar la sismicidad inducida causada por la extracción de mineral primario, se debe controlar el volumen activo mediante el uso de "Velocidades efectivas de Extracción" y "Tasas de Socavación".
30
(a)
Velocidad de Extracción:
Conceptualmente se define como un índice operacional que mide la rapidez con que se extraen las 2
reservas de un área y se cuantifica en Ton/m -día. Según el área de Planificación, se definen las siguientes velocidades de extracción: ♦
Velocidad Real: Se calcula a partir de agrupaciones de puntos de extracción, dividiendo el tonelaje extraído por el área total abierta.
♦
Velocidad Operacional: Se calcula dividiendo el tonelaje extraído por el área total disponible.
♦
Velocidad Efectiva: Se calcula dividiendo el tonelaje extraído por la sumatoria de las áreas de los puntos efectivamente utilizados.
A partir de estudios de sismicidad de la mina El Teniente, se ha logrado determinar que la variable "Velocidad de Extracción" influye en las características de la sismicidad inducida por la minería. Por lo tanto, un control adecuado de la velocidad de extracción permite al macizo rocoso reacomodarse en forma lenta, con lo que se evita generar condiciones de alta sismicidad.
El rango de interés desde el punto de vista sísmico, alcanza hasta una altura de columna equivalente a la extracción del 30% en mineral primario. Se ha observado que a esa altura se completa el fracturamiento de la columna, de modo que sobre ella no ocurren procesos de activación involucrados en los eventos sísmicos. Así, sobre el 30% de extracción se libera la restricción geomecánica de velocidad de extracción. La columna de roca base debe ser extraída en forma gradual para minimizar su efecto sobre la actividad sísmica. La velocidad se incrementa por tramo de altura y dentro de cada tramo la velocidad se mantiene constante.
Las velocidades de extracción definidas bajo restricciones geomecánicas, incluyen la experiencia de sectores actualmente en producción como lo son: Ten Sub-6, Esmeralda. La tabla 3.6 corresponde a las velocidades recomendadas para una extracción menor a 30%.
Tabla Nº 3.6 - Velocidades de extracción máximas recomendadas para los sectores Teniente Sub-6 y Esmeralda Te n ie n t eS u b -6
Tramo [%]
Inicio Caving 2 [Ton/m -día]
E s m e r a ld a
En Régimen 2 [Ton/m -día]
Inicio Caving 2 [Ton/m -día]
En Régimen 2 [Ton/m -día]
5 – 0
0.26
0.28
0.14
0.28
10 – 5
0.29
0.34
0.18
0.34
15–10
0.33
0.40
0.22
0.40
20–15
0.38
0.47
0,28
0.47
25–20
0.43
0.55
0.35
0.55
30–25
0.50
0.65
0.44
0.65
31
(b)
Velocidad d e H undimiento:
Es el área hundida o socavada que se va incorporando al proceso productivo a medida que otras áreas 2
anteriores se van agotando, expresada en m /mes. La experiencia adquirida en roca primaria avala que la velocidad de socavación tiene influencia en la actividad sísmica y, por ende, en el potencial de ocurrencia de inestabilidades. Para minimizar los procesos de ruptura y movimientos en el volumen activo (principal generador de eventos sísmicos), se debe planificar un intervalo de tiempo razonable entre etapas de socavación, para darle la posibilidad al macizo rocoso perturbado que recupere la condición de equilibrio, antes que se produzca la siguiente etapa de socavación. En la tabla 3.7 se entregan las velocidades recomendadas para los sectores Ten Sub-6 y Ten Sub-5 Esmeralda.
Tabla Nº3.7 - Velocidades de Socavación/Hundimiento recomendadas para la secuencia de avance (4) (6) Velocidad Socavación – Hundimiento Sector
Inicio Extracción (Caving Virgen) 2
3.9.-
2
En Régimen 2
2
[m /mes]
[m /año]
[m /mes]
[m /año]
Teniente Sub-6
2000
24000
3000
36000
Teniente Sub-5 Esmeralda
1167
14000
1400
16800
ALTUR A D E C OLUM NA EN R OC A PRIMARIA
Conceptualmente corresponde a la altura de un bloque de macizo rocoso primario a extraer. Este tipo de macizo rocoso no ha sufrido alteraciones supérgenas, y se caracteriza por ser masivo o presentar un porcentaje de estructuras geológicas abiertas o con relleno blando; además son competentes y cohesivas. De esta manera, a mayores alturas de columna de roca primaria, se tiene una mayor vulnerabilidad sísmica, ya que pueden transmitir ondas (ondas P y S) con menor perdida de energía y mayor velocidad de propagación.
La altura de columna primaria tiene una relación directamente proporcional con la actividad sísmica e inversamente proporcional con la velocidad de extracción efectiva. El criterio para determinar el grado de riesgo sísmico de algún sector dentro de la mina, tiene como soporte la altura de columna primaria y la geología estructural.
A partir de la base de datos mediante Benchmarking, se puede visualizar que el método Panel Caving es muy flexible, siendo utilizado en varias minas del mundo, con alturas de columna primaria que varían desde los 20 a 500 m.
32
Las alturas de columna primaria crecen desde el lado Norte hacia el lado Sur del yacimiento, existiendo una depresión de roca secundaria en el lado Sureste. Regularmente los sectores “fuera de sombra” en la mina (sectores cuya columna de roca está constituida íntegramente de cerro virgen), son los que quedan expuestos a mayores alturas de columnas de material primario, y por ende concentran el mayor nivel de esfuerzos.
En la tabla 3.8 se aprecia un resumen con la Altura de Columna para las distintas unidades productivas. Tabla Nº 3.8 - Alturas de Columnas Total y calidad del Macizo Rocoso, referencia (6) S e cto r
M é to d oEx plo ta ción
Altura de Columna [m] 254
Ten-4 Sur
Panel Caving Convencional 700 (sector D Fw)
Ten-4 Regimiento
PanelCavingConvencional
253
Ten-3 Isla LHD
PanelCavingHundimientoPrevio
198
Ten Sub-6 Area Invariante
240 Panel Caving Convencional 800 sector Fw 120 centro
Esmeralda
Panel Caving Hundimiento Previo
Panel Caving Convencional Diablo regimiento Panel Caving Hundimiento Avanzado
Calidad Geotécnica Laubscher90 D. Sewell: 56 - 58 Andesita Hw: 55 - 62 Andesita Fw: 48 - 52 Brecha hidrotermal: 64 - 66 Andesita: 49 - 53 Brecha hidrotermal: 57 - 63 Diorita:52-58 Andesita Ht: 52 - 55 Andesita Hp: 43 - 45 Diorita: 50 - 57 P Dacita 58 - 66 Andesita Fw: 51 - 70
120Hw
AndesitaFw:51-70
500Fw
Diorita:61-80
148 - 600 (Hw) 148 (Centro) 600 - 700 (Sur) 148(Fw)
Andesita 1º: 49 - 53 Andesita 1º: 49 - 53 Brecha Turmalina: 57 - 63 Andesita1º:49-53
33
CAPITULO Nº 4.METODOS DE EXPLOTACION - ESTIMACION DE RESERVAS - PROCESO PRODUCTIVO 4.1.-
METODOS DE E XPLOTACION ( 8)
4.1.1.- INTRODUCCION Dado que los métodos de explotación utilizados actualmente en la Mina El Teniente corresponden a técnicas de hundimiento gravitacional masivo de bloques o paneles, es importante explicar en forma clara y simple los conceptos en que se basan dichas técnicas. El método de explotación de Hundimiento de Bloques o Paneles, en su forma más sencilla, puede definirse como el conjunto de operaciones mineras destinadas a cortar la base de sostenimiento de un bloque o panel de mineral, asegurándose que no queden puntos de apoyo, de tal forma que la base inferior de dicho bloque o panel se comporte como una viga (simplemente apoyada o empotrada en sus extremos), y la acción de las fuerzas externas, principalmente la gravitacional, produzcan una primera socavación y posteriormente el desplome completo del bloque o panel, de tal manera que los fragmentos de mineral generados debido al progreso del hundimiento en altura puedan ser manejados y transportados de acuerdo al diseño minero del sector productivo en cuestión.
Desde que la Mina El Teniente inició sus operaciones en forma industrial en el año 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 la productividad, disminuir los costos de la preparación minera y bajar los costos de operación.
El mineral secundario corresponde a la porción superior del yacimiento, que presenta mayor ley, menor rigidez, baja dureza y fragmentación más fina que el mineral primario ubicado a mayor profundidad. La naturaleza creó esta diferencia debido a que los procesos de intemperización, tales como: lluvia, nieve, cambios de temperatura entre el día y la noche, acción del viento y otros, afectan mayormente la capa superficial terrestre, que aquellas ubicadas a mayor 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 Stopping & Pillar Caving), hasta el “Hundimiento de Bloques” (Block Caving) actual, con variantes denominadas Sistema de Buitras y Sistema de Scrapers.
34
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 en mineral primario (menor ley; mayor rigidez, alta dureza y fragmentación más gruesa) significó la mecanización de las operaciones mineras. Esta situación llevó a que el método Hundimiento por Bloques (Block Caving), cuya característica principal era el traspaso de mineral en forma manual o semi-mecanizada, evolucionará hacia el “Hundimiento por Paneles” (Panel Caving), con un sistema de traspaso altamente mecanizado e incorporación continua de área hundida a la producción.
En el método de “Hundimiento por Paneles” se han desarrollado dos variantes de mecanización: una con traspaso vía equipo “LHD” (Load-Haul-Dump), que se ha usado desde 1982 en el primer sector productivo que ha explotado mineral primario en la mina El Teniente (caso del Ten-4 Sur), y otra variante introducida posteriormente, que usa “Martillos Picadores” directamente en el Punto de Extracción del Nivel de Producción (casos del Ten-4 Norte Fw y Ten-3 Isla Martillos).
Por otra parte, debido a la presencia de un mineral ubicado en el borde de la Pipa, de alta ley y fragmentación excepcionalmente más gruesa, existe una variante en el Hundimiento por Paneles, cuya característica principal es realizar un Hundimiento Forzado del panel mineralizado, utilizando tronadura para asegurar su extracción sin mayores dificultades (caso del sector Ten-4 Sur CD).
Si consideramos la secuencia operacional de explotación, existen tres variantes en el Hundimiento por Paneles (Panel Caving): •
Hundimiento Convencional: Corresponde a una siguiente de secuencia de Desarrollo y Construcción de las Galerías del Nivel de Producción, Socavación del Nivel de Hundimiento, Extracción del Mineral, esta se ha aplicado en el sector Ten-4 Sur.
•
Hundimiento Previo (Pre-Undercut): Corresponde a una secuencia de Socavación del Nivel de Hundimiento, Desarrollo y Construcción de las Galerías del Nivel de Producción, Extracción del Mineral, actualmente esta variante se utiliza en el sector Esmeralda.
•
Hundimiento Avanzado: Es una situación intermedia entre las dos anteriores, donde solo se desarrollan las calles de producción del nivel de producción, para después construir las zanjas y las bateas bajo área socavada, actualmente esta variante se utiliza en el sector Ten Sub-6 Area Invariante.
A continuación, se describen con más detalle los métodos de explotación que están siendo utilizados actualmente en la Mina El Teniente.
35
4.1.2.- BLOCK CAVING CON SISTEMA BUITRAS La experiencia obtenida en este método desde su implantación hasta hoy, ha permitido llevarlo a una completa estandarización y a una notable eficiencia. La planificación racional de la secuencia de hundimiento, permite incorporar a las necesidades de producción nuevos bloques en los diferentes niveles de la mina, ello obliga a planificar la preparación minera de un bloque que debe entrar en producción, definiéndose las siguientes etapas: •
Construcción del nivel de transporte principal (FF.CC.).
•
Construcción de los piques principales de traspaso.
•
Construcción del nivel de traspaso.
•
Construcción de los piques de traspaso entre el nivel de traspaso y el nivel de producción.
•
Construcción de los piques colectores.
•
Construcción del nivel de producción.
•
Construcción del nivel de hundimiento.
Los primeros sectores que incorporaron el método Block Caving estandarizado, fueron Ten-1 Mina Sur, Ten Sub-B Norte y Sur y Ten-4 Mina Norte; posteriormente, Ten-3 Isla Estándar y Ten-6 Quebrada Teniente.
El diseño minero del nivel de producción de estos sectores, utiliza una malla de extracción entre 7.5 x 7.5 m y 10 x 10 m, definiendo un área de influencia por embudo de extracción de 56.25 y 100 m
2
respectivamente, con una separación entre drifts de producción de 15 a 20 m, y de 7.5 a 10 m entre embudos a lo largo del drift. Además, el pilar de protección entre el Nivel de Hundimiento y Producción varía de 8 a 10 m, medido de piso a piso entre niveles. Este diseño de malla es normal en el Sistema Buitras.
En la figura 4.1 se muestra un isométrico del método Block Caving, aplicado al sector Quebrada Teniente, en el nivel Ten 6.
36
Figura Nº 4.1 – Block Caving con Sistema Buitras (Ten 6 Quebrada Teniente)
37
4.1.3.- BLOCK CAVING CON SISTEMA SCRAPERS Esta variante se basa en el mismo principio del método antes señalado, su gran diferencia radica en que los embudos de extracción derraman el flujo de mineral proveniente del hundimiento, directamente en el drift de producción, desde donde es acarreado por una cuchara hacia piques de traspaso localizados en los extremos del drift. Dichos piques de traspaso normalmente son de corta longitud y llegan directamente a un buzón que alimenta un ferrocarril, el cual transporta el mineral hacia la planta concentradora ubicada en superficie. En la figura 4.2, se muestra un esquema de este método, para los sectores Ten-5 Pilares y Pilares Norte. Se recomienda usar esta variante de Block Caving en mineral secundario de fragmentación media. Por ello, el diseño minero del nivel de producción utiliza una malla de extracción de 9.375 x 9.375 m (mayor a 2
la comúnmente usada en buitras de 7.5 x 7.5 m), con un área de influencia por embudo de 88 m . Esto corresponde a una separación entre drifts de producción de 18.75 m y entre embudos a lo largo del drift de 9.375 m. Este diseño de malla se ha estandarizado en el Block Caving con Scrapers.
Figura Nº 4.2 - Block Caving con Sistema Scrapers
38
4.1.4.-
PANEL CAVING HUNDIMIENTO CONVENCIONAL
4.1.4.1.-
PANEL CAVING TRASPASO VIA LHD
Debido a la profundización de la mina se han ido agotando las reservas de mineral secundario, por lo tanto, la explotación se interna continuamente en mineral primario, cuya característica principal es su fragmentación gruesa y alta dureza, lo que obligó a la mecanización de las operaciones, para mantener las productividades y los ritmos de producción exigidos por los planes mineros. Esto significó desarrollar galerías de mayor tamaño, aumentar la altura de los bloques, incrementar el área abierta productiva y utilizar una malla de extracción de mayor tamaño. De acuerdo a lo anterior, el método tradicional de Hundimiento por Bloques (Block Caving) evolucionó hacia un sistema mecanizado de traspaso con incorporación sistemática de área hundida, método denominado Hundimiento de Paneles (Panel Caving).
Este método de explotación se aplica en aquellos sectores de la mina donde la columna mineralizada es principalmente primaria. Las alturas del panel varían entre 100 y 280 m, llegando excepcionalmente hasta 500 m en el lado Este del yacimiento, colindante con la alta montaña. La característica principal es la 3
introducción de equipos LHD (Load-Haul-Dump) de 6 y 7.3 yd de capacidad. Los equipos LHD cargan el mineral desde los Puntos de Extracción, luego lo transportan y descargan en los Puntos de Vaciado conectados a piques colectores que llegan al Nivel de Martillos Picadores, donde el mineral es reducido de tamaño para posteriormente enviarlo a un nivel de transporte a través de piques de traspaso. Las figuras 4.3 y 4.4, muestran un isométrico y una planta de este método de explotación, para el caso del sector Ten-4 Sur LHD.
Las mallas de extracción del método Panel Caving son de tamaño variable para los distintos sectores de la mina. A continuación se señalan algunas de ellas y sus respectivas áreas de influencia por Punto de 2
2
Extracción: 13 x 15 m (195 m ) en Ten-4 Fortuna, 15 x 15 m (225 m ) en Ten-4 Sur sector B, 15 x 17.32 2
m (259.8 m ) en Ten-4 Sur sectores C-D, Ten-4 Regimiento y Ten Sub-6, y de una malla de 15 x 20 m 2
(300 m ) en Ten-4 Sur sector D-Fw (la primera dimensión corresponde a la mitad de la distancia entre calles perpendicular a la calle y la segunda dimensión es la distancia entre zanjas paralela a la calle).
Respecto al pilar de protección, este varía entre 16 y 18 m entre piso y piso de los niveles de producción y hundimiento. Con el propósito de mejorar la maniobrabilidad de los equipos LHD durante el carguío del mineral, se ha utilizado un ángulo calle/zanja de 60º.
La socavación de la base del panel se ha mecanizado al usar equipos que permiten realizar tiros de mayor longitud y diámetro, para asegurar una adecuada tronadura y posterior hundimiento espontáneo del mineral primario. La altura de socavación ha variado entre 4 y 13 m (más detalles en anexo F).
39
Figura Nº 4.3 – Isométrico Método Panel Caving Sistema LHD (Ten-4 Sur LHD)
Figura Nº 4.4 – Planta Método Panel Caving Sistema LHD (Ten-4 Sur LHD)
40
4.1.4.2.-
PANEL CAVING MARTILLOS PICADORES EN EL P UNTO DE EXTR ACCION
Conceptualmente, es de similares características al método antes señalado, sólo que en esta variante se elimina el equipo LHD, el mineral es traspasado directamente desde el Punto de Extracción hacia un Pique Colector utilizando para ello un Martillo en el mismo Nivel de Producción, el cual cumple dos funciones: una es contribuir al escurrimiento del mineral desde el Punto de Extracción hacia el Pique Colector, y la otra es reducir el tamaño de aquellos fragmentos mayores para asegurar un adecuado manejo del mineral en los niveles inferiores. En el nivel de traspaso, el mineral es posteriormente traspasado desde los piques colectores hacia un nivel de transporte. 2
2
La malla de extracción utilizada es de 10 x 15 m (150 m ), 13 x 17.32 m (225.16 m ) y 15 x 17.32 m 2
2
(259.8 m ), también se ha utilizado 15 x 16 m (240 m ) en el Ten-4 Norte Fw. Las figuras 4.5 y 4.6, muestran un isométrico y una planta de esta variante, para el caso del sector Ten-3 Isla Martillos.
Figura Nº 4.5 – Isométrico Método Panel Caving Sistema Martillos Picadores (Ten-3 Isla Martillos)
41
Figura Nº 4.6 – Isométrico Método Panel Caving Sistema Martillos Picadores (Ten-3 Isla Martillos)
4.1.4.3.-
PANEL CAVING CON FORZAMIENTO
El método Panel Caving se basa en hacer un corte inferior al bloque o panel mineralizado y aprovechar el posterior hundimiento espontáneo del mineral debido a las fuerzas externas, principalmente la gravitacional. Además, se requiere una fragmentación que sea manejable por el diseño minero del método, especialmente asegurar el paso expedito a través de la batea y punto de extracción. No obstante lo anterior, el método Panel Caving con equipo LHD puede utilizarse en mineral de fragmentación excepcionalmente gruesa y de pobre hundibilidad, para ello se realiza una tronadura de tiros largos en niveles superiores al nivel de hundimiento, cuyo propósito es inducir una fragmentación y hundibilidad que sea acorde con el sistema de extracción del nivel de producción.
El manejo del mineral es similar al utilizado en el método Panel Caving Convencional.
La figura 4.7 es un esquema del Panel Caving con Forzamiento, correspondiente al sector Ten-4 Sur CD. Una parte de este sector utiliza Forzamiento, mientras que el resto utiliza Panel Caving Convencional.
42
Figura Nº 4.7 - Panel Caving Convencional con Forzamiento en Ten-4 Sur Sector CD, ref (9)
4.1.5.- PANEL CAVING HUNDIMIENTO PREVIO El método Panel Caving Convencional tiene una secuencia operacional en el siguiente orden: (1º) Desarrollo y Construcción de las Galerías del Nivel de Producción, (2º) Socavación del Nivel de Hundimiento, y (3º) Extracción del Mineral. Esta secuencia eventualmente podría generar daños en las galerías ubicadas delante del frente de socavación o hundimiento por una combinación de las siguientes causas: redistribución de esfuerzos en el entorno del área hundida, tronadura de socavación del nivel de hundimiento y tronadura para incorporar la batea a la producción. Este efecto dañino se agrava en las galerías del nivel de producción, debido a su cercanía al nivel de hundimiento y por la disposición geométrica de las calles y zanjas, lo que significa una alta proporción de galerías excavadas y una baja proporción de roca.
Para disminuir esta problemática, se innovó en la secuencia operacional de explotación del método Panel Caving Convencional a una variante denominada Hundimiento Previo (Pre-Undercut), cuya secuencia tiene el siguiente orden: (1º) Socavación del Nivel de Hundimiento, (2º) Desarrollo y Construcción de las Galerías del Nivel de Producción, y (3º) Extracción del Mineral. Por lo tanto, todo el desarrollo y
43
construcción de las galerías del nivel de producción se realiza bajo área previamente socavada, lo que significa una mejor condición de estabilidad para dichas labores.
Esta variante se usa actualmente en el sector Esmeralda (inició operaciones en 1996). Este sector utiliza 2
dos mallas de extracción, una mayor de 15 x 19.63 m (294.5 m ) en zonas aledañas a Puntos de Vaciado 2
y otra menor de 15 x 17.32 m (259.8 m ) en las otras zonas.
Una particularidad del Hundimiento Previo es que se realiza una socavación de baja altura (3.6 a 4.0 m) a fin de asegurar que no queden pilares de apoyo en el nivel de hundimiento, lo que es clave para el éxito de esta variante. Respecto al manejo del mineral, los Martillos picadores se ubican en los mismos Puntos de Vaciado del equipo LHD, los que conducen a piques cortos que llegan a un nivel de transporte intermedio y luego hacia piques principales que llegan al nivel de transporte principal.
4.1.6.- PANEL CAVING HUNDIMIENTO AVANZADO Corresponde a una situación intermedia entre las dos variantes anteriores, esta nueva variante se utiliza en el sector Ten Sub-6 Area Invariante. La ventaja de esta última variante respecto del Hundimiento Previo, es que da una mayor flexibilidad en la preparación y construcción del nivel de producción, al desarrollar sólo las Calles de Producción delante del frente de socavación, dejando las Galerías Zanjas y Bateas para ser desarrolladas bajo área socavada.
La malla de extracción utilizada en esta variante es de 15 x 17.32 m con un área de influencia de 259.8 2
m para cada punto de extracción.
En la figura 4.8, se aprecia una comparación gráfica de las variantes Hundimiento Convencional, Hundimiento Previo y Hundimiento Avanzado.
44
Figura Nº 4.8 – Variantes del Método Panel Caving
46
4.1.7.- CONCLUSIONES SOBRE METOD OS DE EXPLO TACION Al analizar los métodos de explotación utilizados en la Mina El Teniente, basados en las tres dimensiones críticas que son Tamaño de Malla (Area de Influencia por Punto de Extracción), Altura de Bloque/Panel y Capacidad de Carguío del LHD; se observa lo siguiente:
•
2
El mayor tamaño de malla que existe es de 15 x 20 m (300 m área de influencia), seguidos por el 2
proyecto Diablo Regimiento que tendrá una malla de 17 x 20 m (340 m ).
•
En la Mina El Teniente se cuenta con la experiencia y el conocimiento para explotar mineral primario en columnas de hasta 500 m de altura (lado Este del Yacimiento).
•
3
Hoy se usan equipos LHD de 6 y 7.3 yd . No obstante, en los nuevos proyectos Diablo Regimiento y 3
Pipa Norte se utilizarán equipos LHD de 13 yd , los cuales entrarán en operaciones el año 2004.
Desde el punto de vista del ciclo de vida de los métodos de explotación utilizados en la Mina El Teniente, se concluye lo siguiente:
•
El método Block Caving, en todas sus variantes, se encuentra prácticamente en su etapa de declive, debido principalmente a que las reservas de mineral secundario están en agotamiento. Además, las innovaciones introducidas no producen un aumento de productividad o reducción de costos. Ejemplo de aplicación Quebrada Teniente (QT).
•
El método Panel Caving Convencional, en sus variantes LHD - Martillos y Hundimiento Espontáneo Forzado, se encuentra en la Madurez de su ciclo de vida, dado que ya ha alcanzado su diseño dominante. Se realizan algunas innovaciones orientadas a mejorar su productividad o reducir costos vía mecanización o automatización, y también por el cambio de algunas prácticas mineras.
•
El método Panel Caving con Hundimiento Previo se encuentra recién en etapa de crecimiento, por lo tanto, está abierto a las innovaciones conforme se vaya adquiriendo la experiencia y el conocimiento acerca de su operación minera; un ejemplo de aplicación es el sector Ten Sub-5 Esmeralda.
•
El método Panel Caving con Hundimiento Avanzado, también se encuentra en etapa de crecimiento; un ejemplo de aplicación es el sector Ten Sub 6 Area Invariante.
47
4.2.-
RECURSOS MINERALES EN MINA EL TENIENTE (1) (4)
4.2.1.- MUESTREO Para la estimación de los recursos, se obtienen muestras por medio de técnicas a diferentes escalas, se pueden hacer por sondajes y canales.
(a)
Sondajes: Las muestras de sondajes se obtienen principalmente por diamantina de diámetro 42,6 mm, realizadas durante las campañas de exploración. A través de estas muestras se obtiene información de las características generales del yacimiento (geología, mineralogía, metalúrgicas y otras). En algunos proyectos se ha utilizado la perforación por aire reverso en sondajes de superficie.
(b)
Canales: Históricamente se obtenían muestras de canaletas con martillo y cincel, en las galerías del nivel de producción y hundimiento, de acuerdo a la disponibilidad de roca expuesta que deja la fortificación de shotcrete empleada en El Teniente. Las muestras obtenidas en líneas de 6 m, eran enviadas a Control de Calidad, donde se seguía el mismo protocolo de preparación de muestras de los sondajes de diamantina.
A partir del año 1997 se ha implementado la obtención sistemática de muestras, con el sistema Sampdrill que ha desarrollado la División El Teniente, recuperándose muestras de polvo de aproximadamente 1 kg, mediante perforación, ver figura 4.9. Las muestras son enviadas a Control Calidad, donde se sigue un protocolo estándar de preparación de las muestras.
Figura Nº 4.9 - Sistema de Muestreo Sampdrill
48
4.2.2.- MANEJO DE LA INFORMACION En la mina El Teniente se ha usado tradicionalmente el control de leyes por tipo litológico y mena (enriquecimiento secundario). La combinación de estos dos elementos geológicos da a lugar a la unidad de estimación (i.e, Andesita Primaria, Andesita Secundaria).
En el modelo de bloques cada unidad corresponde a un volumen de subdivisión del yacimiento, de 20 x 20 x 20 m. Estos volúmenes se denominan “Unidades Básicas de Cubicación (UBC)”, y se le asigna el atributo de tipo litológico y tipo de mena a escala 1:1000 a través de la proyección ortogonal de polígonos digitalizados en el antiguo sistema (COM - 02) o a través de la construcción de sólidos con el sistema actual (VULCAN). Cada UBC almacena información de reservas, siendo las más importantes:
•
Ubicación espacial (Coordenadas).
•
Tonelajes y leyes de cobre in situ.
•
Tipos de roca predominante.
(a)
Estadística de las Muestras: Los análisis químicos de sondajes y canales residen en la base de datos del COM-02 y contienen el atributo de tipo litológico y tipo de mena que es obtenido del mapeo de sondajes y galerías. Se realiza una estadística de las muestras ubicadas no más de 60 m del volumen que se quiere evaluar, separándolas por unidad de estimación (litología + mena) y por tipo de muestras (canales o sondajes). Las muestras de Cu T y MoT se regularizan en compósitos de 6 m.
(b)
Variografía: El análisis variográfico consiste en variogramas omnidireccionales en los compósitos agrupados por unidad de estimación (litología + mena) y por tipo de muestra (canales o sondajes).
(c)
Cálculo de la Ley: En los planes de estimación se usa un radio de búsqueda no superior a 60 m. La búsqueda se hace en forma isotrópica, por octante con no más de cuatro muestras por cada uno y no más de cuatro muestras por sondaje, con el objeto de disminuir el efecto de cluster en las muestras.
En el cálculo de la ley se utilizan los siguientes métodos:
•
Kriging Ordinario: En aquellas unidades que cuentan con un modelo variográfico. Inverso al Cuadrado de la Distancia: En aquellas unidades que no tienen modelo variográfico.
•
Isoleyes: En aquellos sectores donde no existen muestras cercanas, se asigna el valor medio de la
•
isoley.
49
La ley final se calcula combinando las leyes de sondajes y canales con el Krigeage combinado, de tal forma de atenuar el efecto de sesgo positivo de las muestras de canal. Este método se usa en la División Chuquicamata y fue implementado en División El Teniente a partir de Agosto de 1996.
4.2.3.- CATEGORIZACION DE RECURSOS VIGENTES En la categorización de recursos de Cobre Total del año 1999 se ha aplicado el nuevo criterio oficial de clasificación de Codelco. Este nuevo criterio consiste en agrupar los recursos según la densidad de muestreo con que se evalúa cada sector del macizo rocoso, expresando esta densidad como mallas de sondajes con distintas distancias de separación. De esta forma, la nueva categorización agrupa los recursos de la siguiente manera:
•
Recursos Medidos: Bloques evaluados con una malla de muestras menor o igual a 50 x 50 m.
•
Recursos Indicados: Bloques evaluados con una malla de muestras mayor a 50 x 50 m y menor o igual a 100 x 100 m.
•
Recursos Inferidos: Bloques evaluados con una malla de muestras mayor a 100 x 100 m.
En el caso de las evaluaciones de Molibdeno, no ha sido definido aún un criterio que permita asignar una categorización a este recurso.
También existe una clasificación por tipo de recursos: •
Recursos in Situ: Se refiere a aquellos recursos que están fuera de las zonas hundidas, con fecha anterior al 31 de diciembre de 1999. La zona hundida se define como el volumen dado por la proyección vertical desde el nivel de hundimiento hasta la superficie del polígono minero (sectores ya explotados o en explotación).
•
Recurso Quebrado Activo: Corresponden a los recursos hundidos, que se encuentran en explotación al 31 de diciembre de 1999. Estos recursos se han calculado a partir de la base de datos de leyes extraíbles (diluidas) de la Superintendencia General Planificación MINCO y se les ha restado la proporción del material "diluyente".
•
Recurso Quebrado Inactivo: Se refiere a aquellos recursos en los cuales ya no existe extracción minera, los cuales han pasado a formar parte del material "diluyente" de nuevos y futuros sectores productivos.
50
4.2.4.- CLASIFICACION ECONOMICA DE LOS RE CURSOS El criterio económico que se ha implementado para clasificar los recursos de Cobre Total fue definido por la Superintendencia General Planificación MINCO, el cual usa las siguientes relaciones, ver tabla 4.2. Tabla Nº 4.2 – Clasificación de los Recursos Recursos Económicos
Ley del bloque
Recursos Marginal Económicos
≥
LE
LCR ≤ Ley del bloque
Recursos Subeconómicos
Ley del bloque
<
<
LE
LCR
Donde:
LE: Ley de Equilibrio, se obtiene de igualar los ingresos con los costos unitarios. LCR: Ley Crítica, se obtiene de igualar los ingresos con los costos marginales de producción. El análisis marginal se basa en pequeños cambios que experimentan las variables económicas, al incrementar el nivel de producción en una unidad de producto.
Para una mejor representación de la clasificación de los recursos ver tablas 4.3 y 4.4. Tabla Nº 4.3 - Clasificación de los Recursos desde un punto de vista económico y certeza geológica RECURSOS
→ E T N IE C E R C A IC M O N O C E D A D I L I IB T C A F
IDENTIFICADOS DEMOSTRADOS MEDIDO
NODESCUBIERTOS INFERIDOS
INDICADOS
ECONOMICO
RESERVAS IN-SITU RESERVAS
MARGINAL
IN-SITU
MARGINALES
MARGINALES
INFERIDAS
RECURSOS
RECURSOS
SUBECONOMICOS
SUBECONOMICOS
DEMOSTRADOS
INFERIDOS
SUBECONOMICO
HIPOTETICOS
ESPECULATIVOS
RESERVAS IN-SITU INFERIDAS RESERVAS IN-SITU
FACTIBILIDAD GEOLOGICA DECRECIENTE → Tabla Nº 4.4 - Recursos de Mineral de Cobre (Mina el Teniente año 1999)
Tipo de Recurso Recursos In Situ
RESUMEN DE RECURSOS DE MINERAL DE COBRE TOTAL (Diciembre 1999) Unidad Medidos Indicados Demostrados Inferidos (1) (2) (3) = (1) + (2) (4) Ton Ley (%) Ton
Otros Recursos Total Recursos
Ley (%) Ton Ley (%)
1,173,261,840
2,691,567,200
3,864,829,040
0.95
0.75
0.81
16,951,424
31,874,056
48,825,480
0.54 1,190,213,264 0.95
0.63 2,723,441,256 0.75
0.60 3,913,654,520 0.81
7,712,406,673 0.57 855,593,587 0.39 8,568,000,260 0.55
Identificados (5) = (3) + (4) 11,577,235,713 0.65 904,419,067 0.40 12,481,654,780 0.63
51
RECURSOS EN COBRE (AÑO 1999) 10%
23%
67%
Medidos
Indicados
Inferidos
Figura Nº4.10 – Porcentaje Recursos de Mineral de Cobre Mina El Teniente (Año 1999)
En la mina El Teniente existe un mineral llamado Molibdenita, del cual se obtiene como subproducto concentrado de Molibdeno, el que es recuperado durante la etapa de concentración del mineral de Cobre. Las reservas de este mineral se detallan a continuación (ver tabla 4.5). Tabla Nº 4.5 - Recursos de Molibdeno (Mina El Teniente año 1999) INVENTARIO DE RECURSOS DE MOLIBDENO (Sector Mina) Tipo de Recurso
Sub-División Sobre Ten-4
Recursos In Situ
EntreTen-4yTenSub-6
Cantidad [Ton] 1,309,300,160 2,681,719,360
Ley de Molibdeno [%] 0.016 0.019
EntreTen-Sub-6yTen-8
1,060,090,320
0.021
EntreTen-8yTen-12
2,527,536,000
0.019
Recursos Totales
7,582,645,840
0.019
Los contaminantes naturales más comunes que presentan las reservas mineral, son básicamente dos sustancias; el
Arsénico (As)
presente en la Arsenopirita y el
Antimonio (Sb)
presente en la Antimonita.
52
4.3.-
PROCESO PRODUCTIVO DIVISION EL TENIENTE
En la División El Teniente se obtienen cuatro productos comerciales: cobre blister, cobre refinado a fuego (R.A.F), cobre electrolítico y concentrado de molibdenita; además la división comercializa productos no tradicionales como son: ácido sulfúrico derivado del Anhídrido sulfúrico, captado de la chimenea de la fundición y el Convertidor Teniente (tecnología). Los primeros tres productos tradicionales difieren en cuanto a la calidad y forma, las que se adecuan a especificaciones técnicas y comerciales establecidas por contratos entre Codelco y los clientes externos.
La materia prima pasa por una serie de etapas antes de convertirse en el producto final, las cuales son: • •
Extracción de mineral. Procesamiento del mineral extraído, comprende los procesos de Chancado, Molienda y Concentración.
•
Fundición y Refinería.
Dentro de los procesos productivos mencionados anteriormente, el más importante respecto de la mina El Teniente, es el proceso de extracción de mineral.
El proceso de extracción en la mina El Teniente funciona esencialmente por Block Caving y Panel Caving con sus respectivas variantes.
En el caso del método Panel Caving, los equipos LHD se encargan de extraer el mineral desde los Puntos de Extracción para transportarlos hasta los Puntos de Vaciado ubicados en las calles de producción. La roca fracturada cae a través de piques hasta llegar a los niveles de transferencia (Buzones) y desde allí se lleva vía ferrocarril a las plantas concentradoras de Sewell y Colón.
El proceso de extracción requiere cada año el desarrollo de más de 46 Km adicionales de piques y galerías para poder mantener las actuales metas de producción.
La figura 4.11 muestra los distintos sectores productivos de la Mina El Teniente vigentes al año 2002, donde se puede apreciar el aporte individual a la producción total de la mina, el año de inicio y termino de la explotación.
Las figuras 4.12 y 4.13 corresponden al caso Base 2003, donde aparecen los sectores en producción, en desarrollo y otros que se desarrollaran más adelante.
T3 BRECHA - ISLA
BRECHA BRADEN
OEM
T4-REGIMIENTO
TTE-3 EL-2402
T4-SUR
TTE-4 EL-2346
TRASPASO
T5-PILARES PIQUE-B OP-15
TTE-5 EL-2281
SEWELL
OP-16
FFCC TEN 5 SUR
FFCC T5 NTE. MINERAL
PIQUE-C
T6-QT
GRUESO
TS5-ESMERALDA
OP-15 CHANCADO
OP-13
MOLIENDA
TTE-6 EL-2162
CHANCADOR
FFCC TEN 6 QT.
FFCC ESMERALDA
T SUB-6 OP - 1 7
OP - 18
OP-23 0 2 P
ADIT-71 EL- 1998
O
1 -2 P O
OP-22
TTE-8 EL-1983 FFCC TENIENTE 8
76.000 TPD.
TTE. 8.
BUZONES MINERAL CHANCADO SECUNDARIO
CHANCADO PRIMARIO
MOLIENDA CONVENCIONAL
SAG
FLOTACION
FLOTACION
MOLIENDA
FLOTACION SAG
PRODUCCION MINA
SECTORES TTE ISLA 3. TTE4 REGIMI . ENTO
INI CI O ACTUAL ACTUAL
T ERM I NO 2003 2003
T PDM AX. 6000 14000
A ÑO 2001
TTE5PILARES . NORTE
ACTUAL
2003
6500
2001
TTE BRECHAS 3.
ACTUAL
2001
10000
2000
TTE SUR 4. TTE6QUE . BRADATTE.
ACTUAL ACTUAL
TTESUB-5 . ESMERALDA
ACTUAL
TTE.SUB-6AREAINVARIANTE
ACTUAL
2008 2003 2013
24997 22000
2000
RETRATAMIENTO (COLUMNAS)
RELAVES A CAREN CONCENTRADO Cu
2000
45000
2005
13500
2009
PLANTA MOLY
PLANTA RELAVES
2003
CONCENTRADO MOLY
CONCENTRADOR COLON
POSTERIOR A 2024
Figura Nº 4.11– Situación Actual Negocio Mina–Concentrador, Caso Base 2002, ref (9)
5 3
Figura Nº 4.12 – Situación Proyectada Negocio Mina–Concentrador, Caso Base 2003, ref (9)
5 4
QDA TTE REGIMIENTO
PIPA NORTE
BASE ISLA
DACITA PC
TTE 4 SUR
DIABLO RGTO ESMERALDA
RESERVAS NORTE
PILAR SUB6-ESME
ANDES NORTE
TTE 8 SUR
ANDES SUR ANDES CENTRAL
Figura Nº 4.13 – Isométrico sectores Productivos, en Desarrollo y Futuros - Caso Base 2003, ref (9)
5 5
56
CAPITULO Nº 5.-
5.1.-
FLUJO G RAVITACION AL D E PARTICULAS
I N T R OD U C C I ON
El método de explotación de Hundimiento de Bloques o Paneles, en su forma más sencilla, puede definirse como: “El conjunto de operaciones mineras destinadas a cortar la base de sostenimiento de un bloque o panel de mineral, asegurándose que no queden puntos de apoyo, de tal forma que la base inferior de dicho bloque o panel se comporte como una viga (simplemente apoyada o empotrada en sus extremos), y la acción de las fuerzas externas, principalmente la gravitacional, produzcan una primera socavación y posteriormente el desplome completo del bloque o panel, de tal manera que los fragmentos de mineral generados debido al progreso del hundimiento en altura, puedan ser manejados y transportados de acuerdo al diseño minero del sector productivo en cuestión”. Estos métodos son de bajo costo, ya que en el proceso de extracción se utiliza la fuerza de gravedad, energía que no tiene costo.
Los métodos de hundimiento están gobernados por el principio de flujo gravitacional de partículas, donde las partículas de mineral escurren hacia niveles inferiores.
El Flujo Gravitacional de partículas se define como: “El flujo de material fragmentado no cohesivo a través de un punto de extracción afectado por la fuerza de gravedad”. El flujo gravitacional se caracteriza por el movimiento de partículas dentro de un elongado elipsoide de revolución. El flujo gravitacional de partículas describe un movimiento donde además del desplazamiento vertical hay una rotación (movimiento secundario). Los principales estudios sobre flujo gravitacional se han hecho para Sub Level Caving.
Diversos investigadores han estudiado los fenómenos del flujo gravitacional, para mejorar el conocimiento respecto al comportamiento que experimentan las partículas durante el flujo hacia una abertura. Para dichos estudios, se han utilizado modelos a escala de arena y en otros simulación computacional (calibrada con modelos físicos a escala), obteniendo parámetros de diseño que relacionan, el espaciamiento de las aberturas con el diámetro de la zona de tiraje y la trayectoria de las partículas, formulando modelos que buscan predecir a priori el comportamiento de las partículas durante el flujo.
Estos estudios sirven como base, para comprender los fenómenos de fracturamiento, hundimiento y flujo de roca fragmentada, que están involucrados en la extracción del mineral. También, estos estudios tienen como objetivo ser una herramienta de apoyo al diseño minero, específicamente para la determinación de las Mallas de Tiraje o Mallas de Extracción. La Malla de Extracción se define como: “La disposición geométrica de los puntos de extracción, por donde se colectará y extraerá el mineral desde un nivel de hundimiento a un nivel de producción” (Chacón, J., 1980, "Reflexiones sobre Mallas de Extracción").
57
Además, estos estudios ayudan a describir el fenómeno de la Dilución, la dilución se define como: “La contaminación o mezcla del mineral con material estéril (material no deseado de baja ley), material que constituye la sobrecarga del bloque”. El control de la dilución es muy importante, dado su gran impacto en la recuperación de las reservas mineras extraídas mediante un método de hundimiento gravitacional masivo, más detalles en Anexo B "Control de Dilución".
5.2.-
PARAMET ROS QUE I NCIDEN EN EL F LUJO GRA VIT ACIONAL
El comportamiento de la columna de material quebrado o fragmentado sobre un punto de extracción, es función de los siguientes parámetros:
(a)
(b)
(c)
Parámetros Geomecánicos: •
Tipo de roca, caracterización geomecánica.
•
Granulometría de la roca.
•
Forma de las partículas.
•
Cohesión.
•
Presencia de Planos de debilidad del Material.
•
Coeficiente de Fricción Interna del Material.
Parámetros Geométricos: •
Geometría del Módulo de Extracción.
• •
Dimensiones de la Abertura de Extracción. Profundidad de penetración del Equipo de Carguío (LHD).
Parámetros Operacionales: •
Velocidad de extracción del mineral.
•
Secuencia de Tiraje de los Puntos Adyacentes.
58
5.3.-
TEORIAS DE F LUJO GRAVIT ACION AL DE PA RTICULAS
5.3.1.- TEORIA DE R ICHA RDSON (19 81)
Esta teoría plantea, que al permitir un tiraje a través de una columna de material granulado, por medio de una abertura ubicada por debajo de la columna de roca, se formará una zona de forma elipsoidal de perturbación en el material, que crecerá al aumentar el volumen de extracción. El volumen de esta zona será cerca de 15 veces el volumen del material extraído (ver figura 5.1).
La extracción de la columna involucra un movimiento en la componente vertical de las partículas localizadas sobre el punto de extracción y un movimiento con una componente radial y vertical en el material circundante (ver figuras 5.2a y 5.2b).
Figura Nº 5.1 - Teoría de tiraje de Richardson, referencia (10) (11)
a
b
Figura Nº 5.2 - Movimiento de la partícula en la columna, referencia (10) (11)
59
Al aumentar la extracción, crece la razón de la altura sobre el ancho del área perturbada, es decir, se aumenta la excentricidad del elipsoide produciéndose un cilindro vertical, cuando esta razón (excentricidad) aumenta sin límite.
El diámetro del cilindro es una dimensión crítica para determinar el espaciamiento de los puntos de extracción. El material dentro de los límites del cilindro se comportará como un flujo masivo, bajando todo con la misma velocidad.
El diámetro de la columna de extracción depende de la movilidad del material a extraer. Así, el material que posee una baja movilidad tendrá un ancho de extracción más amplio que un material de alta movilidad. Por lo tanto, si un material posee una fragmentación gruesa, formará un cilindro de extracción más ancho que un material de fragmentación más fina, si se tienen condiciones similares.
Además existen factores que afectan a la m ovilidad y el ancho de extracción, como los siguientes: 1.
Forma de los fragmentos.
2.
Rugosidad de los fragmentos.
3.
Tenacidad (Resistencia de la roca a ser rota, molida, desgarrada, su cohesión se conoce con el nombre de tenacidad).
4.
Efecto de conminución en la extracción de la roca.
5.
Fuerza gravitacional.
Comentario: Esta teoría explica el movimiento de las partículas desde un punto de vista de tiraje en puntos aislados. No considera la situación de puntos de extracción adyacentes, que es la situación que ocurre en las mallas de extracción. Además, no se plantean fórmulas para determinar la geometría de los elipsoides que se generan.
60
5.3.2.- TEOR IA DE B ROWN Y HA WKSL EY (19 46)
Esta teoría plantea que la velocidad de descarga de las partículas es mayor en A que en B (ver figura 5.3), es decir el material de la parte superior de la columna, escurre inicialmente con un ángulo cercano a la vertical para ir llenado el espacio C generado por la extracción de las partículas inferiores, mientras las partículas ubicadas en el espacio lateral B, se desplazan radialmente pero con mucha menor velocidad. Por eso, esta teoría se conoce con el nombre de “First in last out”.
Figura Nº 5.3 - Modelo de Brown y Hawksley, referencia (12)
Comentario: De igual forma que en la teoría de Richardson, esta teoría sólo describe el flujo gravitacional de partículas desde un punto de tiraje aislado, sólo se da una descripción local del fenómeno de flujo gravitacional. Por lo tanto esta teoría es limitada, en lo que se refiere al caso de una situación con más de un punto de tiraje. Además no relaciona la fragmentación de partículas de la roca con el diámetro del elipsoide que ellos plantean, tampoco emplean fórmulas empíricas, tablas o curvas, que modelen sus postulados.
61
5.3.3.- TEORIA DE JA NELID Y KVAPI L (196 6)
Esta teoría fue desarrollada por los investigadores Janelid y Kvapil a partir de modelos físicos de arena y experiencias en minas explotadas por Sublevel Caving (SLC), referencias (10) (12) (13) (14) (15). El Sublevel Caving consiste en la utilización del flujo gravitacional, como mecanismo de extracción de mineral previamente perforado y tronado masivamente desde subniveles construidos con ese objetivo. Los modelos físicos son construidos a escala, para ello se utilizan capas de arena de diferentes colores, de modo de simular el flujo del material hacia una única abertura o punto de extracción, y finalmente extrapolar los resultados al flujo del material quebrado de una explotación por hundimiento a escala real.
De acuerdo al modelo (ver figura 5.4), cuando se realiza la extracción de capas de arena horizontales de color blanca y negra, el escurrimiento se produce por aberturas ubicadas en la mitad del fondo y se va rellenando por arriba según se requiera. En el transcurso de la extracción por las aberturas ubicadas en el fondo, se va produciendo una sucesiva deflección de las líneas horizontales hacia la abertura. Esta deflección va adquiriendo una forma similar a un elipsoide, la que en tres dimensiones se presenta como una elongada elipse de revolución, conocida con el nombre de “Elipsoide de Relajación”. En este proceso, se forma una zona activa con movimiento y una zona pasiva sin movimiento, (ver figura 5.5). En la figura 5.4d, la deflección del punto superior (N) se desplaza hasta formar un embudo. El movimiento en la zona activa, es provocado por la extracción de un volumen menor, denominado “Elipsoide de Extracción”, dentro del cual se producen desplazamientos masivos con abundantes movimientos relativos entre partículas. En base a experiencias con modelos, Kvapil estableció una relación entre la geometría del elipsoide de extracción y del elipsoide relajación:
Figura Nº 5.4 - Formación de los Elipsoides de Relajación y Extracción
62
Figura Nº 5.5 - Modelo de Flujo Janelid y Kvapil
El concepto de “Elipsoide de Extracción”, se refiere a aquel material que realmente se extrae. A continuación se darán algunas definiciones de las distintas partes que forman el modelo de la figura 5.5.
(a)
Elipsoide de Extracción (EE): Es el límite del material quebrado, que se ubica sobre un punto de extracción. Se refiere al concepto de elipsoide de revolución o volumen de extracción, donde la gravedad juega un papel fundamental, sin aceptar que necesariamente es un elipsoide. El diámetro del elipsoide depende principalmente de las características geotécnicas de la roca (RMR, FF/m), las que determinan el grado de fragmentación y el ancho o abertura del punto de extracción.
(b)
Elipsoide de Relajación (EL): Envolvente de la zona activa, fuera de la cual no hay movimiento de partículas. El material que se encuentra dentro del elipsoide de relajación, tiene una densidad inferior en comparación con el material que se encuentra al exterior de éste, (debido a que las partículas que están dentro del elipsoide se encuentran más separadas una de otras por efecto de la extracción o tiraje).
(c)
Zona Activa: Zona en la cual las partículas experimentan movimientos verticales y radiales.
(d)
Cono de Tiraje (Ct): Cono en que el movimiento de las partículas es radial.
(e)
Zona Pasiva: Zona de material estacionario, la velocidad de movimiento de partículas es baja.
63
Las características básicas de este modelo son:
(1)
La razón entre los volúmenes producida al iniciarse el escurrimiento de materiales, es constante y está determinada por la siguiente relación:
VEE / VEL = 1 / 15
(5.1)
Donde: VEE = Volumen del Elipsoide de Extracción. VEL = Volumen del Elipsoide de Relajación.
(2)
La resistencia al escurrimiento de las partículas, o su grado de movilidad, determinan el diámetro del Elipsoide de Extracción, observándose que mientras mayor es su movilidad menor es su diámetro. Además se determinó que la movilidad de las partículas depende básicamente de la granulometría del material, siendo en general de mayor movilidad cuando el mineral es más fino, la movilidad depende de los siguientes factores:
• Forma de los fragmentos. •
Angularidad y rugosidad de las partículas.
•
Presencia de finos entre material granular.
•
Presión litostática sobre la masa en movimiento.
• Competencia de las rocas. • Contenido de Humedad. (3)
A medida que aumenta la extracción del mineral, disminuye la excentricidad del elipsoide de extracción (la excentricidad es la razón entre la altura y el diámetro del elipsoide, ver formula 5.2 y figura 5.6). Es decir, aunque el elipsoide crece en altura, tanto como lo permite la columna, su crecimiento en diámetro está acotado a un valor que permanece constante a partir de un momento determinado, es decir el elipsoide adquiere una forma cilíndrica de diámetro constante (ver figura 5.7). Este “cilindro de extracción” es afectado por un desplazamiento masivo, es decir, por movimientos primarios, favoreciendo así el descenso parejo del contacto estéril - mineral, minimizando la dilución al interior del volumen que escurre.
E = 1 / (aE * √(aE 2 – bE 2) Donde: E:
Excentricidad.
aE:
Semi eje mayor, relacionado a la altura del elipsoide.
bE:
Semi eje menor, relacionado al diámetro del elipsoide.
(5.2)
64
Figura Nº 5.6 – Parámetros de los elipsoides de relajación y extracción
Figura Nº 5.7 - Elipsoide “Cilindro de Extracción”
El modelo de Flujo Gravitacional desarrollado por Kvapil para Sublevel Caving, entrega algunas curvas y fórmulas empíricas (16), que se pueden usar para la determinar el diámetro del elipsoide de extracción en el método Panel Caving.
65
La aplicación de esta metodología a un Panel Caving, considera que para tener una adecuada extracción, la distancia entre los puntos de extracción debe ser tal que los elipsoides se “toquen”. Cabe destacar que esto no ha sido modelado ni probado empíricamente.
Con respecto al diámetro del elipsoide (W), se ha podido estimar un ancho teórico W’ del elipsoide de extracción, asumiendo la extracción del material a través de una abertura mínima. Asumiendo una fragmentación normal del mineral quebrado, la abertura mínima teórica es alrededor de 1.8 m. El ancho efectivo “a” generalmente es más grande que el ancho de la abertura mínima, y por lo tanto, el ancho total W T del elipsoide en una operación de Sublevel Caving será más grande que lo mostrado en las figuras 5.8 - 5.9 - 5.10.
Un valor muy aproximado del ancho total W T y del radio total d T del elipsoide de extracción para una altura dada hT se puede calcular, usando siguientes las formulas empíricas:
dT ≤ WT / 2
WT ≈ W’ + a – 1.8
(5.3)
[m]
(5.4)
T) Figura Nº 5.8 - Aproximación teórica (W’) diámetro del Elipsoide de Extracción en función de la Altura de Extracción (h Underground Mining Methods Handbook 1992, (16)
Nota: Kvapil en la curva de la figura anterior, no especifica los rangos de tamaño de la fragmentación gruesa y la fragmentación fina, no obstante se asumirá que la fragmentación gruesa corresponde un porcentaje de extracción menor a un 30%.
66
Figura Nº 5.9- Configuración del Elipsoide de Extracción Underground Mining Methods Handbook 1992, (16)
A partir la figura 5.9 se concluye las siguientes relaciones: hT
=
f1(W’)
W’
=
f2(W T)
WT
=
f3(dT)
Figura Nº 5.10 - Curva para determinar el Diámetro del Elipsoide (W’) en función de la Altura de Extracción (h SLC T ), para Underground Mining Methods Handbook 1992, (16)
67
5.3.4.- FLUJO MASICO (17) (18)
Kvapil a escala de laboratorio, ha planteado el siguiente flujo gravitacional asociado al tiraje, denominado “Flujo Másico”. El flujo másico involucra movimientos de las partículas hacia una abertura, como un pistón o columna. Este flujo se genera cuando la distancia entre los puntos de extracción es menor que el diámetro de los elipsoides de movimiento. En esta situación, las corrientes de flujo se intersectan y el material de la zona intersectada tiene un movimiento paralelo como una gran masa. En el flujo másico hay un “movimiento primario” sólo en la dirección de la gravedad. Las partículas no rotan, porque la salida es tan grande que el material puede fluir como un pistón o columna.
Según R. Mc Cormick (18), plantea que en ciertas condiciones (analizando la extracción de mineral por un punto de extracción de gran dimensión respecto del tamaño de partículas) se produce un "Flujo en masa" caracterizado por material completamente suelto que se precipita como una sola masa en que todas las partículas se desplazan a una misma velocidad. Esta velocidad uniforme se mantiene a todo lo ancho del hundimiento, salvo cerca de las paredes donde la fricción retarda el paso del mineral.
El flujo másico se puede dividir en cuatro categorías, las cuales son:
•
Flujo Másico Uniforme (Flujo Interactivo): Es aquel flujo másico caracterizado por una extracción de volúmenes iguales de mineral en todos los puntos de tiraje, cuando se intersectan los elipsoides de extracción (envolventes de tiraje) ver figura 5.11.
Figura Nº 5.11 - Flujo Másico Uniforme de un punto aislado y de un conjunto de puntos (17)
68
•
Flujo Másico No Uniforme: Es aquel flujo másico caracterizado por una extracción progresiva de un conjunto de puntos de extracción, característica de un Panel Caving, donde se trata de mantener un ángulo de hundimiento lo más parejo posible, ver figura 5.12.
Figura Nº 5.12 - Flujo Másico no Uniforme extracción de en conjunto de puntos (17)
•
Flujo Másico Fluctuante: Es el flujo másico caracterizado por un descenso no regular de la columna extraída, producida al intersectarse sólo los Elipsoides de Relajación (EL).
•
Flujo Combinado: Kvapil se refiere al flujo combinado; al presente en la extracción de un punto aislado de salida ancha, donde se tiene flujo gravitacional en la periferia y flujo másico en la parte central de la zona activa, ver figura 5.13.
Figura Nº 5.13 - Flujo Másico Combinado (17)
69
5.3.5.- FLUJO GRAVITACIONAL PARA PUNTOS DE EXTRACCION ADYA CENTES
Se analizará el Flujo Gravitacional para puntos adyacentes, con el objetivo de poder determinar el comportamiento que describen las partículas en el proceso de extracción de mineral, donde se explotan en forma simultánea puntos de extracción adyacentes, de manera que la columna mineralizada baje en forma pareja, y así evitar que penetre la dilución (más detalles sobre de la dilución en el Anexo B).
Los investigadores Janelid y Kvapil desarrollaron un modelo para describir el fenómeno de puntos de extracción adyacentes, de modo de desarrollar criterios para el diseños de las Mallas de Tiraje, el modelo se llama “Superposición de Elipsoides de Tiraje”. Otro investigador, D. Laubscher, formuló la “Teoría Interactiva”, también basada en puntos de extracción adyacentes.
5.3.5.1.-SUPERPOSICION DE ELIPSOIDES DE TIRAJE (10) (13) (14)
Al considerar la superposición de los Elipsoides de Tiraje en un sistema minero sometido a Flujo Gravitacional, se pueden producir las siguientes situaciones extremas:
(a)
Si la separación entre puntos de extracción es mayor que el diámetro de los elipsoides, no existe intersección de elipsoides, dejando inmóvil el mineral que queda entre ellos, por lo que se producen pérdidas de reservas de mineral. Además, de la transmisión y concentración de presiones hacia labores inferiores, como pilares de sustentación. Esta situación se muestra claramente en la figura 5.14.
(b)
Si la separación entre puntos de extracción es inferior al diámetro de los elipsoides, se produce una gran interacción de los elipsoides, por tal motivo una mayor posibilidad de ocurrencia de una contaminación más rápida del mineral, debido a que en esta zona la dilución desarrolla una mayor movilidad (fenómeno de dilución prematura). Además, de la ocurrencia de problemas de estabilidad, debido a la disminución del tamaño del pilar entre puntos de extracción. Esta situación se muestra claramente en la figura 5.15.
El espaciamiento óptimo entre puntos de extracción adyacentes se verifica cuando sus elipsoides se traslapan levemente. La malla óptima es función de un diseño regular y homogéneo, lo cual depende del diámetro de la zona de tiraje. Se destaca que el dimensionamiento debe estimarse de modelos a escala y de la experimentación a escala real, (este último caso permite mejoras en los futuros diseños de mallas). El control de la extracción considera que el material dentro del elipsoide se mueve como una masa, de manera que el contacto mineral/estéril pueda descender en forma paralela hasta el punto de extracción.
70
La dilución del techo depende de la altura de columna y del diámetro del elipsoide de extracción. La dilución lateral se produce en la medida que el punto capta estéril y lo transmite a los puntos adyacentes, siempre y cuando los elipsoides se traslapen.
El término “tiraje” y “extracción” son sinónimos, según sea la teoría abordada el autor utiliza el término tiraje o el término extracción, para efectos prácticos es lo mismo.
Figura Nº 5.14 – Situación donde se produce un alejamiento excesivo de los puntos de tiraje, φ)(S >
Figura Nº 5.15 - Situación donde se produce un traslape de Elipsoides de Tiraje,φ(S ) >
71
5.3.5.2.-TEORIA DEL TIRAJE INTERACTIVO D. LAUBSCHER (1981)
Esta teoría se basa en los estudios efectuados por el investigador D. Laubscher en las minas de Asbesto de Shabanie y Gath’s en Zimbabwe (14) (19). A partir de pruebas realizadas con modelos de arena a escala, se establece una relación directa entre el espaciamiento de los puntos de extracción “s” y la interacción de las zonas de tiraje. Esta relación es una herramienta muy importante en el diseño de mallas de extracción, que se aplican hoy a las minas por Block Caving y Panel Caving, entre ellas se incluyen las minas subterráneas de Codelco Chile.
Laubscher concuerda básicamente con lo planteado por Janelid y Kvapil, en lo relacionado al flujo de material para un punto aislado, pero difiere radicalmente sobre el tiraje de un conjunto de puntos adyacentes, el sostiene en este caso, que el principio de superposición de elipsoides no puede aplicarse para explicar el comportamiento de un grupo de puntos cercanos que se extraen simultáneamente.
Las principales características del soporte experimental utilizado, son las siguientes:
•
50 puntos de tiraje y 50 celdas de carga, repartidas en una base de (0.76 x 0.76 m), siendo la altura
•
Previamente se realiza un análisis granulométrico a la arena.
•
Se estudió el movimiento de las capas de arena de diferentes colores, en tres dimensiones.
de 2.4 m.
• La mayoría de los ensayos se hizo con arena de rio, arena de cantera o una mezcla de ambas. Además, se realizaron algunas pruebas con rechazos de molino y rocas carbonatadas chancadas, observándose comportamientos muy distintos para cada mineral, debido a sus diferentes características geomecánicas (especialmente la cohesión y el ángulo de fricción).
La teoría interactiva de Laubscher considera dos posibles estados del comportamiento del flujo gravitacional, que dependerán de variables de diseño y/u operativas. Estos son Flujo Aislado y el Flujo Interactivo.
El Flujo Aislado o Tiraje Aislado se define como: "El flujo que se genera cuando la distancia entre los puntos de extracción excede 1.5 veces el diámetro de tiraje aislado, o cuando existe desuniformidad en el tiraje". El flujo Interactivo o tiraje Interactivo se define como: "El flujo que se genera cuando la distancia entre los puntos de extracción es menor que 1.5 veces el diámetro del elipsoide de tiraje asilado", referencia (19).
S > 1.5 Ø ELIPSOIDE S < 1.5 Ø ELIPSOIDE
⇒
⇒
FLUJO AISLADO
FLUJO INTERACTIVO
72
En resumen el fenómeno de interacción puede describirse como sigue: si un conjunto de puntos separados a una distancia menor que cierto valor crítico es extraído simultáneamente, se crea una zona de interacción sobre la abertura de descarga, en la cual los campos de esfuerzos interactúan provocando movimientos laterales de las partículas que vienen de la zona superior, sometidas a fuerte presión vertical. Esta zona de migración lateral se denomina “Zona de Interacción”, en ella se producen elipsoides de gran excentricidad que tienen una influencia notable en la altura dentro de la zona, es decir el material que ingresa en ellos se mueve con gran velocidad. En la figura 5.16 se muestra el modelo interactivo para un conjunto de puntos.
Figura Nº 5.16 - Modelo Interactivo para un conjunto de puntos
Los trabajos con modelos a escala indican que la altura de la zona de interacción depende principalmente de las características de la roca. Por sobre la zona de interacción el material se mueve verticalmente en forma masiva, aún cuando los volúmenes extraídos no sean estrictamente iguales. El contacto estéril – mineral desciende en forma pareja hasta la altura de la zona de interacción.
73
Los modelos de arena han sido validados por operaciones de hundimiento que presentan granulometrías finas. Sin embargo, a esta fecha, no se tiene conocimiento que hayan sido verificadas en faenas con fragmentación más gruesa (en roca primaría).
Los principales aspectos en que esta teoría difiere de la anterior, son los siguientes:
• Los puntos de extracción pueden estar separados a una distancia mayor que el diámetro de los elipsoides. Si en este caso, se efectúa un tiraje “simultáneo” de ellos, todo el material fluye y puede extraerse; incluyendo el material entre elipsoides. Esto es válido hasta cierto espaciamiento no superior a 1.5 veces el diámetro del elipsoide aislado. La calidad de la interacción mejora a medida que disminuye el espaciamiento.
• El material que se extrae por un punto, no necesariamente proviene de la columna ubicada verticalmente, por el contrario hay mutuos aportes entre puntos vecinos, incluso de aquellos que no han sido sujetos de extracción.
•
Según Laubscher, la altura de la zona de interacción depende del espaciamiento entre los puntos de extracción y de la calidad del macizo rocoso.
Para estimar la Altura de Interacción, Laubscher introduce una curva basado en su experiencia personal (figura 5.17), esta curva utiliza el concepto de la variación del RMR ("Rock Mass Rating" in situ Laubscher 1990), y el espaciamiento mínimo de la zona de tiraje a lo largo del pilar mayor. Esta curva entrega un valor en metros para la altura de interacción. Laubscher, además plantea un modelo volumétrico de predicción de leyes, basado en la teoría de interacción, donde estima el porcentaje de extracción (PED) de comienzo de la dilución, que corresponde al momento en el cual el estéril es observado por primera vez en los puntos de extracción. Se plantea que el mineral extraído desde una columna en cada instante, es el resultado de una mezcla de mineral y estéril dentro de la columna. Se asume que la incorporación de estéril es de carácter lineal, es decir, cada incremento en el porcentaje de extracción produce un incremento proporcional en la dilución.
Para estimar la dimensión del diámetro del elipsoide, Laubscher plantea un ábaco (figura 5.18), donde relaciona la calidad del macizo rocoso con el diámetro del elipsoide. Es decir, la calidad del macizo rocoso se asocia a un rango de fragmentación de la roca, y esta fragmentación se relaciona con el diámetro del elipsoide.
En resumen, la Teoría del Tiraje Interactivo, con respecto al diámetro del elipsoide de tiraje aislado (Dta), se puede enunciar de la siguiente manera:
74
Si los puntos de extracción están separados a una distancia menor que 1.5 veces el diámetro de tiraje aislado (Dta), el comportamiento de la columna es tal que ésta desciende uniformemente hasta una altura denominada "altura de interacción", a partir de la cual el material presenta un movimiento aleatorio, pudiendo aparecer en cualquiera de los puntos de extracción. Es importante destacar que la Teoría Interactiva concebida por D. Laubscher, es la única que ha logrado de manera directa establecer una relación entre la calidad del macizo rocoso y el diámetro del elipsoide de tiraje aislado (Dta), además establece una relación entre el espaciamiento de los puntos de extracción y la altura interacción de la zona de tiraje.
En la curva de la figura 5.17, aparece un ejemplo de calculo de la altura de interacción, donde se tiene rating RMR en la columna de primario de 60 y 50, así la diferencia de rating sería de 10, por lo que se utiliza la curva Nº1, se ubica el rating RMR mayor en la curva, el cual es de 60, y asumiendo un espaciamiento de 21 m, se obtiene una altura de Interacción de 50 m.
Figura Nº 5.17 – Curva para determinar la Altura de Interacción propuesta por D Laubscher, ref (20)
75
La curva de la figura 5.17 es una actualización de una curva anterior de Laubscher, en esta ultima versión el rango de espaciamiento mínimo entre puntos de extracción va desde 9 a 24 m, este aumento de la dimensión de la malla se debe al cambio de mena secundaria a mena primaria, ésta última presenta un mayor tamaño de colpa. En las mallas más grandes se ha incorporado un alto grado de mecanización al proceso de extracción de mineral.
Figura Nº 5.18 – Diámetro del Elipsoide de Tiraje Aislado propuesto por D Laubscher, ref (20)
Nota: El la figura 5.18, Laubscher no especifica donde mide el ancho del punto de extracción, por lo tanto se asume el ancho del punto de extracción corresponde al ancho de la galería zanja.
5.3.6.- ESTUDIOS RECIE NTES (S USAETA - DIAZ )
Haciéndose cargo de la preocupación acerca de la eficacia de las herramientas de planificación y control de la extracción de mineral (proceso que es gobernado por el fenómeno del flujo gravitacional); es que un grupo de investigadores financiados por el convenio de colaboración CIMM – Codelco (Santiago, 1996), emprendieron una nueva línea de investigación con el objetivo de explorar el comportamiento del flujo gravitacional en el proceso de extracción del mineral, utilizando un modelo de simulación física, con el objetivo de replicar las pruebas realizadas por los investigadores sudafricanos (Laubscher), para validarlas y/o ampliarlas.
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Las principales características del soporte experimental utilizado son las siguientes:
•
Un modelo físico de tamaño 0.5 x 0.5 x 0.75 m. Empleando en la realización de los experimentos de
•
Un modelo físico de tamaño 1 x 1 x 2.4 m. Repartiendo en esta base 9 puntos de extracción para
prueba de acercamiento a menor escala y mayor escala y de tiempos de ciclo de respuesta.
tiraje aislado y 12 puntos para tiraje interactivo. Se incluyeron 4 celdas de carga ubicadas selectivamente y en forma equidistante de algunos puntos de extracción.
• Se investigó el movimiento granular de la arena de rio, de distintos colores y utilizando como trazadores físicos, mostacillas numeradas ubicadas espacialmente dentro de la arena.
Uno de los resultados más relevantes de la fase experimental y posterior evaluación de la investigación fue la distinción de un nuevo patrón de comportamiento global observado. Esta nueva forma de interacción se postula como un nuevo estado posible del flujo gravitacional, el flujo “aislado - interactivo”. En la figura 5.19 se detalla un esquema de esta situación, donde se muestra la combinación del comportamiento de flujo aislado sobre los puntos de extracción, y el flujo interactivo sobre el pilar. En consideración a lo anterior, se postula que la función de flujo de masas (Fm) tiene al menos tres patrones globales de comportamiento distintos de flujo gravitacional: el flujo aislado, el flujo interactivo y el flujo aislado-interactivo (el flujo aislado-interactivo es una combinación de los flujos aislado e interactivo).
Adicionalmente, se identificaron observaciones distintas en los diferentes experimentos de prueba realizados, como por ejemplo: aunque los puntos estén situados a una distancia tal que el tiraje sea aislado, luego de cerrar los puntos de extracción, existe un reacomodo granular posterior, que genera un asentamiento uniforme. Para explicar este fenómeno es necesario introducir nuevas variables explicativas, que tienen relación con los estímulos externos que sobre el medio granular afectan el tener un punto de extracción cerrado y/o abierto, y la secuencia temporal en que estos se realizan.
El comportamiento del flujo gravitacional es afectado en forma relevante por la superposición de los efectos de mantener el tiraje abierto (o cuando un equipo extrae el mineral) y/o cerrado. Cuando existe tiraje abierto, el movimiento es preferentemente vertical hacia el punto de extracción. Luego, al cerrarlos el material tiende al equilibrio litostático, generándose movimiento hacia los cilindros de tiraje aislado.
77
Figura N° 5.19 - Combinación de Flujo Aislado sobre los puntos de extracción y Flujo Interactivo sobre la zona del Pilar
En resumen ellos postulan un modelo genérico del comportamiento del flujo gravitacional de material particulado (movimiento de masas), en función de las siguientes variables.
Fm = ƒ(PM{propiedades material}, Gm{geometría malla}, E{extracción})
(5.5)
Donde: Fm: Función del comportamiento del flujo de masas.
Pm:
Las principales propiedades del material desde la perspectiva del flu jo son; la gran ulometría y la
humedad.
• La granulometría se expresa a partir de una curva de distribución granulométrica, y es la variable determinante del diámetro de tiraje aislado, donde a mayor granulometría mayor es el diámetro (Dta). De lo anterior, se desprenden los conocidos problemas de dilución prematura con estériles finos, segregación de los finos y gruesos de la columna, etc.
• Según A. Susaeta, la variación de la humedad del material genera importantes cambios en sus propiedades mecánicas. Sus efectos son conocidos tanto a nivel experimental como a nivel operacional, donde se observa una relación inversa entre la humedad y el diámetro de tiraje aislado, siempre que no exista presencia de materiales arcillosos, que producirían el efecto contrario.
Gm: Según A. Susaeta, la geometría de la malla de extracción considera: la distancia entre los puntos de extracción, el ancho del punto de extracción, y la geometría del hundimiento (distancia a las cajas, topografía, campo de esfuerzos).
78
E: La extracción puede caracterizarse a partir de los parámetros del tiraje en función del tiempo, esto está indicado en la figura 5.20, y la relación entre los parámetros de todos los puntos de extracción que constituyen el área de hundimiento (que puede caracterizarse a partir la uniformidad del tiraje – Indice de uniformidad).
Para un modelo de esta forma, no es claro que su mejor representación sea a través de ábacos, sino de herramientas computacionales que representen en mejor forma su complejidad; además, requiere de un gran esfuerzo de investigación multidiciplinaria soportada en observaciones sistemáticas de experimentos en un modelo físico y de una búsqueda sistemática de evidencias a nivel de prototipo real que validen calibren dichos modelos.
De acuerdo a los resultados de la investigación, la aplicación del modelo volumétrico para la predicción de leyes, tanto en el mediano como en el corto plazo, no es efectivo, ya que presenta distorsiones relevantes como modelo de mezcla de leyes.
Para el largo plazo, el gran volumen de información y el trabajo con leyes promedio anuales hacen que el método sea adecuado; sin embargo, pudiera introducirse errores en la estimación de la recuperación global, dependiendo del tipo de comportamiento que efectivamente se logre en la práctica.
Figura Nº 5.20 – Predicción de Leyes Modelo Volumétrico
79
5.4.-
ANALISIS DE L AS T EORIAS D E FL UJO GRA VIT ACIONAL
5.4.1.- APORTE DE L AS TEORIAS DE FLU JO
Las distintas teorías analizadas anteriormente, entregan una descripción general del comportamiento de las partículas dentro del flujo gravitacional, coincidiendo en la formación de un elipsoide de revolución, que llamaremos elipsoide de extracción, en donde se señalan las distintas zonas que lo conforman. No obstante, se requiere que una o mas teorías nos ayude a determinar el “diámetro del elipsoide de extracción”. La determinación de este diámetro, es la base para el diseño de la malla de extracción de los métodos de hundimiento, y en nuestro caso particular del método Panel Caving.
Los impactos en la minería, producidos por todas las investigaciones sobre Flujo Gravitacional a la fecha, según (19) son los siguientes:
Mejorar la Calidad de las Leyes Extraíbles: Mayor control de la dilución, es decir postergar y/o contener la dilución del mineral extraíble, produce un aumento del beneficio económico.
Mayor Vida Util de la Mina: Al retrasar la entrada de la dilución, se generarán las condiciones necesarias para aumentar la recuperación de reservas, y así ampliar la vida útil de un sector productivo.
Menor Preparación de Infraestructura Minera: Al conocer las reglas que gobiernan al Flujo Gravitacional, es posible aprovechar las variables controlables de diseño que permitan un alejamiento entre los puntos de extracción, logrando con ello una disminución de la cantidad desarrollos de preparación, es decir, menos metros de labores mineras por tonelada de mineral extraída (a igual columna extraíble).
Este último punto es el que interesa estudiar a fondo, ya que logrando un menor desarrollo de labores de preparación para nuevos sectores productivos, se logrará una disminución importante en los costos de desarrollo para los proyectos nuevos.
Algunas de las teorías anteriormente presentadas, no logran determinar de manera directa los parámetros geométricos del elipsoide de extracción, tales como diámetro de elipsoide de extracción, altura de interacción, espaciamiento entre puntos de extracción. En tanto, otras teorías se orientan más a fortalecer y optimizar el proceso de extracción minera, mediante un control de la ley de las reservas extraibles, donde se trata de retardar la entrada de la dilución a los puntos de extracción. Encontrándonos en esta situación, se tendrá que analizar a fondo las teorías que aportan fórmulas empíricas, ábacos, tablas o relaciones, que ayuden a determinar los parámetros geométricos del elipsoide de extracción.
80
5.4.2.- COMPARACION DE LAS TEORIAS DE FLUJO GRAVITAC IONAL
Producto de un profundo análisis realizado a las teorías de Flujo Gravitacional tratadas aquí, se puede decir lo siguiente:
La mayoría de estas teorías describe el fenómeno de Flujo Gravitacional de manera muy superficial, es decir son muy generales, como por ejemplo la teoría de Richardson y la teoría de Brown & Hawksley. Ambas teorías coinciden en la formación de un elipsoide de revolución, cada una de ellas diferencia la formación de distintas zonas en el elipsoide, dando un nombre particular a cada una de ellas. Pero, estas teorías no indican el modo de poder determinar los parámetros geométricos que forman dicho elipsoide de revolución. Por ello, es que ambas teorías sólo nos permiten comprender el fenómeno de flujo gravitacional y por ello no se utilizarán para determinar el diámetro del elipsoide de extracción.
La teoría de flujo gravitacional expuesta por los investigadores Janelid & Kvapil, realiza una descripción detallada del fenómeno del Flujo Gravitacional, tal vez sea una de las teorías más completas que existe. Esta teoría aborda el concepto de superposición de elipsoides de extracción, en donde se plantea la relación entre el diámetro del elipsoide y la movilidad de las partículas (la movilidad de las partículas depende de la fragmentación de la roca, y esta última de la calidad del macizo rocoso). Para la determinación del diámetro del elipsoide de extracción, Kvapil plantea ecuaciones empíricas basadas en su experiencia en Sublevel Caving, para ello presenta dos curvas donde se relacionan la altura de extracción (ht) o altura de interacción v/s diámetro del elipsoide de extracción (W’), tanto para materiales de fragmentación delgada, como para materiales de fragmentación gruesa. La determinación de dicho diámetro es de carácter aproximado, Kvapil llama a este diámetro, diámetro del elipsoide de extracción (W’), en cambio Laubscher lo llama diámetro de tiraje aislado (Dta), la altura de extracción o interacción Kvapil la designa como Ht y Laubscher como Hz, para efectos prácticos es lo mismo.
La teoría del Tiraje Interactivo propuesta por D. Laubscher, se basa en pruebas de modelos de arena a escala, en donde llegó a determinar una relación directa entre el “Diámetro de Tiraje Aislado“ (Dta) y el espaciamiento entre puntos de extracción (s), para ello Laubscher creo ábacos y curvas, que sirven de guía para la determinación de los parámetros geométricos. Laubscher analiza a fondo el concepto de tiraje interactivo, recomienda un espaciamiento óptimo entre puntos de extracción, propone que este espaciamiento debe ser menor que 1.5 veces el Dta, de modo de asegurar plena interacción en los puntos de extracción adyacentes.
Para determinar el diámetro del elipsoide de extracción Laubscher usa su ábaco, que utiliza información referente a la caracterización geomecánica del macizo rocoso, además del rango de fragmentación esperada de roca en la columna mineralizada. La información de salida que entrega este ábaco, es el diámetro del elipsoide de extracción, y el máximo y mínimo espaciamiento entre puntos de extracción.
81
Una desventaja que presenta el ábaco de Laubscher, es que fue concebido a partir de minas de Asbesto, por lo que su aplicación a los métodos Caving se ajusta sólo a Block Caving, en roca secundaria. Sin embargo, analizando más a fondo el ábaco de Laubscher, aunque no nos sirva para determinar el diámetro del elipsoide de extracción en roca primaria, si nos entrega un rango estimado en que debe estar el espaciamiento entre puntos de extracción.
Según F. Wellmann (21), a partir de información actualizada sobre la teoría de Laubscher, respecto al radio del elipsoide de extracción, indica que para roca primaria el radio debe estar entre 7 a 10 m, y para la roca secundaria entre 5 a 7 m. Para la roca primaria, la distancia entre los puntos de tiraje debe estar comprendida entre 12 a 16 m, e indica que para la extracción con LHD esta distancia podría crecer hasta 18 o 24 m respectivamente. Aunque no es conveniente usar el ábaco de Laubscher para determinar el diámetro del elipsoide, se debe tener en cuenta como una estimación por el rango inferior, en cuanto a la selección del diámetro del elipsoide y espaciamiento de puntos de extracción en roca primaria.
Por último, referente a las investigaciones de Susaeta & Díaz, el srcen de dicho estudio tiene como objetivo explorar el comportamiento del flujo gravitacional en el proceso de extracción del material, mediante un modelo de simulación física, en donde el marco de investigación está orientado al control de leyes in situ, donde se analiza el fenómeno de dilución del mineral en la columna de roca, con la aplicación de un modelo volumétrico de predicción de leyes. Sin embargo, esta teoría no llega a elaborar fórmulas para determinar los parámetros de diseño. Como conclusión, esta teoría sólo nos sirve para comprender el fenómeno del flujo gravitacional, y por ello no se utilizará para determinar el diámetro del elipsoide de extracción. De las cinco teorías analizadas, nos damos cuenta que ninguna puede determinar el diámetro del elipsoide de extracción para roca primaria en forma total y directa. Desde este punto de vista, se han desechado tres teorías de flujo gravitacional, por no contar con fórmulas para determinar los parámetros de diseño. En la tabla 5.1, se muestra un resumen de las teorías de flujo de Janelid & Kvapil y D. Laubscher, donde se muestra para cada una de estas teorías, el soporte técnico sobre la cual ellas se basan, además de sus parámetros de entrada y salida, y algunas observaciones.
Nota: Se ha deducido que los términos Altura de Extracción y Altura de Interacción utilizados en las teorías de Kvapil y Laubscher, se refieren a lo mismo. Por lo tanto se hará referencia solo al termino Altura de Interacción.
82
Tabla Nº 5.1 – Comparación de las teorías de Janelid & Kvapil y Laubscher T E OR I A
Janelid Kvapil (1966-1990)
DATOS DE ENTRADA Y DE
S OP OR TETE OR I CO
COMENTARIOS
SALIDA
Basados en Modelos Físicos en arena Entrada:Características
Entrega las pautas teóricas, para
a escala.
geomecánicas del macizo rocoso,
determinar diámetro
Posee gran experiencia a escala
RMR, FF/m, etc.
basados en SLC. Donde postula una
del
elipsoide,
industrial, en minas explotadas por Granulometría del material.
curva donde relaciona la altura de
SLC.
extracción v/s diámetro elipsoide de
Su base teórica es aplicable a Panel
extracción,
Caving.
granulometría fina y gruesa.
Plantea la superposición de elipsoides
Los
de extracción.
aproximados. Salida: Diámetro del elipsoide de extracción.
para
parámetros
materiales
de
de
salida
son
Ventajas:Factible de aplicar a Panel Caving, en roca Primaria.
Altura de extracción (interacción). Desventajas: Dependencia entre la Altura de Extracción (Interacción) y el Diámetro del Elipsoide de Extracción Teórico. Modelos físicos a escala, también en Entrada:Características
Plantea
arena.
Interactivo, sobre la base del diámetro
geomecánicas del macizo rocoso,
el
concepto
de
Tiraje
Teoría basada en minas de Asbesto RMR, FF/m, etc.
del Elipsoide de Tiraje Aislado (Dta).
en roca secundaria.
Par
Plantea
la
Teoría
Granulometría del material. Interactiva,
de
que
puntos
puntos de extracción adyacentes.
exista
vecinos,
interactividad el
de
espaciamiento
optimo entre puntos de extracción debe ser menor que 1.5 veces el Dta. Salida: Diámetro del elipsoide de Extracción.
Laubscher (1981-1994)
Espaciamiento
entre
extracción. Altura de Interacción.
puntos
de Ventajas: Determina relaciones entre la calidad del macizo rocoso (RMR, FF/m) y el espaciamiento entre puntos de extracción. Esta Teoría se adapta muy bien al Block Caving en roca secundaria. Desventajas: La
teoría
no
esta
orientada a ser aplicada al diseño de Panel Caving en roca primaria. Los
parámetros
de
salida,
son
aproximados.
Al analizar la tabla 5.1 se puede deducir lo siguiente; para determinar el diámetro del elipsoide de extracción, se utilizará la teoría de Flujo Gravitacional propuesta por los investigadores Janelid & Kvapil, por considerar fórmulas y curvas que pueden ser aplicadas al método Panel Caving. Una limitación de la teoría Janelid & Kvapil, con respecto a la curva para determinar el diámetro del elipsoide, es que la altura de extracción (interacción) queda en función del diámetro del elipsoide, y viceversa. Este problema se solucionaría si se aplicaran algunos postulados de la teoría de flujo de Laubscher, donde presenta una relación entre el espaciamiento de los puntos de extracción y la altura de interacción. Y como Kvapil posee una curva donde relaciona esta altura con diámetro del elipsoide de extracción, se podría elaborar una metodología que usara ambas teorías.
83
Como comentario, Laubscher podría actualizar su ábaco, para que entregue diámetros de elipsoides de extracción, que sean aplicables a explotaciones con equipo LHD de mayores capacidades, que es la tendencia general del método Panel Caving en roca primaria. Se debe considerar las recomendaciones que hace Laubscher, sobre el máximo y mínimo espaciamiento entre puntos de extracción.
También Laubscher hace un gran aporte con su modelo de dilución para establecer el porcentaje de entrada de la dilución PED(%).
5.5.-
CONCLUSIONES TEO RIAS DE F LUJO G RAVIT ACION AL
Acerca de las Teorías de Flujo Gravitacional: (1) El espaciamiento óptimo entre puntos de extracción adyacentes se da cuando sus elipsoides de extracción se traslapan levemente. La malla óptima se obtiene con un diseño regular y homogéneo (equilátero), que es función del diámetro del elipsoide de extracción (Kvapil). (2) La malla de extracción debe dimensionarse de tal modo, que asegure la interacción entre puntos de extracción, evitando la ocurrencia de tiraje aislado, con la subsecuente pérdida de volúmenes importantes de reservas de mineral. El diámetro del elipsoide de extracción es básicamente función del rango de fragmentación presente en la columna mineralizada, y del grado de mecanización (uso de LHD). Los mayores diámetros de elipsoides de extracción de la roca primaria, redundan en la necesidad de mayores espaciamientos entre puntos de extracción, el tener mallas más grandes hace factible la incorporación al proceso de extracción de equipos LHD de capacidades mayores. (3) Al existir interacción entre puntos de extracción, el comportamiento de la columna es tal que desciende uniformemente hasta una altura denominada "altura de interacción", a partir de la cual el material presenta un movimiento aleatorio, pudiendo ésta aparecer en cualquiera de los puntos de extracción.
Acerca de la Determinación del Elipsoide de Extracción: (1) De la teoría de D. Laubscher, se usará el ábaco de la figura 5.18, donde se determina el espaciamiento máximo entre puntos de extracción, y la curva de la figura 5.17 para determinar la altura interacción.
(2) De la teoría de Kvapil, se usará algunos conceptos de la teoría de Kvapil, específicamente la curva donde relaciona la altura de extracción (interacción) con el diámetro del elipsoide teórico (figura 5.8), además de las fórmulas presentadas.
84
CAPITULO Nº 6.-
6.1.-
DIAMETRO D EL ELIPSOIDE D E E XTRACCION
MARCO TEORICO
La determinación del diámetro del Elipsoide de Extracción, es la base del diseño minero en Panel Caving, específicamente afecta fuertemente al nivel de Producción. El diámetro del elipsoide de extracción es función de las características geomecánicas del material (roca primaria). Así, en un material con fragmentación gruesa su columna de extracción tenderá a desarrollar una mayor área de influencia, por lo cual se requerirán menos puntos de extracción a igual área productiva. Al contrario, en un material con fragmentación fina tenderá a desarrollar una área mínima, y si los puntos están muy espaciados, ocurrirán pérdidas de mineral, diminuyendo la recuperación del bloque. Debido a esto, el diámetro del elipsoide de extracción, no sólo tiene incidencia en los costos de desarrollo, sino que también una gran incidencia en la recuperación y productividad del bloque (estabilidad geomecánica). Como se indicó anteriormente en las conclusiones sobre teorías de flujo gravitacional, la teoría de Flujo Gravitacional a utilizar para determinar el “diámetro del elipsoide”, es la teoría de Janelid & Kvapil, con algunas recomendaciones de la teoría de D. Laubscher. La información de entrada que esta necesita es la siguiente: caracterización geomecánica del macizo rocoso, y la fragmentación de la roca. Por lo tanto, se necesita contar con un sistema de clasificación geomecánica del macizo rocoso. La información referente a la fragmentación de las colpas, se puede obtener de curvas granulométricas, y/o tablas de distribución de frecuencias granulométricas, información que maneja la Superintendencia de Geología de la División El Teniente. La información de entrada necesaria para determinar el diámetro del elipsoide de extracción, se detalla a continuación: (1) La caracterización geomecánica del macizo rocoso, referente al RMR ajustado, y la frecuencia de fractura por metro FF/m. (2) Granulometría esperada del material en la columna mineralizada. (3) Ancho del punto de extracción en metros.
85
6.1.1.- CARACTERIZACION GEOMECANICA DEL MACIZO ROCOSO (11) (22)
La caracterización geomecánica del macizo rocoso, debe proveer los datos necesarios para una temprana toma de decisiones en relación de los métodos de explotación y en los requerimientos de diseño. Ella, nos permite diferenciar la roca primaria, de la roca secundaria, permitiendo además poder establecer a priori la granulometría que tendrá el mineral en la columna de primario. La hundibilidad desde el punto de vista geotécnico (6), considera el concepto de "Resistencia mecánica relativa al fallamiento de las vetillas", de acuerdo a las características del relleno mineralógico y su frecuencia. Desde el punto de vista geológico, las estructuras en el macizo rocoso juegan un rol importante en el tema de la hundibilidad. De observaciones en terreno y de ensayos de probetas se concluye que el macizo rocoso, es un gran porcentaje se habré por estructuras debido a las solicitaciones de los esfuerzos. En este sentido, la caracterización geotécnica y la composición del relleno mineralógico de estructuras, da buenas señales para determinar que macizo rocoso presenta mejor condición de respuesta al hundimiento. El sistema de clasificación geomecánica a utilizar en este trabajo, es el sistema propuesto por D. Laubscher (versión 1990). Sistema de clasificación usado actualmente en la Mina el Teniente, donde la información referente a la caracterización geomecánica de macizos rocosos, se encuentra expresada en este sistema.
Esta clasificación utiliza un Rating de valores de 0 a 100 para cubrir todas las condiciones geotécnicas de la roca, desde muy mala a muy buena. La clasificación es dividida en 5 clases, y cada una de ellas es subdividida en subclases A y B, considerando 10 puntos para cada una, ver la tabla 6.1. La clasificación geomecánica en su evaluación consta de dos etapas; la primera etapa consiste en obtener el índice del macizo rocoso in–situ (RMR), y la segunda etapa es obtener el índice de calidad ajustada del macizo rocoso después de efectuar alguna alteración externa. En la tabla 6.2, la misma clasificación del macizo rocoso de Laubscher, que considera aspectos como la competencia de la roca, grado de hundibilidad, radio hidráulico, tamaño de las colpas, etc., más detalles sobre la clasificación de Laubscher en el Anexo C.
86
Tabla Nº 6.1 - Clasificación Geomecánica de Macizos Rocosos Laubscher 1990 (22) A:
SIGNIFICADO DEL RATING
1
CLASE RATING
1 2 3 4
3
4
5
B
A
B
A
B
A
B
A
B
100
81
80
61
60
41
40
21
20
10
COMPETENCIA B:
2
A
MUYBUENA
BUENA
REGULAR
MALA
MUYMALA
BASES DE CLASIFICACION 100–97
RQD (%)
96-84
15
RATING RESISTENCIAROCAINTACTA
185
184-165
201
RATING
83-71
14 164-145
8
70-86
85-44
12 144-125
16
43-31
10 124-105
14
30–17
8 104-85
12
16-4
6 84-65
10
3 4
64–45
8
-
0
2 44-25
6
0
24-5
4-0
4
2
0
ESPACIAMIENTO FRACTURA
25 --------------------------------- ---------------------------------------------------------------------------------------------- 0
RATING CONDICION DE FRACTURA
RATING
40 ------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------- 0
Tabla Nº 6.2 – Clasificación Geomecánica del macizo rocoso asociada a diversos parámetros (11) Clasificación Geomecánica de macizos rocosos (Laubscher 1990)
Clase Ajustada
5
Rating ajustado
0
4 20
3
21 40
41
Competencia
RocaMuyMala
RocaMala
Hundibilidad
MuyBuena
Buena
RadioHidráulico TamañoColpas TronaduraSecundaria
[m]
1
[m]
0.01
[gr/Ton]
Ancho del punto Extracción
[m]
8
8
0.3
20 1.5
2
0.4
80 2.4
2.4
RocaRegular 20
30
RocaBuena 30
5 2.4
81 100 RocaMuyBuena
Mala 1.5
150 3.5
1
61 80
Regular
20
0.1
2 60
50 9
3
250 4.0
MuyMala >50
4.0
20 -
>4.0
6.1.2.- PROCESO DE FRAGMENTACION DE LA ROCA (11) (23)
El conocimiento de la fragmentación del mineral durante el hundimiento, resulta de gran interés para todo el diseño, en particular para determinar el diámetro del elipsoide de extracción, que es la base para determinar el módulo de extracción, como también la conveniencia de instalar martillos picadores y otras decisiones referentes al manejo del material. En el caso de la mina El Teniente, ciertas labores han sido dimensionadas en base a la experiencia adquirida de otros sectores, sin embargo, siempre resulta de gran utilidad conocer el comportamiento que tendrá cualquier nuevo sector de la mina. El hundimiento produce una fragmentación primaria, en que el tamaño de la partícula se desarrolla en la zona de ruptura del avance del hundimiento, y una fragmentación secundaria en la columna de extracción. La fragmentación primaria se determina por los esfuerzos en el hundimiento y la orientación y espaciamientos de las fracturas con respecto a estos esfuerzos. La fragmentación secundaria es el quebrantamiento de los bolones de rocas (producidos por la fragmentación primaria) a causa de la interacción entre las colpas.
87
Para que la conminución ocurra, los esfuerzos deben ser más grandes que la resistencia de las colpas. La forma de la colpa primaria influirá en el grado de conminución secundaria, en donde la forma cúbica es más resistente que la plana (planchón). Si en la clasificación geomecánica el rating varía por menos de 10 puntos, se puede esperar una uniformidad en la fragmentación, por otro lado si existe una gran diferencia de rating a través del ancho del bloque y su periferia, resultará una marcada diferencia en la fragmentación, provocando que las columnas de tiraje se inclinen hacia el material más fragmentado, lo que puede ser atribuido a que el material fino tiende a ocupar las cavidades que se producen en la columna mineralizada durante el proceso de extracción. El estudio granulométrico de los materiales dentro de la columna mineralizada para diferentes calidades de macizos rocosos, puede efectuarse de diferentes maneras y con distintos grados de exactitud, según sea la calidad de la fuente de información con la que se cuente. Una forma de poder estimar la granulometría de la columna mineralizada, es utilizando la metodología Teniente (Consideraciones de Geología Aplicada en Estudios de Fragmentación en la roca Primaria J, Blondel J, Pereira & Celhay F. 1995). En esta metodología, para generar la curva de distribución de tamaños de bloques de roca, se utiliza un modelo estadístico (distribución de probabilidades), donde se usa la variable espaciamiento de las discontinuidades (FF/m) a lo largo de una línea de detalle. De esta forma, sólo conociendo la frecuencia de fracturas por metro FF/m es posible estimar la granulometría esperada en la columna.
No obstante, para este estudio en particular, la granulometría existente en las columnas de las distintas unidades productivas, así como las de los nuevos proyectos, se consideraran como datos conocidos. No es el objetivo de este trabajo el estimar la granulometría.
6.1.3.- DESCRIPCION DE LA ME NA PRIMA RIA (4) (1 1)
Las mayores reservas de mineral existentes en la mina El Teniente están en roca primaria, por lo que es muy importante dar una breve descripción de las características de esta roca. La alteración y mineralización de la roca primaria, en general produce una cristalización de éstas, con la adición de sulfuros y anhidratos. La Anhidrita (sulfato de calcio anhídrido) es un mineral duro y compacto que está presente entre un 5% y 10% del volumen, rellenando poros y fracturas. Por este mecanismo, la roca queda totalmente sellada y el resultado es un macizo duro, cohesivo y de baja permeabilidad, constituyendo un material de mayor fragmentación (colpas de mayor tamaño) y de ley baja (leyes de cobre menores a 1.0%). En cambio en la roca secundaria la situación es diferente, los poros y fracturas producto del proceso supérgeno (proceso de alteración de la roca a través de la superficie), eliminó
88
buena parte de la Anhidrita que existía, convirtiéndola en yeso, obteniéndose de esta forma una roca porosa, relativamente blanda, la fragmentación producto del hundimiento es un material de granulometría fina, la ley de la roca secundaria es mayor que la ley que presenta la roca primaria. Cuando se comenzó a explotar los sectores en roca primaria, se necesitaron mayores áreas para producir el hundimiento. Dada la mayor granulometría que presenta este tipo de roca, obligó a adoptar cambios en la geometría y dimensiones de los módulos de explotación. El fenómeno de sísmicidad inducida se intensificó, ya que el comportamiento geomecánico de esta roca es diferente a la roca secundaria. En la mena primaria se observa claramente una baja frecuencia de fracturas, producto del proceso de alteración y mineralización, que srcinó una roca compacta, poco fracturada, estas fracturas en su mayoría están selladas. Es por esto, que el mecanismo de fragmentación natural de esta roca reporta tamaños de colpas mayores, dado el aumento notable de su granulometría, ver tabla 6.3 donde aparecen algunas características de la mena primaria y secundaria. Dentro de la variedad de roca primaria existente en la Mina el Teniente, la
Andesita
representa casi el
80% de la mineralización de cobre y molibdeno. La mineralización se aloja principalmente en andesitas del miembro inferior (coladas andesíticas macizas), las que en el área del yacimiento, han experimentado transformaciones texturales y composicionales, pudiéndose reconocer sus características srcinales sólo en las zonas marginales. La textura porfídica primaria ha sido reemplazada por texturas granoblásticas y porfidoblásticas, con una alteración biotítica que aumenta hacia los cuerpos intrusivos, lo que le confiere un aspecto masivo y una coloración gris oscura a la roca, en la figura 6.1 se aprecia en detalle la Andesita. Tabla Nº 6.3 - Principales Características Andesita Primaria y Secundaria - Mina El Teniente MassMin 2000 (5) P a rá m e t ro
Peso Especifico Frecuencia de Fractura Fragmentación
R o caS e cu nd a r ia [Ton/m3]
2.7 2.2 -
[FF/m3]
30 - 10
[ m]
0.20 0.05 -
RMR Laubscher UCS Porosidad
9
[% ]
5
60 - 50
50-25
[MPa]
-
5-1
40<
150 -90
10- 2
RQD
25 Material
Características
R o caP rim ar ia
2.9 2.7 -
blando,
fragmentado, profundidad.
0.09 0.88 -
< se
80 muy
alterado
localiza
a
>
y Material muy duro y denso, localizado a baja mayor profundidad.
89
Figura Nº 6.1 - Detalle Andesita Primaria
La tabla 6.4 corresponde a la caracterización geológica y geotécnica de la Roca Primaria, asociado a los principales sectores productivos de la mina El Teniente. Tabla N° 6.4 – Caracterización Geotécnica de la Roca Primaria CARACTERIZACION GEOLOGICA GEOTECNICA DE LA ROCA PRIMARIA S e cto r
Un id adL ito ló gica
TEN-4 Regimiento 25 TEN-4 Fortuna25 TEN-4 SUR
Andesita Primaria Brecha Turmalina BrechaHidrotermal
ISLA – LHD 21
Diablo Regimiento
58 66
---
56 64
51.0 64.5
58 66
57.0 65.0
55
62
58.5
53
63
58.0
Andesita Primaria Fw Andesita Primaria BrechaHidrotermal
7.0 5.0 –
63
51
60.0
58
54.5 47
46.5
1.8 –2.3
49
53
51.0
63
3A 3A
46 57
3A 3A
3.4 0.7–1.2
3A 2B
5.6 – 6.0 57
3A 2B
8.0 – 10.0 1.0–1.25
Cla s e
M ed i o
Andesita Primaria Diorita
26
44 63
3.0–4.0
M á xi mo
Andesita Primaria Hw BrechaHidrotermal
Esmeralda 7 24
M í ni m o
5.5 – 7.0 2.2 3.5 –
Andesita Primaria
25
R M R L a u b s ch e r ( 1 9 9 0 )
FF/m 3
60.0
3B 3A 3A
(7) Actualización de la Geología, Dominios Estructurales y Geotecnia al Norte de la Coordenada 300N, Nivel de Socavación. Mina Esmeralda", Informe GL-216/98. (21) Selección de Malla de Extracción Sector Isla LHD, Informe PL-I-158/2001. (24) Proyecto Esmeralda Informe Geológico Fase Conceptual, Informe GL-203/93. (25) Estudio de Propiedades Geotécnicas Proyectos Diablo Regimiento y Pipa Norte, J Pereira, A Russo, Informe GL-105/2000. (26) Informe Técnico Inicio del Hundimiento - Proyecto Diablo Regimiento, Informe DR-Min-D304.
90
6.1.4.- ANCHO DEL PUN TO DE EXTR ACCION (27 ) (28)
La dimensión del ancho del punto de extracción, es otro parámetro de entrada necesario para determinar el radio del elipsoide de extracción. Este parámetro es utilizado tanto en la teoría de Laubscher como en la teoría de Kvapil. El ancho teórico y efectivo del punto de extracción utilizado en las tres variantes de Panel Caving, se puede apreciar en la tabla 6.5. Pudiera pensarse que el ancho del punto de extracción es igual al ancho de la galería zanja, sin embargo, éste ancho depende de la forma del techo de la galería de zanja, ya que cuando el techo es arqueado, el talud de mineral quebrado formará un cono que hace que el mineral escurra sólo en la proximidad del eje del talud formando una abertura muy angosta. No obstante, dado que este estudio es de carácter conceptual, y como una forma de simplificar los cálculos, se asumirá un ancho de punto de extracción de 4 m. Tabla Nº 6.5 - Ancho Teórico y Efectivo del Punto de Extracción
Sector
Esmeralda
Variante Panel
Malla
Caving
DC⊥C/2 x DZ//C [m]
Calle
Galería
Producción
Zanja
[m]
[m]
Ancho Punto de
Ancho Punto
Extracción
de Extracción
Teórico
Efectivo
[m]
[m]
Hundimiento
15.00x20.00
4.0x3.8
4.3x3.9
4.3
3.2
Previo
15.00x17.32
4.0x3.8
4.3x3.9
4.3
3.2
15.00x17.32
4.0x3.6
4.2x4.0
4.2
2.9
15.00x17.32
4.0x3.6
3.6x3.6
3.6
2.2
15.00x20.00
4.0x3.6
3.6x3.6
3.6
2.6
Hundimiento Sub6 Invariante Ten-4 Sur
Avanzado Hundimiento
C7R a C29L
Convencional
Ten-4 Sur
Hundimiento
C29L a C37L
Convencional
91
6.2.-
METO DOLOGIA PARA DETE RMINAR EL DIAMETRO DEL ELIPSOIDE
Aunque el ábaco de Laubscher (figura 6.2), está orientado para el diseño de mallas pequeñas, igual se utilizará para determinar el máximo y mínimo espaciamiento entre puntos de extracción, dato que se usará mas tarde en la curva propuesta por el mismo (figura 6.3). A ésta curva se le ingresa el Rating máximo y la diferencia de rating en la columna de primario, para de esta forma determinar la altura de interacción Hz. La información de salida que entregará el Abaco y la curva de Laubscher se detalla a continuación: •
El ábaco entrega, el espaciamiento teórico máximo y mínimo entre puntos de extracción (S).
•
La curva entrega la altura de interacción (Hz).
Figura N° 6.2 – Abaco de Laubscher para determinar Espaciamiento entre puntos de extracción
El dato de la altura de interacción H Z que entrega Laubscher es equivalente a la altura de extracción propuesto por Kvapil en su curva (figura 6.4). En la curva de Kvapil, se relaciona la altura de extracción HT con el diámetro del elipsoide de extracción teórico (W'), y utilizando la fórmula planteada por Kvapil (figura 6.5), se procede a determinar el diámetro real del elipsoide de extracción, que tenderá a ser un poco menor que el teórico.
92
Figura N° 6.3 – Curva de Laubscher para determinar la Altura de Interacción
Figura N° 6.4 – Curva de Kvapil que relaciona diámetro del elipsoide de extracción con la altura de extracción (interacción)
93
Donde: HT:
Altura de extracción o altura de interacción.
W’:
Ancho teórico del elipsoide de extracción.
Figura N° 6.5 – Formula de Kvapil para determinar el diámetro del elipsoide de extracción real
WT:
Diámetro del elipsoide real.
dT:
Radio del elipsoide.
a:
Ancho punto de extracción.
En la figura 6.6 se muestra el diagrama de flujo para determinar el radio del elipsoide de extracción.
94
Figura Nº 6.6 – Diagrama de Flujo para determinar el Radio del Elipsoide de Extracción
95
6.3.-
APLICACIO N DE LA MET ODOLOGIA A UN CA SO P ARTIC ULAR
6.3.1.- DESARROLLO
Una vez definida la información de entrada que se requiere, el paso siguiente es la determinación del diámetro del elipsoide de extracción. Para ello se utilizará información referente a la caracterización del macizo rocoso del sector Fw de la Mina Esmeralda ubicada en el nivel Ten Sub-5, este sector se emplaza en roca primaria, específicamente Andesita. Es importante descartar que este estudio no es de la Mina Esmeralda, por lo que se podría haber seleccionado cualquier sector que presentará roca primaria. La información de entrada requerida se encuentra en la tabla 6.6. Tabla Nº 6.6 – Información de entrada sector Mina Esmeralda, referencia. 7
TipodeRoca
AndesitaPrimariaFw
RMR ajustado máximo
47
RMR ajustado mínimo
46
Clase
3B
FF/m
3.4
RangodeFragmentación Ancho punto de Extracción
[m]
0.5–3.9
[m]
4
Sector Fw
Tabla Nº 6.7 – Polígono sector Esmeralda
El tipo de fragmentación es importante conocerlo, ya que será utilizado en la curva de Kvapil. El ábaco de Laubscher también utiliza información granulométrica. La información granulométrica utilizada, corresponde a un porcentaje de extracción de la columna de sólido menor a 20% (tabla 6.7). En esta primera etapa de extracción se srcinan las mayores colpas, a medida que avanza la extracción el tamaño de las colpas va disminuyendo. En la figura 6.8, se aprecia la curva granulométrica para el porcentaje pasante.
96
Tabla Nº 6.7 – Granulometría Mina Esmeralda (4) Extracción menor a 20% - Sector Mina Esmeralda
Tamaño real ejemayor
[m] 0.5
Frecuenciaportamaño
[%]
5
0.6 7
0.8 18
1.0 12
1.2
1.4
1.5
1.9
6
9
8
9
2.4 11
3.1 14
3.9 1
Sobretamaño
[%] 95
88
70
58
52
43
35
26
15
1
0
Bajotamaño
[%]
12
30
42
48
57
65
74
85
99
100
3,1
3,9
5
CURVA GRANULOMETRICA
(Roca Primaria)
100
E T N A S A P %
90 80 70 60 50 40 30 20 10 0 0,5
0,6
0,8
1,0
1,2
1,4
1,5
1,9
2,4
TAMAÑO DE COLPA [m]
Figura Nº 6.8 – Curva granulométrica para un 20% de extracción - Andesita Primaria sector Mina Esmeralda (4)
Para determinar el diámetro del elipsoide de extracción se procede de la siguiente manera: En el ábaco de Laubscher, utilizando como información de entrada las características geomecánicas del macizo rocoso, RMR
Laubscher
de 47, FF/m de 3.4, rango de fragmentación entre 0.5 - 3.9, se deduce que
se debe utilizar el tercer elipsoide, y ubicando un ancho de punto de extracción de 4 m, se determina que el espaciamiento máximo entre puntos de extracción es de 20 m, ver figura 6.9.
Figura Nº 6.9 - Determinación máximo espaciamiento entre puntos de extracción
97
En la curva de Laubscher, utilizando como datos de entrada el RMR
Laubscher
de 47 (Andesita Fw
Esmeralda), la diferencia rating RMR en la columna es 1, por lo que se utiliza la curva Nº1, la que se intercepta con la curva correspondiente al espaciamiento máximo entre puntos de extracción, cuyo valor es de 20 m, de esta forma se determina que la altura de interacción Hz de 42 m, ver figura 6.10.
Figura Nº 6.10 - Determinación de la altura de Interacción
En la curva de Kvapil, se utiliza como datos de entrada la altura de interacción de 42 m, y el rango de fragmentación de la roca (existe una curva superior para fragmentación fina y una curva inferior para fragmentación gruesa). En roca primaria para un porcentaje de extracción menor al 20%, correspondería utilizar la curva inferior, de esta forma se determina un diámetro de elipsoide teórico (W’) de 18 m (ver figura 6.11).
Figura Nº 6.11 - Determinación del Diámetro del Elipsoide Teórico
98
Luego se determina el diámetro real y el radio, utilizando las fórmulas 6.1 y 6.2. Wt = W’ + a – 1.8
(6.1)
dt = W t / 2
(6.2)
Asumiendo como ancho del punto de extracción 4 m, valor que se ubica dentro del rango normal para la explotación en Panel Caving, resulta lo siguiente. Wt
=
18+4–1.8
Wt
=
20.2m
dt
=
10.1m
≈
10 m
Finalmente, se determina que el diámetro del elipsoide de extracción, para este ejemplo de aplicación es de aproximadamente 10 m. A continuación en la tabla 6.8, se presenta un resumen de los parámetros de salida producto de aplicar esta metodología. Tabla Nº 6.8 – Resultados del ejemplo anterior obtenidos a través la Metodología de Determinación
Altura de Interacción [m]
42
Diámetro del Elipsoide de Extracción Teórico
[m]
Diámetro del Elipsoide de Extracción Real Radio del Elipsoide de Extracción Real
[m] [m]
18 20 10
6.3.2.- ANALISIS DE RESULTADOS
En base a esta metodología, y utilizando como ejemplo las características de la roca primaria de un sector de la mina Esmeralda, se llegó a determinar que el radio del elipsoide de extracción es de 10 m, cabe mencionar que este valor está asociado a una determinada calidad de macizo rocoso, de manera que si ingresáramos información de otro sector, lo más probable es que se obtenga un valor distinto de 10 m, pero siempre dentro de los rangos de los radios de extracción que existen en la mina El Teniente. Para comparar el radio obtenido por medio de esta metodología, se muestra una referencia de las mallas utilizadas en el sector Ten-4 Sur, ver tabla 6.9.
99
Tabla N° 6.9 – Información de las mallas vigentes en los distintos sectores de Ten-4 Sur S e ct o r
T en -4S u rD-F w
Malla DC⊥C/2 x DZ//C
15 20 x
[m]
Te n - 4S u rC D
Caso de aplicación Esmeralda
-----------
15 17.32 x
Diámetro del elipsoide
[m]
19.5
18.0
22.0
Radio del elipsoide
[m]
9.75
9.00
10.0
Una recomendación en cuanto al radio del elipsoide hecha por el consultor W Hustrulid, en su informe, Contributions to the Pre-study “Drawpoint Configuratión for large LHD Machines", sugiere lo siguiente: Basado en la teoría en gran escala del Sublevel Caving de la mina Kiruna, el consultor definió los siguientes parámetros: W’
=
19 m
HT
=
47.0m
a
=
4.9 m
WT
=
W ’ + a – 1.8
WT
=
19+4.9–1.8
WT
=
22.1m
dT
=
11 m
≅
22 m
Luego el consultor, utilizando la ecuación de Kvapil obtiene un radio de 11 m, valor que es mayor que el radio del ejemplo de aplicación determinado a través de nuestra metodología, esto se debe a que el macizo rocoso en que se basó W. Hustrulid puede tener un RMR más grande. Una vez elaborada la metodología para determinar el radio del elipsoide de extracción, el paso siguiente será estudiar la mejor distribución geométrica de los Elipsoides de Extracción.
6.4.-
•
CONCLUSIONES SO BRE EL D IAMET RO D EL E LIPSOID E
Gracias a los conceptos obtenidos de las teorías de Kvapil y Laubscher, se ha podido crear una metodología, que puede ser usada para determinar el radio del elipsoide de extracción de cualquier macizo, los sectores a analizar deben estar emplazados en roca primaria.
•
Esta metodología se aplicó a un sector en roca primaria, correspondiente a una zona del sector Esmeralda (caso de aplicación), donde se ha establecido un radio de elipsoide de extracción de 10 m.
•
El consultor W. Hustrulid, recomienda un radio de elipsoide de 11 m para la roca primaria. No obstante dentro de la calidad del macizo rocoso, existe un rango amplio de la calidad de la roca primaria. Para mayor seguridad, se recomienda calcular el radio del elipsoide utilizando la metodología anterior y luego compararla con algún caso real de explotación en roca primaria.
100
CAPITULO 7.- DISTRIBU CION GEOME TRICA DE ELIPS OIDES DE EXTRA CCION
7.1.-
I N T R OD U C C I ON
Una vez definida la metodología para determinar el Radio del Elipsoide de Extracción (R), se tiene que definir la distribución geométrica de elipsoides, que es el arreglo espacial en que se ubicarán los elipsoides en el diseño minero del Nivel de Producción y que definen la Malla de Extracción. A la distribución geométrica de elipsoides se le llamará configuración de elipsoides.
Según Chacón (31), la Malla de Extracción se define como: “La disposición geométrica de los puntos de extracción, por donde se extrae el mineral desde un Nivel de Hundimiento a un Nivel de Producción”.
La configuración de elipsoides en la malla de extracción, debe cumplir con los siguientes criterios de diseño:
•
Los elipsoides deben disponerse en filas y columnas en un arreglo regular, que permita un diseño estandarizado de parte o la totalidad del Nivel de Producción.
•
Los elipsoides deben ser equidistantes, es decir; la distancia entre centros de elipsoides contiguos debe ser igual, cualquiera sea la dirección considerada.
•
La malla debe asegurar que los volúmenes en movimiento (elipsoides de extracción), se intersecten a una distancia tal que se minimicen las pérdidas de reservas de mineral y se evite el ingreso prematuro de la dilución, minimizando las zonas de material estático.
•
La malla debe ser lo suficientemente amplia, de modo de maximizar el área de sustentación del Nivel de Producción (pilares de sustentación), de tal forma que permita una operación eficiente de los equipos 2
y minimice los costos de preparación (m /Ton extraída).
Para determinar la configuración de elipsoides, se utilizará la siguiente metodología:
•
Se realizará una descripción general de todas las distribuciones de elipsoides que existen y que han
•
Luego, basándose en la teoría de mallas de perforación en minería a Cielo Abierto del consultor W.
sido utilizadas en la práctica.
Hustrulid (32), se analizarán diversas distribuciones geométricas de elipsoides.
• Luego se realizará una evaluación cuantitativa a las distribuciones de elipsoides planteadas, basándose en el cálculo de índices geométricos, para de esta forma determinar la distribución más adecuada para diseñar la Malla de Extracción.
•
Para la evaluación geométrica se considerará un radio de elipsoide de 10 m (caso de ejemplo).
101
7.2.-
CONFIGUR ACIONES BASIC AS DE ELIPSOIDES
Al analizar las distintas mallas de extracción que se han aplicado en los métodos de hundimiento, se puede decir, que existen al menos tres formas generales de disponer los puntos de extracción (4). De acuerdo a la distribución geométrica de los elipsoides de extracción, se puede hablar de configuraciones Cuadrangulares, Triangulares y Mixtas. Una forma de presentar estas configuraciones de elipsoides, es mostrando sus formas más básicas, de las cuales derivan las demás opciones de configuraciones.
7.2.1.- CONFIGURACION D E MALLA CUADRADA
Esta configuración de malla se basa en una distribución geométrica donde los centros de los elipsoides de extracción forman cuadrángulos, los cuales pueden ser cuadrados o rectángulos. Esta configuración es la base de diseño de la Malla Cuadrada, donde los centros de los elipsoides coinciden geométricamente con los Puntos de Extracción de las Mallas de Extracción. En la figura 7.1, se aprecia un caso particular de la configuración cuadrangular, la Configuración Cuadrada.
Figura Nº 7.1 - Configuración de Malla Cuadrada
Donde: a:
Distancia entre centros de elipsoides.
R:
Radio del elipsoide de extracción = a/2
AI:
Area Intacta = a (1 - π/4) = a (1 - 3.14/4) = a (1 - 0.79) = 0.21a
2
2
2
2
El Area Intacta se define como la zona que queda entre los elipsoides de extracción. Para el caso de la Configuración Cuadrada Tangente, el porcentaje de área intacta es 21.46%. La Interacción se define como el porcentaje de área que encierran los Elipsoides de Extracción con respecto al área total.
102
Características:
•
El porcentaje de interacción en esta configuración es 78.54% (%I = 100 π/4 = 78.54%).
• La malla de extracción utilizada en el método Block Caving (roca secundaria) se basa en esta configuración de elipsoides.
• Una ventaja de las mallas cuadradas utilizadas en Block Caving, en comparación con las mallas utilizadas en Panel Caving, es que tienen una reducida área de influencia, con lo que se consigue una elevada densidad de puntos de extracción para igual cantidad de área, lo cual brinda gran flexibilidad a la operación y un mayor control de la interfase estéril - mineral.
•
Una desventaja de esta malla, es la aparente imposibilidad de mecanizar el desarrollo y extracción en forma intensiva con equipos Jumbos y LHD. Ya que las Galerías Zanjas forman un ángulo de 90º con las Calles de Producción. Donde los equipos LHD, dado su radio de giro, tienen dificultades para ingresar a las galerías zanjas, teniendo que realizar maniobras adicionales.
7.2.2.- CONFIGURACION DE MAL LA TRIA NGULAR
Esta configuración se basa en una distribución triangular de Elipsoides de Extracción, donde cada elipsoide queda rodeado de seis elipsoides. La configuración triangular de elipsoides de extracción, es la base de diseño de la Malla Tipo Teniente. En la figura 7.2 se aprecia en detalle la Configuración Triangular, para un caso donde los elipsoides se disponen tangentes.
Figura Nº 7.2 - Configuración de Malla Triangular
Donde: a: Distancia entre centros de elipsoides. R:
Radio del elipsoide de extracción = a/2
AI:
Area Intacta = a ((√3)/2 - π/4) = 0.081a
2
2
103
Nota: El Area Intacta correspondiente al área achurada de la figura 7.2.
Características:
•
El porcentaje de interacción en esta configuración es 90.69%, dado que los elipsoides se encuentran
•
Este tipo de malla presenta una buena cobertura del bloque a extraer, por el número de puntos de
más densamente distribuidos.
extracción que posee, lo que flexibiliza la operación.
• En el caso de la configuración de malla triangular equilátera, esta presenta buena regularidad geométrica, es decir los puntos de extracción son equidistantes.
• Este tipo de malla tiene baja área de influencia (polígono formado por la intersección de las simetrales de los puntos de extracción vecinos).
•
Algunos diseños de mallas utilizados en el método Panel Caving se basan en esta configuración, donde al ángulo calle/zanja utilizado es de 60º, ángulo que es compatible con la operación de los equipos LHD.
7.2.3.- CONFIGURACION DE MA LLA MIXTA Esta configuración de malla combina cuadrángulos con triángulos, con el propósito de sumar las ventajas de las mallas cuadrangulares y triangulares. La figura 7.3 corresponde a la configuración Mixta Tangente de elipsoides.
Figura Nº 7.3 - Configuración de Malla Mixta
Donde: a: Distancia entre centros de elipsoides. R:
Radio del elipsoide de extracción.
AI:
Area Intacta = a (1 + √3 - 3π/4), correspondiente a toda el área achurada de la figura 7.3.
2
104
Características:
•
El porcentaje de interacción de los elipsoides en esta configuración es de 86.24%, correspondiente a
•
Menor cantidad de puntos de extracción por unidad de área, lo que redunda en menos metros de
un rango intermedio entre la malla cuadrada y la malla triangular.
labores construidas, comparada con la Malla Triangular.
•
Esta configuración presenta similares características que la anterior, en cuanto al ángulo calle/zanja.
•
Al considerar dos tipos de geometrías, su sustentación vertical y horizontal presenta restricciones.
• Esta configuración es la base del diseño de la “Malla Henderson”, utilizada en los inicios de la operación de “Henderson Mine”, Colorado, USA.
7.3.-
VARIANTE S DE CONFIGURACIONES DE E LIP SOIDES
Las variantes en que se pueden disponer espacialmente los elipsoides de extracción son: Elipsoides Separados, Elipsoides Tangentes y Elipsoides Traslapados. Basados sobre el principio de asegurar el tiraje interactivo y la regularidad geométrica de las Mallas de Extracción, estas tres variantes se aplican a las configuraciones de elipsoides analizadas anteriormente, dando srcen a diferentes variantes de configuraciones de elipsoides.
A continuación se presenta una definición de las variantes antes señaladas:
(a) Elipsoides Separados: En esta situación los elipsoides de extracción se encuentran distanciados una distancia predefinida. (b) Elipsoides Tangentes: En esta situación los elipsoides de extracción hacen contacto en la línea de perímetro. (c) Elipsoides Traslapados: En esta situación los elipsoides de extracción se encuentran superpuestos unos con otros. El traslape de los elipsoides se realiza con el objetivo de disminuir el área intacta (A I) entre los elipsoides.
También pueden existir combinaciones entre estas variantes: separados - tangentes, separados traslapados y tangentes - traslapados.
La configuración mixta es la mezcla de las configuraciones cuadrangular y triangular, por ello la evaluación geométrica de esta malla es muy compleja. En la evaluación que se realizará a las diferentes configuraciones de elipsoides, a modo referencial, se seleccionará la configuración mixta tangente, que representa sólo un caso particular, de manera de simplificar este estudio. En la tabla 7.1 se presentan los casos que se analizarán a continuación.
105
Tabla N° 7.1 - Configuraciones de Elipsoides para ser evaluadas Variantes de Disposición de Elipsoides de Extracción
Configuraciones Básicas de Elipsoides
Tangente
S eparada
Tr a s l ap a d a
Tangente
Tangente
Separada
Separada
Traslapada
Traslapada
Cuadrangular
Si
No
No
No
Si
No
Triangular
Si
No
Si
Si
No
No
Mixta
Si
No
No
No
No
No
A partir de las configuraciones Cuadrangular, Triangular y Mixta, más las tres variantes de disposición, se srcinan las siguientes variantes de configuración de elipsoides:
1- Configuración Cuadrangular Tangente (cuadrada). 2- Configuración Cuadrangular Tangente y Traslapada (rectangular). 3- Configuración Triangular Tangente. 4- Configuración Triangular Tangente y Separada. 5- Configuración Triangular Traslapada Parcial. 6- Configuración Triangular Traslapada Total. 7- Configuración Mixta Tangente.
Algunas de las configuraciones que se analizarán a continuación, están basadas en el estudio “Energy Coverage”, para minería a Cielo Abierto, del autor W. Hustrulid (32). Esta teoría estudia la energía de cobertura, donde se analizan y recomiendan algunas mallas de tronadura para bancos, basadas en el alcance destructivo de la onda explosiva de un tiro. Al extrapolar estos conceptos a las Mallas de Extracción en minería subterránea, el alcance destructivo de un tiro sería análogo a la circunferencia que describe el elipsoide de extracción.
Se considera un volumen de roca fragmentada donde se produce tiraje aislado, a ser limitado por un cilindro de radio R, fuera de este cilindro de roca fragmentada, la interacción disminuye hasta anularse. El radio del elipsoide de extracción se considera determinado, y como base de cálculo se utilizará un radio de elipsoide de 10 m (caso de ejemplo sector Esmeralda).
Al analizar las distintas configuraciones de elipsoides, se debe dar importancia a la influencia del elipsoide sobre el volumen de roca en la columna, para lograr entonces seleccionar la geometría que nos asegure una alta recuperación de mineral, retardando la entrada de la dilución, evitando generar zonas de mineral estático (sin interacción). Se debe tener en cuenta el concepto de volúmenes cilíndricos adyacentes de roca fragmentada, que es el principio básico de esta teoría.
106
(1)
Configuración C uadrangular Tangente:
En esta configuración los elipsoides de extracción se encuentran tangentes en todas direcciones, tocándose con sus vecinos adyacentes en el perímetro. Para efectos didácticos, la distancia entre filas se llamará burden (B) y a la distancia entre columnas se llamará espaciamiento (S). En la figura 7.4 se aprecia una vista en planta de la configuración cuadrangular tangente, donde S = 2R y B = 2R, de esta forma S/B = 1.
Figura N° 7.4 – Configuración Cuadrangular - Tangente
(2)
Configuración Cu adrangular T angente y Tr aslapada:
Esta configuración es casi igual a la anterior, solo que en la dirección del burden hay un traslape entre hileras o filas de elipsoides, para ello B disminuye a B’, formando un rectángulo de lados S y B’. En la dirección de las columnas los elipsoides permanecen tangentes, este esquema se muestra en la figura 7.5, donde S = 2R y B’ = √3R (el valor √3R está asociado a la configuración Triangular Tangente de la figura 7.6), el cuociente S/B’ = 2√3/3 ≅ 1.155.
Figura N° 7.5 – Configuración Cuadrangular traslapada en (B) y tangente en (S)
107
(3)
Configuración Triangular Tangente:
La configuración Triangular es otra alternativa para disponer los elipsoides de extracción. En esta configuración las filas de elipsoides se han trasladado una distancia R de sus posiciones srcinales, los elipsoides se disponen tangentes, geométricamente el burden (B) ha sido reducido hasta que los perímetros de los elipsoides sólo se tocan. De centro a centro, la distancia entre elipsoides adyacentes es igual a 2R. El triángulo
abc
que se forma es equilátero, por lo que la altura de este triángulo es √3R. En la
figura 7.6, se aprecia este esquema, donde S = 2R y B’ = √3R, de esta forma S/B = 2√3/3 ≅ 1.155.
Figura N° 7.6 - Configuración Triangular Equilátera Tangente
(4)
Configuración T riangular T angente y Separado:
Al igual que en la configuración anterior, las filas se han trasladado una distancia R de sus posiciones srcinales, con la diferencia que los elipsoides están separados en la dirección del Burden, y tangentes en la dirección de las columnas, este esquema se puede ver figura 7.7.
Figura N° 7.7 - Configuración Triangular Tangente en (S) y Separada en (B)
108
Las distancias S y B son iguales a las distancias de la configuración cuadrangular tangente, donde S = 2R y B = 2R, de esta forma S/B = 1.
La configuración triangular resulta mejor que la cuadrada, ya que en la primera se realiza más fácilmente la interacción, mientras en la segunda es más difícil, esto se debe a que para una misma área intacta, en el diseño cuadrado esta área tiene una forma compacta, mientras que en el diseño triangular esta área tiene una forma más alargada.
(5)
Configuración Triangular Traslape Parcial:
Esta configuración plantea la necesidad de eliminar el área existente entre los elipsoides de extracción (Area Intacta). Para ello se tienen que traslapar los elipsoides, ello se logra disminuyendo el espaciamiento de S a S`, manteniendo el burden constante en B`. En la figura 7.8 se aprecia un esquema de esta configuración, donde el ángulo que se forma entre ejes es de 63.5º, S’ = √3R y B` = √3R, de esta forma S`/B` = 1.
Figura N° 7.8 - Configuración Triangular Traslape Parcial
(6)
Configuración Triangular Traslape Total:
Basándose en la configuración Triangular Tangente de la figura 7.6, el área intacta entre elipsoides ahora se reduce a cero. La condición es que no debe existir área sin ínteractuar, de esta forma se logra un 100% de interacción. En esta configuración se mantiene constante S’, B’ disminuye a B’’, resultando una configuración triangular equilátera.
En la figura 7.9 se aprecia el esquema de esta configuración, donde B’’ = 1.5*R y S’ = √3*R, de esta forma S’/B’’ = 2√3/3 ≅ 1.155.
109
Figura N° 7.9 - Configuración Triangular Traslape Total
(7)
Configuración Mixta Tangente:
Un caso particular de la Configuración Mixta, es la Mixta Tangente, esta configuración combina distribuciones cuadradas y triangulares de elipsoides. En la figura 7.10, se puede apreciar un esquema de esta configuración, donde se tienen ángulos de 60° y 90° entre ejes. Al igual que en los casos anteriormente analizados, B = 2*R, B’ = √3R y S=2*R.
Figura N° 7.10 - Configuración Mixta Tangente
110
Tabla N° 7.2 - Resumen de geométrico de las configuraciones M al l a
E s p a c ia m e n t o
Cuadrangular Tangente
Burden
R2
R2
E s p a ci am e n to / Bu r d e n 1
Cuadrangular Tangente y Traslapada
2R
R √3
1.155
TriangularTangente
2R
√3 R
1.155
Triangular Tangente Separada y
R 2
R 2
√3 R
√3 R
Triangular Traslape Total
√3 R
3/2 R
MixtaTangente
2R
B = 2RyB’=
90° 60°
1
Triangular Traslape Parcial
63.5° 1 1.155
R√3
An g u lo
90°
---
63.5° 60° 60° y 90°
111
7.4.-
CRITERIOS GEOME TRICOS DE COMPARACION
Para establecer que configuración de elipsoides será aplicada al diseño minero de las mallas en el método Panel Caving, se utilizarán criterios geométricos de comparación (12) (13) (21) (31). Estos criterios se basan en el cálculo de índices geométricos para cada configuración de elipsoides, luego se desarrollará una matriz de comparación, seleccionando aquellas de mejor evaluación (mayor puntaje).
Los índices geométricos son los siguientes:
• Densidad (A ). h
• Angulo entre ejes ( α). • Sustentación (%I). •
Anisotripia.
•
Distorsión.
A continuación se describen cada unos de los índices geométricos, más otros índices que indirectam ente son usados en su determinación: 2
(1) Densidad (Ah): Area de influencia promedio de los puntos de tiraje expresado en m por punto de extracción. Es una medida del espaciamiento de la malla y se obtiene multiplicando la distancia entre filas de puntos de extracción por la distancia entre puntos de una misma fila, ver fórmula 7.1 y figura 7.11.
Ah = B*S
Figura N° 7.11 – Densidad de Area h(A )
(7.1)
112
(2) Angulo entre ejes (α): Angulo formado entre los ejes de filas horizontales y los elipsoides de una misma fila, este ángulo varía normalmente entre 40º y 60º. Angulos más agudos srcinan problemas de estabilidad en las “puntas de diamante” (curvas de baja velocidad), por el contrario, ángulos mayores generan curvas muy cerradas que le restan maniobrabilidad a los equipos. Se ha demostrado que el ángulo de 60º, específicamente inserto en una malla triangular equilátera, resulta ser el más favorable (figura 7.12).
Figura Nº 7.12 – Vista en planta del ángulo formado entre los ejes
(3) Area de Diseño (Ad): Corresponde al área que encierran los círculos de los elipsoides de extracción menos 1/2 del área compartida entre ellos. Si los elipsoides se encuentran separados o tangentes, no existe área en común, por lo tanto esta área es simplemente el área del circulo, ver formula 7.2 y figura 7.13. Ad = (A circulo – 0.5*A común)
Figura Nº 7.13 - Area de Diseño para Configuración Triangular Tangente
(7.2)
113
(4) Sustentación (% Interacción): Este índice mide el porcentaje de área que encierran los Elipsoides de Extracción (A d) sobre el área que abarca la malla (Ah) El caso ideal se da cuando los elipsoides se traslapan totalmente, produciéndose un 100% de sustentación y anulándose el Area Intacta (ver figura 7.13). Para efectos de cálculos utilizar la formula 7.3.
Sustentación (%I) = 100*Ad /Ah
(7.3)
(5) Distancia (Dn): Es la distancia que existe entre el centro del elipsoide y el centro de la región intacta (punto de intersección de las simetrales llamado Circuncentro), para casos de elipsoides separados o tangentes esta distancia será mayor que el radio del elipsoide de extracción, el caso ideal sería aquel donde los elipsoides están totalmente traslapados, eliminando el área intacta, aquí la distancia (dn) coincide con el radio del elipsoide R, ver figura 7.14.
Figura Nº 7.14 - Distancia Dn
(6)
Anisotropía: Relación existente entre el máximo y mínimo radio de influencia de un punto de
extracción. Dada una cierta malla regular, a cada punto de extracción le corresponde un área de influencia delimitada por un polígono, que se obtiene trazando las simetrales a todos los triángulos congruentes elementales que concurren a ese punto, ver figura 7.15. Observando lo que sucede al interior de cualquiera de esos triángulos, se concluye que el radio de influencia máximo (R), equivale al de un círculo que pasa por la intersección de las simetrales, y que el radio de influencia mínimo (r), corresponde a un círculo que pasa por el punto medio del lado menor del triángulo, el óptimo se obtiene para una configuración triangular equilátera A = 2√3/3 ≅ 1.155.
114
Figura N° 7.15 – Anisotropía
(7)
Distorsión: Relación existente entre la máxima y mínima distancia entre puntos de extracción
contiguos (formula 7.3). Es un índice que mide la condición de equidistancia de la malla y alcanza su valor óptimo (=1) para una configuración triangular equilátera. En la figura 7.16 se aprecia el detalle de la distorsión de una configuración cuadrada y triangular.
Distorsión=a/a=1
Distorsión=a/a=1
Figura N° 7.16 – Ejemplo Cálculo de la Distorsión
Distorsión = Mayor Distancia PE / Menor Distancia PE
(7.3)
115
7.5.-
EVALUACION GE OMETRICA A UN CASO PA RTICULAR
Para seleccionar la configuración de Elipsoides de Extracción más adecuada, se procede a calcular los índices geométricos antes señalados para cada una de las siete configuraciones de elipsoides presentadas.
El área de diseño (Ad) es un índice que se utiliza para calcular la sustentación (%I). El índice Distancia (Dn) se utiliza para calcular la Anisotropía.
Para la evaluación geométrica, se utilizará como base de cálculo un radio de elipsoide de 10 m (caso de aplicación del sector Esmeralda, utilizado para determinar el Radio del Elipsoide de Extracción).
Los resultados del cálculo de los índices geométricos para cada una de las configuraciones analizadas, se puede observar en la tabla 7.3.
Tabla Nº 7.3 – Resumen de Indices Geométricos asociados a cada configuración Radio 10 m =
(1)
(2)
Configuración Variante Densidad s o c ir t é
(3)
(4)
(5)
Cuadrangular
(7) Mixta
Traslape
Traslape
Mixta
Parcial
Total
Tangente
Ideal
Tangente
Traslapada
Separada
Tangente
400.0
346.4
400.0
346.4
300.0
259.8
373.2
340
90º
90º
63.5º
60°
63.5º
60º
60°
60º
314.2
296.0
314.2
314.2
292.4
259.8
314.2
---
78.5%
85.5%
78.5%
90.7%
97.5%
100%
86.2%
100%
14.1
13.2
12.5
11.5
10.80
10.0
12.20
---
1.41
1.32
1.25
1.15
1.25
1.15
1.22
1.15
1.00
1.15
1.12
1.00
1.12
1.00
1.00
1.00
2
[m ]
Angulo 2
Area Diseño [m ]
m o e Sustentación G s Distancia Dn [m] e ic d Anisotropía n I
(6)
Triangular
Distorsión
Los valores de los índices geométricos de cada una de las configuraciones se comparan con los índices ideales, para la asignación del puntaje se procede de la siguiente manera:
• Para asignar puntaje por Densidad de Area, se considera ideal un área de 340 m 2, si el área calculada difiere en menos de un 10% del área ideal, se le asigna un valor 1, de lo contrario se le asigna un valor 0.
•
Para asignar puntaje por Sustentación, se considera ideal un 100%, si la sustentación calculada es
•
mayor que un 90%, se le asigna un valor 1, de lo contrario se le asigna un valor 0. Para el resto de los índices geométricos, cuando estos son iguales a los ideales se le asigna un valor 1, de lo contrario se le asigna un valor 0.
116
Tabla Nº 7.4 - Cálculo del Puntaje Asociado C u a d r a n g ul a r Indices
T r ia n g u l a r Se pa ra da
Ta n g e n t e
Mi x t a
Traslape Parcial
Traslape Total
Ta n g e n t e
Tr a s l a p ad a
Tangente
Densidad
0
10
1
00
1
Angulo
0
00
1
01
1
Sustentación
0
00
1
11
0
Anisotropia
0
00
1
01
0
Distorsión
1
00
1
01
1
Puntaje
1
10
5
14
3
Analizando los resultados entregados en la tabla 7.4, se puede deducir lo siguiente: Las configuraciones cuadrangular tangente y traslapada no son recomendables de aplicar, ya que se alejan mucho de los índices óptimos. (Operacionalmente en estas configuraciones se dificultan las operaciones de carguío del LHD, ya que dado su radio de giro, estos equipos requieren de ángulos calle/zanja cercanos a 60º, para lograr una adecuada maniobrabilidad).
Las configuraciones que obtuvieron los mayores puntajes son: (1) Configuración Triangular Tangente: Esta configuración tiene un ángulo entre ejes de 60º, aquí los elipsoides están totalmente tangentes, la sustentación llega a un 90.7% valor muy aceptable, comparada con la configuración cuadrangular tangente que es de un 78.5%. (2) Configuración Triangular Traslapada Total: Esta configuración tiene un ángulo entre ejes de 60°, los elipsoides se encuentran totalmente traslapados para eliminar el área intacta, de esta forma se logra una sustentación de 100% (interacción). (3) Configuración Mixta Tangente: Esta configuración es regular, presenta un ángulo entre ejes de 60°, este ángulo es más importante que el ángulo de 90°, ya que operacionalmente en esta configuración el ángulo de intersección calle/zanja correspondería a 60°. El porcentaje de sustentación llega a un 86.2%
En la tabla 7.5 se aprecia un resumen de las configuraciones triangulares con más alto puntaje. Tabla Nº 7.5 – Resumen Configuraciones Recomendadas RadioElipsoide
[m]
10
Indices Geométricos
Triangular Tangente 2
Densidad
[m ]
Angulo entre ejes Area de Diseño
2
[m ]
Sustentación Distancia Dn Anisotropia Distorsión P u n t a je
[m]
Triangular Traslape Total
Mixta Tangente
Ideal
346.4
259.8
373.2
340.0
60°
60°
60°
60°
314.2
259.8
314.2
---
90.7%
100.0%
86.2%
100.0%
11.5
10.0
12.20
---
1.15
1.15
1.22
1.55
1.00
1.00
1.00
1.00
5
4
3
117
7.6.-
ANALISIS D E R ESULT ADOS
La configuración Triangular Tangente, presenta un ángulo entre ejes de 60º, que corresponde al ángulo calle/zanja típico de la malla Tipo Teniente. El porcentaje de área intacta entre elipsoides es de un 9.3%, de esta forma se tiene un 90.7% de sustentación (porcentaje de Interacción). No es necesario tener 100% de sustentación, ya que la zona sobre el pilar se vería disminuida. De esta forma se ha determinado que un porcentaje de sustentación superior al 90% es suficiente.
Analizando la configuración Triangular Traslapada Total, se puede decir que es una configuración muy conservadora, ya que el área intacta se reduce a cero, de esta forma la sustentación llega al 100%. Además, esta configuración presenta un ángulo entre ejes de 60°, que corresponde al ángulo calle/zanja de la malla Tipo Teniente. Por otro lado, la densidad de área de esta configuración es muy baja, (Dh = 2
259.8 m ), en contraste con las tendencias en los diseños de las últimas mallas en la mina El Teniente, donde se recomienda el diseño de mallas más grandes.
Analizando la configuración Mixta Tangente, esta presenta un ángulo entre ejes de 60°. La zona intacta se ha calculado considerando todas las áreas que se encuentran entre los elipsoides de la figura 7.10. El porcentaje de área intacta en esta configuración es de 13.76%, de esta forma se tiene un 86.76% de sustentación.
Por todos los antecedentes antes expuestos, se ha determinado realizar un análisis cualitativo en la siguiente etapa “Diseño Minero de Mallas de Extracción” a las siguientes configuraciones de elipsoides: • Triangular Tangente.
• Triangular Traslapada Total. • Mixta Tangente. Es importante definir la geometría de las configuraciones anteriores, para ello se utilizará como base de cálculo el mismo radio de elipsoide utilizado en la evaluación (10 m), de esta forma quedarán definidas las dimensiones de las configuraciones preseleccionadas.
Cada configuración de elipsoides tiene asociado un tipo de malla especifico, así los parámetros geométricos de las configuraciones tienen asociado un parámetro equivalente en las Mallas de Extracción.
En la tabla 7.6, se resumen las geometrías de las configuraciones recomendadas, basadas en un radio de 10 m. En las figuras 7.17 a 7.19 se presentan los esquemas asociados cada una de ellas.
118
Tabla Nº 7.6 – Geometría de las Configuraciones Recomendadas Configuración de Elipsoides de Extracción
Configuración
Configuración
Tangente
Traslapada Total
Mixta
346.4
259.8
373.2
2
Densidad de Area
[m ]
Configuración
Distanciaentrecorridashorizontalesdeelipsoides
[m]
17.32
15.00
---
Distanciaentrecorridasoblicuasdeelipsoides
[m]
20.00
17.32
20.00
---
---
Distanciapromedioentredoscorridasverticalesdeelipsoides Angulo entre corridas oblicuas y horizontales de elipsoides
[m] [m]
60°
18.66 60°
Figura Nº 7.17 – Configuración Triangular Tangente
Figura Nº 7.18 – Configuración Triangular Traslapada Total
60°
119
Figura Nº 7.19 – Configuración Mixta Tangente
7.7.-
CONCLUSIONES DISTRIB UCION GEOMETRI CA DE ELIPSOID ES
Las tres formas básicas en que se pueden distribuir geométricamente los Elipsoides de Extracción son: la configuración Cuadrada, la configuración Triangular y la configuración Mixta.
Se analizaron siete variantes de configuración de elipsoides, donde los elipsoides se disponían separados, tangentes y traslapados. Estas siete variantes se evaluaron utilizando índices geométricos de comparación, tales como: Densidad, Sustentación, Angulo entre ejes, Anisotropia y Distorsión. En el cálculo de los índices geométricos, se utilizó un radio de elipsoide de 10 m (ejemplo sector Esmeralda).
Los resultados de la evaluación son los siguientes: la configuración Triangular Tangente obtuvo puntaje 5, la configuración Mixta tangente puntaje 4 y la configuración Triangular Traslapada Total puntaje 3.
Respecto de la evaluación geométrica, se puede concluir lo siguiente:
•
El porcentaje de área intacta entre elipsoides en la configuración Triangular Tangente es de 9.3%, en la configuración Mixta Tangente de 13.8% y en la configuración Triangular Traslapada Total de 0%. Considerando la teoría de Laubscher, los elipsoides interactúan con separaciones entre sus centros hasta 1.5 veces su diámetro, por lo que cualquiera de estas configuraciones seria factible de aplicar.
120
•
El ángulo entre ejes de corridas de elipsoides debe ser 60º, esto por razones operacionales, ya que los equipos LHD para ingresar a la galería zanja deben contar con curvas suaves, para lograr una buena maniobrabilidad y un fácil desplazamiento.
• La configuración Triangular Tangente, tiene una densidad de área de 346.4 m 2, la Triangular 2
2
Traslapada Total un área de 259.8 m y la Mixta Tangente un área de 373.2 m . Las mallas vigentes en la mina El Teniente, por ejemplo en los sectores Ten-4 Sur CD, Ten Sub-6 Area Invariante, Ten-4 2
Regimiento y Esmeralda, utilizan una malla de 15 x 17.32 m con una densidad de área de 259.8 m . Las mallas más grandes utilizadas hasta ahora en la mina El Teniente, están en los sectores Ten-4 2
Sur D-Fw (15 x 20 m) y sector Esmeralda (15 x 19.63 m), con áreas de 300 y 294.45 m . En el futuro 2
sector Diablo Regimiento, se utilizará una malla de 17 x 20 m con un área de 340 m . De esta forma, al comparar las configuraciones evaluadas anteriormente con las mallas reales, la configuración Triangular Tangente y la Mixta Tangente presentan las mayores densidades de área, muy superiores a las utilizadas actualmente en la mina El Teniente.
•
La configuración Cuadrangular en todas sus variantes fue la peor evaluada, por ello se recomienda no considerar esta configuración para el diseño de las Mallas de Extracción.
• Se recomienda considerar las configuraciones Triangular Tangente, Triangular Traslapada Total y Mixta Tangente, para el diseño de las Mallas de Extracción.
•
No obstante, en la siguiente etapa se analizarán las Mallas de Extracción Cuadrada, Tipo Teniente y Tipo Henderson, desde un punto de vista cualitativo operacional, destacando las ventajas y desventajas de cada una de ellas, para establecer finalmente el tipo de malla que se utilizará en el diseño de las Mallas de Extracción para el método Panel Caving.
121
8.-
DISEÑO DE LA MALLA DE EXTRACCION Y OPERATIVIZACION
8.1.-
DISEÑO MALLA DE EXTRACCION
Una vez determinada la distribución geométrica de los elipsoides de extracción, el paso siguiente es determinar el diseño de la Malla de Extracción asociado a cada una de las distribuciones de elipsoides. Los centros de los elipsoides de extracción coinciden teóricamente con los centros de los puntos de extracción en las mallas de extracción. En el capitulo 7 de este estudio, se realizo una evaluación geométrica a siete configuraciones de elipsoides, donde las configuraciones Triangular Tangente, Triangular Traslapada Total y Mixta Tangente obtuvieron el más alto rating, información que se tendrá en cuenta para seleccionar el tipo de malla de extracción. No obstante, se considera importante realizar un análisis a las tres configuraciones básicas de elipsoides: la Configuración Cuadrangular, la Configuración Triangular y la Configuración Mixta, pero ahora desde un punto de vista práctico operacional, donde cada configuración de elipsoides tiene asociado un tipo particular de Malla de Extracción. Para determinar el diseño más adecuado para la Malla de Extracción, se utilizará el siguiente procedimiento:
•
Definición de algunos conceptos relacionados al Módulo de Extracción del método Panel Caving.
•
Analizar las distintas Mallas de Extracción que existen, indicando su relación con las configuraciones de elipsoides, destacando sus características, ventajas y desventajas.
•
Realizar un estudio comparativo de los tipos de Mallas de Extracción que se podrían aplicar en el método Panel Caving, específicamente en roca primaria.
122
8.1.1.- DEFINICION DE CONCEPTOS (33) (12)
La Malla de Extracción vista en planta esta definida por las Calles de Producción, las Galerías Zanjas y el ángulo calle/zanja. Para una mejor comprensión de las Mallas de Extracción se definirán algunos conceptos básicos acerca del Nivel de Producción, donde la malla de extracción se encuentra inserta (ver figuras 8.1 y 8.2). El Nivel de Producción esta constituido por las siguientes labores: •
Calles de Producción: Consisten en una serie de galerías paralelas y separadas una distancia
predefinida, estas constituyen labores de tráfico por donde circulan los LHD, equipos que tienen la misión de transportar el mineral proveniente del hundimiento hasta los Puntos de Vaciado. •
Galerías Zanjas: Son galerías cortas que se intersectan con las calles de producción, generalmente
en un ángulo de 60º (Malla Tipo Teniente), este ángulo permite al LHD poder entrar con facilidad y rapidez al punto de extracción, sin la necesidad de realizar maniobras adicionales. •
Bateas: Labor semejante a una tolva, cuya función es recepcionar el mineral quebrado proveniente
del Nivel de Hundimiento, cada batea posee dos puntos de extracción ubicados uno en cada extremo de ella, pero comunicados a galerías zanjas en calles contiguas.
•
Punto de Extracción: En estos puntos es donde se puede ver el mineral proveniente del hundimiento, donde los equipos LHD realizan la operación de carguio de mineral.
•
Puntos de Vaciado: Esta labor consiste en un desquinche de un área anexa a la calle de
producción, la cual consta de un pique de sección transversal circular ubicado en el piso, donde el LHD descarga el mineral. •
Piques de Traspaso: Estas labores son la continuación de los puntos de vaciado, son labores
verticales y/o inclinadas de sección transversal circular, que forman parte del sistema de traspaso principal del mineral. En algunos sectores productivos, el mineral pasa a un subnivel de picado, donde el mineral es clasificado por medio de parrillas, las colpas de mayor tamaño que quedan retenidas en la parrilla, son reducidas por medio de martillos picadores. Sin embargo, los nuevos sectores Diablo Regimiento y Pipa Norte, no utilizarán piques de traspaso en el Nivel de Producción, ya que utilizarán Tolvas Receptoras y Salas de Chancado en el perímetro exterior de los sectores productivos.
123
Como se analizó anteriormente, en una Malla de Extracción, el radio de influencia de los elipsoides de extracción define la distancia entre las calles de producción y la distancia entre galerías zanjas. El que las mallas sean más espaciadas una de otras, dependerá de que tanto los elipsoides se traslapen.
Figura Nº 8.1 – Planta Malla de Extracción - Detalle Labores (Malla Teniente)
Figura Nº 8.2 – Modulo de Extracción del Método de Explotación Panel Caving (con subnivel de picado)
124
La figura 8.2 corresponde a una vista isométrica del Método Panel Caving Convencional, donde se ven claramente los tres niveles principales; Nivel de Hundimiento (UCL; Under Cut Level), Nivel de Producción y el Nivel de Transporte. También se puede apreciar un Subnivel de Picado (caso particular), otro subnivel que no aparece en la figura, es el Subnivel de Ventilación. También, se puede observar que las Calles de Producción tienen la misma orientación que las Galerías de Hundimiento, esta es una condición de diseño del método Panel Caving variante Hundimiento Convencional, en el Hundimiento Previo o Hundimiento Avanzado esto no es necesario. Dentro de los niveles que forman el módulo de extracción del método Panel Caving, el Nivel de Producción es el más importante, ya que en él se encuentra inserta la Malla de Extracción, que es la base de este estudio.
8.1.2.- TIPOS DE MALLAS DE EXTRACCION
Las labores que definen la Malla de Extracción en el método Panel Caving son las siguientes: ♦
Calles de Producción.
♦
Galerías Zanjas.
La forma en como estas labores se disponen espacialmente, da srcen a los distintos tipos de mallas que existen, por lo tanto este punto se enfocará al estudio de estas dos labores. Cada configuración de elipsoides da srcen a un tipo diferente de Malla de Extracción, mediante el trazado de las Calles de Producción y de las Zanjas. Se conocen tres tipos de Mallas de Extracción según (4) (11), las cuales son: (1)
Malla Cuadrada: Esta malla utiliza como base teórica de diseño una Configuración Cuadrangular
de elipsoides de extracción, es utilizada en el método Block Caving (roca secundaria), no se conocen experiencias practicas de esta malla en el método Panel Caving con traspaso vía LHD. (2)
Malla Tipo Teniente: Esta malla utiliza como base teórica de diseño una Configuración
Triangular de elipsoides de extracción, y es utilizada en el método Panel Caving. Esta malla a dado muy buenos resultados operacionales, de ahí que su aplicación se extendiera a casi todos los sectores en la mina El Teniente (ver anexo D). (3)
Malla Tipo Henderson: También es llamada Espina de Pescado, esta malla utiliza como base teórica de diseño una Configuración Mixta de elipsoides de extracción, también es utilizada en el
método Panel Caving. Es una alternativa a la malla Tipo Teniente, existen algunos casos de aplicación de esta malla en la mina El Teniente (ver anexo D).
125
A continuación se analizarán individualmente cada una de estas mallas, señalando su base teórica de diseño, distribución geometría de calles de producción y de galerías zanjas, características particulares, ventajas y desventajas.
8.1.2.1.-
MALLA CUADRADA
Esta malla está basada en cuadrados y/o rectángulos, su diseño radica en disponer los elipsoides de extracción en una Configuración Cuadrangular de elipsoides de extracción, tal como se analizó en el capitulo 7. Dada la forma en que estos elipsoides se disponen, el ángulo que se forma entre sus ejes es de 90º, ya sea que los elipsoides estén separados, tangentes, o traslapados. En la figura 8.3, se observa una configuración cuadrangular, donde los elipsoides se disponen en forma tangente.
Figura Nº 8.3 – Esquema de la Configuración Cuadrangular
Donde: R:
Radio del Elipsoide de Extracción.
S:
Distancia entre centros de elipsoides de una corrida.
B:
Distancia entre corridas de elipsoides.
En base a la configuración cuadrangular de elipsoides, se puede desarrollar teóricamente una Malla de Extracción para ser aplicada en el método Panel Caving, figura 8.4. La forma como se realiza dicho trazado es la siguiente: •
El eje de los centros de corridas horizontales de elipsoides será el eje de las galerías zanjas.
•
El eje de las calles de producción, pasará entre el contacto de corridas verticales de elipsoides cada
•
Trazar los contornos de las calles de producción y de las galerías zanjas, según el ancho proyectado
dos corridas, de manera que el ángulo calle/zanja formado sea de 90°. (a).
126
Figura Nº 8.4 – Construcción de la Malla Cuadrada
Donde: R:
Radio del Elipsoide de Extracción.
DC⊥C:
Distancia entre Calles de Pr oducción.
DZ//C:
Distancia entre Galerías Zanjas.
a:
Ancho de Calles de Producción y de Galerías Zanjas.
Ventajas de la Malla Cuadrada: •
En el caso de ser aplicada en el método Panel Caving, esta malla presenta una geometría simple, ya que sólo contempla dos direcciones de galerías, (calles de producción y galerías zanjas).
•
Es apropiada para ser aplicada en el método Block Caving, correspondiente a sectores con mena
•
En el caso del método Block Caving, como mecanismo de extracción de mineral, se pueden utilizar
secundaria, de fragmentación fina. sistemas manuales (Buitras) o semimecanizados (Scraper), en donde la malla cuadrada a dado buenos resultados operacionales. Desventajas de la Malla Cuadrada: •
En caso del método Panel Caving, si se quisiera implementar un sistema mecanizado de extracción utilizando LHD, estos equipos tendrían serias dificultades para ingresar a las galerías zanjas, ya que el radio de giro y largo del equipo LHD no es compatible con un ángulo calle/zanja de 90º,
•
ocasionando una baja productividad expresada en (Ton/hora). El uso de esta malla es limitado, sólo existe experiencia practica de aplicación en el método Block Caving, no existen aplicaciones de esta malla en el método Panel Caving, los únicos antecedentes son estudios de Ingeniería Conceptual (Proyecto Diablo Regimiento, Marzo 2000).
127
8.1.2.2.-
M ALLA TIPO TENIENTE
Este diseño de malla tiene su srcen en la mina El Teniente de Codelco Chile. La razón para implementar este tipo de malla, se debió al agotamiento de las reservas de mineral secundario, el resto de las reservas explotables se encuentra en roca primaria. Esta roca presenta una fragmentación más gruesa, por ejemplo; el rango de tamaño esperado de las colpas en el sector Esmeralda para un 20% de extracción inicial, varía entre 0.5 a 3.9 m. Para dar solución a este problema, se comenzó a mecanizar el proceso de extracción, mediante la incorporación de equipos LHD. Su aplicación se inicia en el año 1982 con la puesta en operación del sector Ten-4 Sur, esto sin duda fue el mayor quiebre tecnológico experimentado en la mina en los últimos años. El diseño de esta malla está basado en una Configuración Triangular de elipsoides de extracción, en el capitulo 7 se estudió esta configuración. También, los elipsoides se pueden disponer: separados, tangentes o traslapados. Cuando se realizó la evaluación de las diferentes alternativas de configuración de elipsoides, la Configuración Triangular Tangente resultó ser la más favorable, figura 8.5.
Figura Nº 8.5 – Configuración Triangular base de la Malla Tipo Teniente
Donde: R:
Radio del Elipsoide de Extracción.
S:
Distancia entre centros de los elipsoides.
B:
Distancia entre corridas oblicuas de elipsoides.
En la figura anterior, la siguiente corrida de elipsoides se desplaza una distancia equivalente a un radio (R) respecto de la corrida anterior, esto hace que los ejes que pasan por los centros de los elipsoides de corridas adyacentes, queden inclinados en un ángulo de 60º.
128
Utilizando como base de diseño la figura 8.5, los pasos para trazar la malla Tipo Teniente son los siguientes: •
Los ejes de las Calles de Producción se trazan entre dos corridas horizontales de elipsoides, el
•
Los ejes de las Galerías Zanjas se trazan a través del centro de los elipsoides, en la dirección de una
siguiente eje se traza paralelo al primero cada dos corridas de elipsoides (figura 8.6). corrida oblicua de elipsoides, estos coinciden con los ejes oblicuos de los elipsoides de extracción. •
Trazar las líneas de contorno de las Calles de Producción, en función del ancho proyectado (a).
•
Trazar las líneas de contorno de las Zanjas, en función del ancho proyectado (a).
Figura Nº 8.6 – Construcción de la Malla Tipo Teniente
Donde: R:
Radio del Elipsoide de Extracción.
DC⊥C:
Distancia entre Calles de Producción, medida perpendicularmente entre calles.
DZ//C:
Distancia entre Zanjas, medida paralelamente entre calles.
DZ⊥Z:
Distancia entre Zanjas, medida perpendicularmente entre Zanjas.
a:
Ancho de las Calles de Producción y de las Galerías Zanjas. No obstante las secciones de las galerías zanjas pueden ser diferentes a las secciones de las calles de producción.
129
Características de la Malla Tipo Teniente, según (34): •
El ángulo que se forma entre las calles de producción y las galerías zanjas es de 60º.
•
Las zanjas se disponen una frente a otra, en sentido opuesto, alineadas según una misma dirección,
•
La distancia entre calles de producción y la distancia entre galerías zanjas es función del radio del
cada una de ellas se comunica con un punto de extracción en la batea. elipsoide (R). •
La máxima distancia entre calles de producción actualmente en la mina El Teniente es de 30 m. Sin embargo, la tendencia en los últimos años, es a aumentar las distancias entre calles de producción,
•
por ejemplo en el sector Diablo Regimiento, se proyecta una distancia de 34 m. Actualmente en la mina El Teniente se están usando mallas de 15 x 17.32 m y 15 x 20 m, no
•
La sección de las calles de producción y de las galerías zanjas, son función de las dimensiones de
obstante, en el sector Diablo Regimiento se utilizará una malla de 17 x 20 m. los equipos que circularán por ellas, y de las distancias normadas entre los equipos y las cajas/techo de las galerías. Ventajas de la Malla Tipo Teniente: •
Esta malla posee una geometría simple, ya que sólo contempla dos direcciones de galerías, lo que
•
En esta Malla se utiliza de manera eficiente el espacio disponible, es decir se aprovecha parte de la
facilita la construcción de los desarrollos (construcción de calles de producción y de galerías zanjas). galería zanja del frente, de manera que durante la operación de carguio, el LHD enfrenta el talud de mineral en forma recta (si lo hace "quebrado" sufre mayores daños en su sistema mecánico). •
El costo de desarrollo es menor que otros diseños de malla (Malla Tipo Henderson).
Desventajas de la Malla Tipo Teniente: •
El equipo LHD debe operar según el rumbo la galería zanja, la visera de la batea debe ser perpendicular a dicho rumbo, para permitir que el LHD opere simétricamente en el punto de extracción, de otro modo quedaría un lado del balde más adentro que el otro.
•
Hay que establecer que esta disposición posee el inconveniente de aumentar el ciclo de carguio del LHD, afectando en forma directa la productividad de la extracción, ya que este debe hacer maniobras adicionales para poder cambiarse de posición cuando opera en zanjas de distinto lado de la calle de producción (Debe invertir su sentido, es decir, si el balde va en un sentido deberá ir en el puesto).
130
En la figura 8.7 se aprecia al LHD ingresando a la galería zanja.
CENTRO PUNTO EXTRACCION
Figura Nº 8.7 - LHD ingresando a la Zanja en la Malla Tipo Teniente
8.1.2.3.-
M ALLA TIPO HENDERSON
Este tipo de malla tiene su srcen en la mina “Henderson Mine”, Estado de Colorado, USA. Más tarde, luego de la estandarización de este tipo de malla, su aplicación se extendió a otras minas a nivel mundial. La Configuración Mixta de elipsoides de extracción (figura 8.8), es la base de diseño de la “Malla Henderson”. Para simplificar el estudio, se utilizará un modelo general, donde los elipsoides se disponen tangente unos a otros.
Figura N° 8.8 – Configuración Mixta de Elipsoides de Extracción
131
Donde: R:
Radio del Elipsoide de Extracción.
S:
Distancia entre centros de elipsoides de una corrida vertical.
B:
Distancia horizontal entre centros de elipsoides de una corrida horizontal.
B′:
Distancia horizontal entre centros de elipsoides de una corrida oblicua.
Utilizando como base la figura anterior, se darán a conocer los pasos para dibujar la malla Tipo Henderson (ver figura 8.9): •
Los ejes de las calles de producción se trazan entre dos corridas verticales de elipsoides, el siguiente eje se traza paralelo al primero cada dos corridas verticales de elipsoides, esta separación corresponde a la distancia entre calles de producción (DC⊥C). •
Los ejes de las zanjas se trazan a través de los centros de los elipsoides de una misma fila, para seguir oblicuamente hasta hacer contacto con el eje de las calles de producción, el siguiente eje se traza cada una corrida horizontal de elipsoides, esta separación corresponde a la distancia entre zanjas (DZ//C).
•
Trazar las líneas de contorno de las calles de producción, en función del ancho proyectado (a).
•
Trazar las líneas de contorno de las zanjas, en función del ancho proyectado (a).
Figura N° 8.9 – Construcción de la Malla Henderson a partir d e una Configuración Mixta
Donde: R: DC⊥C:
Radio del Elipsoide de Extracción. Distancia entre Calles de Pr oducción.
DZ//C:
Distancia entre Zanjas.
a:
Ancho de las Galerías.
132
Características de la Malla Tipo Henderson, según (34): •
En esta malla se podría utilizar sin problemas un sistema de traspaso vía equipo LHD eléctrico, dado
•
A diferencia de la malla Tipo Teniente, las galerías zanjas se disponen a lo largo de las calles de
que los accesos a las galerías zanjas tienen el mismo sentido. producción en dos direcciones, en una disposición de “Espina de Pescado”. •
En el caso de la figura 8.9, el ángulo calle/zanja es de 60º. No obstante, dependiendo del diseño que se adopte existen otros ángulos (La malla del sector Ten-4 Regimiento tiene un ángulo calle/zanja de 50º).
Ventajas de la Malla Tipo Henderson: •
La operación de carguío se hace en una sola dirección, evitando que el LHD cambie de sentido para
•
Asumiendo el uso de equipo LHD eléctrico, los cables de alimentación están extendidos en una línea
•
La corriente de aire que circula a través de las calles de producción, ventila sin mayores perdidas
cargar mineral en la zanja del frente, como se hace en la malla Tipo Teniente, ver figura 8.10. recta, lo que implica menores daños a los cables. toda la sección de tránsito del LHD, por lo tanto las necesidades de ventilación son menores, pudiendo regularse fácilmente.
CENTRO PUNTO DE EXTRACCIÓN
Figura N° 8.10 - Maniobra de Extracción LHD en la Malla Henderson
133
Desventajas Malla Tipo Henderson: •
Si los desarrollos no quedan bien construidos, existe una alta probabilidad de generar problemas de
•
El desarrollo de este tipo de malla es complejo, ya que su geometría presenta cuatro direcciones de
estabilidad en los pilares de sustentación. galerías, ocasionando un aumento del costo unitario de área a desarrollar, expresado en (US$/m2). •
Este diseño presenta singularidades geométricas, debido a que quedan puntas de diamante entre las
•
El espacio para la operación de carguío es menor que en la malla Tipo Teniente, dado que en la
zanjas, lo que genera problemas de estabilidad y dificultades para fortificar esas zonas.
malla Tipo Henderson las galerías zanjas no están enfrentadas, de manera que el equipo LHD no puede introducir la parte trasera en la zanja del frente, como lo hace en la malla Tipo Teniente. Un caso especial representa la figura 8.11, donde se aprecia una variante de la malla Tipo Henderson, la forma de trazarla es idéntica a la malla anterior, solo que la dirección de un par de galerías zanjas cambian de orientación (cambia de +60º a –60º), esto cada dos corridas de elipsoides, de esta forma quedan enfrentadas las galerías zanjas unas con otras. La operación del LHD se vería afectada, ya que tendría que cambiar de sentido para cargar en la galería zanja del frente, con el beneficio de que durante la operación de carguío el LHD puede ingresar la "cola" en la zanja del frente.
Figura N° 8.11 – Construcción de la Malla Henderson a partir de una Configuración Mixta
Donde: R:
Radio del Elipsoide de Extracción.
DC⊥C: DZ//C:
Distancia entre Calles de Pr oducción. Distancia entre Zanjas.
a:
Ancho de las Galerías.
134
8.1.3.- SELECCION DEL TIPO DE MALLA DE EXTRACCION
La selección de la Malla de Extracción, se realizará en base a los requerimientos necesarios para implementar el método de explotación Panel Caving, específicamente en roca primaria. Para ello se evaluarán los tipos de mallas de extracción analizadas anteriormente. No existen experiencias de aplicación de la malla cuadrada en Panel Caving, los únicos antecedentes que se conocen, son estudios de Ingeniería Conceptual. Mientras que en el método Block Caving, esta malla a sido la base de diseño de este método. La evaluación que se realizará demostrará que esta malla no es factible de ser aplicada al método Panel Caving. En cambio, las mallas Tipo Teniente y Tipo Henderson han sido ampliamente utilizadas en minas que se explotan por el método Panel Caving, con uso de LHD. La evaluación que se realizará, nos ayudará a determinar el diseño más adecuado, aquel que sea compatible con los requerimientos que exige el método Panel Caving. Para llevar a cabo la evaluación de las Mallas de Extracción, se tienen que considerar algunos aspectos o factores que son muy incidentes en las mallas de extracción, los cuales son: •
Aspectos Operacionales.
•
Aspectos Geométricos.
•
Aspectos Geomecánicos.
•
Otros Aspectos.
(1) Aspectos Operacionales: Los aspectos operaciones son muy importantes, ya que en la mayoría de
las veces, la selección de uno u otro tipo de malla depende de ellos. Los aspectos operacionales que se evaluarán son los siguientes: -
Experiencia práctica de aplicación en Panel Caving : La experiencia obtenida en la aplicación de la
malla Tipo Teniente es grande, ya que en la mayoría de los sectores productivos de la mina El Teniente se utiliza este tipo de malla. Incluso, en los nuevos proyectos Pipa Norte (PN) y Diablo Regimiento (DR), se utilizará este tipo de malla. -
Grado de mecanización del proceso de extracción de mineral : Es la capacidad de la malla para
compatibilizar con un sistema de extracción basado en equipos LHD. -
Direcciones de operación del equipo LHD : En algunos diseños de mallas los equipos LHD deben
invertir su sentido para poder cargar en la galería zanja opuesta. -
Posibilidad de usar parte de la galería zanja opuesta : En algunos diseños el LHD tiene la posibilidad
de utilizar parte de la zanja opuesta para maniobrar. -
Productividad de los equipos LHD: Se logran mayores productividades con diseños que permitan un
adecuado desplazamiento de los equipos, donde se minimiza el tiempo en maniobras adicionales.
135
-
Posibilidad de aplicar LHD eléctrico: Donde el objetivo es buscar energías más limpias, evitando la
contaminación del aire al interior mina. (2) Aspectos Geométricos:
-
Angulo calle/zanja.
-
Número de direcciones de galerías.
-
Geometrías de los pilares de sustentación.
-
Generación de Puntas de diamantes (ángulos agudos).
(3) Aspectos Geomecánicos:
-
Factor de Seguridad (FS): Es un criterio de aceptabilidad, correspondiente al cuociente entre la
resistencia promedio y la solicitación promedio a la que esta sometida una labor, producto de la ejecución de los desarrollos mineros, donde se produce una redistribución en los campos de esfuerzos. -
Probabilidad de Falla (PF): Por medio de curvas de distribución de probabilidad se puede representar
el factor de seguridad asociado a una cierta probabilidad de ocurrencia. La probabilidad de falla y el factor de seguridad fueron analizados por la División El Teniente en su informe (PL-459/2000, Evaluación Geomecánica de Pilares Calle–Zanja, Proyectos Pipa Norte y Diablo Regimiento). De acuerdo a la experiencia adquirida, la aplicación de método Hundimiento Avanzado, permite mejorar la estabilidad del macizo rocoso en el entorno de la batea, respecto del daño que sufriría con el Hundimiento Convencional. En la figura 8.12 y tabla 8.1 como antecedente de comparación, se aprecian el factor de seguridad y la probabilidad de falla asociadas a las mallas Tipo Henderson y Tipo Teniente. Factor de Seguridad Pila res Mallas de Extracción
2,6 2,4 d a d i r u g e S e d r o t c a F
2,2 2 1,8 1,6
M Teniente 15x20
1,4
M Henderson 15x20 M Teniente 17x20
1,2
M Henderson 17x20
1 Hundimiento Convencional
Hundimiento Avanzado AF
Hundimiento Previo
Variantes de Panel Caving
Figura Nº 8.12 - Factores de seguridad de pilares para cada variante de Panel Caving
136
Tabla Nº 8.1 – Estudio de Probabilidad de Falla y Factor de Seguridad (34) Sector
Malla Dc⊥c/2 x Dz//c [m]
Variante
15 x 20
Hundimiento Convencional
Pipa Norte
15 x 15 15 x 20
Hundimiento Avanzado (Atrás del Frente)
15 x 15 15 x 20
Hundimiento Previo
15 x 15 15 x 20
Hundimiento Convencional Diablo Regimiento
17 x 20 15 x 20
Hundimiento Avanzado (Atrás del Frente)
17 x 20 15 x 20
Hundimiento Previo
17 x 20
Tipo Malla
Teniente Henderson Teniente Henderson Teniente Henderson Teniente Henderson Teniente Henderson Teniente Henderson Teniente Henderson Teniente Henderson Teniente Henderson Teniente Henderson Teniente Henderson Teniente Henderson
Factor de Seguridad FS 1.61 1.54 1.18 1.09 2.92 2.82 2.21 2.07 3.68 3.56 2.83 2.67 1.32 1.26 1.33 1.28 1.99 1.92 2.01 1.94 2.46 2.37 2.49 2.41
Probabilidad de Falla [%]
¿Cumple criterio de aceptabilidad?
1 1 15 25 0 0 0 0 0 0 0 0 8 10 12 13 0 0 0 0 0 0 0 0
SI SI NO NO SI SI SI SI SI SI SI SI NO NO NO NO SI SI SI SI SI SI SI SI
(4) Otros Aspectos:
-
La Interacción del Mineral: Para los distintos tipos de mallas, al observar la geometría con los elipsoides superpuestos, se identifican zonas donde no hay interacción de mineral.
-
Ventilación de Galerías: Algunos tipos de Mallas presentan ventajas para la ventilación.
Los aspectos anteriores se han seleccionado sobre la base de los requerimientos básicos con los que debe contar una Malla de Extracción. Cada tipo de malla presenta características geométricas distintas, lo que hace que estas presenten ventajas y desventajas frente a los aspectos que se desean medir. Frente a cada tipo de malla para evaluar cada uno de los aspectos, se utilizará una escala de medición, donde se asigna un puntaje de acuerdo a la calidad de la evaluación, en un rango que va desde Excelente a Malo, las categorías de las evaluaciones con sus puntajes aparecen en la tabla 8.2. Tabla Nª8.2 – Calificación de los distintos aspectos CalidaddelaEvaluación
Puntaje
Excelente
5
Bueno
4
Medio Regular
3 2
Malo
1
137
En la tabla 8.3, se realiza la evaluación de los distintos aspectos considerados anteriormente, con el objetivo de comparar cuantitativamente los tres tipos de mayas, asociándoles un puntaje a cada uno de los aspectos de acuerdo a la calidad de la evaluación que les corresponda. Tabla N° 8.3 – Evaluación de los Tipos de Mallas de Extracción M al l aC u ad r ad a A sp ect oaE v al u ar
M al l aT e n i e n te
C a r ac t e r í s t i c a s
Operacionales Experiencias de aplicación en Panel Caving (en Noexisteinformación mina El Teniente). GradodeMecanizacióndelProcesodeExtracción. SóloScrapers
DireccionesdeTrabajodelequipoLHD.
M al l aH e n d er so n
P u n t aj e C a r ac t e r í s t i c a s
1
Siexisten
2
2direcciones
LHD,Martillos
4
UsodepartedelazanjadelfrenteporelLHD. Conmaniobras 3 Productividad del LHD (Base de cálculo 8 puntos Noexisteinformación de extracción en Ten-4 Regimiento). PosibilidaddeIncorporarLHDeléctricos. Noexisteinformación
P u n t a j e C ar ac t e r í s t i c as
2direcciones 5
3 5
1dirección
5
No
1
90[Ton/Día]
2
T o ta l
Algunas LHD,camiones
3
Si 2
5 5
P u n t aj e
Dificultades
4
100[Ton/Día]
5
3
Granfacilidad
5
14
25
24
Geométricos
Angulos calle/zanja.
90º
Numerodedireccionesdegalerías.
1
2direcciones
GeometríasdePilares.
5
Rectangular
Generación de puntas de diamante.
60º
5
No
5
5
2direcciones
5
Romboidal
4
SI
T o ta l
60º, 50º
4
5
4direcciones
3
Irregular
2
SI
16
3 18
13
Geomecánicos
Estabilidaddelospilaresdesustentación.
EstabilidadAceptable
Probabilidaddefalla.
EstabilidadAceptable
3
FS[2.21- 2.92]
3
T o ta l
5
Muybaja
5
FS[2.07- 2.82] Muybaja
6
4 5
10
9
Otros
Interaccióndelmineralencallesygaleríaszanjas. Ventilacióndegalerías.
Muybajaencalles Perdidasmenores
2 3
T o ta l
Bajaencalles Perdidasmayores
4 3
5
PuTnottaajle
Todas SinPerdidas
5 5
7
41
10
60
56
La tabla 8.4, corresponde a los resultados de la evaluación de las Mallas de Extracción, donde se muestra un resumen con los puntajes, asociados a los diferentes aspectos. Operacionalmente, geométricamente y geomecánicamente la malla Tipo Teniente es la más adecuada. Considerando el aspecto geométrico la malla Cuadrada también obtuvo buen puntaje, no obstante, ella no es compatible con el uso de equipo LHD. Tabla Nº 8.4 – Resumen Evaluación Tipos de Mallas de Extracción Aspectoa Evaluar Operacionales
Geométricos Geomecánicos Otros Aspectos Total Puntaje
MallaCuadrada 14
MallaTeniente 25
16 6 5
18 10 7
41
MallaHenderson 24
13 9 10
60
56
138
8.1.4.- ANALISIS DE RESULTADOS •
Operacionalmente la malla Tipo Teniente fue la mejor evaluada, esto se debe a las grandes ventajas que ella ofrece, los aspectos más relevantes en que esta malla destaca, es la experiencia de aplicación lograda a través de los años, el grado de mecanización con usos del LHD y la posibilidad de usar la zanja del frente por parte del LHD.
•
Geométricamente, también la malla Tipo Teniente es la mejor evaluada, donde el ángulo calle/zanja de esta es adecuado para la operación del LHD, además dada la geometría de esta malla, sólo se tienen dos direcciones de galerías. Mientras menos direcciones de galerías se tengan, es menos probable encontrarse con estructuras geológicas subparalelas.
•
El Factor de Seguridad y Probabilidad de falla de la malla Tipo Teniente es ligeramente superior a los de la malla Tipo Henderson. Dada la geometría de la malla cuadrada donde el pilar central tiene una sección rectangular, se esperaría un factor de seguridad mayor que en las mallas Tipo Teniente y Henderson.
•
Otros aspectos analizados, como la ventilación de galerías, la malla Tipo Henderson dada su geometría tiene menores pérdidas de caudal que la malla Tipo Teniente. El efecto de la interacción del mineral está muy ligado a la geometría de la malla de extracción, en la malla Cuadrada la interacción sobre las calles es muy baja, en la malla Tipo Teniente la interacción sobre las calles es un tanto mejor que en el diseño anterior, igual caso que la malla Tipo Henderson.
Producto de la evaluación anterior, la malla Tipo Teniente presenta un puntaje de 60 puntos, la malla Henderson 56 puntos y la malla cuadrada 41 puntos. Por lo tanto, las mallas Cuadrada y Tipo Henderson son menos convenientes para el diseño de las nuevas Mallas de Extracción que la malla Tipo Teniente. El diseño de la malla Tipo Teniente, indica de manera general las disposiciones de las calles de producción y de las galerías zanjas en la malla de extracción, como modelo básico se consideró una malla basada en una configuración triangular tangente. En el capitulo 7 se evaluaron geométricamente tres variantes de la configuración triangular de elipsoides, donde la Triangular Tangente y la Triangular Traslapada Total son las que obtuvieron el más alto puntaje. De esta forma se recomienda analizar las mallas Tipo Teniente, para el caso donde los elipsoides se disponen tangentes y para el caso donde los elipsoides están totalmente traslapados, figuras 8.13 y 8.14.
139
Figura Nº 8.13 – Malla tipo Teniente con elipsoides tangentes
Figura Nº 8.14 – Malla tipo Teniente con elipsoides totalmente traslapados
En la tabla 8.5 referencias (8) (35) (36), se presenta un resumen de los sectores productivos en la mina donde se utiliza la malla Tipo Teniente, destacando la variante del método de explotación, dimensión de la malla, área de influencia y ángulo calle/zanja.
140
Tabla N° 8.5 – Sectores en la mina que utilizan la malla Tipo Teniente Sector
Ten-3 Isla Martillos Ten-4SurSectorCD Ten-4SurSectorDFw Ten-4Regimiento Ten Sub-6 Invariante Esmeralda
MétodoVariante
Panel Caving Convencional Martillos Picadores PanelCavingConvencional PanelCavingConvencional PanelCavingConvencional P.C Convencional y Hundimiento Avanzado P.CHundimientoPrevio
Malla de Extracción DC⊥C/2 x DZ//C [m] 16 10 x
15 17.32 x 15x17.32 15x20 15x17.32
Area de Influencia [m2]
160.0
Angulo calle/zanja
50º
259.8 259.8 300.0 259.8
60º 60º 60º 60º
15 17.32 x
259.8
60º
15 17.32 x 20 15 x
259.8 300.0
60º 60º
DiabloRegimiento(Proyecto)
PanelCavingConvencional
PipaNorte(Proyecto)
P.C ConvencionalyAvanzado
15x20
17x20
300.0
340.0
60º
60º
IslaLHD(Proyecto)
P.C ConvencionalyAvanzado
13x13
169.0
60º
No es objetivo de este trabajo, determinar la orientación de la Malla de Extracción respecto del sector mineralizado donde se emplazará esta. No obstante, es importante conocer los criterios para determinar dicha orientación. En la mina El Teniente se emplean principalmente dos criterios, los cuales son: (a) Minimizar el daño en las labores, producto de los esfuerzos en función del rumbo de las labores (calles de producción y galerías zanjas). (b) Evitar orientar las labores en forma paralela al rumbo de los sistemas estructurales presentes. La disposición de estructuras geológicas principales o mayores, tiene relevancia en la condición de estabilidad de una excavación subterránea. El rumbo del eje longitudinal de una excavación debe evitar quedar subparalelo a las estructuras geológicas (para Hundimiento Convencional es más relevante la anisotropía de esfuerzos, mientras que para Hundimiento Previo y Hundimiento Avanzado lo es la presencia de estructuras geológicas relevantes).
141
8.1.5.- CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES DISEÑO MALLA DE EXTRACCION
Mediante un completo análisis y evaluación de los diferentes tipos de Mallas de Extracción que existen, se ha determinado que el mejor diseño de malla es el Tipo Teniente, dado que en la evaluación realizada anteriormente esta malla obtuvo el más alto puntaje. Por lo anterior, se recomienda utilizar este tipo de malla en los nuevos sectores productivos de la mina El Teniente. Revisando las Mallas de Extracción que se han aplicado en los distintos sectores de la mina El Teniente, se observa que en la mayoría de los casos se ha utilizado la malla Tipo Teniente. Es así como en los nuevos sectores tales como: Diablo Regimiento, Pipa Norte e Isla LHD se utilizará este tipo de malla. De manera que la malla Tipo Teniente ha sido y seguirá estando vigente por muchos años más, al menos acá en las minas subterráneas de Codelco. La malla Tipo Henderson obtuvo una evaluación ligeramente menor que la Tipo Teniente, de esta forma, esta malla sería una alternativa al diseño Tipo Teniente, la que podría ser aplicada en el futuro. No obstante, se recomienda realizar un estudio más a fondo de esta malla. Por ultimo, la malla Cuadrada resulto ser la peor evaluada, descartándose totalmente su uso en el método Panel Caving vía LHD, al menos por ahora. La geometría de la malla de Tipo Teniente queda definida por los siguientes parámetros: • •
Distancia entre calles perpendicular a las calles (Dc⊥c). Distancia entre zanjas paralela a las calles (Dz//c).
•
Angulo calle/zanja.
•
Sección de galerías.
Con respecto a las Mallas de Extracción que se recomiendan estudiar en la siguiente etapa (Operativización de la Malla de Extracción), existen dos posibilidades de mallas: la primera donde los elipsoides se disponen completamente tangentes y otra donde los elipsoides se disponen completamente traslapados. No obstante, es factible el análisis de algunas mallas vigentes en la mina El Teniente.
142
8.2.-
OPERATIVIZACION DE LA MALLA DE EXTRACCION
8.2.1.- INTRODUCCION
Una vez definido el diseño minero de la Malla de Extracción, la etapa siguiente es la operativización de la malla. La operativización consiste en el dimensionamiento de la malla preestablecida considerando las dimensiones de los equipos LHD (largo, ancho máximo y altura máxima). El dimensionamiento de la malla de extracción consiste en la determinación de los siguientes parámetros: •
Sección de galerías.
•
Distancia entre calles de producción perpendicular a la calle.
•
Distancia entre galerías zanjas paralela a la calle.
Dadas las nuevas necesidades de la mina El Teniente, respecto de la búsqueda de fórmulas para bajar los costos, específicamente costos de desarrollo y construcción de cada unidad productiva, así como también bajar los costos operacionales, es que se ha determinado la factibilidad de aumentar el tamaño de las mallas de extracción. Los estudios de estas nuevas mallas se utilizarán en las etapas de ingeniería de nuevos proyectos en la mina El Teniente (incorporación de nuevos sectores al proceso de producción).
8.2.2.- EQUIPO DE CARGUIO (34) (38)
El equipo de carguio que será utilizado en el proceso de extracción es el LHD, el nombre LHD nace de las iniciales de las palabras “Load Haul Dump”, como su nombre lo indica, este realiza al menos las siguientes operaciones en cada uno de sus ciclos: •
Load: Cargar mineral en los Puntos de Extracción (Bateas).
•
Haul: Acarreo del mineral hasta su destino.
•
Dump: Descargar mineral en puntos de vaciado (Ore Pass).
La tendencia indica que al aumentar las dimensiones de las Mallas de Extracción, también se deben aumentar las dimensiones de los equipos LHD. En el mercado de los equipos para minería subterránea, se encuentran disponibles equipos LHD de diversas marcas, capacidades y tamaños, según sean las necesidades y/o requerimientos de los clientes. Los equipos LHD de mayor tamaño ofrecen grandes ventajas, dentro de ellas se destacan las siguientes: • La disminución sostenida del parque de equipos, lo que significa una disminución de mano de obra en operadores y en mantención.
143
•
El manejo de mayores volúmenes de producción con menos cantidad de equipos y operarios, incide
•
Facilita el manejo de granulometría gruesa, ya que los baldes de las palas son más grandes.
•
Dada una cierta configuración de la malla de extracción donde los puntos de vaciado se ubican en la
directamente en aumentos de productividad y bajos costos de operación.
periferia (caso Diablo Regimiento), se requiere que los equipos LHD deban recorrer distancias mucho más altas que en los sistemas actuales aplicados en la mina El Teniente, donde se ubican piques de vaciado en la misma calle de producción. Lo anterior requiere aumentar la capacidad de transporte de los LHD al máximo posible. Aunque existen equipos LHD de hasta 14 yd3 (balde opcional tabla 8.7), las capacidades que se evaluarán se encuentran en un rango de 6 a 13 yd 3, no se considerará el precio de los equipos, ya que sólo se hará un análisis técnico a las diferentes opciones respecto de las mallas de extracción. Los parámetros que se utilizarán para la selección del equipo LHD, son la capacidad del balde y la dimensión del equipo. La dimensión del equipo define la distancia final entre los puntos de extracción, ubicados en una misma batea. En la figura 8.15 se aprecia el perfil de un equipo LHD.
Figura N° 8.15 – Detalle LHD
8.2.2.1.-
TIPOS DE EQUIPO LHD
La incorporación de equipos LHD de gran tamaño al proceso productivo, tiene directa relación con la geometría del diseño minero, básicamente con las secciones de las galerías, ya que se debe permitir un adecuado desplazamiento del equipo a través de éstas, además de una correcta posición durante la operación de carga y descarga del mineral. El mercado de los equipos LHD ofrece una gran variedad de modelos, de diferentes tamaños, con capacidades que van desde 1.7 a 11.8 yd 3 (baldes estándares). Según sean los requerimientos de los clientes, se disponen de versiones con accionamiento Diesel o con accionamiento Eléctrico.
144
EQUIPO LHD DIESEL: Este equipo opera mediante la energía proporcionada por un motor diesel. Este
equipo no requiere de instalaciones especiales, presenta una alta autonomía de trabajo, el único inconveniente es que produce ruido, gases y calor. No obstante, la aplicación de los modelos diesel en la mina El Teniente ha dado buenos resultados operacionales. Con respecto a las emanaciones de gases de estos equipos, su impacto es menor, debido a los altos estándares de ventilación que se poseen. Ventajas equipo LHD Diesel: •
Presenta una alta autonomía de trabajo, ya que no necesita de cables de alimentación como el equipo LHD eléctrico, posee un estanque de combustible de alta capacidad.
•
La inversión Inicial es más baja que la inversión de un equipo LHD eléctrico.
•
La infraestructura que se requiere es menor, con la habilitación de lugares especiales y equipos de apoyo (petroleras) para abastecer de combustible a los equipos LHD.
Desventajas equipo LHD Diesel: •
Altos requerimientos de ventilación, dado que los motores diesel emiten gran cantidad de gases. El reglamento de seguridad minera, en su Decreto Supremo Nº 72, articulo 375º establece que: “En los frentes de trabajo donde se use maquinaria diesel deberá existir una ventilación adecuada. El caudal de aire por máquina debe ser especificado por el fabricante. Si no existiese tal especificación, el aire 3
mínimo será de dos coma ochenta y tres metros cúbicos (2.83 m /min) por minuto, por caballo de fuerza efectivo al freno, para maquinarias en buenas condiciones de mantención”. Por ejemplo: para
un equipo LHD diesel de 6 yd3 que utilice un motor de 250 HP, significa que necesita 25000 cfm (2.83 3 •
m /min = 100 cfm). Altos costos de mantención, dado el mayor número de componentes y a la complejidad que tiene el motor diesel.
•
La respuesta al torque de un equipo LHD diesel tiende a ser menor, por lo que se requiere de más de una maniobra para llenar el balde.
•
Producto de los gases, la visibilidad del operador tiende a ser deficiente.
•
Requiere de una red de abastecimiento de petróleo, por lo tanto se esta expuesto a los riesgos que revierte el manejo de combustibles al interior mina (incendios).
•
El LHD diesel produce un mayor nivel de ruido y vibraciones, comparado con el LHD eléctrico.
EQUIPO LHD ELECTRICO: Este equipo se acciona por medio de un motor eléctrico y para su operación
necesita de una infraestructura eléctrica especial. Mientras el equipo LHD se encuentre operando estará unido a la fuente de energía eléctrica mediante un cable, para el enrollamiento del cable existen dos sistemas, el vertical y el horizontal de acuerdo al sentido en que se encuentra su eje de giro. El carrete vertical necesita cable aplanado y tensado mientras que el carrete horizontal cable redondo y sin tensar.
145
Ventajas equipo LHD Eléctrico: •
Fácil mantención, dado su menor número de componentes y a la mayor simplicidad del motor eléctrico respecto del motor Diesel.
•
Los costos de mantención de un equipo LHD eléctrico son menores que los costos de uno diesel.
•
La respuesta al torque del LHD eléctrico es mayor, lo que permite llenar el balde de una sola vez.
•
El equipo eléctrico no provoca contaminación por gases.
•
El equipo eléctrico genera un menor nivel de contaminación acústica que el equipo diesel.
•
El rodaje de estos equipos es más suave, lo que provoca menores derrames.
•
El nivel de vibraciones provocado por este tipo de equipo es bajo.
Desventajas equipo LHD Eléctrico: •
Baja autonomía de trabajo, por que necesita permanecer conectado a la red de energía eléctrica, lo que limita sus movimientos.
•
Se requiere mantener en forma estricta la limpieza de las calles de producción, para evitar los problemas en los cables.
•
La inversión inicial en estos equipos es más alta.
•
En caso de corte del suministro de energía, el equipo debe ser remolcado o acoplado a un equipo generador móvil, para su desplazamiento a lugar seguro.
•
Carguío en una sola dirección (malla Tipo Henderson).
146
8.2.2.2.-
SELECCION TIPO DE EQUIPO LHD
La decisión de implementar equipo LHD eléctrico o diesel, se hace basándose en estudios comparativos de cada una de las alternativas, ver tabla 8.6. Tabla Nº 8.6 – Comparación LHD Diesel v/s LHD Eléctrico Característica Autonomía
LHDDiesel
Mayor autonomía de trabajo.
LHDEléctrico
Menor autonomía de trabajo, dado que necesita cables de alimentación.
Infraestructura Adicional Red de ab astecimiento de Petróleo. Requerimientos de Ventilación (CFM) (*) 100 CFM por cada HP de la maquina.
Instalaciones eléctricas especiales. Menor, sólo para enfriamiento del motor.
Respuesta al torque
Menor, implica más maniobras.
Mayor, llena el balde de una sola vez.
Emisión de gases
Emisión de gases, CO 2 , CO.
No existe emisión de gases.
Ruido y vibraciones
Mayor.
Menor.
Rodaje Costo de mantención del motor
Rodaje más duro, mayores derrames, Rodaje más suave, menores derrames, ya por mala mantención de carpetas.
que se requiere mantención de carpetas.
Mayor, motor más complejo dado su Menor, motor más simple y menor numero mayor número de componentes.
de componentes respecto al Diesel.
Limpieza de carpetas de rodados
Menor, dado que no existen cables.
Mayor, por la existencia de cables.
Distancia de acarreo
No mayor a 50 m (sector Esmeralda).
Menor, limitada por el largo del cable.
Sentido de acarreo
Sin restricción (calle de producción).
Un solo sentido (calle de producción).
Inversión Inicial
(**) 70%
100%
Costo de Operación %
(**) 100%
80%
(*) Decreto 72, Articulo 375, Reglamento de Seguridad Minera 1985. (**) Base de calculo equipo de 11 yd 3.
Analizando los resultados que entrega la tabla anterior, el equipo que ofrece mayores ventajas, es el equipo LHD Diesel. En la mina El Teniente se han realizado diversas experiencias con LHD eléctricos, específicamente en los sectores Ten-4 Sur, Ten-4 Regimiento y en Ten-3 Brechas del Isla. Estas aplicaciones se llevaron a cabo entre los años 1985 hasta 1994, los resultados de estas aplicaciones de manera general son: •
La operación con equipos LHD eléctricos es técnicamente factible para la malla Tipo Teniente, pero con el pique de vaciado en la misma calle de producción.
•
Para el diseño Tipo Teniente, el LHD eléctrico requiere operar con el balde hacia delante, por lo que no se puede enchufar en el punto medio de su recorrido, lo que srcina una menor cobertura.
•
Existen condiciones anormales de operación (calles sin punto de vaciado disponible o de acceso difícil a sectores hundidos), en los cuales no es factible operar con LHD eléctricos.
•
Los elementos mas críticos del equipo LHD eléctrico, son el conjunto cable – carrete y los sistemas de control asociados a ellas, en donde a veces se cortaba el cable de suministro de energía.
147
8.2.2.3.-
BENCHMARKING DE EQUIPOS LHD
Los fabricantes más importantes de LHD, son la Atlas Copco Wagner Inc, con la serie ST, y la Sandvik Tamrock Corp, con la serie TORO. En tabla 8.7 se aprecian las características de algunos LHD disponibles en el mercado. Tabla Nº 8.7 – Dimensiones de equipos LHD (39) (40) Marca Atlas Copco
ST-6C
Estándar
Capacidad Balde [yd3] 6.0
Longitud Equipo [m] 9.5
Ancho Equipo [m] 2.64
Alto Equipo [m] 2.40
ST1010 ST-8C
Estándar Estándar Estándar Opcional Opcional Estándar Opcional Opcional Estándar Opcional Opcional Opcional Estándar Opcional Opcional Opcional Estándar Opcional Opcional Opcional Opcional
6.5 9.0 6.0 6.5 7.0 6.5 7.0 7.8 7.0 6.0 6.5 7.8 9.2 8.5 10.0 11.0 11.8 10.5 11.7 12.8 14.0
10.0 11.0 10.2 10.2 10.2 10.5 10.5 10.5 10.5 10.5 10.5 10.5 11.0 11.0 11.0 11.0 11.9 11.9 11.9 11.9 11.9
2.76 3.05 2.55 2.55 2.55 2.70 2.70 3.00 2.70 2.70 2.70 3.00 3.00 3.00 3.00 3.00 3.10 3.10 3.30 3.30 3.30
2.35 2.71 2. 40 2.40 2.40 2. 54 2.54 2.54 2. 54 2.54 2.54 2.54 2. 75 2.75 2.75 2.75 2. 99 2.99 2.99 2.99 2.99
Modelo
TORO 007
TORO 1250
TORO 1400 Sandvik
TORO 0010
TORO 0011
Versión
En la tabla anterior se muestran equipos con capacidades estándar desde 6 hasta 11.8 yd 3, algunos de los cuales presentan baldes opcionales de acuerdo a los requerimientos de los clientes (capacidad máxima de 14 yd3). Se ha considerado analizar equipos LHD con capacidades mayores a 6 yd 3, ya que se operará en roca primaria. Para la manipulación adecuada de las colpas se necesita de un volumen de balde mínimo de 6 yd 3. Para determinar la capacidad del equipo LHD a utilizar, se debe considerar la productividad esperada, la productividad mide el tonelaje de mineral por hora (Ton/hora). El tiempo de ciclo del LHD es función de la distancia entre el lugar de carga y descarga, a mayor distancia implica un mayor tiempo de ciclo y viceversa, de esta forma al aumentar la distancia de carguio y manteniendo constante la capacidad del equipo LHD, la productividad se reduce. Por ejemplo: en el Ten Sub-6, la distancia media de viaje es de 60 m, con un LHD de 6.0 yd 3, con una productividad media de 224.7 Ton/hora. Por otro lado al aumentar la distancia de viaje a 120 m y manteniendo la capacidad constante en 6 yd3, la productividad se reduce a 159.8 Ton/hora, ver tabla 8.8.
148
Tabla Nº 8.8 – Simulación de productividades para distintas capacidades de LHD para distancia constante Capacidad [yd3] 6.0 6.0 6.0
Distancia de Viaje LHD [m] 60 90 120
Productividad [Ton/hora] 224.7 186.8 159.8
Para solucionar el problema de la baja productividad, la solución es aumentar la capacidad de carga del equipo LHD, de esta forma la productividad se podría mantener o aumentar, ver tabla 8.9. Tabla Nº 8.9 – Simulación de productividades para distintas capacidades de LHD Capacidad LHD [yd3] 6.0
Distancia de Viaje LHD [m] 60
Productividad [Ton/hora] 224.0
9.2
90
285.5
11.0
120
293.0
Los nuevos estudios que se han hecho en la mina El Teniente (respecto a las nuevas Mallas de Extracción) plantean un nuevo concepto en el proceso de extracción, donde no se utilizan puntos de vaciado en las calles de producción. Ahora se proyecta la construcción de tolvas en la periferia del sector a explotar, que convergen cada una a una sala de chancado. Este concepto se aplicará en el nuevo sector Diablo Regimiento, el cual consta de 5 salas de chancado, donde la distancia media de viaje es de 120 m aproximadamente. En este sector se utilizará un equipo LHD de 13 yd3, que es uno de los equipos más grandes disponibles en el mercado. Si bien es importante seleccionar el equipo LHD desde un punto de vista de la capacidad del balde, también es importante analizar las dimensiones de los equipos, específicamente el largo del equipo LHD, dado que influye fuertemente en la distribución de los elipsoides de extracción, que es la materia especifica de este capitulo. Cuando se dimensione la malla de extracción considerando el largo del equipo LHD, la distribución de elipsoides podría sufrir una deformación, causada por el traslape de los elipsoides hacia el centro de la batea, los elipsoides podrían quedar tangentes o separados sobre las calles de producción. Para realizar la operativización de la Malla de Extracción, se utilizarán equipos LHD de diferente largo, los cuales se encuentran en un rango de longitud de 9.5 a 11.9 m (ver tabla 8.10). Tabla Nº 8.10 - Modelos de LHD a analizar Modelo
ST-6C
Capacidad [Yd3] 6.0
Largo LHD [m] 9.5
TORO 1400
7.0
10.5
TORO 0011
13.0
11.9
Nota: La capacidad del equipo LHD Toro 0011 se aproximo de 12.8 yd 3 a 13 yd3.
149
8.2.3.- SECCION DE GALERIAS (14) (41)
Para dimensionar la sección de las galerías (calles de producción y galerías zanjas), debe considerarse la normativa vigente en la materia: El articulo N° 367 del Reglamento de Seguridad Minera especifica que: “Los equipos de carguío y carguio transporte deberán estar provistos de cabina resistente. La altura mínima del techo de las labores por donde transiten dichos equipos deberá ser cincuenta centímetros (0,5 m) sobre la parte más elevada de la cabina”.
El articulo N°368 del mismo reglamento especifica que: ”El ancho útil de la labor por la cual transiten los vehículos será tal que deberá dejar un espacio mínimo de un (1) metro, a cada costado del equipo de carguio y transporte, luego de que la labor esté en condiciones de operación. Cada treinta (30) metros, como máximo, deberá disponerse de refugios adecuados, debidamente identificados y señalizados, para el personal que transite por las labores de transporte. Distancias mayores a treinta (30) metros podrán ser autorizadas por el Director. El espacio libre a cada costado del equipo respecto a las cajas, podrá reducirse a cincuenta centímetros (0,5 m), siempre que los refugios o estocadas se encuentren a intervalos no mayores a veinte (20) metros”.
En el caso de los diseños utilizados en los sectores LHD de las minas subterráneas de Codelco, se considera que las galerías zanjas o puntos de extracción, a ambos lado de la calle, constituyen los refugios mencionados en el reglamento, los cuales se encuentran a máximo 20 m de distancia entre si, por lo cual, para el dimensionamiento de galerías, se utilizará una distancia mínima de 50 cm, desde el equipo a las cajas y techo de las calles. En la tabla 8.11 se aprecian las distancias mínimas exigidas de acuerdo a la normativa legal vigente, además se debe considerar la fortificación de cajas y techo de las galerías, así como la carpeta de rodados. En las galerías del nivel de producción, el espesor de la carpeta de rodados es de 22 cm (referencia sector Esmeralda), el espesor de la fortificación es de 10 cm. Además se considerará una holgura de 30 cm para tendido de redes. Tabla Nº 8.11 – Distancias mínimas de diseño y otros
Distancia mínima entre el equipo LHD y las cajas de las galerías
(Decreto 72)
Distancia mínima entre el equipo LHD y el techo de la galería
(Decreto 72)
Holguraparatendidoderedeseneltecho Carpeta Rodado Fortificación Perno-Malla-Shotcrete
0.50 m 0.50 m 0.30m
(Sector Esmeralda, plano IM9-11076)
0.22 m
(Manual Diseño Minero)
0.10 m
150
En la tabla 8.12 se muestran las secciones mínimas de las galerías, para las calles de producción y galerías zanjas, más detalle sobre el cálculo de estas secciones en el anexo E. Tabla Nº 8.12 – Sección de galerías para cada equipo LHD Modelo Equipo
ST-6C Toro 1400 Toro 0011
Capacidad LHD [m] 6.0 7.0
Ancho Calle [m] 4.0 4.0
13.0
4.5
Alto de Calle [m] 3.6 3.6
4.0
La restricción de la distancia de carguío que necesita el equipo LHD para operar (largo equipo), afecta la regularización, dado que mueve los centros de los elipsoides de extracción dentro de la galería zanja, acercándolos.
8.2.4.- CALCULO LARGO DE ZANJA
Para determinar el largo de galería zanja que necesita cada equipo LHD (34), se asumirá la utilización de toda la calle de producción y sólo en aquellos casos donde el equipo es muy pequeño respecto a la dimensión de la malla de extracción, se optará por dejar una holgura para evitar que los puntos de extracción retrocedan hacia la calle. Para determinar la longitud de la galería zanja mínima que necesita cada equipo LHD se utilizará la formula 8.1. Lz = L eq + L talud - A c / sen(60º)
(8.1)
Donde: Lz:
Largo de galería zanja que necesita el LHD.
L eq:
Largo del equipo LHD.
L talud: Largo del talud de mineral en el punto de extracción. A c:
Ancho de la Calle de Producción.
Para una galería de sección 4 x 3.6 m se tendrá un talud de mineral de 2.25 m, para una galería de sección 4.5 x 4 m se tendrá un talud de mineral de 2.5 m. Ejemplo de calculo de largo de galería zanja: Modelo equipo LHD:
TORO 1400
151
3
Capacidad:
7yd
Largoequipo:
10.50m
Ancho Calle:
4m
Largo de talud:
2.25 m
L z = L eq + L talud - A c / sen(60º) L z = 10.5 + 2.25 - 4 / sen(60º) m L z = 8.13 m
Figura Nº 8.16 – Largo de galería zanja para equipo LHD Toro 1400 (34)
152
8.2.5.- CRITERIOS DE COMPARACION DE MALLAS DE EXTRACCION (14) (31) (35)
Para comparar las distintas mallas ya operativizadas que aparecen en la tabla 8.13, se usarán índices geométricos de comparación, para medir cuantitativamente las características de cada una de estas mallas, estos índices son:
Densidad: Area de Influencia promedio de los puntos de extracción, se expresa en m2 por punto de
extracción. Es una medida del espaciamiento de la malla y es el producto entre la distancia entre zanjas paralela a la calle y la mitad de la distancia entre calles perpendicular a la calle.
Distorsión: Relación entre la máxima y mínima distancia entre puntos de extracción contiguos. Es un
índice que mide la condición de equidistancia de la malla, alcanza su valor optimo (=1).
Holgura: Relación entre la longitud del espacio disponible para la operación de carguio con respecto
a la longitud del equipo LHD.
Angulo calle/zanja: Para el caso particular de las mallas analizadas, este ángulo corresponde a
60º. Angulos menores a 60º srcinan problemas de estabilidad en las “puntas de diamante”, por el contrario, ángulos mayores generan curvas muy cerradas que le restan maniobrabilidad a los equipos LHD.
Sustentación: Relación de área de pilares con respecto al área total, se define según la siguiente expresión. Es una medida indicadora del grado de estabilidad del nivel de producción, alcanza su
valor máximo teórico (=1) en el caso de no existir espacios vacíos entre los elipsoides. S = (Area Total – Area de Huecos) / Area Total
(8.2)
153
8.2.6.- OPERATIVIZACION DE LAS MALLA S CASO PAR TICULAR 8.2.6.1.-MALLAS DE EXTRACCION PARA ANALISIS
Al analizar siete formas distintas de distribución de elipsoides, las configuraciones Triangular Tangente y Traslapada Total, obtuvieron el más alto puntaje. Cada configuración de elipsoides tiene asociado un tipo malla de extracción. Para dimensionar la malla de extracción se tiene que ingresar el radio del elipsoide (R), para un radio de 10 m (ejemplo de la Mina Esmeralda), resultaron las siguientes mallas: •
Malla de 17 x 20 m
•
Malla de 15 x 17.32 m
En la malla mayor se ha aproximado la distancia entre calles de producción de 34.34 m a 34 m, para igualarla a la malla que se utilizará en el sector Diablo Regimiento. La dimensión de la malla de extracción queda definida por la mitad de la distancia entre calles perpendicular a las calles (dC⊥C) y la distancia entre galerías zanjas paralela a las calles (d Z//C). Estas dos distancias son función del radio del elipsoide de extracción (R): dC⊥C
→
F1(R)
dZ//C
→
F2(R)
Para un radio de elipsoide de 10 m, se obtuvieron las siguientes mallas de extracción, cuyas distancias se pueden ver en la tabla 8.13. Tabla Nº 8.13 – Dimensiones de Mallas de Extracción Malla dC⊥C /2 x dZ//C [m] 17.32 15 x
20 x 17
Distancia dC⊥C [m]
Distancia d Z // C [m] 17.32
30 34
20
Area [m2]
259.8 340
Las mallas de extracción vigentes en Panel Caving en la Mina El Teniente básicamente son: Tabla Nº 8.14 – Dimensiones de Mallas de Extracción vigentes en mina El Teniente Malla dC⊥C /2 x dZ//C [m] 17.32 15 x
20 x 15
Distancia dC⊥C [m]
Distancia d Z // C [m] 17.32
30 30
20
Area [m2]
259.8 300
Considerando las mallas teóricas, más las mallas vigentes en la mina El Teniente, se tiene como resultado tres mallas para analizar, las cuales son: (1) Malla de 15 x 17.32 m
154
(2) Malla de 15 x 20 m (3) Malla de 17 x 20 m
Dc⊥c Dz//c Figura Nº 8.17 – Malla de 15 x 17.32 m
Dc⊥c
Dz//c Figura Nº 8.18 – Malla de 15 x 20 m
155
Dc⊥c Dz//c Figura Nº 8.19 – Malla de 17 x 20 m
8.2.6.2.-
MALLAS D E E XTR ACCION O PERATIVIZADAS 3
Las mallas anteriores serán operativizadas utilizando equipos LHD de 6 7 y 13 Yd de capacidad. El proceso de operativización consiste en la incorporación del equipo LHD al diseño de cada malla de extracción, sólo considerando las dimensiones del equipo LHD. Durante la operativización la distribución de elipsoides se desfasa. En donde la distancia entre los puntos de extracción (dentro de una misma batea) tiende a disminuir a medida que aumenta el largo de los equipos LHD. A continuación en la tabla 8.15 aparecen las mallas operativizadas, asociadas a los equipos LHD de 6 7 y 13 yd3.
Tabla Nº 8.15 – Resumen de las Mallas Operativizadas
Malla dC⊥C / 2 x dZ // C
17 x 20 m
15 x 20 m
15 x 17.32
R = 10 m
Teórica3
LHD 6 - 7 yd Acalle= 4 m
LHD 6 yd3 largo = 9.5 m Operativizada
LHD 7 yd 3 larg1=o0.m 5 Operativizada
Teórica
R = 10 m
3 LHD 13 yd
LHD 1y3d A calle= 4.5 m
157
8.2.6.3.-CALCULO DE INDICES GEOMETRICOS
Para comparar las distintas mallas ya operativizadas que aparecen en la tabla 8.16, se usarán índices geométricos de comparación, para medir cuantitativamente las características de cada una de estas mallas, estos índices son: El objetivo de este punto no es comparar las tres mallas propuestas entre sí, sino que analizar el efecto de la operativización en estas tres mallas. Durante la operativización los parámetros que permanecen constantes son: la densidad y el ángulo calle/zanja. Los parámetros “Distorsión” y “Sustentación” varían para cada equipo LHD considerado en la malla de extracción. En la tabla 8.16 se puede apreciar un resumen de los índices geométricos para las tres Mallas de Extracción operativizadas, asociadas a los tres largos de equipo LHD. Tabla Nº 8.16 – Resumen Indices Geométricos de las Mallas de Extracción Indices Geométricos
LargoLHD Densidad
[m] [m2]
Distorsión Angulo calle/zanja Holgura Sustentación
[m]
15 x 17.32
15 x 20
17 x 20
dC⊥C/2 x dZ//C [m]
dC⊥C/2 x dZ//C [m]
dC⊥C /2 x dZ//C [m]
9.5
10.5
11.9
9.5
10.5
11.9
9.5
10.5
11.9
259.8
259.8
259.8
300
300
300
340
340
340
1.20
1.52
2.14
1.20
1.52
2.14
1.00
1.14
1.51
60º
60º
60º
60º
60º
60º
0.00
0.00
0.00
0.00
0.00
0.00
1.00
0.96
0.89
0.96
0.92
0.84
60º 037 0.92
60º
60º
0.00
0.00
0.89
0.85
8.2.6.4.-ANALISIS DE LA OPERATIVIZACION
En la tabla 8.17 y figura 8.20, se pueden apreciar la comparación del grado de distorsión de cada malla para cada uno de los LHD evaluados. Tabla N° 8.17 – Resumen de la Distorsión Equipo
LHD de 9.5 m LHDde10.5m LHDde11.9m
15x17.32 1.20 1.52 2.14
Malla dC⊥ C/2 x dZ//C [m] 15x20 17x20 1.20 1.00 1.52 1.14 2.14 1.51
158
Distorsión v/s Malla 2,50 2,00 n ió 1,50 s r o t is 1,00 D
LHD 9,5m LHD 10,5m LHD 11,9m
0,50 0,00 15,00x17,32
15,00x20,00
Malla
17,00x20,00
Figura Nº 8.20 - Distorsión en las mallas para cada largo de LHD
Analizando la figura anterior, se concluye que el largo del equipo LHD es directamente proporcional a la distorsión. En la malla de 15 x 17.32 m, el equipo de 11.9 m de largo produce la mayor distorsión, caso idéntico a lo que ocurre con la malla de 15 x 20 m, ya que poseen la misma distancia entre calles. La situación cambia con respecto a la malla de 17 x 20 m, donde el equipo de 9.5 m de largo no produce distorsión, el equipo de 10.5 m produce una distorsión insignificante, el equipo de 11.9 m produce una distorsión aceptable en la malla. En la tabla 8.18 y figura 8.21, se puede apreciar un resumen de la Sustentación y las curvas de comparación de cada malla con su respectivo LHD. Tabla Nº 8.18 – Resumen de la Sustentación Equipo
L L L
HD de 9.5m HD de 10.5m HD de 11.9m
15x17.32 1.00 0.96 0.89
Malla dC⊥C/2 x dZ//C [m] 15x20 17x20 0.96 0.92 0.92 0.89 0.84 0.85
Sustentación v/s Malla 1,05 1,00 n ió c a t n e t s u S
0,95
LHD 9,5m LHD 10,5m LHD 11,9m
0,90 0,85 0,80 0,75 15,00x17,32
15,00x20,00
17,00x20,00
Malla
Figura Nº 8.21 - Sustentación en las mallas para cada largo de LHD
159
Para asignar puntaje por distorsión y sustentación, se procederá de la siguiente forma: •
Si la distorsión se encuentra en el intervalo [1.15;1.55], se asume el valor 1, caso contrario un valor 0.
•
Si la sustentación se encuentra en el intervalo [0.93;1.00], se asume el valor 1, caso contrario un valor 0.
En la tabla 8.19 se aprecia un resumen de la asignación de puntajes por distorsión y sustentación, para cada unos de los equipos LHD, que afectan a las diferentes mallas. Tabla Nº 8.19 – Resumen Indices Geométricos de las Mallas de Extracción Mallas LargoLHD
[m]
15 x 17.32
15 x 20
17 x 20
dC⊥C/2 x dZ//C [m]
dC⊥C/2 x dZ//C [m]
dC⊥C /2 x dZ//C [m]
9. 5
10.5
11. 9
9.5
10. 5
11.9
9. 5
10.5
Distorsión
1.20
1.52
2.14
1.20
1.52
2.14
1.00
1.14
Sustentación
1.00
0.96
0.89
0.96
0.92
0.84
0.92
0.89
Puntaje Distorsión Puntaje Sustentación Total Puntaje
1 1
1 1
2
0 0
2
1 1
0
1 0
2
0 0
1
0 0
0
0 0
0
11.9
1.51 0.85 1 0
0
1
Condición
Optima
Optima
Mala
Optima
Regular
Mala
Mala
Mala
Regular
Aceptable
SI
SI
NO
SI
SI
NO
NO
NO
SI
160
Tabla Nº 8.20 – Resumen Resultados de la Operatización Malla
dC⊥C/2 x dZ//C
LHD ST-6 C
lar go = 9.5 m
Ventajas
LHD TORO 1400
lar go = 10. 5 m LHD TORO 001 1
Ventajas:
Ventajas:
Distorsión nula, en el centro de la batea no Distorsión leve, en el centro de la batea los Distorsión existe traslape de elipsoides.
larg o = 11. 9 m
media,
los
elipsoides
se
elipsoides se traslapan, de esta forma la traslapan en el centro de la batea,
La magnitud del área sin ínteractuar sobre interacción en el centro de la batea es separándose igual magnitud sobre la calle la calle de producción es pequeña, ya que mayor que con el equipo de 9.5 m de de Producción. los elipsoides están tangentes.
largo.
La interacción de mineral en el centro de la
Desventajas:
Desventajas:
batea es mayor. 17 x 20 m
Desventajas:
Existe una pequeña holgura para la El equipo LHD es muy chico respecto de la La interacción del mineral en la zona la operación del equipo LHD, dado que el dimensión de la malla.
calle de producción es nula.
equipo LHD es demasiado pequeño con Sobre la calle de producción los elipsoides El mineral acumulado en la zona sobre la respecto a las dimensiones de la malla.
se encuentran separados, por ello la calle
de
producción
podría
producir
interacción del mineral en esta zona es problemas de estabilidad. baja. Recomendaciones:
Recomendaciones:
Recomendaciones:
Usar equipos LHD más grandes.
Usar equipos LHD más grandes.
Adecuado el uso de este equipo LHD.
Ventajas:
Ventajas:
Ventajas:
Distorsión media, existe traslape en el Distorsión media, existe traslape en el Distorsión alta, los elipsoides se traslapan centro de la batea, de esta forma se centro de la batea, de esta forma se en el centro de la batea, s eparándose igual asegura la interacción del mineral en el asegura la interacción del mineral en el magnitud la calle de producción. centro de la batea, la interacción es centro de la batea.
La interacción de mineral en el centro de la
cercana al 100%.
batea es cercana al 100%.
Desventajas:
Desventajas:
Desventajas:
Los elipsoides sobre la calle de producción Los elipsoides sobre la calle de producción La interacción del mineral en la zona sobre 15 x 20 m
están
levemente
traslapados,
mayor están levemente separados, de esta forma la calle de producción es nula.
interacción en el centro de la batea, y leve la zona sin interacción sobre la calle de El mineral acumulado en la zona sobre la sobre la calle de producción.
producción es alta.
calle
Recomendaciones:
Recomendaciones:
problemas de estabilidad. Recomendaciones:
de
producción
podría
Adecuado el uso de este LHD.
Se puede usar este LHD, dado que Usar equipos LHD más pequeños.
producir
presenta un grado de distorsión aceptable, no obstante presenta una sustentación baja. Ventajas:
Ventajas:
Ventajas:
Distorsión leve, existe traslape en el centro Distorsión media, existe traslape en el Distorsión muy alta, los elipsoides se de la batea, de esta forma se logra un centro de la batea, de esta forma se logra traslapan en el centro de la batea,
15 x 17.32 m
100% interacción en el centro de la batea.
un 100% interacción en el centro de la separándose igual magnitud en la zona
Sobre la calle de producción los elipsoides
batea.
se traslapan levemente, lo que reduce la
Experiencia de aplicación de este tamaño La interacción de mineral en el centro de la
zona con mineral sin ínteractuar.
de LHD, no es recomendable el uso de batea es de 100%.
sobre la calle de producción.
equipos mayores. Desventajas:
Desventajas:
Desventajas:
No es posible la aplicación de equipos de Los elipsoides sobre la calle de producción La interacción del mineral en la zona sobre capacidades
mayores,
ya
dimensione de la malla lo impide.
que
la están
ligeramente
separados,
la la calle de producción es nula.
interacción del mineral en esta zona es El mineral acumulado en la zona sobre la baja.
calle de producción podría problemas de estabilidad.
Recomendaciones:
Recomendaciones:
Recomendaciones:
Adecuado el uso de este LHD.
Adecuado el uso de este LHD.
Usar equipos LHD más pequeños.
producir
161
8.2.6.5.-CONCLUSIONES OPERATIVIZACION MALLA DE EXTRACCION
Como conclusión, se puede mencionar lo siguiente: •
La malla de 17 x 20 m fue operativizada considerando equipos de 9.5 – 10.5 – 11.9 m de largo, de los cuales el más adecuado resultó ser el de 11.9 m (Toro 0011). Los demás equipos son muy pequeños para esta malla, en ambos casos la distorsión que ocasionaban a la malla era mínima. La regla es siempre seleccionar el equipo de mayor capacidad posible, que asegure mayores productividades en el proceso de extracción.
•
La malla de 15 x 20 también fue operativizada de igual forma que la malla anterior, donde los equipos más adecuados resultaron ser los equipos de 9.5 y 10.5 m de largo (ST-6C 1400 y Toro 1400). El equipo de 9.5 m debido a que es el más pequeño, su efecto en la distorsión de la malla es mínimo. El equipo de 10.5 m de largo si bien presenta una sustentación baja y si se considerará como criterio de selección el equipo de mayor capacidad, entonces resultaría más adecuado utilizar el equipo LHD Toro 1400, que el equipo ST-6C que es de menor capacidad.
•
Para la malla de 15 x 17.32 m, resultaron más adecuados los equipos de 9.5 y 10.5 m de largo, estos equipos ocasionan un traslape moderado de los elipsoides en centro de la batea, comparado con el equipo de 11.9 m de largo.
En la tabla 8.21 se muestra un resumen de los equipos que se recomienda utilizar para cada una de las mallas operativizadas anteriormente. Tabla Nº 8.21 - Resumen Operativización Malla
Marca
Modelo
Atlas Copco
ST-6C
dC⊥C//2 x dZ//C 15 x 17.32 m 15 x 20 m 20 17 m x
Sandvik
Sandvik
9.5 10.5
6.0
Toro 1400 Toro 0011
[m]
7.0
ST-6C
Sandvik
Largo equipo
[yd3] 6.0
Toro 1400
Atlas Copco
Capacidad
9.5
7.0 13.0
10.5 11.9
162
CAPITULO Nº 9.-
9.1.-
DISEÑO DE B ATEAS Y CROWN PILLAR
ANALISIS CONCEPTUAL DE BATEAS
La Malla de Extracción está formada por las calles de producción, las galerías zanjas, y las bateas. Hasta el momento se han analizado las disposiciones de las calles de producción, galerías zanjas y puntos de extracción en un plano horizontal (bidimensional). En esta etapa, se analizará la geometría de la Batea, correspondiente a una sección vertical A-A en la orientación de la galería zanja. También se analizará una sección vertical B-B perpendicular a la galería zanja.
El diseño de las bateas para el método Panel Caving y sus variantes, está condicionado por distintos parámetros y restricciones. El paso de la explotación en roca secundaria a primaria, srcinó la introducción de importantes cambios tecnológicos en el proceso de extracción del mineral. La nueva situación requería extraer mayores volúmenes de mineral para hacer el negocio más rentable, por lo que las dimensiones de las distintas labores mineras debieron ajustarse a este nuevo requerimiento, de esta forma los antiguos embudos utilizados en Hundimiento de Bloques, evolucionaron a las actuales bateas utilizadas en Hundimiento por Paneles, para de esta forma poder recepcionar material de fragmentación más gruesa.
La batea se puede definir como: “Una labor de geometría semejante a una tolva, cuya función es recepcionar el mineral quebrado proveniente del Hundimiento". Cada batea consta de dos puntos de extracción, ubicados en cada extremo de ella, entre calles contiguas, donde los puntos de extracción se comunican inmediatamente con las galerías zanjas (figura 9.2).
El Crown Pillar (Pilar Corona) corresponde a la porción del macizo rocoso que existe entre el Nivel de Producción y el Nivel de Hundimiento, este último ubicado inmediatamente sobre el primero (figura 9.2).
El Pilar Zanja corresponde a la porción de macizo rocoso existente entre dos bateas adyacentes, ubicado en la dirección perpendicular a las galerías zanjas (figura 9.3).
163
ELEMENTOS QUE FORMAN LA BATEA (35) (42) La geometría de la Batea es bastante compleja, en un corte vertical 2D abarca desde el Nivel de Producción hasta el Nivel de Hundimiento (UCL). La altura de la Batea afecta la distancia entre el piso del nivel de producción y el piso del UCL. Estudiar las bateas, conceptualmente significa estudiar la tercera dimensión de la Malla de Extracción.
Los elementos que forman la Batea básicamente son los siguientes:
(1) Visera: Es un elemento de roca cuya función es proteger el punto de extracción, la visera queda definida por la altura (Hv), el ancho (Av) y el ángulo de visera ( α), estos parámetros se pueden apreciar en la figura 9.2.
•
Altura de Visera (Hv): La altura de la visera influye en la robustez del pilar, en lo que respecta a su capacidad de resistir carga frente a las solicitaciones verticales que pueda sufrir, este parámetro es función de las siguientes consideraciones:
-
Tipo y calidad geotécnica del macizo rocoso (RMR ajustado - FF/m), en donde para una menor
-
Naturaleza de la columna de roca, si corresponde a mineral primario y/o secundario.
-
Altura de la columna de roca a extraer, la que debe ser soportada por el Crown Pillar.
calidad de macizo rocoso se debe considerar mayores alturas de visera.
•
Ancho de Visera (Av): Corresponde a la distancia horizontal entre el punto de extracción y el extremo de inferior de la batea. En algunos casos es la distancia que existe entre el primer marco y el extremo inferior de la batea.
•
Angulo de Visera (α): El ángulo de la visera debe ser lo más vertical posible (cercano a 90°), para reducir el impacto y abrasión del paso del mineral. Al no existir paredes inclinadas, se expone al Crown Pillar a recibir mayores impactos producto de las caídas de grandes bloques (planchones). En la mina El Teniente esté ángulo ha fluctuado entre 81º y 90º.
(2) Talud: Corresponde a una pared inclinada que va desde la parte más alta de la visera hasta la cota del nivel de hundimiento (piso HCL), el cual queda determinado por la altura de talud (Ht) y el ángulo de talud (β ).
•
Angulo de Talud Batea (β): Este ángulo debe ser mayor que el ángulo de escurrimiento de los materiales, de tal forma de favorecer un flujo normal, evitando generar zonas sin movimiento de mineral sobre el Crown Pillar (informe PL–I–069/99 (42)).
•
Altura de Talud Batea (Ht): En la Batea utilizada en Hundimiento Convencional, el talud queda definido por los tiros negativos, cuando se abre la batea desde el Nivel de Hundimiento. Para Hundimiento Previo y Avanzado, el talud queda definido por medio de la perforación radial de la batea realizada desde el Nivel de Producción (ver figura 9.2).
164
(3) Apex: Corresponde al ancho superior del Crown Pillar en la dirección de las calles de producción (ver figura 9.2). La dimensión del apex debe ser tal que no se produzca acumulación de material sobre el mismo, de manera de evitar la formación de puntos de apoyo ("pilares") en el Nivel de Hundimiento. Los puntos de apoyo impiden el inicio y propagación del proceso de caving, pudiendo generar zonas con cargas puntuales hacia el Nivel de Producción.
(4) Distancia Calle - Visera (Dcv) : Corresponde a la distancia existente entre el centro de la calle de producción y el extremo inferior de la batea (visera), medida según el rumbo de la galería zanja (ver figura 9.2). Conocida la distancia (Dcv) queda determinado inmediatamente el ancho basal del Crown Pillar (Hcp) y la base de la batea (BB).
(5) Base de l a Batea (BB) : También se conoce como ancho de descarga de mineral, corresponde al ancho mínimo que debe existir para que el mineral pueda ser extraído libremente de los puntos de extracción (ver figura 9.2). En la mina El Teniente los valores históricos del ancho de descarga están entre 10 a 13 m (según el informe PL–I–094/02 (35)).
Para definir la geometría de la batea, se utilizará un corte vertical A-A entre dos calles de producción a través de la galería zanja, y un corte vertical B-B perpendicular al eje de las galerías zanjas. En la figura 9.1 se aprecia la ubicación de estos dos cortes.
Figura Nº 9.1 - Ubicación de Cortes Verticales en la Malla de Extracción
Donde: Dc⊥c: Distancia entre calles perpendicular a la cal le. Dc//z:
Distancia entre calles paralela a la zanja.
165
Dz//c:
Distancia entre zanjas paralela a la calle.
ap:
Ancho del Apex.
Dbb:
Distancia entre Bateas o apex mínimo.
Ac:
Ancho de la Calle de Producción.
Agz:
Ancho de la Galería Zanja.
El corte vertical A-A es el más importante, ya que a partir de este se define la geometría de la Batea y por consecuencia de está, se obtiene la geometría del Crown Pillar. En la figura 9.2 se aprecia en detalle el corte vertical A-A.
Figura Nº 9.2 - Detalle Corte Vertical A - A
Donde: Acp:
Ancho del Crown Pillar.
Hcp:
Altura del Crown Pillar.
Ht:
Altura del talud de la Batea.
β:
Angulo del talud de la Batea.
Hv:
Altura de la Visera.
α:
Angulo de la Visera.
Av:
Ancho de la Visera.
Dnn:
Distancia vertical entre el Nivel de Producción y el Niv el de Hundimiento.
Dcv:
Distancia centro de la calle a la visera.
ap:
Ancho del apex superior del Crown Pillar.
BB:
Ancho de la base de la Batea.
Hgz:
Altura de la Galería Zanja.
Hc:
Altura de la Calle de Producción.
Ac:
Ancho de la Calle de Producción.
166
La figura 9.3 corresponde al corte vertical B-B en la dirección perpendicular a las galerías zanjas, en ella se puede distinguir la distancia entre las batas (Dbb), también llamada apex menor.
Figura Nº 9.3 - Detalle Corte Vertical B - B
Donde:
ω:
Angulo de la pared entre Bateas.
Agz:
Ancho de la galería zanja.
La figura 9.4 corresponde a un isométrico de la batea, en ella se observa claramente el Crown Pillar, el Nivel de Producción y el Nivel de Hundimiento (UCL), además de todos los parámetros que se detallaron en los cortes A-A y B-B.
Figura Nº 9.4 - Isométrico Batea y Crown Pillar
167
9.2.-
DISEÑO D E B ATE AS
El diseño de la Batea y del Crown Pillar son dependientes, ya que determinando la geometría de la batea, queda determinada inmediatamente la geometría del crown pillar.
El diseño de la batea depende de la variante de Panel Caving a implementar en un sector productivo, esto por condiciones de borde que restringen la metodología de construcción de la batea. Para Hundimiento Convencional se tiene un tipo de batea que se construye en dos etapas, la primera desde el Nivel de Producción y la segunda desde el UCL. Para Hundimiento Previo y Avanzado se tiene un tipo de batea especial que es independiente del UCL, esta batea se construye íntegramente desde el Nivel de Producción.
El Hundimiento Previo surgió como una necesidad para prevenir los efectos del "Abutment Stress", asociados con el método Panel Caving Convencional, donde se veían afectadas las labores del nivel de producción. La variante Hundimiento Previo mitiga este efecto, generando una sombra de relajación bajo el UCL. Se espera una alta confiabilidad y una muy baja ocurrencia de fallamiento de los futuros pilares del nivel de producción, en comparación con el Hundimiento Convencional (Karzulovic, 1998).
En el Hundimiento Previo y Avanzado, los desarrollos de las labores del nivel de producción se realizan bajo área socavada (100% socavada en Hundimiento Previo y una parte socavada en Hundimiento Avanzado), por lo que el macizo rocoso se encuentra desconfinado, con la ventaja de ofrecer mayor seguridad en la construcción de galerías zanjas y bateas. No es objetivo de este trabajo establecer la variante de Panel Caving que se podría aplicar a un sector productivo. Sólo se analizarán las metodologías de diseño para cada tipo de batea.
168
9.2.1.- CRITERIOS DE DISEÑO DE BATEAS (42) (43) (a)
CRITERIOS GEOMECANICOS
:
•
Estabilidad del crown pillar efectivo.
•
Generar una eficiente interacción entre los puntos de extracción, de tal forma que no se generen bóvedas aisladas (colgaduras).
•
Evitar la formación de puntos de apoyo a la altura del apex mayor (evitando generar zonas con mineral estático).
•
(b) •
Reducir los daños al punto de extracción, visera y crown pillar.
CRITERIOS OPERACIONALES
:
El diseño geométrico de la batea debe permitir el adecuado flujo del material presente en el sector, de acuerdo a las curvas de fragmentación de diseño.
•
La visera de la batea debe contar con un diseño que permita una duración sin daños mayores para toda la vida útil del punto, de acuerdo a la altura de columna del punto de extracción.
•
El método constructivo de la batea debe optimizar la perforación y posterior tronadura de la misma, evitando al máximo las pérdidas de perforación y los daños en la visera.
•
El sistema constructivo de la batea debe ser lo más sencillo posible, evitando la exposición del personal a riesgos, producto de la caída de rocas desde las caras libres creadas por tronadura.
•
Los diseños de las bateas deben adaptarse a las condiciones estructurales particulares de cada
•
sector, siendo necesario en algunos casos diseños de excavación específicos. Los diseños deben adaptar la perforación y tronadura de la batea a las características geológicas locales.
•
Los diseños de perforación y tronadura deben asegurar la conexión del techo de la batea a la cota del piso del nivel de hundimiento.
•
Para el diseño de las bateas, se deben incorporar todos los antecedentes y experiencias sobre el flujo de mineral y metodológicas de excavación obtenidas en el Hundimiento Convencional, Hundimiento Previo y Hundimiento Avanzado.
•
El diseño y tamaño de batea debe permitir una adecuada operación de los equipos LHD, de acuerdo a la Malla de Extracción de cada sector.
169
9.2.2.- RESTRICCIONES AL DISEÑO DE BATEAS Tabla Nº 9.1 - Restricciones asociadas al Diseño Diseño Minero
El diseño privilegia la operación de los equipos LHD, asegurando un carguío perpendicular al eje del acceso al punto de extracción. Privilegian la estabilidad y robustez del crown pillar, por lo tanto durante el diseño de la batea se debe
Geomecánicas
considerar una geometría favorable para el crown pillar. De esta forma el diseño de la batea esta limitado a la existencia de pilares más estables.
Geometría del Techo
Traslape
Separación entre bateas a nivel del techo (Apex)
Las Bateas Decahédricas surgieron para favorecer el traslape y el paralelismo con las calles de producción, para los cuales fue necesario acomodarse al diseño minero y a las restricciones impuestas por la variante de Panel Caving previamente establecida. Los primeros diseños de Bateas Rectangulares usados en el Ten-4 Sur, mostraban un traslape mínimo, insuficiente para la interacción entre las bateas colectoras en el rumbo de las calles. Normalmente esta separación era de 3.6 m, operacionalmente se recomienda favorecer el máximo acercamiento a nivel del techo. También se utilizaron separaciones de 12.6 m que ocasionaban problemas como la formación de pilares y bateas aisladas. Ultimamente se recomienda que esta separación sea i gual al ancho de la galería UCL. Inicialmente, el diseño favoreció la generación de paredes verticales sobre la visera del punto de extracción,
Geometría del
como es el caso de las bateas Rectangulares y Tipo Botella. Sin embargo, en la actualidad con el diseño
Crown Pillar
para Hundimiento Previo, donde la batea se construye totalmente desde el Nivel de Producción, se perdió la verticalidad provocando dificultades para la salida del m ineral desde las bateas.
Acumulación de mineral sobre el Apex
Con una altura de socavación baja, es relevante la acumulación de mineral sobre el apex, con la posibilidad de producir puntos de apoyo sobre el, lo que provoca dificultades en el inicio y propagación del caving. Una mayor altura de socavación evitaría estos problemas, ya que el techo del macizo rocoso no quebrado se encuentra a mayor altura del vértice de mineral acumulado sobre el apex. En sectores donde se utilizan paredes inclinadas en las viseras, se han presentado zonas críticas de
Colgadura sobre el punto de Extracción
colgadura a 6 m sobre el piso del Nivel de Producción. Contrariamente, las bateas con paredes verticales favorecen la llegada de los planchones al piso de los puntos de extracción, facilitando la reducción secundaria y la continuidad del proceso productivo. Además, las bateas para Hundimiento Previo tienen limitaciones en la descarga y sufren impactos de material de sobre tamaño en las paredes colindantes al punto de extracción.
Tabla Nº 9.2 - Restricciones asociadas a la Operación de Construcción de la Batea Asociado a la Operación Formación de
Debido a la separación excesiva entre las bateas colectoras de mineral, se srcinan caserones aislados que
Bóvedas
no interactúan entre sí y que provocan la interrupción del proceso de caving.
Daño en Viseras
Especialmente en el diseño de bateas para Hundimiento Previo.
Perforación
En Hundimiento Convencional, la ocurrencia de daños provocados por voladura de bateas, socavación y
negativa del UCL
redistribución de esfuerzo.
Daños en cajas galería UCL
Provocado por la voladura de bateas en el Panel Caving Convencional. En Hundimiento Convencional, la mala eficiencia de la tronadura srcina pilares más gruesos que los
Bateas Bajas
considerados en el diseño, estos perjudican la terminación de la batea desde el Nivel de Hundimiento.
Limitaciones por
La existencia de equipos estándares para la perforación radial, disminuyen la posibilidad de realizar diseños
Equipo de
según necesidades de operación, en algunos casos estos diseños terminan adecuándose al equipo de
Perforación
perforación disponible.
170
9.2.3.- METODOLOGIA DE DISEÑO DE BATEAS El diseño de batea representa una de las mayores dificultades, dada la gran cantidades de variables que influyen en su diseño. La zona de la batea que más interesa destacar corresponde al corte vertical A-A según el rumbo de la galería zanja (figuras 9.1 y 9.2). Otra zona de la batea que también es importante destacar, corresponde al corte vertical B-B perpendicular al eje de las zanjas (figuras 9.1 y 9.3).
Dependiendo de la variante de Panel Caving a utilizar, existe un diseño de batea para Hundimiento Convencional y otro diseño de batea para Hundimiento Previo y Hundimiento Avanzado. En el caso del Hundimiento Convencional se utiliza una batea de geometría Decahédrica, la excavación de esta batea se comienza desde el Nivel de Producción en una primera etapa, para continuar la excavación desde el nivel UCL. En el caso del Hundimiento Previo y Hundimiento Avanzado se utiliza la batea Tipo Esmeralda, dado que la zona superior en el nivel UCL se encuentra socavada, lo que obliga a desarrollar la batea íntegramente desde el Nivel de Producción (en 3 fases de excavación). La metodología de excavación de cada tipo de batea se puede apreciar con más detalle en el anexo “Voladura de Bateas y Altura de Socavación”.
Para el diseño del corte vertical A-A de cada batea, se necesitan conocer los siguientes parámetros. •
Distancia entre calles paralela a la zanja (Dc//z).
•
Altura de la Galería Zanja (Hgz).
•
Apex (ap).
• •
Altura de la Visera (Hv). Ancho de la Visera (Av).
•
Angulo de la Visera ( α).
•
Angulo del Talud de la Batea ( β).
•
Distancia entre el centro calle al punto de extracción (Dcpe).
A partir de los parámetros geométricos de entrada, más el uso de formulas de cálculo, se determinan los siguientes parámetros de salida: •
Distancia calle/visera (Dcv).
•
Altura del Talud de la Batea (Ht).
•
Distancia entre Niveles (Dnn).
•
Ancho del Crown Pillar (Acp).
•
Altura del Crown Pillar (Hcp).
171
El perfil B-B de la Batea se traza perpendicular a la dirección de las galerías zanjas, los parámetros requeridos para el diseño de este perfil son:
•
Distancia entre zanjas perpendicular a la zanja (Dz⊥z).
•
Distancia entre niveles (Dnn).
•
Distancia entre bateas (Dbb) o apex menor.
•
Angulo de la pared entre Bateas (ω).
•
Ancho de la galería zanja (Agz).
• •
Altura de la galería zanja (Agz). Altura Excavación Nivel de Producción (Aex).
9.2.4.- DISEÑO BATEA PERFIL A-A Mediante un análisis de la información existente sobre las bateas utilizadas en la mina El Teniente, es que a continuación se muestra la metodología de calculo de los parámetros geométricos de entrada. Cabe destacar que la mayoría de estos parámetros en la mina El Teniente se encuentran estandarizados.
(1)
Distancia entre calles paralela a la zanja (Dc//z): Esta distancia es determinada cuando se
determinan los diseños de las mallas de extracción, donde se analizan las mallas que podrían aplicarse a cada sector productivo. El caso de ejemplo utilizado hasta ahora presenta tres posibles mallas a utilizar, cabe destacar que estas mallas están operativizadas, es decir cada malla tiene asociado un equipo LHD, en la tabla se aprecian las mallas de extracción para análisis (ver tabla 9.3). Tabla N° 9.3 – Ejemplo de sección de galerías del Nivel de Producción Malla de Extracción
Capacidad LHD
Distancia entre calles // zanja
[Dc⊥c/2 x Dz//c ] m
[Yd3]
[m]
17.32 x15
7–6
20 x 15 7 20
(2)
x
17
–
6
Distancia entre galerías zanjas // calle [m]
17.32
17.32
17.32
13
20 19.63
20
Distancia calle/visera (Dcv): Esta distancia se calcula en base a la suma de la distancia desde
el centro de la calle hasta el punto de extracción más el ancho de visera (Av). El ancho de la visera depende de la variante de Panel Caving a implementar, para Hundimiento Convencional Av = 1 m y para Hundimiento Previo y Hundimiento Avanzado Hv = 0.5 m (ver formula 9.1).
Dcv = Dcpe + 1 [m] Dcv = Dcpe + 0.5 [m]
para HC para HP y HA
(9.1)
172
Donde: Dcv:
Distancia entre el centro de la calle de producción y el extremo de la visera.
Dcpe: Distancia entre el centro de la calle de producción y el punto de extracción.
(3)
Altura de la Galería Zanja (Hgz): La sección de la galería zanja es función de las dimensiones
del equipo LHD y de la normativa legal vigente, que establece distancias mínimas entre el equipo LHD y las cajas y techo de las galerías. La altura de la galería se determina en la etapa de “Operativización de la Malla de Extracción”. Por ejemplo, en la tabla 9.4 se aprecian las secciones de galerías requeridas para tres modelos distintos de LHD. Tabla N° 9.4 – Ejemplo de sección de galerías del Nivel de Producción
(4)
Modelo LHD
Capacidad LHD [Yd3]
Alto Galería [m]
ST-6C
6
3.6
Ancho Galería [m] 4.0
Toro 1400
7
3.6
4.0
Toro 0011
13
4.0
4.5
Apex (ap): Los últimos estudios recomiendan un apex lo más mínimo posible. Por ejemplo en
Hundimiento Convencional, el apex es equivalente al ancho de la galería del UCL. Las secciones de las galerías del UCL son función de los equipos de perforación (socavación).
En Hundimiento Previo y Hundimiento Avanzado no se necesita conocer las secciones de las galerías del UCL. No obstante, para simplificar el estudio se asumirá un apex igual a la galería UCL utilizada en Hundimiento Convencional.
Para determinar las secciones de galerías del UCL, se realizó un Benchmarking sobre secciones de galerías UCL utilizadas en la mina El Teniente. Según el manual "Secciones Típicas de la Mina El Teniente", para las distintas dimensiones de mallas estudiadas, se tienen las siguientes secciones de galerías (ver tabla 9.5). Tabla N° 9.5 – Ejemplo de sección de galerías del Nivel de Hundimiento Dimensión Malla
Alto Galería
Ancho Galería
Apex
[Dc⊥c/2 Dz//c] m
[m]
[m]
[m]
17.32 x15 20x15 20 17 x
3.6 3.6 4.0
3.6 3.6 4.0
3.6 3.6 4.0
Referencia Ten-4Sur Ten-4 Sur Diablo Regimiento
173
(5)
Altura de la Visera (Hv) : La visera debe ser lo más robusta posible, y como una forma de
mejorar su estabilidad se fortifica con cables. La altura de la visera es muy importante en la estabilidad del Crown Pillar, a mayor altura de visera más estable es este y viceversa, por ello se recomienda tener la mayor altura de visera posible. No obstante, de acuerdo al tipo batea a utilizar, a causa de condiciones de borde en la construcción, se tienen alturas de visera menores que lo deseado.
La tabla 9.6, corresponde a las alturas de visera para las distintas variantes de Panel Caving, las cuales a falta de formulas empíricas de determinación se realizó un Benchmarking basado en la experiencia de otros sectores productivos de la mina El Teniente, por ejemplo: (Ten-4 Sur, Ten Sub-5 Esmeralda y Diablo Regimiento). Tabla N° 9.6 – Altura de Visera según variante de Panel Caving Método De Explotación Panel Caving HundimientoConvencional HundimientoPreviooHundimientoAvanzado
(6)
Altura de Visera Hv [m] Valor mínimo 7.94 4.00
Referencias Planos
Valor máximo 11.40
IM8-07346 IM8-10980 IM8-07347
5.41
IM9-07695
Angulo de Visera ( α): El ángulo de la visera debe ser lo más cercano a 90º, para así reducir la
abrasión producto del paso del mineral, además se evita que el Crown Pillar esté expuesto a recibir mayores impactos producto de las caídas de grandes bloques (planchones), ya que se que tiene menor cantidad de área expuesta. En la mina El Teniente el ángulo de Visera a variado entre 81º y 90º, en la tabla 9.7 se muestran los ángulos de visera estandarizados para las distintas variantes de Panel Caving. Tabla N° 9.7 – Angulo de Visera según variante de Panel Caving MétodoDeExplotación
(7)
AngulodeVisera
Panel Caving HundimientoConvencional
82º
Hundimiento Previo o Hundimiento Avanzado
90º
α
Angulo Talud de Batea ( β ): Corresponde al ángulo de la pared superior a la visera, pared que
recibe el flujo de mineral, este ángulo debe ser mayor que el ángulo de escurrimiento del mineral. Según el Area Tronadura de la División El Teniente, este ángulo debe ser lo más cercano a 45º, de tal forma de favorecer un flujo normal del mineral, evitando generar zonas sin movimiento sobre el Crown Pillar (Informe PL–I–069/99).
En Panel Caving Convencional, a causa de los daños que se srcina al Crown Pillar mediante la excavación de la batea con tiros negativos desde el UCL, se ha determinado utilizar un ángulo de 40º, de esta forma se privilegia una mayor altura de visera (el ultimo tiro negativo desde el UCL define el ángulo
174
de talud). Además, en el sector Isla LHD se tiene un diseño de excavación del UCL con el ultimo tiro negativo en 40º, lo que respalda la afirmación anterior.
En Hundimiento Previo y Hundimiento Avanzado no existe el problema de los tiros negativos, ya que la batea se hace íntegramente desde el Nivel de Producción. Analizando los diseños de los diferentes sectores, se ha observado que el ángulo de talud ( β ) se encuentra entre 46º y 54.8º, para simplificar este estudio se asumirá un ángulo de talud ( β) cercano a 50º.
En la tabla 9.8 se aprecian un resumen con los ángulos de talud sugeridos para las distintas variantes de Panel Caving. Tabla N° 9.8 – Angulo de talud según la variante de Panel Caving MétodoDeExplotación
AngulodeTalud
β
Referencia Planos
PanelCaving HundimientoConvencional
40º
IM8-14036
HundimientoPreviooHundimientoAvanzado
50º
IM9-07695
Nota: Los ángulos de talud pueden variar levemente, por motivo de ajuste a las condiciones de borde relacionadas con la distancia entre niveles, donde se trata de evitar los valores fraccionarios.
Una vez que se tienen identificados los rangos en que deben estar los parámetros de entrada, se proceden a calcular los parámetros de salida. Para ello se utiliza una planilla Excel, donde se comienza a iterar con los parámetros antes señalados. La figura 9.5 nos ayuda a recordar donde se ubican cada unos de los parámetros geométricos.
Figura Nº 9.5 - Parámetros geométricos
175
(1)
Altura de Talud de Batea (Ht): La altura de Talud para las distintas variantes de Panel Caving se
calcula utilizando las siguientes formulas, las que están en función de los parámetros de entrada (ver fórmulas 9.2 y 9.3).
Formula Altura de Talud en Panel Caving Convencional:
Ht = TAN(β)*(Dcv - ap/2 - Hv/T AN(α))
(9.2)
Formula Altura de Talud en Hundimiento Previo y Hundimiento Avanzado:
Ht = TAN(β)*(Dcv - ap/2)
(9.3)
Donde: Ht:
Altura de Talud Batea.
β:
Angulo Talud Batea.
Dcv.
Distancia ca lle/visera.
Hv:
Altura de Visera.
ap:
Apex.
(2)
Distancia entre los Niveles de Producción y H undimiento (Dnn): La distancia entre niveles es
función de tres parámetros (ver formula 9.4 y figura 9.5). El cálculo de esta distancia se realiza mediante iteraciones, donde se busca evitar valores fraccionarios.
Dnn = Hgz + Hv +Ht
(9.4)
Donde: Hgz:
Altura de la galería zanja.
Hv:
Altura de la Visera.
Ht:
Altura de Talud de la Batea.
(3)
Ancho del Crown Pillar (Acp): El ancho del Crown Pillar equivale a dos veces la distancia entre
el centro de la calle y la visera (Dcv).
Acp = 2 Dcv
(9.5)
176
(4)
Altura del Crown Pillar (Hcp): La altura del Crown Pillar equivale a la suma entre la altura de
visera (Hv) y la altura del talud de la batea (Ht).
Hcp = Hv + Ht
(9.6)
9.2.5.- DISEÑO BATEA PERFIL B-B
El perfil B-B es perpendicular a la dirección de la galería zanja. La geometría de este perfil depende del largo del equipo LHD a utilizar, ya que el largo del equipo define la ubicación de los puntos de extracción en la malla, y la ubicación de los puntos de extracción define la altura entre los Niveles de Producción y Hundimiento.
La sección vertical B-B de la batea queda definida por la excavación a través de los tiros en abanico. Para el caso del Hundimiento Previo y Avanzado, los tiros en abanico llegan hasta el piso del HCL. Para Hundimiento Convencional los tiros en abanico llegan hasta 15 m de altura, para luego terminar la batea desde el UCL, mediante perforación con tiros negativos (detalles sobre la excavación de bateas en el anexo "Voladura de Bateas y Altura de Socavación").
Para determinar la geometría del perfil B-B se deben conocer los siguientes parámetros.
(1)
Distancia en tre za njas p erpendicular a l a za nja (D z ⊥ z): Este parámetro se obtiene de la misma
malla de extracción, mediante la siguiente formula.
Dz⊥z = sen(60º) Dz//c
(2)
(9.7)
Distancia entre bateas perpendicular a la zanja (Dbb) : Este parámetro queda definido en el
diseño de excavación de la batea (Tiros en Abanico). En la mina El Teniente tanto para Hundimiento Convencional como para Hundimiento Previo y Avanzado esta distancia es 1 m, existiendo algunos casos de 0 y 1.32 m (ver tabla 9.9). Tabla Nº 9.9 - Distancia entre Bateas o apex menor Variante Método de Explotación Hundimiento Convencional
Hundimiento Previo y Hundimiento Avanzado
Malla
Distancia entre Bateas
Dc⊥c/2 x Dz//c [m]
[m]
17.32 15 x
1
15 20 x
1.32
15 x 17.32
Referencia IM8-10980 IM8-07347
0
IM9-07695
1
IM9-07692
177
(3)
Angulo p ared e ntre b ateas ( ω): Este ángulo depende del diseño de excavación de la batea
(abanicos de perforación), es consecuencia de los dos primeros parámetros. En la tabla 9.10 se aprecian los ángulos de algunas mallas. Tabla Nº 9.10 - Angulo pared entre Bateas Malla
Variante Método de Explotación
Dc⊥c/2 x Dz//c [m] 15 17.32 x
Hundimiento Convencional
20 15 x
Hundimiento Previo y Hundimiento Avanzado
(4)
Angulo pared Batea 64º
IM8-10980
61º
15 x 17.32
Referencia
IM8-07347 70º
IM9-07695
71º
IM9-07692
Sección de galería zanja ( Agz) : Este parámetro es función de la dimensión del equipo LHD y de
la normativa legal vigente (ver tabla 9.5).
(5)
Distancia entre niveles (Dnn) : Este parámetro resulta del trazado del corte A-A de la batea para
cada una de las mallas a analizar.
(6)
Altura de Excavación Etapa1 (Aex) : Corresponde a la altura del Abanico de perforación, medido
desde el piso del Nivel de Producción. Para Hundimiento Convencional, la excavación se realiza en dos etapas, los valores para la altura de excavación a sido tradicionalmente 15 m, ya que se ha demostrado en la practica que esta altura es la más adecuada (conversación Sr. Marcelo Toro Area Perforación y Tronadura 17/10/2002).
En la figura 9.6 aparecen los parámetros que definen al perfil B-B de cada batea, la figura corresponde a un caso de batea Tipo Esmeralda.
Figura Nº 9.6 - Detalle Corte Vertical B - B
178
9.3.-
ANALISIS C ONCEPTUAL DE L CR OWN PI LLAR
El diseño del Crown Pillar en la mina El Teniente ha sido tradicionalmente empírico, con todas las limitaciones e incertezas que un diseño de este tipo implica. El Crown Pillar se define como: “Un pilar horizontal o de poca inclinación, cuyo espesor puede ser constante o variable, verticalmente separa dos niveles, horizontalmente separa dos cavidades o bateas”. Su geometría depende de la variante de explotación y condiciones particulares del yacimiento en cuestión y sus dimensiones efectivas se miden desde el techo de la labor inferior hasta el piso de la labor superior. En general la forma del Crown Pillar, así como las solicitaciones a las que está expuesto, varían según el estado o posición del frente de hundimiento. Es decir, se tendrá un Crown Pillar sistemáticamente perforado (Zanjas y abanicos de socavación) bajo una socavación y bajo material hundido, lo cual define diferentes condiciones de borde para la estructura, ver figura 9.7.
Figura Nº 9.7 – Detalle de un Crown Pillar para Hundimiento Convencional
La fallamiento del Crown Pillar puede ocasionar graves consecuencias, pudiendo afectar directamente la planificación de la producción de corto y mediano plazo. Estos fallamientos pueden hasta ocasionar la conexión entre los Niveles de Producción y Hundimiento, con la consiguiente pérdida de puntos de extracción (pérdidas de reservas extraibles) y efectos desfavorables sobre la extracción, al no existir un tiraje uniforme, con todas las consecuencias negativas que esto acarrea, por ejemplo; la formación de pilares de roca que impiden la propagación del caving y la posible sismicidad inducida.
Un diseño de crown pillar muy ancho podría ocasionar pérdidas de material, ya que se deja de extraer reservas de mineral, también podría ocasionar problemas para generar el caving, debido a la formación de puntos de apoyo sobre el crown pillar que impedirían que el material escurra libremente.
179
9.3.1.- CRITERIOS DE DISEÑO DEL CROWN PILLAR El Diseño del Crown Pillar esta en función del diseño de la Batea, es decir, al dimensionar la batea quedarán también determinadas las dimensiones del Crown Pillar. No obstante, los criterios de diseño de la batea también llevan implícitos criterios tendientes a definir la geometría vertical más estable para el Crown Pillar. Por ejemplo al diseñar la batea se tiene considerado lo siguiente respecto del Crown Pillar:
•
La visera debe ser lo más robusta posible (altura), de manera de asegurar la vida útil del punto de extracción y por ende la del Crown Pillar. El ángulo de la batea debe ser lo más cercano a 90º, para evitar tener mayor área expuesta a
• •
"planchones", para proteger al punto de extracción. El ángulo de talud debe ser mayor que el ángulo de escurrimiento de los materiales, de manera de evitar que el material se acumule sobre el Crown Pillar, ya que se podrían formar puntos de apoyo (pilares) que interrumpen el inicio y propagación del proceso de caving, estos puntos de apoyo generan cargas puntuales que eventualmente podrían afectar las labores del Nivel de Producción.
9.3.2.- BENCHMARKING DE LOS CROWN PILLAR (42) El diseño de la batea define el espacio disponible para realizar el crown pillar. Un crown pillar muy ancho implica una disminución del volumen de la batea, por el contrario un crown pillar muy angosto implica bateas de mayor volumen.
La distancia entre el Nivel de Producción y el Nivel de Hundimiento define la altura del Crown Pillar, las distancia entre estos niveles se ha mantenido en 18 m, tanto para Panel Caving Convencional como para Hundimiento Previo. La excepción la constituyó la Mina Fortuna e Isla LHD, con una distancia entre niveles en su parte más baja de 16 m. En nuevos sectores como el Diablo Regimiento se considerará una distancia entre niveles de 20 m, lo que redunda en una altura de Crown Pillar de 16 m. La tabla 9.11, muestra un resumen de las dimensiones del Crown Pillar, asociadas a los diseños de bateas que se han utilizado en la mina El Teniente.
•
En Panel Caving Convencional, las áreas de los Crown Pillar han variado entre 240 y 270 m
2
y las
inclinaciones de las paredes de las viseras han variado entre 81° y 90°, lo anterior ha favorecido el flujo de mineral, en tanto que las alturas de viseras han alcanzado entre 8.0 a 11.4 m, favoreciendo la geometría del Crown Pillar con respecto a su estabilidad, ya que se produce un menor daño por tronadura y menor exposición al impacto de planchones. •
2
En el Hundimiento Previo las áreas han variado entre 235 y 300 m y las inclinaciones de las paredes de escurrimiento de mineral entre 50° y 55°, la altura de visera se encuentra entre 4.5 a 6 m, lo
180
anterior a generado una menor estabilidad del Crown Pillar, debido a un mayor daño por tronadura sobre las paredes, quedando más expuestos al impacto de planchones. Tabla Nº 9.11 - Dimensiones de Crown Pillar para cada tipo de batea (42) Perímetro
Ancho Base
Apex
[m ]
[m]
[m]
[m]
Rectangular
239
62.0
20.90
3.6
Tipo Botella (*)
214
58.2
16.00
3.6
Decahédrica
270
70.0
21.38
HP Esmeralda (fase Inicial)
300
69.0
HP Esmeralda (fase final)
234
63.0
Tipo de Batea
Area 2
Altura Crown
Altura Visera
Pillar [m]
[m]
40º
14.4
7.94
86º
35
14.4
12.8
90º
3.6
27
14.4
11.4
82º
23.24
12.6
64
15.6
4.5
90º
21.64
5.4
54.8
15.6
4.6
90º
β
α
Notas:
β: Angulo de Talud de la batea asociado al ángulo de escurrimiento de mineral sobre el apex. La altura de Crown Pillar se mide desde el techo de la calle de producción hasta el piso del UCL.
α: Angulo de pared de visera. (*): Corresponde a la sección del lado en que la zanja es más angosta.
9.3.3.- PROBLEMAS ASOCIADOS AL CROWN PI LLAR (14) •
Durante la construcción de las bateas debido a una mala tronadura, el Crown Pillar puede verse debilitado.
•
El paso de material a través de las bateas, se traduce en un flujo abrasivo que desgasta sus paredes, ocasionando sobreexcavación.
•
Una concentración desfavorable de esfuerzos, puede inducir importantes solicitaciones de corte y tracción, como para generar grietas en el Crown Pillar, pudiendo producir desplazamientos importantes, con el colapso de un sector productivo.
•
Las inestabilidades asociadas al control estructural en el Crown Pillar, se pueden traducir en caídas de bloques, que eventualmente podrían generar una conexión con el nivel de hundimiento o inducir cargas excéntricas hacia los pilares de sustentación.
•
La presencia de puntos de vaciado en el nivel de producción, cuyo brocal forma parte del pilar de sustentación, tiene un fuerte impacto, no sólo porque debilita el pilar, sino porque también srcina una concentración de esfuerzos en el Crown Pillar.
•
Una socavación deficiente puede generar cargas puntuales (bateas no conectadas y pilares posttronadura).
Todo lo anterior permite concluir que existe la necesidad de compatibilizar requerimientos de diseño y geomecánicos, de manera de lograr una extracción segura y eficiente, para ello se requiere de una metodología racional para diseñar y dimensionar el Crown Pillar.
181
9.4.-
ANALISIS E H ISTORIA DE LAS BATEAS (42)
9.4.1.- EVOLUCION DE LOS DISEÑOS DE BATEAS Las bateas tienen su srcen en el método de explotación Panel Caving, método que se comenzó a utilizar en la mina El Teniente a partir de 1982, específicamente en el sector Teniente 4 Sur.
A la fecha, los diseños han evolucionado en altura, largo, ancho, geometría, disposición espacial y forma de la excavación; principalmente atendiendo a cambios de Diseño Minero, cruzados de acceso, mallas de extracción, limites de mineralización, equipos de carguio de mineral y recientemente por variantes al método de explotación Panel Caving. Tabla Nº 9.12 - Evolución de los Diseños de Bateas en la Mina El Teniente Bateas
Periodo
Observaciones Método de Explotación : Panel Caving Convencional. : Chimenea piloto de 2 x 1.5 m (Central o Inclinada), con Forma de Excavación cuñas.
TipoRectangular
1982-1993
Alturas: 10, 12, 15 y 17 m. Malla: Tipo Teniente. Tamaño de Malla: 15 x 15 m (Ten-4 Sur sector B, Fortuna), 15 x 17.32 m (Ten-4 Sur sector CD, Regimiento, Sub-6), 15 x 20 m (Ten-4 Sur sector D-Fw), 14 x 15 m (Ten-3 Isla Brechas). : Panel Caving Convencional. Método de Explotación
Forma de Excavación : Chimenea piloto de 2 x 1.5 m inclinada.
TipoBotella
19841- 999
Alturas: 12, 16.6 m. Malla: Tipo Henderson. Tamaño de Malla: 15 x 15 m (Ten-4 Regimiento) Método de Explotación : Panel Caving Hundimiento Convencional. Forma de Excavación : Chimenea piloto de 2 x 1.5 m (Central o Inclinada), con
Tipo Decahédrica
cuñas.
1991 - 1999
Altura: 18 m. Malla: Tipo Teniente.
Tamaño de Malla: 15 x 17.32 m (Ten-4 Sur sector D, Regimiento, Sub 6), 15 x 20 m (Ten-4 Sur sector D-Fw).
Método de Explotación : Hundimiento Previo.
Tipo Decahédrica Hundimiento
Forma de Excavación : Con Perforación larga y tiro hueco (Esmeralda), 5 tiros de
1994 - 1999
8” para cada cara libre y tiros auxiliares de 21/4” (Isla).
Altura: 18 m. Malla: Tipo Teniente.
Previo
Tamaño de Malla: 15 x 17.32 m (Sector Esmeralda). Método de Explotación : Hundimiento Previo y Hundimiento Avanzado. Forma de Excavación : Con Perforación larga y tiro hueco (Esmeralda), piloto de
Tipo Esmeralda
1999-2002
66 cm de diámetro.
Altura: 18.8 m. Malla: Tipo Teniente. Tamaño de Malla: 15 x 17.32 m y 15 x 20 m (Sector Esmeralda).
Nota: Entre 1985 y 1994 han existido variados diseños de Bateas, llamados especiales, que respondieron a singularidades en el diseño minero (cruzados de acceso, cambios de rumbo calles y galerías zanjas, labores antiguas) y limites de explotación, principalmente en Ten-4 Sur.
182
9.4.2.- CLASIFICACION DE BATEAS Considerando la evolución que han tenido los diseños más representativos de Bateas, es posible clasificarlas como se describe a continuación:
•
Según geometría del Techo Tabla Nº 9.13 - Clasificación según Geometría (PL-I-069/99) Bateas
UtilizadaenMalla
Rectangulares (10 a 12 m) Botella
Panel Caving Convencional.
TipoHenderson.
Decahédricas Bajas (12 a 15 m) Decahédricas Altas (18 m) Tipo Esmeralda
•
Utilizadaparamétodoyvariante
Tipo Teniente.
PanelCavingConvencional.
Tipo Teniente.
Panel Caving Convencional.
Tipo Teniente.
Panel Caving Hundimiento Previo y Hundimiento Avanzado.
Tipo Teniente.
Panel Caving Hundimiento Previo y HundimientoAvanzado.
Según ancho del Apex Tabla Nº 9.14 - Clasificación según ancho Apex (PL-I-069/99) Bateas
LongitudA e pex
Observación
Anchas
3 a 4 veces el ancho de la galería del UCL.
Angostas
Ancho de la galería de UCL.
Hundimiento Previo, Sector Esmeralda y HP Isla. Panel Caving Convencional, Ten-4 Sur y Ten Sub-6 (1ª Etapa). da
Hundimiento Previo, Sector Esmeralda, Ten Sub-6 (2
•
Etapa).
Según metodología de excavación utilizada Tabla Nº 9.15 - Clasificación según metodología de construcción (PL-I-069/99) Bateas
Conchimenea. Con cuñas. Con perforación larga de 2½” y tiro hueco de 66 cm.
Con perforación larga de 8 y 2½” de diámetro.
Tronadura Dosfases Dos fases
ChimeneaPilotoygaleríazanja
[m] 10–12–15y17
Techo galería zanja.
Cuatro fases
Tres fases
Alturas aplicadas
CarasLibres
Tiro hueco de 66 cm de diámetro y techo galería zanja. Perforación de 8” de diámetro y techo galería zanja.
10 12 – 18
18
183
9.4.3.- ANALISIS DE LOS TIPOS DE BATEAS Las bateas deben interactuar entre sí, tanto en el rumbo de las calles como en el rumbo de las galerías zanjas, esta condición es básica para el inicio y la continuidad del proceso del caving. Las bateas que no se comunican en el rumbo de las calles, constituyen caserones separados que dificultan y a veces impiden el proceso de caving, no basta que las bateas estén comunicadas según el rumbo de las calles, es condición indispensable que las bateas se comuniquen según el rumbo de las galerías zanjas, para garantizar el éxito del proceso productivo.
Las siguientes figuras muestran un corte A-A en la dirección paralela a la galería zanja y la disposición en planta a la altura de techo de las bateas típicas utilizadas en la mina El Teniente. Donde es posible distinguir la distancia entre zanjas enfrentadas, según el rumbo de la galería zanja y según el rumbo de las calles de producción.
(a)
Batea R ectangular: Este diseño de batea se utilizó en Panel Caving Convencional. La
construcción de estas bateas se comienza desde el nivel de producción, y su desarrollo final es complementado con la socavación del nivel de hundimiento, mediante tiros negativos de perforación radial. Por lo tanto, el apex equivale al ancho de las calles del nivel de hundimiento UCL. Inicialmente, estas bateas tuvieron un pequeño traslape, lo cual impedía la interacción según el rumbo de las calles. La separación excesiva de las zanjas a nivel del techo, srcinaba caserones aislados que impedían la interacción del material entre bateas según el rumbo de las calles. Este tipo de batea fue utilizado en las primeras etapas de los sectores Ten-4 Sur, Ten-4 Fortuna y Ten Sub-6. En las figuras 9.8 y 9.9, se aprecian un detalle de la planta y perfil de esta batea.
Figura Nº 9.8 – Detalle Planta Batea Rectangular
184
Figura Nº 9.9 – Detalle Perfil A-A Batea Rectangular
(b)
Batea Tipo Botella: En la mina El Teniente este tipo de batea se ideo para ser utilizada en una
malla Tipo Henderson. Este tipo de batea se utilizo en los sectores Ten-4 Sur A3 y en parte del sector Ten-4 Regimiento. Las figuras 9.10 y 9.11 corresponden a una planta y un perfil A-A de este tipo de batea.
Figura Nº 9.10 - Batea tipo botella, utilizada en Ten 4 Regimiento
Figura Nº 9.11 – Detalle Perfil A-A Batea Tipo Botella
185
(c)
Batea D ecahédrica: Este tipo de batea se ha utilizado en la variante Panel Caving Convencional.
La figuras 9.12 y 9.13 muestran el diseño de la Batea Decahédrica, la cual se ha implementado en los sectores Ten-4 Sur y Ten Sub-6, entre otros sectores.
Figura Nº 9.12 - Bateas Decahédricas utilizadas en Panel Caving Convencional
Figura Nº 9.13 – Detalle Perfil A-A Batea Decahédrica
(d)
Batea Decahédrica para Hundimiento P revio: En un principio el diseño de esta batea, poseía
un apex superior promedio mayor a 12 m, lo que hacia que el material se acumulará sobre el apex. El material sobre el apex formaba en algunos casos puntos de apoyo, que dificultaban el inicio y propagación del caving, con la formación de bóvedas auto-soportantes apoyadas en la "saca gruesa" acumulada sobre el apex. El comportamiento de estas primeras bateas, son las caídas puntuales de mineral que tapaban los puntos de extracción.
Este tipo de batea fue usado en las variantes de Panel Caving Hundimiento Avanzado, donde la excavación de la batea se hace íntegramente desde el nivel de producción. En la figura 9.14 y 9.15 se aprecia una vista en planta y un corte A-A de este tipo de batea.
186
Figura Nº 9.14 - Diseño de bateas sector Esmeralda utilizado hasta 1998
Figura Nº 9.15 – Detalle Perfil A-A batea utilizado en sector Esmeralda
(e) Batea Tipo Esmeralda: El primer diseño de batea aplicado al sector Esmeralda no dio buenos resultados operacionales, por lo que se tuvo que disminuir el apex, desquinchando el crown pillar desde el Nivel de Producción, produciéndose la caída del mineral acumulado sobre el apex, y de esta manera asegurar la propagación del caving. De esta forma se replanteó el diseño de la batea Tipo Esmeralda. Las figuras 9.16 y 9.17 corresponden al diseño de batea utilizado actualmente para la variante Hundimiento Previo en la Mina Esmeralda, donde se considera un apex máximo de 5.4 m.
Figura Nº 9.16 - Diseño de Zanjas a implementadas actualmente en Hundimiento Previo
187
Figura Nº 9.17 – Detalle Perfil A-A Batea Tipo Esmeralda
9.5.-
DISEÑO DE BATEAS Y CROWN PILLAR (APLICACION CASO PARTICULAR)
9.5.1.- BATEA PARA HU NDIMIENTO CONVENCIONAL Supongamos que se ha determinado aplicar Panel Caving Convencional, por lo que se necesita diseñar una Batea Decahédrica, donde la construcción de esta se realiza en dos etapas, la primera desde el nivel de producción y la segunda desde el nivel de hundimiento, ver anexo "Voladura de Bateas y Altura de Socavación".
Basándose en la metodología descrita en el punto anterior, se determinarán las geometrías de las bateas correspondientes a un caso particular, donde a través de diversas etapas de estudio se determinó factible la utilización de tres diferentes Mallas de Extracción, en orden de menor a mayor estas mallas son: •
Malla de 15 x 17.32 m
•
Malla de 15 x 20 m
•
Malla de 17 x 20 m
Los perfiles A-A y B-B que se mostrarán a continuación, corresponden a los diseños de bateas para las tres mallas descritas anteriormente. Los diseños de estas mallas se basaron en toda la experiencia adquirida en la mina El Teniente, específicamente los diseños del sector Ten-4 Sur, Esmeralda y Diablo Regimiento.
La metodología de excavación no es un tema de este trabajo, el diseño de excavación que se muestra, está basado en diseños típicos de excavación utilizados tradicionalmente en las bateas para Panel Caving. No obstante, más detalles sobre metodología de excavación en el anexo "Voladura de Bateas y Altura de Socavación".
188
(a) Batea para mallas de 15 x 17.32 m y 15 x 20 m con LHD ST- 6C de 6 yd3: Para dimensionar la batea se introducen los parámetros de entrada, los cuales deben estar dentro de los estándares de diseño de la batea Decahédrica para Hundimiento Convencional. Tradicionalmente en la geometría de esta batea se utilizaron ángulos de talud de 27º, lo que ocasionaba graves problemas al escurrimiento del mineral, por ello los nuevos diseños de bateas Decahédricas utilizan como mínimo ángulos de talud (β) de 40º. Los parámetros de diseño se pueden ver en la tabla 9.16, y el perfil A-A en la figura 9.18. Tabla Nº 9.16 - Dimensionamiento Batea Decahédrica Malla 15 x 17.32 m y 15 x 20 m con LHD ST-6C Símbolo Dc//z Av Dcpe Hgz
Parámetros Geométricos de entrada Parámetro Distancia entre Calles de Producción // Zanja Ancho de Visera Distancia centro calle a punto de extracción
Valor
[m]
34.64
[m]
1
[m]
Altura de galería zanja
[m]
ap
Ancho Apex aparente - real
[m]
Hv
Alturadelavisera
[m]
9.44 3.60 4.16
3.60 8.66
α
Angulo de la visera
82º
β
Angulo talud Batea
40º
Parámetros Geométricos de Salida Dcv
Distancia entre centro Calle y Visera
[m]
AlturaTaludBatea
[m]
5.74
Dnn
Distancia entre NP y UCL
[m]
18.00
Acp
Ancho Crown Pillar
Hcp
Altura Crown Pillar
Ht
10.44
[m] [m]
20.88 14.40
Figura Nº 9.18 - Perfil A-A Batea Decahédrica con LHD ST-6C
La figura 9.18 muestra un corte vertical A-A en la dirección de la galería zanja, donde se aprecia las geometrías del Crown Pillar y la Batea. Los perfiles A-A de las mallas de 15 x 17.32 m y 15 x 20 m son iguales.
189
Ahora corresponde el diseño del corte B-B de la batea, en la dirección perpendicular a la galería zanja. A continuación en la tabla 9.17 se muestran los parámetros necesarios para el trazado de este perfil, y en las figuras 9.19 y 9.20 los cortes B-B de cada malla. Tabla Nº 9.17 - Parámetros Asociados al perfil B-B con LHD ST-6C Malla Dc⊥c/2 x Dz//c [m]
Parámetro
11x57.32
Dnn
Distancia entreNiveles
[m]
Dz⊥z
Distanciaentrezanjasperpendicularalazanja
Agz Hgz
Ancho galería zanja Altura galería zanja
[m]
Dbb
Distancia entre Bateas
[m]
ω
Angulo pared batea
Hex
AlturaExcavaciónAbanicos
12x50
18
[m]
18
15 [m]
3.6
17.32 4.0
1
3.6 1.32
68 [m]
4.0
15
Figura Nº 9.19 - Perfil B-B Batea Decahédrica para malla 15 x 20 m y LHD ST-6C
Figura Nº 9.20 - Perfil B-B Batea Decahédrica para malla 15 x 20 m y LHD ST-6C
64º 15
190
(b) Batea para mallas de 15x17.32 m y 15x20 m con LHD Toro 1400 de 7 yd3: Ahora se dimensionará 3
la batea considerando un LHD de 7 yd , en base a los parámetros estandarizados de la batea Decahédrica para Hundimiento Convencional, ver tabla 9.18. La figura 9.21 corresponde es un perfil A-A en la dirección de las galerías zanjas. Tabla Nº 9.18 - Dimensionamiento Batea Decahédrica Malla 15 x 17.32 m y 15 x 20 m con LHD Toro 1400 Parámetros Geométricos de entrada Símbolo
Nombre
Valor
Dc//z
Distancia entre Calles de Producción // Zanja
[m]
34.64
Av Dcpe Hgz
Ancho de Visera Distancia centro calle a punto de extracción Altura de galería zanja
[m] [m] [m]
1 10.44 3.60
ap
Ancho Apex aparente - real
[m]
Hv
Alturadelavisera
[m]
4.16
3.60 8.84
α
Angulo de la visera
82º
β
Angulo talud Batea
40º
Parámetros Geométricos de Salida Dcv
Distancia entre centro Calle y Visera
[m]
AlturaTaludBatea
[m]
6.56
Dnn
Distancia entre NP y UCL
[m]
19.00
Acp
Ancho Crown Pillar
Hcp
Altura Crown Pillar
Ht
[m] [m]
11.44
20.88 15.40
Figura Nº 9.21 - Perfil A-A batea Decahédrica con LHD Toro 1400
Nota: Detalles sobre la metodología de excavación de este tipo de batea en anexo "Voladura de Bateas y Altura de Socavación".
191
En la tabla 9.19 se muestran los parámetros necesarios para el trazado del perfil B-B, las figuras 9.22 y 9.23 corresponden a los perfiles de las mallas analizadas. Tabla Nº 9.19 - Parámetros Asociados al perfil B-B con LHD Toro 1400 Parámetro
11x57.32
Dnn
Distancia entreNiveles
Dz⊥z
Distanciaentrezanjasperpendicularalazanja
[m]
19
Agz
Ancho galería zanja
Hgz
Altura galería zanja
[m]
3.6
Dbb ω
Distancia entre Bateas Angulo pared batea
[m]
1
Hex
AlturadeExcavaciónAbanicos
[m]
[m]
19
15 [m]
Malla Dc⊥c/2 x Dz//c [m] 12x50 17.32
4.0
4.0 3.6 1.32
68 15
64º 15
Figura Nº 9.22 - Perfil B-B Batea Decahédrica para malla 15 x 20 m y LHD Toro 1400
Figura Nº 9.23 - Perfil B-B Batea Decahédrica para malla 15 x 17.32 m y LHD Toro 1400
192
(c) Batea para malla de 17x20 m con LHD Toro 0011 de 13 yd3: La malla de 17 x 20 m es la más 3
grande que se ha operativizado, esta malla opera con un equipo LHD de 13 yd . En la tabla 9.20 aparecen los parámetros de entrada estandarizados, así como también los parámetros de salida. La figura 9.24 corresponde a un perfil A-A en la dirección de la galería zanja. Tabla Nº 9.20 - Dimensionamiento Batea Decahédrica Malla 17 x 20 m con LHD Toro 0011 Parámetros Geométricos de entrada Símbolo
Nombre
Dc//z
Distancia entre Calles de Producción // Zanja
Av Dcpe
Ancho de Visera Distancia centro calle a punto de extracción
Hgz
Valor [m]
39.26
[m] [m]
Altura de galería zanja
[m]
ap
Ancho Apex aparente - real
[m]
Hv
Alturadelavisera
[m]
1 11.8 4.0 4.62
4.00 8.23
α
Angulo de la visera
82º
β
Angulo talud Batea
40º
Parámetros Geométricos de Salida Dcv
Distancia entre centro Calle y Visera
[m]
AlturaTaludBatea
[m]
7.77
Dnn
Distancia entre NP y UCL
[m]
20.00
Acp
Ancho Crown Pillar
Hcp
Altura Crown Pillar
Ht
[m] [m]
12.80
25.60 16.00
Tabla Nº 9.24 - Perfil A-A batea Decahédrica con LHD Toro 0011 de 13 yd3
Ahora corresponde trazar el corte vertical B-B de la batea de 17 x 20 m. En la tabla 9.21 se muestran los parámetros geométricos para el trazado de este perfil y en la figura 9.25 se muestra el perfil B-B.
193
Tabla Nº 9.21 - Parámetros Asociados al perfil B-B con LHD Toro 0011 Malla Dc⊥c/2 x Dz//c [m]
Parámetro
17 x 20
Dnn
DistanciaentreNiveles
[m]
20
Dz⊥z
Distancia entrezanjasperpendicular alazanja
Agz
Ancho galería zanja
Hgz
Alturagaleríazanja
[m]
4.0
Dbb
DistanciaentreBateas
[m]
1.32
ω
Angulo pared batea
Hex
AlturadeExcavaciónAbanicos
[m]
15
[m]
17.32 [m]
4.5
64º
Figura Nº 9.25 - Perfil B-B Batea Decahédrica para malla 17 x 20 m y LHD Toro 0011
9.5.2.- ANALISIS DE RESULTADOS BATEA PARA HUNDIMIENTO CONVENCIONAL Tradicionalmente el diseño de la batea Decahédrica utilizada en el sector Ten-4 Sur, se ha diseñado para que esta sea abierta desde el Nivel de Hundimiento con el ultimo tiro negativo en 27º, lo que producía un talud con poca inclinación. Un ángulo de talud menor que el ángulo de escurrimiento hace que el material se acumule sobre ésta, además se expone mayor área a caídas de grandes rocas, pudiendo ocasionar daños al Crown Pillar. Para mitigar el problema, últimamente se ha utilizado como criterio de diseño, un ángulo de talud en la batea ( β ) de 40º. Lo anterior con el objetivo, de favorecer el flujo de mineral.
La distancia entre los Niveles de Producción y Hundimiento se ha considerado asumirla como un número entero. De esta forma se establece una condición de borde, donde esta distancia puede ser 18, 19, 20 m. Por lo tanto, realizando iteraciones de los parámetros geométricos de entrada, se determina la distancia final entre estos niveles.
194
Una vez realizados los diseños de las bateas, se observa que a medida que aumentan las dimensiones de las mallas, aumenta la distancia entre los niveles de Producción y Hundimiento, este aumento tiene un comportamiento casi lineal, donde la malla que utiliza el LHD más pequeño presenta una menor distancia entre niveles, y la malla que utiliza el LHD más grande presenta una mayor distancia entre niveles. La figura 9.26 corresponde a una comparación de algunos parámetros geométricos, tales como: Altura de Crown Pillar (Hcp), Altura de Visera (Hv) y Distancia entre Niveles (Dnn).
Geometría de Bateas v/s Largo Equip o LHD 22 20 18 16 14 ] 12 m [ 10 8 6 4 2 0 Bat ea 15x17,32 15x20 Largo LHD = 9,5 m
Bat ea 15x17,32 15x20 Largo LHD = 10,5 m
Alt ura de Crow n Pillar
Alt ura de Visera
Bat ea 17x20 Largo LHD = 11,9 m Dist ancia entre NP y UCL
Figura Nº 9.26 - Comparación geométricas de bateas
En la tabla 9.22, se presenta un resumen con las geométricas de las Bateas para las tres Mallas de Extracción con sus respectivos equipos LHD. Tabla Nº 9.22 - Resumen Geometrías de Bateas Parámetros Geométricos Razónalto/anchoCrownPillar
[m]
Batea 15 x 17.32 y 15 x 20
Batea 15 x 17.32 y 15 x 20
Batea 17 x 20
LHD ST-6C 6 yd3
LHD Toro 1400 7 yd3
LHD Toro 0011 13 yd3
0.69
0.67
0.63
Altura del Crown Pillar
[m]
14.40
15.40
16.00
Ancho Crown Pillar
[m]
20.88
22.88
25.60
Ancho base de batea
[m]
13.76
11.76
13.66
Altura de Visera
[m]
8.66
8.84
DistanciaentreNiveles
[m]
18.00
19.00
8.23 20.00
Angulo Talud Batea
40º
40º
40º
Angulo Visera
82º
82º
82º
195
9.5.3.- BATEA PARA HU NDIMIENTO PREVIO Y AVANZADO Ahora supongamos que nuestra malla de extracción será implementada en un sector donde se aplique la variante Hundimiento Previo o Hundimiento Avanzado, de esta forma se necesitará una Batea Tipo Esmeralda, la construcción esta batea se hace íntegramente desde el Nivel de Producción, en una sola etapa y en tres fases de tronadura, ver anexo "Voladura de Bateas y Altura de Socavación".
La secuencia de construcción de esta batea comienza con el desarrollo de una chimenea piloto ubicada en el centro de la batea de diámetro 0.72 m sobre la línea de centro de la zanja, que sirve como primera cara libre para la tronadura. Una vez realizada la chimenea piloto, se realiza la voladura de la batea en tres fases de tronadura.
Al igual que para la batea Decahédrica, el diseño de la batea Tipo Esmeralda se hará en base a las mallas de 15 x 17.32 m – 15 x 20 m – 17 x 20 m, cada una asociada a su respectivo equipo LHD.
Las secciones de la batea Tipo Esmeralda que interesa diseñar corresponden a un perfil vertical A-A y a un perfil vertical B-B, igual que en caso de las batas para Hundimiento Convencional.
La diferencia que existe en el diseño de la batea Tipo Esmeralda, es que cuando se comienzan a excavar las bateas, el Nivel de Hundimiento ya se encuentra socavado. De esta forma toda la excavación de la batea se tendrá que realizar desde el Nivel de Producción. De esta forma la orientación de las calles del Nivel de Hundimiento son independientes de las calles del Nivel de Producción. No obstante, para efectos didácticos se analizará un caso donde estas labores tienen la misma dirección de las calles del Nivel de Producción.
(a) Batea para mallas de 15 x 17.32 m - 15 x 20 m con LHD ST-6C de 6 yd3: Se deben introducir los parámetros de entrada necesarios, los cuales deben estar dentro de los estándares de diseño de la batea Tipo Esmeralda, ver tabla 9.23. En la figura 9.27 se aprecia un perfil A-A de esta batea. Tabla Nº 9.23 - Dimensionamiento Batea Tipo Esmeralda Malla 15 x 17,32 m con LHD ST-6C Parámetros Geométricos de entrada Símbolo Dc//z Av Dcpe
Nombre Distancia entre Calles de Producción // Zanja
Valor [m]
34.64
Ancho de Visera
[m]
0.5
Distancia centro calle a punto de extracción
[m]
9.44
Hgz ap
Altura de galería zanja Ancho Apex aparente - real
[m] [m]
Hv
Alturadelavisera
[m]
4.16
3.6
3.60
4.44
α
Angulo de la visera
90º
β
Angulo talud Batea
51º
196
Parámetros Geométricos de Salida Dcv
Distancia entre centro Calle y Visera
[m]
AlturaTaludBatea
[m]
9.71
Dnn
Distancia entre NP y UCL
[m]
18.00
Acp
Ancho Crown Pillar
Hcp
Altura Crown Pillar
Ht
[m] [m]
9.94
19.88 14.40
Figura Nº 9.27 - Perfil A-A Batea Tipo Esmeralda con LHD ST-6C de 6 yd3
Ahora corresponde el diseño del corte B-B de la batea, en la dirección perpendicular a la galería zanja. Los perfiles A-A asociados a las mallas de 15 x 17.32 m y de 15 x 20 m son iguales, sin embargo sus perfiles B-B son totalmente distintos. A continuación en la tabla 9.24 se muestran los parámetros necesarios para el trazado de este perfil, y en las figuras 9.28 y 9.29 los cortes B-B de cada malla. Tabla Nº 9.24 - Parámetros Asociados al perfil B-B con LHD ST-6C Malla Dc⊥c/2 x Dz//c [m]
Parámetro Dnn
Distancia entreNiveles
Dz⊥z
Distanciaentrezanjasperpendicularalazanja
Agz
Ancho galería zanja
Hgz
Altura galería zanja
Dbb
Distancia entre Bateas
ω
Angulo pared batea
Hex
AlturaExcavaciónAbanicos
11x57.32 [m]
18
[m]
[m]
18
15 [m]
[m]
12x50 17.32
4.0 3.6
4.0 3.6
1
1 72º
[m]
18
68º 18
197
Figura Nº 9.28 - Perfil B-B batea Esmeralda para malla 15 x 20 m y LHD ST-6C
Figura Nº 9.29 - Perfil B-B batea Esmeralda para malla 15 x 17.32 m y LHD ST-6C
Es importante recordar que este trabajo es de carácter conceptual, y no es objetivo de éste el diseño de diagramas de perforación de Bateas. El diseño de la batea de la figura 9.27, se trazó considerando la geometría de la batea del sector Esmeralda. Más detalles sobre la metodología de excavación en anexo "Voladura de Bateas y Altura de Socavación".
198
(b) Batea para mallas de 15 x 17.32 m - 15 x 20 m con LHD Toro 1400 de 7 yd3: Los parámetros geométricos que definen la geometría de la batea se encuentran dentro de los estándares de diseño de la batea Tipo Esmeralda, ver tabla 9.25. En la figura 9.30 se aprecia un corte vertical A-A en la dirección de la galería zanja. Tabla Nº 9.25 - Dimensionamiento Batea Tipo Esmeralda Malla 15 x 17.32 m y 15 x 20 m con LHD Toro 1400 de 7 yd3 Parámetros Geométricos de entrada Símbolo
Nombre
Dc//c
Distancia entre Calles de Producción // Zanja
Av Dcpe
Ancho de Visera Distancia centro calle a punto de extracción
Hgz
Valor [m]
34.64
[m] [m]
Altura de galería zanja
[m]
ap
Ancho Apex aparente - real
[m]
Hv
Alturadelavisera
[m]
0.5 10.44 3.6 4.16
3.60 4.63
α
Angulo de la visera
90º
β
Angulo talud Batea
50º
Parámetros Geométricos de Salida Dcv
Distancia entre centro Calle y Visera
[m]
AlturaTaludBatea
[m]
10.56
Dnn
Distancia entre NP y UCL
[m]
19.00
Acp
Ancho Crown Pillar
Hcp
Altura Crown Pillar
Ht
[m] [m]
10.94
21.88 15.40
Figura Nº 9.30 - Perfil A-A batea Tipo Esmeralda con LHD Toro 1400 d e 7 yd3
199
Ahora corresponde el diseño del corte B-B de la batea, en la dirección perpendicular a la galería zanja. Al igual que para el equipo LHD ST-6C, los cortes A-A asociado a las mallas de 15 x 17.32 m y 15 x 20 m son iguales, pero los cortes B-B son distintos. A continuación en la tabla 9.26 se muestran los parámetros necesarios para el trazado de este perfil, y en las figuras 9.31 y 9.32 los cortes B-B de cada malla. Tabla Nº 9.26 - Parámetros Asociados al perfil B-B con LHD Toro 1400 Malla Dc⊥c/2 x Dz//c [m]
Parámetro Dnn
Distancia entreNiveles
Dz⊥z Agz
Distanciaentrezanjasperpendicularalazanja Ancho galería zanja
Hgz
Altura galería zanja
Dbb
Distancia entre Bateas
ω
Angulo pared batea
Hex
AlturaExcavaciónAbanicos
11x57.32 [m]
19
[m]
[m]
19
15 [m]
[m]
12x50
17.32 4.0
3.6
4.0 3.6
1
1 73º
[m]
19
69.4º 19
Figura Nº 9.30 - Perfil B-B Batea Tipo Esmeralda para malla 15 x 20 y LHD Toro 1400
Figura Nº 9.32 - Perfil B-B Batea Tipo Esmeralda para malla 15 x 17.32 y LHD Toro 1400
200
(c) Batea para mallas de 17 x 20 m con LHD de 13yd3: Los parámetros geométricos de entrada como los parámetros de salida se encuentran en la tabla 9.27. La figura 9.33 corresponde a un corte vertical A-A en la dirección de la galería zanja. Tabla Nº 9.27 - Dimensionamiento Batea Tipo Esmeralda Malla 17 x 20 m para LHD Toro 0011 Parámetros Geométricos de entrada Símbolo Dc//z Av
Nombre Distancia entre Calles de Producción // Zanja
Valor [m]
Ancho de Visera
39.26 0.5
[m]
Dcpe
11.8 Distancia centro calle a punto de extracción Altura de galería zanja
[m] [m]
ap
Ancho Apex aparente - real
[m]
Hv
Alturadelavisera
[m]
Hgz
4.0 4.62
4.00 5.29
α
Angulo de la visera
90º
β
Angulo talud Batea
47
Parámetros Geométricos de Salida Dcv
Distancia entre centro Calle y Visera
[m]
AlturaTaludBatea
[m]
10.71
Dnn
Distancia entre NP y UCL
[m]
20.00
Acp
Ancho Crown Pillar
Hcp
Altura Crown Pillar
Ht
[m] [m]
12.30
24.60 16.00
Figura Nº 9.33 - Perfil A-A batea Tipo Esmeralda para Malla 17 x 20 m con LHD Toro 0011
201
Ahora corresponde el trazado del corte B-B. En la tabla 9.28 se m uestran los parámetros geométricos y en la figura 9.34 el trazado del perfil B-B. Tabla Nº 9.28 - Parámetros Asociados al perfil B-B con LHD Toro 0011 Malla Dc⊥c/2 x Dz//c Parámetro
[m] 17 x 20
Dnn
DistanciaentreNiveles
[m]
20
Dz⊥z
Distancia entre zanjas perpendicular a la zanja
[m]
17.32
Agz
Ancho galería zanja
Hgz
Alturagaleríazanja
[m]
4.0
Dbb
DistanciaentreBateas
[m]
1
ω
Angulo pared batea
Hex
AlturaExcavaciónAbanicos
[m]
4.5
70.8º [m]
20
Figura Nº 9.34 - Perfil B-B batea Tipo Esmeralda para malla 17 x 20 y LHD Toro 0011
202
9.5.4.- ANALISIS DE RESULTADOS BATEA PARA HUNDIMIENTO PREVIO Y AVANZADO El diseño de la batea tipo Esmeralda se puede aplicar tanto en Hundimiento Previo como en Hundimiento Avanzado, ya que la metodología de excavación de la batea es la misma.
Al igual que la batea para Hundimiento Convencional, la distancia entre los niveles de producción y hundimiento se contempla como un número entero, para efectos de simplificar los cálculos.
Desde la malla más pequeña a la más grande, el aumento de la distancia entre los niveles de producción y hundimiento tiene un comportamiento casi lineal, donde es concordante el aumento de la distancia entre niveles y las dimensiones de la malla. La figura 9.35 corresponde a una comparación de algunos parámetros geométricos de las bateas, asociados a los tres tipos de mallas analizadas.
Geometría de Bat eas v/s Largo Equipo L HD 22 20 18 16 14 ] 12 m [ 10 8 6 4 2 0 Batea 15x17,32 15x20 Largo LHD = 9,5 m Alt ura de Crown Pillar
Bat ea 15x17,32 15x20 Largo LHD = 10,5 m Alt ura de Visera
Batea 17x20 Largo LHD = 11,9 m Dist ancia entre NP y UCL
Figura Nº 9.35 - Comparación geométrica de bateas Tipo Esmeralda
En la tabla 9.29 se muestra un resumen de las geometrías de bateas asociadas a las tres Mallas de Extracción anteriormente estudiadas. Tabla Nº 9.29 - Resumen Geometrías de las mallas Malla Razón alto/ancho Crown Pillar
Batea 15 x 17.32 y 15 x 20 (m) 0.69
Batea 15 x 17.32 y 15 x 20 (m) 0.67
Batea 17 x 20 (m) 0.63
Altura del Crown Pillar
14.40
15.40
16
Ancho Crown Pillar
19.88
21.88
24.6
Ancho base de batea Altura de Visera
14.76 4.69
12.76 4.84
14.66 5.29
Distancia entre Niveles
18
19
20
Angulo Talud Batea
51º
50º
47º
Angulo Visera
90º
90º
90º
203
9.6.-
CONCLUSIONES DISEÑO DE BATEAS Y CROWN PILLAR
La parametrización de la Batea ha resultado muy compleja, esto se debe a la gran cantidad de parámetros que se deben determinar para establecer su geometría, donde el objetivo final de esta parte del trabajo, es determinar la distancia entre los niveles de Producción y Hundimiento. Una vez determinada esta distancia queda determinada la altura del Crown Pillar.
La parametrización de la Batea presentada anteriormente, esta basada en criterios de diseño (geomecánicos, operacionales y geométricos), recomendaciones de profesionales del área Diseño Minero, del área Perforación y Tronadura, además de algunos parámetros que ya se encuentran estandarizados en la mina El Teniente. De esta forma se logró parámetrizar el diseño de Batea y/o Crown Pillar asociado a cualquier sector productivo.
Es importante destacar que el diseño del Crown Pillar esta condicionado a la geometría final de la Batea, en orden cronológico primero esta la batea y luego el crown pillar, dado que en ese orden se determina el diseño de estas labores.
La variante de Panel caving a implementar en un sector, define el tipo de batea que se debe aplicar, en este trabajo se ha dejado muy claro la metodología de diseño asociada a cada tipo de batea.
Respecto del ejemplo de aplicación mostrado, se ha podido demostrar que el tamaño de la Malla de Extracción operativizada es proporcional a la distancia existente entre los niveles de Producción y Hundimiento.
204
CAPITU LO N º 10. -
10.1.-
CONCLU SIONES Y RE COME ND ACIONES GE NERALE S
CONCLU SION ES
Como resultado del presente trabajo, se han obtenido las siguientes conclusiones:
1)
Se ha determinado que el radio del Elipsoide de Extracción es incidente en la determinación de las dimensiones la Malla de Extracción. También, se ha determinado que la calidad del macizo rocoso es directamente proporcional al radio del Elipsoide de Extracción.
2)
Las teorías de Flujo Gravitacional que se pueden utilizar para determinar el radio del elipsoide de extracción en la roca primaria son: la teoría de Laubscher y la teoría de Kvapil. Y mediante una combinación de estas dos teorías, se elabora una metodología para determinar el radio del elipsoide de extracción.
3)
Analizando un ejemplo particular del sector Ten Sub-5 Esmeralda, se determinó un radio de elipsoide de extracción de 10 m.
4)
Los elipsoides de extracción se pueden disponer espacialmente de diversas formas, son las llamadas distribuciones geométricas. Para evaluar cual distribución de elipsoides se ajusta más a la situación requerida por el método Panel Caving, se deben medir diversos índices geométricos. Una vez realizada la evaluación, las distribuciones geométricas Triangular y Mixta resultaron ser las mejor evaluadas.
5)
De todas las configuraciones o distribuciones de elipsoides analizadas, los casos de geometrías regulares resultaron ser los mejores, esto debido a que presentan un ángulo entre ejes de corridas de elipsoides de 60º.
6)
Mediante una evaluación cualitativa de los diferentes tipos de mallas que existen, se determinó que el mejor diseño de malla es la Tipo Teniente. Esto se confirma, dado que en la mayoría de los sectores productivos de la mina El Teniente se utiliza este tipo de malla. No obstante, a nivel mundial esta malla no es muy utilizada.
7)
Entre las ventajas de utilizar la malla Tipo Teniente, se pueden mencionar por ejemplo: El ángulo calle/zanja de 60º resulta adecuado para la operación de los equipos LHD. En este tipo de malla los equipos LHD pueden introducir la parte de atrás en la zanja del frente, de manera de cargar el mineral en forma recta. Esta malla posee una geometría simple, ya que contempla sólo 2 direcciones de galerías.
205
8)
La malla de extracción obtenida en la etapa de diseño minero sólo tiene carácter teórico, por lo que la distancia entre los puntos de extracción sólo es preliminar. La malla de extracción que queda definida por:
-
La distancia entre calles perpendicular a las calles (d
-
La distancia entre galerías zanjas paralela a las calles (d
9)
C⊥C). Z//C ).
El ángulo calle/zanja.
Se ha determinado que la distancia final entre los puntos de extracción es función del largo de los equipos LHD, mientras más grande sea el equipo LHD, más grande será la distorsión que este producirá en la malla, acercando los puntos de extracción hacia el centro de la Batea. También, se ha determinado que el tamaño de los equipos LHD debe ser proporcional al tamaño de las mallas de extracción.
10)
La sección y forma de las galerías tanto de las calles de producción como de las galerías zanjas, son función de la geometría de los equipos LHD (alto y ancho) y de la normativa legal vigente.
11)
Las labores que definen la sección vertical de la malla de extracción son la Batea y el Crown Pillar. Se concluyó que la geometría del Crown Pillar es función de la geometría final de la Batea.
12)
El tipo de batea a utilizar es función de la variante de Panel Caving. Así para Hundimiento Convencional se utiliza una batea de forma decahédrica, construida en dos etapas, una desde el nivel de producción y la otra desde el nivel de hundimiento. Para Hundimiento Avanzado y Previo se utiliza la batea Tipo Esmerada, construida en una sola etapa íntegramente desde el nivel de producción.
13)
La distancia que existe entre el nivel de producción y el nivel hundimiento (UCL), medida de piso a piso, se ha determinado que es función de la geometría de la batea. La geometría de la batea es función de la variante de Panel Caving a utilizar y de la distancia final entre los puntos de extracción.
14)
Las mallas de extracción que utilizan equipos LHD grandes, son las que tienen la mayor distancia 3
entre niveles. Así por ejemplo: para la malla de 17 x 20 m que utiliza un equipo LHD de 13 yd , se calculó una distancia entre niveles de 20 m, por el contrario para la malla de 15 x 17.32 que utiliza 3
un equipo LHD de 6 yd , se calculó una distancia entre niveles de 18 m.
15)
Como se ha podido observar a través del desarrollo de este trabajo, el diseño de la malla de extracción es bien flexible. Por ejemplo, para el caso de aplicación analizado en este trabajo, en lo referente a la dimensión de la malla, técnicamente se podría aplicar la malla de 15 x 17.32 m, o
206
bien la malla de 17 x 20 m. La elección de una u otra malla, la va a dar la dimensión del equipo LHD a utilizar, un equipo muy grande no podría ser utilizado en una malla pequeña, por el contrario, un equipo pequeño no podría ser utilizado en una malla grande. Si se consideraran conceptos económicos en la selección de la malla de extracción, sin duda las mallas más grandes resultarían las más adecuadas.
16)
Para dimensionar y diseñar las mallas de extracción, el trabajo aquí expuesto concentra todos las metodológicas y criterios de diseño existentes en la División El Teniente. De esta forma, los nuevos estudios de ingeniería relacionados con las mallas de extracción, se podrían realizar de manera más fácil y rápida.
10.2.-
RECOMEND ACI ONES
Dentro de las recomendaciones se pueden mencionar las siguientes:
1)
Bajo el marco de análisis anterior presentado en este trabajo, para la determinación del diámetro o radio del elipsoide de extracción, se recomienda utilizar la metodología que combina las teorías de Laubscher y Kvapil. Esta metodología podría ser una base preliminar, para ser aplicada a estudios de Ingeniería Conceptual. Se recomienda complementarla con estudios más acabados sobre el tema, como por ejemplo: de consultores externos, o la experiencia adquirida a escala real.
2)
La información requerida para la determinación del diámetro del elipsoide de extracción, se recomienda que sea lo más actual posible. Además, esta información debe estar accesible al momento de comenzar el estudio un nuevo sector productivo.
3)
Acerca de las distribuciones geométricas de elipsoides de extracción, se recomienda utilizar la distribución Triangular Equilátera, dado que geométricamente esta presenta las mejores ventajas.
4)
El diseño de malla de extracción para Panel Caving y sus variantes que se recomienda utilizar, es la malla Tipo Teniente con un ángulo calle/zanja de 60º. Por ejemplo para un radio de elipsoide de 10 m, se recomiendan tres mallas teóricas:
-
La malla de 15 x 17.32 m
-
La malla de 15 x 20 m La malla de 17 x 20 m
207
Es importante señalar, que las dos primeras mallas ya han sido aplicadas en la mina El Teniente, con buenos resultados, la malla de 17 x 20 m será aplicada próximamente al sector Diablo Regimiento.
5)
Con respecto a la Operativización de la malla de extracción, para mallas grandes se recomienda el uso de equipos LHD de gran tamaño, para mallas pequeñas se recomienda el uso de equipos LHD de menor tamaño: Así para el caso analizado, en la malla de 17 x 20 m se recomienda un 3
equipo LHD de 13 yd , en las mallas de 15 x 20 m y 15 x17.32 m se recomiendan equipos LHD 3
de 6 o 7 yd .
6)
Para el diseño de la Batea, se recomienda estudiar más a fondo las variables de Perforación y Tronadura, ya que este estudio se ha basado en algunas geometrías y criterios recomendados por esta área. De esta forma se podrán lograr geometrías finales de batea, que sean más acordes con los estándares de diseño establecidos, en relación a la variante de Panel Caving a implementar.
7)
Se recomienda realizar una evaluación geomecánica al Crown Pillar, para determinar a priori el factor de seguridad (FS) y la probabilidad de falla (PF) asociada a cada una de las mallas analizadas.
8)
También, para complementar el estudio que aquí se presenta, se recomienda realizar una evaluación económica a cada una de las mallas analizadas, para establecer desde un punto de vista económico, el impacto en el negocio minero de optar por mallas de una determinada geometría y dimensión.
208
REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS
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(12)
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(15)
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209
(16)
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(17)
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(18)
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210
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Wagner
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“Catalogo
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Equipos
LHD”,
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(42)
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ANEXO A UNIDADES LITOLOGICAS
A1
A1.-
UNID ADES LITOLOGICAS (1)
(a)
Andesita: Corresponde a una roca volcánica de textura porfídica fina, de color gris oscuro a
negro, debido a la intensa biotización que la afecta. Esta roca está compuesta por fenocristales de plagioclasa (10% a 50% en volumen), en una masa fundamental compuesta por un agregado microcristalino de biotita, microlitos de plagioclasa, anhidrita, cuarzo, sericita y clorita. Las rocas “andesíticas” de la mina son atribuidas históricamente al miembro inferior de la formación Farellones.
Figura Nº A1 - Andesita
(b)
Diorita (Diorita S ewell): Cuerpo intrusivo que corta a la Andesita, es de geometría irregular y en
su borde presenta relaciones de contacto difusas con la roca de caja, siendo frecuente la generación de brechas con cemento ígneo e hidrotermal. La Diorita está asociada a parte importante de la mineralización e integra un grupo de cuerpos intrusivos alineados en dirección norte – sur. La diorita es una roca de color gris claro a gris verdoso; en la cual destacan los fenocristales de plagioclasa (30% a 50% en volumen) en una masa fundamental de microlitos de plagioclasa, cuarzo, sericita y clorita. La diorita se presenta en el sector Sur – Este como un gran stock y apófisis de menor tamaño en la parte Central – Este del yacimiento. El stock tiene una forma irregular, con contactos transicionales y/o brechosos. En las zonas marginales posee una textura porfídica, en la que se desarrolla una alteración potásica penetrativa, constituida por fenocristales de plagioclasa, biotita y relictos de anfibola. La parte central del intrusivo, de textura fanerítica, está compuesta por un agregado de plagioclasa, biotita y hornblenda parcialmente cloritizada, con cuarzo y feldespato intersticial. El límite entre estas dos variedades es transicional y ambas han sufrido una fuerte alteración cuarzo – sericita – clorita.
Figura Nº A2 - Diorita
A2
(c)
Pórfido Andesítico: Esta roca presenta una textura porfídica con un 30% de fenocristales,
principalmente plagioclasa y ferromagnesianos reemplazados por biotita y clorita, en una masa fundamental afanítica compuesta de plagioclasas y en menor medida cuarzo y biotita secundaria Este intrusivo fue reconocido en el sector Sur – Oeste del área hundida de Teniente Sub-6 y se encuentra asociado espacialmente al cuerpo de Diorita Sur.
(d)
Brechas Igneas: Están ubicadas en las zonas de contacto entre la roca andesitíca y los distintos
cuerpos intrusivos, de tal manera que se pueden distinguir distintos tipos de brechas ígneas: Brecha Ignea de Andesita y Brecha Ignea de Diorita. Estos cuerpos de brechas pueden tener desde algunos centímetros a algunas decenas de metros de potencia. Están formados por clastos del intrusivo flotando en una matriz de andesita y viceversa.
Figura Nº A3 - Brecha de Diorita
(e)
Brecha Hidrotermal de Anhid rita: Esta unidad litológica está asociada a cuerpos intrusivos
preferentemente en las zonas de contacto entre dacita, diorita y brecha ígnea con la andesita. Corresponde a una roca volcánica que, en general, presenta entre un 5 y 10 % en volumen de cemento, compuesto principalmente de anhidrita, la que también se presenta como “cuñas” de anhidrita de hasta 10 cm. Sin embargo, también existen cuerpos de brecha con porcentajes de anhidrita mayor (30% a 60%), como la brecha reconocida en Teniente Sub-6, la que se emplaza marginalmente al pórfido Andesítico.
(f)
Brecha Hidrotermal de Turmalina (B recha M arginal): Esta unidad litológica corresponde a un
cuerpo de forma tabular, tipo dique, que rodea la Brecha Braden presentando un espesor variable entre 10 y 50 m. Microscópicamente corresponde a una brecha hidrotermal, de color gris claro a blanco, constituida por fragmentos subangulosos a angulosos provenientes de rocas inmediatamente adyacentes, especialmente cuarzo, en un porcentaje variable entre 35 y 50 % del volumen. Los clastos presentan un tamaño entre 0.5 -10 cm en una matriz de turmalina, cuarzo y menor cantidades de anhidrita, yeso, carbonatos, sulfuros y sulfosales. Debido a que presenta homogeneidad litológica de los clastos, se la denomina localmente según su constituyente predominante (e.g. brecha de andesita, brecha de diorita, etc.).
A3
(g)
Brecha Braden: La Brecha Braden es un complejo de brechas emplazado en la parte central del
yacimiento El Teniente, como un cono invertido de forma cuasi circular en planta y cuyo flanco oriental es subvertical y el resto de sus contornos manteando 60º - 70º hacia el centro de la estructura. Típicamente presenta un aspecto similar al concreto, de color pardo claro, con mala selección y clastos subredondeados a subangulosos, de variada composición y tamaño, provenientes de las rocas preexistentes con mineralización y alteración hipógenas propias, en una matriz de polvo de roca y cemento de sericita, con cantidades menores de turmalina, calcita y sulfuros, principalmente pirita. En sectores, se observa una seudoestratificación, descrita recientemente como lineaciones de flujo tanto en niveles altos como en profundidad. La Brecha Braden limita casi exclusivamente con la Brecha Marginal, con la que presenta contactos gradacionales.
(h)
Dacita (Pórfido Teniente): Este pórfido se ubica en la parte Norte del yacimiento, truncado hacia
el sur por la Brecha Braden. Es una roca intrusiva de color gris claro a blanco, rica en feldespato alcalino y pobre en sílice, constituida por fenocristales de oligoclasa (30% a 50% en volumen), biotita (1% - 3%), cuarzo (1% - 3%) y escasa hornblenda, en una masa fundamental de textura aplítica y compuesta por cuarzo, feldespato potásico y hornblenda. Se distinguen dos variedades texturales, una caracterizada por una textura porfídica doble y un color gris verdoso, oscuro y la segunda de color gris blanco, con micropertita como constituyente principal.
Figura Nº A4 - Dacita
(i)
Diques: Alrededor de la Chimenea de Brecha se disponen diques de latita, cuarzo, andesita,
lamprófido y diques de guijarros, cuyas potencias varían entre 0.5 y 2 m, generalmente inclinados hacia esta, envolviéndola como planos cónicos. Los diques de andesita y lamprófido no contienen mineralización hipógena. A continuación se detallan las características más relevantes de los diques:
•
Diques de Latita: Corresponde a cuerpos subverticales menores que se localizan en la parte Sur – Central del yacimiento. Este cuerpo corresponde a una roca de color gris claro, de textura porfídica con fenocristales de plagioclasas sericitizadas (10 - 20 %), cuarzo, anfibola y biotita, la masa fundamental contiene microlitos de cuarzo, sericita con escasos cristales de anhidrita, clorita y sulfuros. En algunos sectores se presenta brechizado con clastos de andesita en su interior y abundante mineralización tardía.
A4
•
Diques de Cuarzo: Están formados principalmente por cuarzo con una menor proporción de anhidrita y súlfuros diseminados. Presentan potencias entre 10 cm y 3 m, con un manteo generalmente subvertical.
•
Dique Lamprófido: Es una roca de textura porfídica, de color gris oscuro con agujitas de color negro. Aparece como cuerpo tabular en sector sur del yacimiento fuera de la zona que comprende el análisis, con una larga corrida de Sur–Hw a Norte–Fw.
(j)
Talus: Bajo esta denominación, se describe principalmente a los depósitos aluviales de la
Quebrada Teniente y coluviales provenientes de las laderas del valle, los cuales se depositaron sobre una cuenca de morfología glacial excavada en la roca. Corresponde a materiales compuestos principalmente por fragmentos de rocas de granulometría fina (menor a 10 cm), presentando estratificación incipiente en capas delgadas de material fino y grueso, respectivamente, siguiendo la pendiente de la superficie topográfica. Su bajo grado de consolidación, determina que es un terreno muy permeable y de baja cohesión. El espesor varía entre los 60 y 120 m en gran parte del área. Dadas las características de esta unidad, no presenta mineralización de cobre importante, salvo escombros de falda aledaños al yacimiento, con leyes medias de 0.2 a 0.3 % de Cu, por lo que se considera el material diluyente de peor calidad en el yacimiento.
ANEXO B CONTROL DE DILUCION
B1
B.-
CONTROL DE DILUCION
B1.-
INTRODUCCION
Durante el proceso extracción minera, un yacimiento explotado por métodos de hundimiento está sometido al proceso de mezcla de los distintos materiales presentes en la columna de mineral sobre ella. Por lo tanto, la dilución se define como la contaminación del mineral con material estéril (material no deseado de baja ley), que constituye la sobrecarga del bloque. Ocasionando una disminución de la ley insitu, provocando el fenómeno de dilución de las reservas in situ. La aparición de este material en el punto de extracción define el "punto de entrada de la dilución (PED)” y se mide como el % de extracción de la columna económicamente extraíble.
Se ha constatado que ha medida que aumenta la extracción de mineral, la influencia de la dilución en la ley es cada vez más importante, es decir la dilución va en aumento.
Durante el proceso de dilución se pueden distinguir tres situaciones: (1) Columna de mineral insitu, con material del cráter de ley inferior a la ley de cierre. Ley de cierre corresponde a la ley de corte de explotación, en el momento mismo de la extracción del material de la mina, asociándose a un costo marginal por estar ya realizado el desarrollo y la construcción, es decir, este mineral debe pagar todos los costos de extracción, transporte y beneficio.
(2) Columna de mineral insitu, con dos tipos de materiales del cráter. El primero con ley superior a la ley de cierre y sobre éste, material de cráter con ley inferior a la ley de cierre.
(3) Columna de mineral insitu, con material insitu de ley inferior a la ley de cierre sobre el mineral.
En los pórfidos chilenos, la dilución por lo general corresponde a material lixiviado y mineral secundario sobre el mineral primario, y genera granulometrías finas. Por lo general en casi todas las minas, sobre la mineralización existe una zona de mineral “remanente” correspondiente a explotaciones de niveles antiguos. Este material en algunos casos es de mejor ley que el mineral de la columna “insitu”. Para el caso de mina El Teniente, la “dilución” referida en los análisis, corresponde a material estéril lixiviado, esta dilución define el cierre de los puntos cuando éstos puntos de extracción presentan un % de material estéril superior a un límite preestablecido.
En la práctica para determinar el punto de entrada de la dilución, se realiza un chequeo visual de cada punto de extracción, cada 3.000 toneladas extraídas. Se considera que la dilución ha entrado en un determinado punto de extracción, cuando el 20% de su área expuesta se encuentra con material diluyente.
B2
La dilución es una variable fundamental para este estudio, ya que corresponde a un marcador físico relevante, no sólo por su aparición “cualitativa” sino por su registro “cuantitativo”. Un buen diseño de la malla de extracción también debe asegurar, un control eficiente de la dilución, para ello se utilizará la siguiente metodología.
B2.-
METODOS PARA ESTIMAR EL PUNT O DE ENTRADA DE LA DILUCIÓN (29)
El Punto de Entrada de la Dilución (PED) se define como: “Un punto de mezcla, que corresponde al momento en que material diluyente aparece por primera vez en los puntos de extracción”. En este momento comienza la dilución de un punto de extracción o sector productivo, iniciándose el proceso irreversible de pérdida de fino y disminución de la recuperación de reservas. El punto de entrada de la dilución se expresa como el porcentaje de extracción de un punto de extracción. El punto de entrada de la dilución se utiliza como parámetro de entrada en el modelo de dilución de Laubscher.
A continuación se presentaran algunos métodos para estimar la dilución: •
Observaciones en Terreno.
•
Metodología de Laubscher.
B2.1.- OBSERVACIONES EN TERRENO Operación realizada por los controladores de la producción, que consiste en la caracterización de la 1
dilución en terreno, es decir, en la observación de materiales que constituyan marcadores de tiraje que no pertenezcan a la columna. Este método está sujeto a interpretaciones y requiere que los materiales sean identificados correctamente. Para realizar adecuadamente esta tarea se debe cumplir lo siguiente: •
Entrenar al personal en el reconocimiento de los materiales marcadores. El personal debe tener
además, un conocimiento del área que va a reconocer (geología de columna insitu, materiales de cráter, otros). •
Reconocer los marcadores de tiraje
1
punto a punto, tomándolos individualmente e ingresando 2
inmediatamente las características observadas en los capturadores portátiles . •
Revisar detalladamente las rocas presentes en el punto de extracción, ya que no basta con una
apreciación superficial, es necesario golpear y partir con martillo los distintos materiales del punto de extracción. (1)
Materiales que durante el proceso de extracción permiten discriminar, en los puntos de extracción, el material propio de la
(2)
Instrumentos electrónicos, que permiten el ingreso de información, para la caracterización de la dilución en terreno. Al ser
columna insitu y el material ajeno a ésta.
conectados a un computador, permiten el traspaso automático de los datos a la base de datos de control producción.
B3
•
Mantener una frecuencia de reconocimiento de marcadores de tiraje, del orden del 5% de extracción
para cada punto de extracción. •
Interpretar la continuidad del material para evitar saltos en cuánto a cantidad de dilución.
TIPOS DE MARCADORES DE TIRAJE (1)
Marcadores Geológicos:
Los marcadores geológicos se definen como: “Materiales de mayor relevancia en términos de capacidad de contaminación, de los cuales se conoce su procedencia y que su participación en el proceso de extracción puede llegar a ocupar completamente el punto de extracción”.
Propiedades que Permiten Identificar los Marcadores Geológicos: •
Por tipo de material: Primario. Secundario. Materiales oxidados.
•
Por tipo de roca: Brechas Braden y Marginal. Tierra / Barro.
•
Características Físicas: Redondeamiento y esfericidad (alto transporte). Plasticidad. Color.
Tipos de Marcadores Geológicos: •
Brecha Braden o Marginal : Presenta una estructura brechosa con fragmentos redondeados y
subangulosos de tamaños variables entre 1 y 30 cm. La matriz tiene un color gris en algunos casos ligeramente verdoso y está constituido por polvo de roca y cemento. Algunas variedades pueden presentar color negro en su matriz debido al alto contenido de turmalina. Se reconoce por poseer matriz y clastos, por su color gris y por que habitualmente se presenta en fragmentos de tamaño medio a grandes (superiores a los 5 cm.) y de formas más bien redondeadas.
•
Andesitas y Dioritas Secundarias: Materiales secundarios, blandos, que se rompen fácilmente con
el martillo. Se distinguen 2 tipos de materiales secundarios de acuerdo a sus características físicas: Secundario de características angulosas, sin óxidos, que pueden o no ser marcadores de material fuera
B4
de la columna, dependiendo del contexto donde se ubiquen. Si la columna insitu sólo está compuesta por roca primaria, esta roca secundaria será marcador de tiraje, en caso contrario (roca primaria y secundaria en columna) no es determinante, ya que podría pertenecer a la columna. Y secundario de ángulos redondeados y formas esféricas como resultado del alto transporte, habitualmente con óxidos de fierro en las fracturas, debido a que provienen de sectores altos del yacimiento o bien desde sectores ya explotados. La presencia de óxidos de fierro les da un color café, siendo un claro indicador de material proveniente de fuera de la columna de mineral.
•
Tierra: Material contaminante de mayor relevancia, puesto que puede llegar a desplazar
completamente al mineral en los puntos de extracción. Es de fragmentación fina (arena, arcillas y limo) de color café o gris-café, que se ubica srcinalmente en los sectores altos del yacimiento. Su característica más importante, además del color, es su alta plasticidad, la que es fácilmente identificable si al apretarla con la mano es moldeable. La tierra ante la presencia de agua, en la mina es conocida como barro. Suele formar aglomerados de distintos tamaños, actuando como cementante de las gravas. Este material muchas veces tiene ley de cobre, dada por especies oxidadas de cobre y mezcla con fracción más fina de mineral.
Se puede encontrar también un material más fino denominado polvo de roca, de color gris más claro, proveniente de la conminución de las andesitas y dioritas, que no corresponde a material marcador de material fuera de la columna. Se diferencia de la tierra por su color y plasticidad nula.
(2)
Marcadores A rtificiales:
Corresponden a objetos puestos especialmente para monitorear la trayectoria durante el flujo gravitacional. Se han utilizado neumáticos de vehículos, los que han sido incorporados al flujo en niveles superiores abandonados. Estos marcadores presentan el inconveniente de que no necesariamente se comportan como el material fragmentado, debido a que poseen características distintas a éste, lo que implica que pueden desplazarse hacia los puntos de extracción de manera muy distinta a como lo haría el material fragmentado.
(3)
Marcadores Remanentes E xplotaciones A ntiguas:
Material constituido fundamentalmente por madera, fierro y concreto, provenientes de las construcciones de niveles superiores, ya abandonados. Estos marcadores, al igual que los marcadores artificiales, presentan el inconveniente de que se comportan de distinta manera, en sus desplazamientos, que el material fragmentado.
En la Metodología de Cálculo por Observación de Terreno, se debe realizar un Análisis del comportamiento de leyes. Para ello se gráfica el porcentaje de extracción v/s la ley de un punto o conjunto de puntos de extracción dados, se generan dos curvas, una representa las leyes insitu y la otra
B5
las leyes de las muestras. En general, para porcentajes de extracción bajos, ambas curvas son similares, pero para porcentajes de extracción más altos, la curva de las leyes de las muestras se sitúa por debajo de la curva de leyes insitu. El punto en que ocurre este desfase corresponde al punto de entrada de la dilución. Este método, presenta el inconveniente de que no da cuenta real de las mezclas, cuando existen varios materiales en la columna y presenta problemas de sesgo en la asignación de tonelajes y representatividad del muestreo.
B2.2.- METODOLOGIA DE DIL UCIÓN DE LAU BSCHER Plantea que el punto de entrada de la dilución es función de la altura de la columna extraíble, el esponjamiento, la altura de la zona de interacción, la regularidad del tiraje, la granulometría del espaciamiento y forma de los puntos de extracción. Este criterio, que tiene una concepción empírica, es más bien aplicable a sectores cuyo comportamiento es desconocido, donde no existe experiencia previa. Para determinar el punto de entrada de dilución, se plantea la siguiente ecuación:
(B1)
PED[%] = (A x fe – B)xC*100 / (A x f e)
Donde: A:
Altura de columna extraible.
fe:
Factor de esponjamiento.
B:
Altura de la zona de interacción.
C:
Factor de corrección.
•
Altura de Columna Extraible (A): Es la altura de la zona sobre el punto de extracción, en la cual
ocurre la mezcla de material y sobre la cual el tiraje es uniforme. Depende de la fragmentación del material hundido, del máximo espaciamiento entre puntos de extracción.
•
Factor de Esponjamiento (fe): Es el incremento de volumen al propagarse el hundimiento, y es
función de la fragmentación de la roca, los valores más típicos se representan en la tabla B1. Tabla Nº B1 – Factor de ajuste por Esponjamiento (29) Fragmentación
Fe
Fina
1.16
Media
1.12
Gruesa
1.08
B6
•
Altura de la Zona de interacción (B): Es la altura de la zona sobre el punto de extracción en la cual
ocurre la mezcla de mineral y sobre la cual el tiraje es uniforme. Esta altura depende de la fragmentación del material hundido, y del espaciamiento de los puntos de extracción. También el espaciamiento de los puntos de extracción depende de la fragmentación. Tabla Nº B2 – Altura Zona de Interacción (29) MáximadistanciaentrePuntosdeExtracción
[m]
Altura Teórica zona de Interacción
7 [m]
9 14
11 20
13 27
15 34
17 41
19
21
48
23
55
62
25 68
75
En la tabla B2, Laubscher plantea que la altura teórica de la zona de interacción puede ser determinada mediante el espaciamiento máximo de los puntos de extracción, que viene representado por curva de la figura B3, que al aplicar una regresión lineal a los datos se obtiene la siguiente ecuación.
B(S) = 3.424*S - 10.388
(B2)
[m]
80 ]. 70 [m n 60 ó i c 50 c ra e t 40 n Ie 30 d a r 20 tlu A
10 0 7
9
11
13
15
17
19
21
23
25
Maxima distancia entre puntos de extracción [m].
Figura N°B1 – Relación entre l a máxima distancia entre Puntos de Extracción v/s Altura de Interacción (B)
La relación entre el máximo RMR y el rango de rating es un indicador directo del rango de fragmentación y al ser graficado se obtiene un factor, el cual se utiliza para incrementar la altura de la zona de interacción teórica, debido a las diferencias de flujo entre material de distinto tamaño, ver tabla B3. Tabla Nº B3 – Factores de Ajuste del RMR según el índice de calidad de macizo rocoso (29) Rango RMR Factor de ajuste
10
20
30
40
50
60
70
80
1.0
1.2
1.4
1.6
1.9
2.2
2.4
2.9
B7
donde (B3)
Altura real = Altura teórica * (Factor ajuste)
•
Factor de corrección (C): Es función de la regularidad del tiraje y esta dado por la razón entre la
media “x” y la desviación estándar “s” de las toneladas extraídas durante un periodo de tiempo dado, para un conjunto de puntos de extracción (independiente de su estado operacional) de un área abierta. Tabla N° B4 – Identificación del Factor de Corrección según la razón de Tiraje (29) Tiraje
R a z ón
Regular
4X/s
Irregular
4.0>x/s2
Muy Irregular
X/s 2.5 <
Factodr eCorrección .0
≥
1.0 .5
≥
0.9 0.8
EJEMPLO DE DETERMINACION DE LA DILUCION (30) Es conveniente contar con un ejemplo de aplicación del modelo de dilución de Laubscher. En las siguientes tablas se muestra información proveniente del Pilar Sub6/Esmeralda, donde se ubican dos zonas, la zona 1 y la zona 2, para determinar en cada una de estas zonas su porcentaje de entrada de dilución PED(%). Tabla Nº B5 – Altura de columna para las zonas definidas Zonas Definidas
Altura de Columna promedio
Zona 1
375 m
Zona 2
750 m
La diferencia que se aprecia en la altura de columna de la zona1 y la zona2, se debe principalmente a que la columna de roca hasta la topografía en la zona2 es mucho mayor, por el contrario la altura de columna en la zona1 es mucho menor, es un poco más de la mitad de la altura de la zona2. Tabla Nº B6 – Identificación de factores de ajuste Pilar Sub6/Esmeralda Unidades Geotécnicas
FF/m
Rango clase Macizo Rocoso RMR
Factor de ajuste según Indice de Calidad
Laubscher
Zona 1
1.12
60 – 45
1.9
Zona 2
1.16
65 – 55
2.2
El espaciamiento máximo de los puntos de extracción para este caso alcanza los 34 m. Luego reemplazando este valor en la ecuación dada en la figura B2, se obtiene una altura de la zona de
B8
interacción promedio aproximada de 106 m. Esta altura es modificada con los factores de ajuste según el índice de calidad de macizo rocoso de la tabla B6, los resultados de la altura de la zona de interacción se puede apreciar en la tabla B7.
B(S) = 3.424*S - 10.388 m B(34) = 3.424*34 - 10.388 m B(34) = 106 m Tabla Nº B7 – Altura final de la zona de interacción para de las zonas 1 y 2 Identificación de Zona
Altura Teórica
Altura Ajustada
Zona de Interacción
Zona de Interacción
[m]
[m]
1Zona
106
201
2Zona
106
234
El factor de esponjamiento del mineral en la columna para una fragmentación media es Fe = 1.12 y asumiendo un tiraje irregular resulta C = 0.9, luego utilizando la formula B1 se calcula el PED para ambas zonas.
En la tabla B8 se puede apreciar el efecto de la altura de interacción sobre el porcentaje de entrada de la dilución, observando que a mayor altura de interacción, el efecto de la dilución en el punto de extracción tiende a disminuir. Tabla N° B8 – Estimación del PED(%) para cada una de las zonas del PilarSub6/Esmeralda IdentificacióndeZona
P.E.D
Zona 1
% 47
Zona 2
% 65
Comentarios sobre el ejemplo expuesto: Los puntos de entrada de la dilución (P.E.D) obtenidos para cada una de las 2 zonas presentan realidades diferentes. Por un lado, la zona-1 se encuentra dentro de los rangos de P.E.D que “normalmente” se han utilizado en la División y por otro lado, la zona-2 presenta mayores alturas de columna en su parte central y debido a su cercanía con la montaña, srcina un P.E.D. que representa una mayor cantidad de reservas que podrían manejarse mediante estrategias de tiraje que permitan acelerar su extracción sólo una vez que se haya alcanzado su condición de caving en régimen. Según la geometría del Pilar Sub6/Esmeralda en altura, el limite físico de estas dos zonas se debería manifestar de manera gradual ya que el incremento de la altura de columna así lo manifiesta.
ANEXO C CLASIFICACION GEOMECANICA LAUBSCHER 1990
C1
C1.-
CLASIFICACIO N GEOME CANIC A LAUBS CHER 1990
La clasificación geomecánica de Laubscher en su evaluación consta de dos etapas; la primera etapa consiste en obtener el índice del macizo rocoso in–situ (RMR), y la segunda etapa es obtener el índice de calidad ajustada del macizo rocoso después de efectuar alguna alteración externa. A continuación se presentará un punteo para obtener los índices de calidad, referencias (11) (22).
•
Indice de calidad del macizo rocoso insitu (RMR): Se requiere obtener los puntos referidos a los
siguientes rating: (1) Rating asociado al RQD%, se obtiene del gráfico de la figura C1 y la tabla C1. (2) Rating asociado al IRS (MPa), se determina por pruebas de compresión uniaxial y carga puntual tabla C1 (3) Rating asociado al Espaciamiento de Fractura (JS), se determina de la figura C2. (4) Rating asociado a la Condición de Fractura (JC), se determina la condición de fractura en la figura C3.
La calidad del macizo rocoso insitu (RMR), se obtiene sumando los puntaje obtenidos de los 4 rating mostrados anteriormente.
Figura Nº C1 – Gráfico del Rating asociado al índice RQD
C2
Tabla Nº C1 - Clasificación Geomecánica de Macizos Rocosos (Laubscher 1990) A: SIGNIFICADO DEL RATING CLASE RATING DESCRIPCION
12345 A
B
A
B
A
B
A
B
A
B
100
81
80
61
60
41
40
21
20
10
MUYBUENA
BUENA
REGULAR
MALA
MUYMALA
B: BASES DE CLASIFICACION 1
100-97
RQD (%)
16
RATING RESISTENCIA ROCA INTACTA
2 3 4
185
20
RATING
184 -165
18
96-84
83-71
70-86
85-44
14
12
10
164 -145
144 -125
124 -105
16
14
12
43-31
30–17
8 104 -85
10
6 84 -65
16-4 4
64 – 45
8
3
44 - 25
6
-
0
2
0 24 – 5
4
4 -0
2
0
ESPACIAMIENTO FRACTURA
25 ------------------------------------ ------------------------------------------------------------------------------------------- 0
RATING CONDICION DE FRACTURA
RATING
40 ------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------------- 0
Figura Nº C2 – Gráfico del Rating asociado al Indice por Espaciamiento de Fracturas (Considerando sistemas con diferentes espaciamientos)
C3
Figura Nº C3 – Rating asociado al índice de Condición de Fractura en base a los parámetros FA y FB
•
Indice de calidad Ajustada (RA): El índice RA es el ajuste que se realiza sobre el RMR en función
de la actividad minera y esfuerzos de la masa rocosa, los cuales son los siguientes: (1) Ajuste por Excavaciones: Orientación y tipo de labor (K1) entre 0.7 - 0.9. (2) Calidad de la Tronadura: Indice (K2) entre 0.8 - 1.0. (3) Meteorización: Indice (K3) entre 0.7 – 1.0. (4) Ajuste por Esfuerzos Naturales o Inducidos: Indice (K4) entre 0.7 -1.2 (5) Cambios de esfuerzos provocados por explotación: Indice (K5) entre 0.6 - 1.2.
Se llamará K al factor de ajuste definido por el producto entre K1, K2, K3, K4 y K5, y el Rating ajustado se obtiene multiplicando el índice RMR por K. K = K1 x K2 x K3 x K 4 x K 5
(C1)
RMR ajustado = MRMR =K x RMR
(C2)
C4
Para facilitar toda esta tarea, Laubscher elaboró unas tablas de Clasificación del Macizo Rocoso en base al rating RMR ajustado, ver tablas C2 Y C3. La información referente al RMR ajustado del macizo rocoso de los sectores en explotación, y de los nuevos sectores en proyecto, se encuentra disponible en informes elaborados por la Superintendencia de Geología. Ellos mediante técnicas de toma de muestras a partir de sondajes, testigos y mapeos, son capaces de determinar el RMR ajustado (MRMR), por lo tanto, esta información se considerara como dato conocido, y no es objetivo de este trabajo la determinación del RMR ajustado.
Tabla N° C2 - Clasificación Geomecánica del macizo rocoso en base al Rating ajustado propuesta por Laubscher (22) CLASIFICACION GEOMECANICA DE MACIZOS ROCOSOS USANDO EL RMR AJUSTADO LAUBSCHER (1990) CLASE RMR Limite inferior RMR Limite superior COMPETENCIA
54
3
B
AB
0
11
10
20
ROCAMUYMALA
AB 21
31
30
40
ROCAM ALA
2
41
51
50
60
ROCAREGULAR
1 A
B
A
61
71
81
91
70
80
90
100
AB
ROCABUENA
ROCAMUYBUENA
ANEXO D EJEMPLOS DE MALLAS DE EXTRACCION
D1
D.-
EJEMP LOS D E M ALLAS D E E XTR ACCION
D1.-
MALL A CU ADR AD A
Actualmente en la Mina El Teniente las únicas aplicaciones de la Malla Cuadrada, son en el método Block Caving, por ejemplo; en el sector Ten-5 Pilares se utiliza Block Caving semimecanizado en base a Scraper, mientras que en el sector de Quebrada Teniente se utiliza Block Caving con extracción manual basado en Buitras, una descripción más detalla de estos métodos se puede encontrar en el Capitulo IV.
La figura D1, corresponde a la malla utilizada en el sector de Quebrada Teniente, donde predomina la mena secundaria. Las dimensione de la Malla de Extracción es de 7.5 x 7.5 m, y la sección de calle de producción es de 2.4 x 2.4 m.
Figura Nº D1 – Ejemplo de Malla Cuadrada aplicada en Block Caving
Para mineral secundario se utilizan mallas pequeñas (7.5 x 7.5 m), en cambio para mineral primario, la tendencia es a utilizar mallas cada vez más grandes. Debido a la mayor fragmentación esperada de la roca primaria que presenta tamaños de colpas que difícilmente podrían manejados en los módulos de extracción de una Malla Cuadrada como la usada en Quebrada Teniente, las colpas se atascarían dentro de los embudos, y bloquearían los puntos de extracción. En la tabla D1 se aprecia un resumen con la geometría de las mallas cuadradas.
D2
Tabla Nº D1 - Sectores en Mina El Teniente con Block Caving según P. Yañes (9) Sector
Malla
Area
Mina
dc⊥c/2 x dBuitra [m]
[m ]
Quebrada Teniente Ten-5 Pilares
2
Distancia entre
Secciones Labores
niveles [m]
[m]
7.5x7.5
56.3
8
2.4x2.4
20"x33.5"
9.375x9.375
87.7
11
2.5x2.5
18"x28"
P a r r ill a
T i p o Ro ca
Secundaria
Secundaria
Se han realizado estudios de Ingeniería Conceptual (figura D2), utilizando la Malla Cuadrada, para 3
realizar la explotación por medio del método Panel Caving, usando equipos LHD de 13 yd . Un problema operacional que surgiría sería; que el LHD para poder ingresar a la zanja necesita de curvas suaves, y dado un ángulo calle/zanja de 90º existente en esta malla, el LHD tendría que bajar su velocidad de desplazamiento, y realizar maniobras adicionales, srcinando una disminución de la productividad del LHD.
Figura Nº D2 - Malla Cuadrada para Método Panel Caving, F. Wellmann (13)
Como conclusión, no es conveniente aplicar las Mallas Cuadradas en Panel Caving, dada las zonas que quedan sin interactuar sobre la calle (figura D2), y los problemas asociados con la operación de equipos LHD.
D3
D2.-
MALLA TIPO TENIENTE
Este tipo de malla se ha utilizado ampliamente en la mina El Teniente, y en otras minas a nivel mundial, en la tabla D2, se muestra un resumen de las principales minas donde se ha aplicado este tipo de malla.
Tabla Nº D2 - Minas donde se ha aplicado la Malla Tipo Teniente, M. Aguilar (35), F. Wellmann (13) Ubicación
Mina
Sector – Método
País
Henderson Freeport
Colorado – USA Indonesia
Salvador
IIIRegión–Chile
Andina
V Región – Chile
El Teniente
VI Región – Chile
Malla Dc⊥c/2 x dz//c [m]
----------
P.C Convencional
15.24 x 20.57
-------------------
P.C Convencional P.CConvencional
12.2x12.2 15x17.32
---------III Panel
P.CConvencional P.C Convencional
13x13 15 x 15
IslaMartillos
P.CConvencional
10x16
Ten-4SurCD
P.CConvencional
15x17.32
Ten-4SurDFw P.CConvencional
15x20
TenSub6
15x17.32
Esmeralda IslaLHD
HundimientoAvanzado Hundimiento Previo P.CConvencional
Diablo
P.C Convencional y
Regimiento
Avanzado
Pipa Norte
P.C Convencional y Avanzado
Tipo Macizo Rocoso
Stockwork de Molibdenita SkarmsyBrechas AndesitaPrimaria Andesita Primaria DioritaPrimaria AndesitaPrimaria AndesitaPrimaria AndesitaPrimaria
15x17.32
AndesitaPrimaria
15x20
AndesitaPrimaria
13x13
DioritaPrimariaysecundaria
17x20
AndesitaPrimaria
15x20
AndesitaPrimaria
⊥
dc c es la distancia entres calles perpendicular a la calle. dz//c es la distancia entre galerías zanjas paralela a la calle.
Analizando la tabla anterior, se concluye que la tendencia en las minas subterráneas de Codelco, es a utilizar la Malla Tipo Teniente.
En la mina El Teniente, a modo de ejemplo, en la figura D3, se presenta un caso particular de aplicación de la malla Tipo Teniente, correspondiente al sector Ten-4 Sur CD, donde se aplica una Malla de Extracción de 15 x 17.32 m.
Esta malla utiliza como base de diseño un radio de elipsoide de 9 m, una distancia entre zanjas de 17.32 m, una distancia entre calles de producción de 30 m, ángulo calle/zanja de 60º y un área de influencia de 2
3
259.8 m . Para el proceso de extracción de mineral se utiliza un equipo LHD de 6 yd , los cuales demandan anchos mínimos de galerías de 4 m, tanto para las calles de producción como para las zanjas.
D4
Radio elipsoide =9 m
Figura Nº D3 – Malla de Extracción vigente para Ten-4 Sur sector CD, según F. Wellmann (13)
La constante necesidad de bajar los costos de desarrollo y operación, de las actuales Mallas de Extracción, hace necesario realizar nuevos estudios, enfocados al aumento de las dimensiones de las mallas, es decir, se debe aumentar la distancia entre calles de producción y la distancia entre zanjas, en función de un mejor conocimiento de la teoría del Flujo Gravitacional con el que se define el tamaño de los Elipsoides de Extracción.
Para aumentar los índices productividad, se proyecta la incorporación al proceso de extracción de 3
mineral, de equipos LHD de mayores capacidades; por ejemplo equipos de 8-11-13 yd . En la figura D4, se muestra un ejemplo de malla Tipo Teniente de grandes dimensiones, obtenida del estudio de ingeniería conceptual, “Evaluación Conceptual de Mallas de Extracción”, del autor F. Wellmann (8).
D5
Radio elipsoide = 11 m Figura Nº D4 – Malla TipoTeniente de grandes dimensiones, F. Wellmann (13) 2
La malla de la figura anterior, tiene un área de influencia de 374 m , que contrasta con las actuales mallas 2 utilizadas en la mina El Teniente, que alcanzan áreas máximas de 300 m . Es importante destacar que esta malla ya ha sido operativizada, lo que se explica por el traslape de los elipsoides en el centro de las bateas.
D6
D3.-
MALLA TIPO HENDERSON
En la tabla D3, se muestra un resumen de las minas en el mundo donde se ha aplicado la malla Tipo Henderson, donde se señala la ubicación geográfica, variante del método de explotación, dimensiones y tipo de roca.
Tabla Nº D3 - Minas donde se ha aplicado la Malla Tipo Henderson, M. Aguilar (7) Mina Premier Diamod Northparkes
Ubicación
S e ct o r
País Sudáfrica
Australia
M é t o d o V a r i an t e
Malla Dc⊥c/2 x dz//c [m]
------------
P.C.H Convencional
15x18
------------
P.C.H Convencional
15x18
------------
P.C.H Convencional
15x18
------------
P.C.H Convencional
14x14
Palabora
Sudáfrica
------------
P.C. Hundimiento Previo
Freeport
Indonesia
------------
P.C.HConvencional
15x18
Ten-3Isla
P.C.HConvencional
14x15
El Teniente
VI Región Chile
Ten-4 Regimiento P.C. H Convencional
17 x 17.32
15 x 15
Tipo Roca
Kimberlitas poco fracturadas
Pórfido cuarzo – Monzonítico Carbonatitas y Magnetita SkarmsyBrechas Andesita primaria
En la Mina El Teniente, la primera vez que se aplicó la malla Henderson, fue en el sector Ten-4 Regimiento, y luego en el sector Brechas del Isla.
Con respecto al sector Ten-4 Regimiento, la figura D5 corresponde a una vista en planta de la malla Tipo Henderson, aplicada a cuatro calles de producción, con el objetivo de implementar los LHD eléctricos, para evaluar en terreno los resultados operacionales.
Los resultados de la aplicación de la malla Henderson no fueron satisfactorios, la razón de esto se debió, a que tanto en los sectores Brechas del Isla y Ten-4 Regimiento, por ejemplo los cables de alimentación de los LHD eléctricos se enredaban o se cortaban, producto de la inexperiencia de los operadores de LHD. Para solucionar este problema, los LHD eléctricos se cambiaron por LHD diesel. De esta forma la experiencia adquirida en terreno demostró que no era factible la aplicación de los LHD eléctricos, (conversación personal, F. Wellmann. Julio 2002, PL Minco).
La tendencia en la mina El Teniente en lo referente a diseños de mallas, es a utilizar la Malla Tipo Teniente. Un ejemplo de aplicación de esta malla fuera de Chile, es el caso de la mina “Henderson Mine”, en su proyecto Mina 2000. En cambio la malla Tipo Henderson aunque no sea utilizada masivamente en Chile, si lo es a nivel mundial, ya que en la mayoría de las minas en operación y proyectos nuevos utilizan la malla Tipo Henderson.
D7
Figura Nº D5 – Ejemplo de Aplicación de la Malla Henderson en la Mina el Teniente (SectorTen-4 Regimiento)
La figura D6, es otro ejemplo de aplicación de la malla Tipo Henderson, correspondiente a la mina Palabora ubicada en Sudáfrica.
Figura Nº D6 – Malla Tipo Henderson en mina Palabora, MASSMIN 2000 (11)
ANEXO E GALERIAS NIVEL DE PRODUCCION Y TABLAS OPERATIVIZACION
E1
E.-
GALERIAS NI VEL DE P RODUCCION Y TA BL AS OP ER ATIVIZACION
E1.-
GALERIAS N IVEL DE PRODUCCION
E1.1.- SECCION D E LA S GA LERIAS
Las secciones de las galerías correspondientes al Nivel de Producción se calculan en función de la normativa legal vigente y del tamaño del equipo LHD. Según el Decreto Supremo Nº 72, en sus artículos Nº 367 y Nº 368, establece las distancias mínimas que deben existir entre los equipos LHD y las cajas y techo de las galerías. En el caso de las Mallas de Extracción propuestas, las distancias mínimas son las siguientes:
Tabla Nº E1 - Distancias Mínimas Distancia mínima al techo
(Articulo Nº367)
0.5m
Distancia mínima a las cajas
(Articulo Nº 368)
0.5 m
Los equipos LHD que se analizarán son los siguientes: Tabla Nº E2 – Dimensiones equipos LHD Capacidad LHD [m]
Modelo Equipo ST-6C
Largo Equipo [m]
6.0
9.5
Ancho Equipo [m] 2.64
Alto Equipo [m] 2.40
Toro 1400
7.0
10.5
2.70
2.54
Toro 0011
13.0
11.9
3.30
2.99
De manera de simplificar este estudio, se asumirá que la sección correspondiente a la calle de producción es igual la sección de la galería zanja, en la realidad esto no es así. Para el cálculo de dichas secciones se utilizaran las formulas E1 y E2:
Ag = Ae + 2Ef + 1
(E1)
[m]
Donde Ag:
Ancho de galería.
Ae:
Ancho equipo LHD.
Ef:
Espesor de la Fortificación.
Hg = He + Ef + Ep + Ho + 0.5 Donde Hg:
Altura de la galería.
He:
Altura del equipo LHD.
Ef:
Espesor de la Fortificación.
Ep:
Espesor del Piso (carpeta de rodado).
Ho:
Holgura para redes.
[m]
(E2)
E2
Calculo de Secciones:
La fortificación estándar utilizada en las Calles de Producción es el Sistema "Perno-Malla-Shotcrete y en la Galería Zanja Marcos de Acero Hormigonados o Cables Lechados. La sección que se calculará a continuación es la correspondiente a la Calle de Producción, cuyo detalle de fortificación aparece en la figura E1.
Tabla Nº E1 - Sistema Fortificación Perno - Malla - Shotcrete
La carpeta de Rodado utilizada en las calles de producción, corresponde a Hormigón H40 de 22 cm de espesor. Para el caso de la mina Esmeralda el detalle de la carpeta se puede apreciar en la figura E2.
Tabla Nº E2 - Capeta de Rodado (sector Esmeralda, referencia plano IM9-11076)
E3
Para nuestro estudio se asumirá un espesor de carpeta de 22 cm, Tabla Nº E3 – Parámetros de Diseño Espesor Fortificación Perno-Malla-Shotcrete (Ef)
0,10 m
Carpeta Rodado (Ep)
0,22 m
DistanciaCajasLegalmínima
0,50m
DistanciaTechoLegalmínima
0,50m
Holgura Redes (Ho)
0,30 m
Sección galería para equipo LHD ST 6C. Ag = Ae + 2Ef + 1 m Ag = 2.64 + 2*0.1 + 1 m = 3.84 m
≅
4 m (aproximación a valores estándar)
Ag = 4 m Hg = He + Ef + Ep + Ho + 0.5 m Hg = 2.4 + 0.1 + 0.22 + 0.30 + 0.5 m = 3.52 m
≅
3.6 m (aproximación a valores estándar)
Hg = 3.6 m
Sección galería para equipo LHD Toro 1400. Ag = Ae + 2Ef + 1 m Ag = 2.7 + 2*0.1 + 1 m = 3.9 m
≅
4 m (aproximación a valores estándar)
Ag = 4 m
Hg = He + Ef + Ep +Ho + 0.5 m Hg = 2.54 + 0.1 + 0.22 + 0.30 + 0.5 m = 3.66 m
≅
3.6 m (aproximación a valores estándar)
≅
4 m (aproximación a valores estándar)
Hg = 3.6 m
Sección galería para equipo LHD Toro 0011. Ag = Ae + 2Ef + 1 m Ag = 3.3 + 2*0.1 + 1 m = 4.5 m Ag = 4.5 m Hg = He + Ef + Ep + Ho + 0.5 m Hg = 2.99 + 0.1 + 0.22 + 0.30 + 0.5 m = 4.11 m Hg = 4 m
Tabla Nº E4 – Sección de galerías Modelo Equipo LHD
Capacidad [m]
ST-6C
6.0
Ancho Calle [m] 4.00
Alto de Calle [m] 3.60
Toro 1400
7.0
4.00
3.60
Toro 0011
13.0
4.50
4.00
E4
E1.2.- FORMA DE L AS GALERIAS
Los equipos LHD deben estar separados a lo menos 50 cm del techo de las galerías, en cualquier dirección. La forma tradicional de las galerías de sección semicircular (diámetro igual al ancho de la galería), en algunos casos podría ocasionar que el techo del LHD tope el techo de las galerías, por ello se ha determinado utilizar el diseño de galería "Gálibo". En este diseño se aumenta la altura de las cajas, de tal forma que los equipos LHD nunca topen el techo de las galerías.
En las figuras E3 a E5, se puede apreciar el detalle de las secciones de galerías, para cada uno de los LHD preseleccionados (tabla E4), donde las secciones de las galerías corresponden a la sección final, después de colocar la fortificación y la carpeta de rodado.
Tabla Nº E3 – Forma de g alería para LHD ST-6C
Tabla Nº E4 – Forma de galería para LHD Toro 1400
E5
3
El LHD Toro 0011 de 13 yd , requiere una sección de galería mayor a los anteriores, una sección de 4.5 x 4.0 m. En la figura E5 se puede apreciar el detalle de la forma de esta galería, con el equipo LHD incluido.
Tabla Nº E5 – Forma de galería para LHD Toro 0011
E6
E2.-
TABLAS OPERATIV IZACIO N (MEMOR IA DE CALCULO)
E2.1.- MALL A DE 17 x 2 0 m
Tabla N° E5 - Operativización con LHD de 9.5 m de largo Malla de 17 X 20 y Equipo LHD ST-6C de 6 Yd3 R
RadioElipsoidedeExtracción
Leq
Largoequipo
[m]
Ac
Ancho Calle de Producción
Ltalud
Largo Talud Mineral
[m]
2.25
Lz
LargoZanja
[m]
7.51
Distancia entre calles paralela a la zanja
[m]
39.26
Distancia centro Calle a Punto de Extracción Teórico
[m]
9.81
Distancia centro Calle a Punto de Extracción Operativo
[m]
9.81
Traslape de elipsoides en el centro de la Batea
[m]
0.37
[m]
10.00 9.50
[m]
4.00
Traslape entre elipsoides sobre la Calle
[m]
0.37
Espacio disponible para cargar mineral
[m]
9.87
Tabla N° E6 - Operativización con LHD de 10.5 m de largo Malla de 17 x 20 y Equipo LHD Toro 1400 de 7 Yd3 R
RadioElipsoidedeExtracción
Leq
Largoequipo
[m]
Ac
Ancho Calle de Producción
Ltalud
Largo Talud Mineral
[m]
2.25
Lz
LargoZanja
[m]
8.13
Distancia entre calles paralela a la zanja
[m]
39.26
Distancia centro Calle a Punto de Extracción Teórico Distancia centro Calle a Punto de Extracción Operativo
[m] [m]
9.81 10.44
Traslape de elipsoides en el centro de la Batea
[m]
1.62
[m]
10.00 10.50
[m]
4.00
Separación entre elipsoides sobre la Calle
[m]
0.88
Espacio disponible para cargar mineral
[m]
10.50
Tabla N° E7 - Operativización con LHD de 11.9 m de largo Malla de 17 x 20 m y Equipo LHD Toro 0011 de 13 Yd3 R
RadioElipsoidedeExtracción
Leq
Largoequipo
Ac
Ancho Calle de Producción
Ltalud
Largo Talud Mineral
[m]
2.50
Lz
LargoZanja
[m]
8.13
Distancia entre calles paralela a la zanja
[m] [m] [m]
[m]
10.00 11.90 4.50
39.26
Distancia centro Calle a Punto de Extracción Teórico
[m]
9.81
Distancia centro Calle a Punto de Extracción Operativo
[m]
11.80
Traslape de elipsoides en el centro de la Batea
[m]
4.34
Separación entre elipsoides sobre la Calle
[m]
3.60
Espacio disponible para cargar mineral
[m]
11.90
E7
E2.2.- MALL A DE 15 x 2 0 m
Tabla N° E8 - Operativización con LHD de 9.5 m de largo Malla de 15 x 20 m y Equipo LHD ST-6C de 6 Yd3 R
RadioElipsoidedeExtracción
Leq
Largoequipo
Ac
Ancho Calle de Producción
Ltalud
Largo Talud Mineral
[m]
2.25
Lz
LargoZanja
[m]
7.13
Distancia entre calles paralela a la zanja
[m]
10.00
[m]
9.50
[m]
[m]
4.00
34.64
Distancia centro Calle a Punto de Extracción Teórico
[m]
Distancia centro Calle a Punto de Extracción Operativo
[m]
8.66 9.44
Traslape de elipsoides en el centro de la Batea
[m]
4.24
Traslape entre elipsoides sobre la Calle
[m]
1.12
Espacio disponible para cargar mineral
[m]
9.50
Tabla N° E9 - Operativización con LHD de 10.5 m de largo Malla de 15 x 20 m y Equipo LHD Toro 1400 de 7 Yd3 R
RadioElipsoidedeExtracción
Leq
Largoequipo
Ac
Ancho Calle de Producción
Ltalud
Largo Talud Mineral
[m]
2.25
Lz
LargoZanja
[m]
8.13
Distancia entre calles paralela a la zanja Distancia centro Calle a Punto de Extracción Teórico
[m] [m]
10.00 10.50
[m]
[m]
4.00
34.64
[m]
Distancia centro Calle a Punto de Extracción Operativo [m] Traslape de elipsoides en el centro de la Batea [m]
8.66 10.44 6.24
Separación entre elipsoides sobre la Calle
[m]
0.88
Espacio disponible para cargar mineral
[m]
10.50
Tabla N° E10 - Operativización con LHD de 11.9 m de largo Malla de 15 x 20 m y Equipo LHD Toro 0011 de 13 Yd3 R
RadioElipsoidedeExtracción
Leq
Largoequipo
Ac
Ancho Calle de Producción
Ltalud
Largo Talud Mineral
[m]
2.50
Lz
LargoZanja
[m]
9.20
Distancia entre calles paralela a la zanja
[m] [m] [m]
[m]
10.00 11.90 4.50
34.64
Distancia centro Calle a Punto de Extracción Teórico
[m]
8.66
Distancia centro Calle a Punto de Extracción Operativo
[m]
11.80
Traslape de elipsoides en el centro de la Batea
[m]
8.96
Separación entre elipsoides sobre la Calle Espacio disponible para cargar mineral
[m] [m]
3.60 11.90
E8
E2.3.- MALLA DE 15 x 17.32 m
Tabla N° E11 - Operativización con LHD de 9.5 m de largo Malla de 15 x 17.32 m y Equipo LHD ST-6C de 6 Yd3 R
RadioElipsoidedeExtracción
Leq
Largoequipo
Ac
Ancho Calle de Producción
Ltalud
Largo Talud Mineral
[m]
2.25
Lz
LargoZanja
[m]
7.13
Distancia entre calles paralela a la zanja
[m] [m]
10.00 9.50
[m]
[m]
4.00
34.64
Distancia centro Calle a Punto de Extracción Teórico
[m]
Distancia centro Calle a Punto de Extracción Operativo
[m]
8.66 9.44
Traslape de elipsoides en el centro de la Batea
[m]
4.24
Traslape entre elipsoides sobre la Calle
[m]
1.12
Espacio disponible para cargar mineral
[m]
9.50
Tabla N° E12 - Operativización con LHD de 10.5 m de largo Malla de 15 x 17.32 m y Equipo LHD Toro 1400 de 7 Yd3 R
RadioElipsoidedeExtracción
Leq
Largoequipo
Ac
Ancho Calle de Producción
Ltalud
Largo Talud Mineral
[m]
2.25
Lz
LargoZanja
[m]
8.13
Distancia entre calles paralela a la zanja Distancia centro Calle a Punto de Extracción Teórico
[m] [m] [m]
[m]
10.00 10.50 4.00
34.64
[m]
Distancia centro Calle a Punto de Extracción Operativo [m] Traslape de elipsoides en el centro de la Batea [m]
8.66 10.44 6.24
Separación entre elipsoides sobre la Calle
[m]
0.88
Espacio disponible para cargar mineral
[m]
10.50
Tabla N° E13 - Operativización con LHD de 11.9 m de largo Malla de 15 x 17.32 m y Equipo LHD Toro 0011 de 13 Yd3 R
RadioElipsoidedeExtracción
Leq
Largoequipo
Ac
Ancho Calle de Producción
Ltalud
Largo Talud Mineral
[m]
2.50
Lz
LargoZanja
[m]
9.20
Distancia entre calles paralela a la zanja
[m] [m] [m]
[m]
10.00 11.90 4.50
34.64
Distancia centro Calle a Punto de Extracción Teórico
[m]
8.66
Distancia centro Calle a Punto de Extracción Operativo
[m]
11.80
Traslape de elipsoides en el centro de la Batea
[m]
8.96
Separación entre elipsoides sobre la Calle Espacio disponible para cargar mineral
[m] [m]
3.60 11.90
ANEXO F VOLADURA DE BATEAS Y ALTURA DE SOCAVACION
F1
F.-
VOL ADURA DE BATE AS Y A LTURA DE S OC AVACION
F1.-
METO DO CONSTRUCTIVO DE BATEA S (44)
El método de construcción de las bateas depende de la variante de Panel Caving utilizada cada sector a explotar, así se tiene:
F1.1.-
BATEA PARA PA NEL CAV ING HUN DIMIE NTO CON VENCIONAL
Esta batea se construye en dos etapas: La primera etapa consiste en un desarrollo parcial realizado desde el nivel de producción, hasta alcanzar una altura de 12 a 15 m, medidos desde el piso del nivel de producción. La segunda etapa se realiza desde el nivel de Hundimiento, esta consiste en la "rotura" del punto superior de la batea mediante perforación de tiros negativos de la tronadura de socavación.
La perforación desde el nivel de producción llega hasta una altura de 4 a 5 m más abajo del piso del UCL, con lo cual se genera un puente de roca (pilar) que separa los niveles de Producción y Hundimiento, y sobre éste se realizan las actividades de perforación y tronadura de socavación; una vez terminada esta última etapa se produce la conexión de los niveles.
La metodología de construcción de este tipo de batea, permite diseñar paredes casi verticales desde el nivel de producción hasta el techo de la batea definida en la 1ª etapa, y un corte inclinado desde el UCL que se conecta con la pared casi vertical construida en la primera etapa. Los tiros negativos bajo la horizontal en el diagrama radial de hundimiento (abanico), definen la geometría final de la batea, ver figura F1
B
A
Figura Nº F1 - Excavación de Batea para Panel Caving Hundimiento Convencional: (A) Etapa construida desde el Nivel de Producción, (B) Etapa construida desde el Nivel de Hundimiento con tiros negativos de socavación (plano IM8-10980-0).
F2
F1.2.- BATEA PARA PANEL CAVING HUNDIMIENTO PREVIO Y HUNDIMIENTO AVANZADO
La construcción de la batea se realiza bajo zona socavada, de esta forma los desarrollos deben realizarse íntegramente desde el Nivel de Producción, lo cual obliga a realizar una perforación más larga (18 m) para alcanzar el piso del UCL. Estos tiros pierden eficiencia a medida que se alejan de la cara libre, y disminuyen la inclinación hasta un ángulo de 50º sobre la horizontal. Esta ultima condición, ocasiona que parte de la energía de los explosivos contenida en las cuatro últimas paradas ubicadas en los extremos de la batea, liberen parte de su energía sobre el Crown Pillar, produciendo un mayor nivel vibracional y daños a la zona de los puntos de extracción.
Figura N° F2 - Esquema de construcción de Bateas en Panel Caving Hundimiento Previo y Hundimiento Avanzado (plano IM9-7695-0, sector Esmeralda)
Para ambos tipos de bateas, la secuencia de construcción comienza con el desarrollo de una chimenea piloto ubicada en el centro de la batea, sobre la línea de centro de la galería zanja, la que sirve como primera cara libre para la tronadura. Luego de ésto, se realiza la voladura de la batea en tres fases de tronadura.
F3
F2.-
PERFOR ACION Y V OL ADURA DE BATEA S (4 4)
La barrenadura de toda la malla de perforación se hace de una sola vez, es decir, todas las paradas de tiros se perforan y quedan disponibles para ser cargadas y tronadas según sea la variante de Panel Caving que se tenga en el sector a explotar.
La voladura de la zanja se realiza en fases y el número también depende de la variante de Panel Caving utilizada en el sector explotado:
•
Si la batea pertenece a un esquema de Hundimiento Convencional, la construcción de la batea se realiza en dos fases, contadas en la etapa de construcción realizada desde el Nivel de Producción (ver figura F3). Y una fase posterior para romper el pillar remanente desde el Nivel de Socavación.
•
Si la batea pertenece a un esquema de Hundimiento Previo Hundimiento Avanzado, la construcción de la batea se realiza en 3 fases (ver figura F4), todas desde el Nivel de Producción.
Figura Nº F3 - Fases d e tronadura de bateas en Panel Caving Hundimiento Convencional
F4
Figura Nº F4 - Fases de tronadura de zanjas en Panel Caving Hundimiento Previo o Avanzado
La secuencia de desarrollo durante la voladura de zanjas es la siguiente: (1) Carguío de explosivos y tronadura de la fase 1, esta fase tiene como cara libre la chimenea piloto central. (2) Extracción del material arrancado en la fase 1 para dar cabida al esponjamiento del polvorazo de la fase2. (3) Construcción de un tapado de seguridad para permitir el carguío seguro de explosivo de la fase 2. (4) Carguío de explosivos y tronadura de la fase 2. (5) Extracción de material arrancado durante la fase 2 para dar cabida al esponjamiento del polvorazo de la fase 3 (6) Construcción de un tapado de seguridad para permitir el carguío seguro de explosivo de la fase 3. (7) Carguío de explosivos y tronadura de la fase 3.
Nota: Los pasos 5º, 6º y 7º sólo se realizan en el caso de bateas para hundimiento previo, en donde existen 3 fases de tronadura. En el caso del hundimiento Convencional sólo existen 2 fases de tronadura.
Las figuras anteriores corresponden a una vista en planta de las distribuciones de las paradas de los tiros en abanico, ambos diagramas de disparos constan de 11 y 17 paradas de abanicos.
F5
F3.-
PERFORACION Y VOLADUR A DE SOCAV ACION (44)
F3.1.-
CRITERIO DE S OCAVACION
El criterio de socavación aplicado en Mina El Teniente, considera la tronadura total de los pilares ubicados entre las labores de desarrollo del Nivel de Hundimiento, correspondiente a la base del panel, para provocar el caving.
F3.2.-
MET ODO DE SOCAVACIO N
El método de socavación también depende de la variante de panel caving utilizada en el sector explotado, así se tiene:
•
Panel Caving Hundimiento Convencional: La socavación se realiza mediante la perforación y tronadura de abanicos verticales dispuestos cada 2 m. En este caso la altura de socavación, medida desde el piso de la galería del UCL hasta el punto más alto del abanico, alcanza entre los 8.6 m y 10.6 m. Los tiros bajo la horizontal se realizan para definir la geometría final de la batea (conectándola con el Nivel de Producción), más detalles en figura F5.
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Panel Caving Hundimiento Previo o Avanzado: La socavación se realiza mediante la perforación y tronadura del pilar generado entre calles adyacentes del Nivel de Hundimiento. Para ello se construye una labor de "conexión" entre estas calles, desde la cual se perforan y tronan tiros horizontales paralelos, con el mismo rumbo de dichas calles. En este caso la altura de socavación no sobrepasa la altura de la calle del UCL, más detalles en figura F7.
F3.3.-
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PERFORACIO N DE SOCA VACION
Panel Caving Hundimiento Convencional: Se perforan abanicos en una extensión de 10 m a 30 m. El número de abanicos perforados dependerá de la longitud y del número de calles desarrolladas, en orden a mantener la geometría del frente de hundimiento.
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Panel Caving Hundimiento Previo o Avanzado: Se barrena la totalidad de los tiros que cubren un pilar. La perforación se inicia cuando finaliza la construcción de la conexión entre las calles. Se maneja el concepto “justo a tiempo”, es decir, la perforación del pilar a socavar se realiza a medida que se desarrollan las calles y las conexiones entre ellas.
F6
F3.4.-
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TRO NADUR A DE S OCAVACIO N
Panel Caving Hundimiento Convencional: Se cargan y tronan los tiros correspondientes a un máximo de 3 abanicos contiguos. La tronada del polvorazo sale hacia el frente de hundimiento, por lo que luego de la tronadura se limpia y extrae el esponjamiento para dar cabida al próximo polvorazo.
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Panel Caving Hundimiento Previo o Avanzado: Se cargan y tronan los tiros que cubren todo el pilar. La tronada del polvorazo sale hacia las calles del Nivel de Hundimiento, por lo que no se necesita limpiar ni extraer esponjamiento para el próximo polvorazo.
F4.-
ALTUR A DE SOC AVACION (5) (6) (45) (46)
F4.1.-
ALTURA DE SOCAVACION EN BATEA HUNDIMIENTO CONVENCIONAL
La aplicación de la batea Decahédrica en la mina El Teniente data de 1991, específicamente en el sector Ten-4 Sur, y se ha mantenido hasta ahora, dado los buenos resultados que ha presentado este tipo de batea en su utilización en Panel Caving Convencional.
Analizando información histórica referente a las alturas de socavación, se puede decir que esta altura de socavación para bateas Decahédricas, ha evolucionado desde los 10.6 m desde su aplicación en 1991, hasta 3.6 m en 1994, para retornar nuevamente a alturas de 10.6 m en 1998. En la figura F5 un diagrama de disparo para una altura de socavación de 8.6 m, la tabla F1 es un resumen de la evolución de la altura de socavación utilizada en Panel caving Convencional.
Figura Nº F5 - Ejemplo, Abanico de Socavación en Malla 15 x 17.32 m, Ten-4 Sur sector D, (IM2-6924-0)
F7
Tabla Nº F1 - Altura de Socavación en Panel Caving Convencional (46) Añ o
S e cto r
1991
Ten-4 Sur D
1994
Ten-4SurD
1994
1998
Al t u r a 10.6 8.6
Ten-4 Sur D Fw Calles C-7R a C-37L Ten-4 Sur D Calles C-1R a C-23L
3.6
C o m e n t a r io s No hubo problemas de caving, ni losas colgadas.
R ef er e n ci a IM2-5713
Los 8.6m fueron propuestos solo para el sector central del frente de hundimiento del Ten-4 Sur, considerando su buena hundibilidad.
IM2-5714
Malos resultados operacionales, se retraso el inicio y propagación del caving, hubo losas colgadas.
IM2-CR-2397
Dados los problemas derivados de la menor altura de socavación (losas 8.6
colgadas y sobre tamaño), se aumento la altura a 8.6 m, lo que ha dado
IM2-6924
buenos resultados. Para mejorar aun más, los problemas relacionados con la propagación del
1998
Ten-4 Sur D Hw y Fw
10.6
caving y de losas colgadas se ha decidido aumentar la altura de
IM2-6924
socavación a 10.6m 2002
F4.2.-
Diablo Regimiento
10.6
En una parte del sector Diablo Regimiento, se utilizará Panel Caving Convencional, con altura de socavación de 10.6m
IM9-CR-3617-0
ALTURA DE SOCAVACIO N PARA HUNDIMIENTO PREVIO Y AVANZADO
En la mina El Teniente, para Hundimiento Previo y Hundimiento Avanzado la altura de socavación es igual a la altura de galería del UCL (3.6 m). El algunos casos el UCL comprende galerías desarrolladas paralelas a las galerías del Nivel de Producción. La excavación del UCL se logra perforando Tiros Largos de 24 m desde las conexiones entre las calles del UCL
Las figuras F6 F7 y F8 corresponden a los diagramas de perforación típicos de Hundimiento Previo y Hundimiento Avanzado. La tabla F2 corresponde a la evolución de la altura de socavación para estas dos variantes de Panel Caving.
Figura Nº F6 – Ejemplo, Diagrama de perforación para socavación UCL Sector Esmeralda malla 15 x 17.32 m (IM4-08544)
F8
Figura Nº F7 – Ejemplo, Planta Tiros Largos Socavación UCL Sector Esmeralda malla 15 x 17.32 m (IM4-08544)
Figura Nº F8 – Ejemplo, Diagrama de perforación para socavación UCL Sector Esmeralda malla 15 x 17.32 m (IM4-08544)
Tabla Nº F2 - Altura de Socavación en Panel Caving Hundimiento Previo o Hundimiento Avanzado Añ o
S e ct o r
1994
TenSub6
1997
Esmeralda
2002
Diablo Regimiento
Al t u r a 3.6
C o m e n t a r io s
Re f er e n ci a
Paramallade15x17.32-15x20
IM8-8699-1
3.6
Paramallade15x20-15x20
IM4-08544
4.0
Paramallade17x20
IM2-9254
