UNIVERSIDAD NACIONAL DE
CAJAMARCA
ESCUELA ACADÉMICO PREFESIONAL DEL
INGENIERÍA GEOLÓGICA
FACULTAD DE INGENIERÍA
Escuela Académico Profesional de
Ingeniería Geológica
TRABAJO MONOGRÁFICO
MÉTODO DE EXPLOTACIÓN
MINERA POR TAJEO POR
SUBNIVELES
DOCENTE: Ing. Armando Bohozquez Huara
ESTUDIANTE:
BAZAN SANTACRUZ, Orlando CRUZADO MERINO, Erika FALCONÍ REYES, Alejandro. HERRERA VENTURA, Albert SPELUCÍN ESTELA, Jhennyfer. TORRES CABRERA, Juan Daniel
Cajamarca Julio del 2013
M
ÉTODOS
D
E EXP
LOTAC
IÓN
MIN
1
Índice
INTRODUCCION ... 3
GENERALIDADES ... 4
CONSIDERACIONES DEL DISEÑO DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN. ... 6
CARACTERÍSTICAS ESPACIALES ... 6
CONDICIONES GEOLÓGICAS E HIDROLÓGICAS ... 6
CONSIDERACIONES GEOTÉCNICAS ... 7
Selección del método (soporte necesario) Hundibilidad ... 8
GEOMETRIA DEL YACIMIENTO Y DISTRIBUCIÓN DE LEYES. ... 8
CONSIDERACIONES ECONÓMICAS ... 10
FACTORES TECNOLÓGICOS ... 10
FACTORES MEDIOAMBIENTALES ... 10
EL MARGEN DE SEGURIDAD DENTRO DEL MODELO DEL PUNTO DE EQUILIBRIO ... 11
PREPARACIÓN Y DESARROLLO ... 12
DISEÑO DEL TAJEO ... 15
ACCESOS A SUBNIVELES ... 15
GALERIA DE ACARREO ... 15
LONGITUD Y ANCHO ... 15
ALTURA DEL TAJEO... 16
INTERVALOS ENTRE SUBNIVELES ... 16
DRAW POINTS ... 16
CORTE INFERIOR ... 17
SLOT – CARA LIBRE ... 17
Under Cut o corte inferior horizontal ... 17
SUB LEVEL CON GALERÍA CENTRAL ... 18
SUBNIVELES DOBLES ... 18
PRODUCCIÓN ... 19
Con taladros largos en paralelo: ... 19
Características ... 19
Tipos de cuerpos de mineral ... 20
Procedimiento: ... 21
2
Ventajas y Desventajas del método: ... 24
CARGUÍO DEL MINERAL ... 25
VENTILACIÓN ... 26
FORTIFICACIÓN ... 26
ALCANCES ... 27
VENTAJAS Y DESVENTAJAS DEL MÉTODO ... 27
APLICACION DEL METODO DE EXPLOTACION POR SUBNIVELES EN EL PERÚ... 29
UNIDAD MINERA SAN RAFAEL – EMPRESA MINERA MINSUR S.A. ... 30
BIBLIOGRAFÍA ... 34
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INTRODUCCION
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CAPITULO I
GENERALIDADES
http://es.scribd.com/doc/18942031/Evaluacion-Estrategica-de-Operaciones-Mineras
El método de arranque desde subniveles normalmente se emplea en CRIADEROS o yacimientos tabulares verticales o sub-verticales, pero MUY REGULARES y de gran espesor (>10m), en los que el mineral y la roca de los hastíales son resistentes o autosoportantes. el método se caracteriza por su gran productividad debido a que las labores de preparación se realizan en su mayor parte dentro del mineral.
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abanico. Estos métodos necesitan una gran preparación y se requiere en general que el criadero sea potente.
La distancia óptima entre subniveles depende de dos parámetros: el costo y la dilución, y entre los que se buscará una solución de compromiso.
Los costos, en general, disminuyen al aumentar la altura (tendencia actual), pero aumenta con ello la dilución y algún costo particular, sobre todo al recuperar los macizos de protección y pilares. Las cámaras longitudinales, al descubrir una superficie mayor de hastíales, son peores para la dilución que las transversales. Pero estas últimas necesitan unos pilares que representan normalmente el 50 por ciento del mineral del criadero, mientras en las longitudinales es mucho menor. Actualmente la distancia entre niveles oscila entre 100 y 130 m para toda la cámara y los subniveles se sitúan cada 20-30 m de altura, por lo general dependiendo de la altura del yacimiento.
El sublevel stoping es un método en el cual se excava el mineral por tajadas verticales dejando el caserón vacío, por lo general de grandes dimensiones, particularmente en el sentido vertical.
El mineral arrancado se recolecta en embudos o zanjas emplazadas en la base del caserón, desde donde se extrae según diferentes modalidades. La expresión “sublevel” hace referencia a las galerías o subniveles a partir de los cuales se realiza la operación de arranque del mineral. Ver la siguiente figura:
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CONSIDERACIONES DEL DISEÑO DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN.
CARACTERÍSTICAS ESPACIALES
Todo lo concerniente para mantener un ritmo de producción constante, estable y segura, como los esfuerzos alrededor de las excavaciones, el tamaño, la orientación del cuerpo y su relación con la orientación de los sistemas de discontinuidades críticas presentes en el macizo rocoso para un excelente ritmo de producción.
Los factores que tienen un mayor peso en la primera etapa de selección del diseño son los relativos a:
Tamaño (alto, ancho o espesor) Geometría
Distribución de Leyes
Propiedades Geomecánicas de las paredes y del cuerpo mineralizado. Forma (tabular, lenticular, masivo, irregular)
Disposición (inclinado, manteo)
Profundidad (media, extremos, razón de sobrecarga)
Todo esto es concerniente tanto al mineral como al estéril adyacente. Mediante el análisis de esos factores se obtendrá un primer diseño y ordenación de las labores más adecuadas a realizar.
CONDICIONES GEOLÓGICAS E HIDROLÓGICAS
La investigación geológica llevada a cabo debe permitir, por un lado, la correcta evaluación de los recursos y reservas que alberga el depósito, debe facilitar información del tipo de roca, zonas de alteración, estructuras principales, etc.
Tanto de mineral como de roca de caja (o huésped) afecta la decisión de usar métodos selectivos o no selectivos
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Mineralogía y petrografía (óxidos vs. Sulfuros) Composición química
Estructura del depósito (pliegues, fallas, discontinuidades, intrusiones) Planos de debilidad (grietas, fracturas, clivaje)
Uniformidad, alteración, meteorización (zonas, límites)
Aguas subterráneas e hidrología (ocurrencia, flujo, nivel freático)
Todo ello debe plasmarse sobre planos y secciones a la escala adecuada para que el yacimiento pueda ser visualizado e interpretado fácilmente.
Se precisa toda esa información para colocar adecuadamente las escombreras auxiliares y la infraestructura minera, así como para evaluar las posibles alteraciones a que puedan dar lugar las labores mineras.
CONSIDERACIONES GEOTÉCNICAS
El comportamiento geotécnico de los diferentes materiales depende básicamente de la resistencia de las rocas, el grado de fracturación de los macizos, y la resistencia de las discontinuidades. Existen muchos otros sistemas de clasificación muy completos, pero los tres indicados con suficientes para una primera aproximación al comportamiento del macizo rocoso.
La resistencia de la matriz rocosa es la relación entre la resistencia a la comprensión simple y la presión ejercida por el peso del recubrimiento. Esta última puede calcularse a partir de la profundidad y la densidad de la roca, mientras que la resistencia a la comprensión es más sencillo determinarla indirectamente mediante ensayos de carga puntual.
El espacio entre fracturas puede definirse en término de fracturas por metro o por el RQD (Rock Quality Designation).
La resistencia de las discontinuidades se determinará por la observación directa, de acuerdo con las definiciones de la siguiente tabla.
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Selección del método (soporte necesario) Hundibilidad
Propiedades elásticas
Comportamiento plástico o viscoelástico
Estado de los esfuerzos (originales, modificados por la excavación) Consolidación, compactación, competencia
Otras propiedades físicas (gravedad específica, poros, porosidad, permeabilidad)
GEOMETRIA DEL YACIMIENTO Y DISTRIBUCIÓN DE LEYES.
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Para este estudio se hará una modelización del yacimiento, llevándose a cabo por procedimientos manuales o informáticos. En cualquier caso lo que se obtiene son planos de niveles y secciones verticales en los que se indica la forma dominante del yacimiento y las distribución espacial de leyes.
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CONSIDERACIONES ECONÓMICAS
Determinan el éxito del proyecto, Afectan inversión, flujos de caja, periodo de retorno, beneficio
Reservas (tonelaje y ley) Tasa de producción
Vida de la mina (desarrollo y explotación) Productividad
Costo de mina de métodos posibles de aplicar
FACTORES TECNOLÓGICOS
Se busca la mejor combinación entre las condiciones naturales y el método
Porcentaje de recuperación Dilución
Flexibilidad a cambios en la interpretación o condiciones Selectividad
Concentración o dispersión de frentes de trabajo Capital, mano de obra, mecanización
FACTORES MEDIOAMBIENTALES
No sólo físico, sino que también económico-político y social
Control de excavaciones para mantener integridad de las mismas (seguridad). Subsidencia y efectos en superficie.
Control atmosférico (ventilación, control de calidad de aire, calor, humedad)
Fuerza laboral (contratos, capacitación, salud y seguridad, calidad de vida, condiciones de comunidad).
En consideración a estos factores, se debe tomar una decisión respecto a si explotar el cuerpo mineralizado mediante métodos de explotación de superficie o métodos de explotación subterráneos. Las características espaciales (geometría del cuerpo) y la competencia de la roca son esenciales dado que pueden determinar la conveniencia de utilizar un método por sobre otros. Sin embargo, puede haber casos en los que el depósito puede explotarse mediante métodos de superficie o subterráneos. En estos casos, es necesario tomar la decisión en función del beneficio económico que se generará en cada caso.
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Fuente: http://Sites.google.com/sites/chichofaim/minera
EL MARGEN DE SEGURIDAD DENTRO DEL MODELO DEL PUNTO DE EQUILIBRIO
Determinación del margen de seguridad
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CAPITULO II
PREPARACIÓN Y DESARROLLO
Primero se debe generar un nivel base o nivel de producción, el cual consiste en una galería de transporte y estocadas de carguío que permiten habilitar los puntos de extracción. Además habrá embudos o zanjas recolectoras de mineral. Cuando se trata de una zanja continua a lo largo de la base del caserón se requiere el desarrollo previo de una galería de producción a partir de la cual se excava la zanja. Las galerías de transporte se ubican cada 45 a 120 m entre sí.
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necesario la ejecución de chimeneas o rampas de acceso, emplazadas en el límite posterior del caserón.
Para las primeras tronaduras de producción se usa una chimenea a partir de la cual se excava el corte inicial o cámara de compensación (slot), para la generación de una cara libre.
Para cuerpos masivos, grandes mantos o vetas de gran espesor se pueden crear varios caserones separados por zonas estériles o pilares mineralizados que podrían ser recuperados con posterioridad utilizando el mismo método.
Las dimensiones de las galerías dependerán de los equipos que circulen en ellas, siendo como mínimo galerías de 3x3 m2 de corte transversal. Además un caserón tendrá medidas del orden de 40 a 80 m de alto, 2 a 30 m de ancho y 60 a 150 m de largo.
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La preparación termina una vez tronada la primera tajada del caserón, esto quiere decir la perforación y tronadura de un undercut, slot y las secciones de la primera tajada.
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CAPITULO III
DISEÑO DEL TAJEO
ACCESOS A SUBNIVELES
Puede hacerse a través de una rampa o chimenea, la misma que se ubica en la caja piso de la zona mineralizada, lo más lejos posible para evitar los posibles efectos de la voladura u otras operaciones de producción que se producen durante el tajeado.
Chimeneas: se pueden construir con métodos convencionales, “raise boring”, “alimak”, o “vertical cráter retreat”. Y se ubican generalmente a los costas o centro del tajeo.
GALERIA DE ACARREO
Construida en caja piso y paralela al rumbo del cuerpo mineralizado, por aquí se extraerá el mineral.
LONGITUD Y ANCHO
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Depende de los siguientes parámetros: El ancho del tajo varía de 1 a 6 m de potencia. La longitud varía de la potencia de la veta.
ALTURA DEL TAJEO.
La altura del tajeo de arranque no tiene limitaciones teóricas, deben amoldarse más bien a las condiciones del yacimiento. Conviene en la mayoría de los casos abarcar toda la altura de la mineralización a fin de limitar el número de galerías bases de extracción a una sola en lugar de varias
Se debe considerar La altura del tajeo varia cada 20m
INTERVALOS ENTRE SUBNIVELES
Los intervalos de los niveles principales en las minas varían desde 15 m a 120 m, dependiendo de la extensión vertical del cuerpo mineralizado y condiciones geomecánicas. Los subniveles se acondicionan a estos niveles principales.
DRAW POINTS
El número de drawpoints depende de la longitud del cuerpo mineralizado.
Ubicación.- tiene los siguientes criterios:
El espaciamiento entre los Draw-points debe ser optimo, sin restricciones para la recuperación máxima del tajeo
La gradiente varía entre un 3% a 4% aproximadamente es de 10 a 15m siendo este aspecto muy importante.
Los “Draw Points” deben ser ubicados en la caja piso.
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CORTE INFERIOR
Es esencial para la producción de un subnivel convencional, el cual comunica con los “slot” o embudos haciendo un espacio para la voladura posterior y producción.
Dependiendo del sistema de drawpoints a ser usado, el corte inferior puede hacerse por un sistema de chimeneas cónicas desde una galería inferior, o simplemente abrir una galería sobre la estructura mineralizada desde los drawpoints.
SLOT – CARA LIBRE
Se hace esto para tener una cara libre a la perforación y voladura de taladros largos. Puede construirse esta chimenea con métodos convencionales o mecanizados.
Under Cut o corte inferior horizontal
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SUB LEVEL CON GALERÍA CENTRAL
El subnivel de srapers, en el cual desembocan los embudos receptores de mineral. Todas las labores se ubican según un plano vertical en el centro del tajeo y tenían una sección de 2,5 x 2,5 metros. Los embudos desembocan en el subnivel de scrapers en parejas, uno frente al otro, a intervalos de 7 metros. Para construirlos se corría primero una chimenea inclinada a 50º hasta alcanzar subniveles.
La creación de un primer corte se efectuará a partir de un par de chimeneas ubicadas en uno de los extremos del block a explotar. En el otro extremo se construirá otra chimenea para permitir el acceso del personal y el abastecimiento de material para los subniveles.
Entre los principales inconvenientes de este sistema podemos mencionar las siguientes:
Los tiros perforados a partir de una galería central deben vencer unempotramiento. El gran número de embudos que se necesitan preparar.
El escaso rendimiento del scraper debido a las frecuentes detenciones cadavez que se hace necesario "cachorrear"
SUBNIVELES DOBLES
Entre las ventajas de este sistema con respecto al anterior, se puede señalar:
Se elimina el inconveniente del
empotramiento en los límites laterales del tajeo.
El cachorreo se efectúa en gran parte sobre las parrillas.
La mayor dimensión de los embudos permite recibir bolones más grandes. Disminuyen los problemas de atoro en los embudos.
Sin embargo, ofrecía algunos inconvenientes
Mayores trabajos de preparación. El espesor del puente aumenta de 6 a 14
metros (evidentemente este se recupera durante la explotación del nivel inferior) El mayor tonelaje que es necesario evacuar por cada embudo (18000 ton en lugar de 4250) provocaba un desgaste excesivo de ellos, especialmente en los puntos.
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CAPITULO IV
PRODUCCIÓN
La producción se realiza desde los subniveles con voladuras adecuadas, que desprenden rebanadas verticales de frente de la cámara, con salida inicial hacia la cara previamente preparada, desplomándose el mineral sobre las tolvas o embudos del fondo.
La disposición de los barrenos para esta voladura caracteriza dos variantes del método:
Con taladros largos en paralelo:
Características
El Tajeo por subniveles (Sublevel Stoping, Blasthole o Longhole Stoping) con taladros largos es un método de minado de alta producción aplicable: “a cuerpos o vetas extensas, de buzamiento casi vertical y geometría regular que poseen un mineral y cajas competentes que requieren esporádicos o ningún soporte y el mineral roto fluye bajo la influencia de la gravedad”
Este método posee una fuerte inversión en la etapa de preparación, aunque dicho costo es compensado por el hecho que gran parte de la preparación es ejecutado en mineral.
El método de explotación ha provenido de las minas de hierro de Michigan en 1902
(Peele, 1941) y al principio fue inventado como un banco de taladros cortos y sistema de rastras. Los rangos de producción son de 15 a 40 ton/hombre-guardia y el tajeo puede producir encima de 25,000 toneladas /mes. El tajeo por subniveles con taladros largos es usado aproximadamente por el 9 % en EE.UU. y el 3 % de producción mundial metálica (Lawrence, 1982).
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deben ser regulares, porque el método no es selectivo. El uso eficiente de voladura en gran escala hace de tajeo por subniveles uno de los métodos de más bajos costos de la minería subterránea. La perforación de los taladros es ejecutada con máquinas perforadoras de taladros largos. (R2).
TIPOS DE CUERPOS DE MINERAL El cuerpo de mineral requerido para el tajeo por subniveles con taladros largos debe ser: regular, grande, fuerte a medianamente fuerte, y competente, y la roca encajonante debe autosostenerse. Los esfuerzos de la roca varían ampliamente y pueden ser compensadas en el diseño, pero debe tener un esfuerzo mínimo de 8,000 psi (55 Mpa). La pendiente del cuerpo de mineral y de la roca encajonante debe ser tal que esto exceda el ángulo de reposo del mineral roto, que permita el flujo por gravedad del mineral volado por los puntos de carguío y las tolvas.
Los cuerpos de mineral deben tener un mínimo de 6 metros de potencia para permitir el uso eficiente de la voladura de taladros largos. Los cuerpos de mineral menores a 6 metros de potencia tienen un costo más alto por tonelada de mineral
debido a la menor producción por disparo, y cuando las potencias son menores a 1.5 metros la maniobrabilidad de la perforación total son difíciles para lo cual se recurrirán a ciertos métodos de perforación. Ninguna potencia superior limita el minado de estos cuerpos usando este método. Sin embargo, en cuerpos grandes de mineral, los pilares de apoyo a menudo deben ser dejados en el lugar durante el ciclo total de minado. Estos pilares por lo general son recuperados después de que los tajeos adyacentes hayan sido rellenadas (Boshkov y Wright, 1973; Hamrin, 1982).
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inclusiones diluyen al final el mineral extraído y esta dilución aumenta el costo por tonelada de mineral producido. Un contacto del mineral-a la roca encajonante liso permite el flujo más fácil del mineral disparado a los puntos de carguío y tolvas. La roca debe ser estructuralmente competente y auto soportarse con las grandes aberturas y podrían ser dejadas sin relleno durante amplios períodos de tiempo. Además, repetidas ondas de choques o detonación de grandes voladuras requieren un mineral de alto esfuerzo compresivo y mínimas discontinuidades estructurales como juntas, fallas, y planos subhorizontales.
Las fallas resultantes del colapsó del material incompetente causan excesiva dilución, la pérdida de los subniveles, y bancos grandes que bloquean los puntos de carguio, y hacen necesario el reacondicionamiento de los tajeos. Pequeñas, fallas localizadas causan el movimiento y el desplazamiento de la roca, y rajan los taladros a ser disparados. Esto a su vez hace difícil la carga de los taladros a ser disparados y en algunos casos hace necesario una extensiva repèrforacion de los taladros (Morrión y Russell, 1973; Mitchell, 1981; Lawrence, 1982). El método de tajeo por subniveles con taladros largos es usado en profundidades de hasta 900 metros (Misra, 1983).
Procedimiento:
La cámara en su conjunto se prepara como se ha expuesto anteriormente. Una vez abierta la cara frontal, para iniciar el arranque, y comenzando por el subnivel más bajo, se prepara una cornisa en cada subnivel y a todo lo ancho del frente de arranque.
Desde estas cornisas se perfora con barrenos paralelos descendentes, que después se vuelan. La voladura se comienza por abajo y se hace en orden ascendente subnivel a subnivel. La distancia entre subniveles varía entre 6m a 20m y el personal ha de trabajar con cinturones de seguridad.
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En la imagen se puede observar el proceso de producción con taladros largos y paralelos en una vista de perfil.
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Con taladros en anillo o abanico:
En este sistema se pueden perforar los barrenos, según el esquema de
abanico, con la seguridad que da el perforarlo dentro de la galería del nivel. Así puede llevarse la perforación tan adelantada como se quiera,
limitada solo por el riesgo de perder barrenos por los desplomes de roca al avanzar la labor.
La distancia entre subniveles depende, entre otros factores, de la posibilidad de controlar la dirección de los
barrenos para asegurar un “espaciado” y “piedra” correctos en los fondos extremos de los mismos. Esta
tecnología progresa constantemente.
Normalmente se comienza la voladura por los subniveles más bajos, pero preparando la perforación y carga de todos los barrenos antes de iniciar la voladura. Se suelen perforar hasta seis abanicos en cada subnivel, volándose solo los tres primeros de una vez; algunas veces se vuelan de uno en uno, para examinar su efecto.
El diseño del abanico es de gran importancia para conseguir buena fragmentación y un máximo de recuperación. Los parámetros que hay que tener en cuenta son:
- Longitud de perforación óptima: de 20m a 24m, pasados los cuales se hace más difícil el control de la desviación de los barrenos.
- Fragmentación: puede lograrse reduciendo la roca o el “espaciado” de los barrenos.
La primera varía entre 1.6m y 3.3m y lo mismo el “espaciado” de los fondos de los barrenos. Una buena fragmentación evita el taqueo. Se suelen volar varios abanicos, que se separan de 3 a 5m según la calidad del mineral y el diámetro de los barrenos, empleando micro retardos.
- La distancia entre niveles y el ancho de la cámara influyen en la disposición del abanico y en el numero de barrenos. Aunque también la influencia puede ser inversa, pues la magnitud de los barrenos puede determinar la distancia entre niveles y el número de los mismos.
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- La presencia de estratos, juntas y fallas, puede ayudar estorbar y debe tenerse en cuenta.
- Es indispensable el empleo de detonadores de retardo en la voladura, empezando en el abanico por el barreno vertical; en cámara estrecha se consume más explosivo por tonelada para la misma fragmentación.
- Terminando el arranque del macizo de la cámara, se perforan los macizos y pilares de entrepisos y entrecamaras con barrenos profundos y se vuelan para recuperarlos.
Ventajas y Desventajas del método: Ventajas
1. El trabajo es continuo, sin interrupción para rellenar. 2. El costo por tonelada es bajo y exige poca mano de obra 3. La relación de la producción y preparación es alta
4. Hay gran seguridad para el personal (no tiene que entrar a la cámara) 5. Toda la maquinaria se recupera al terminar cada cámara.
Desventajas
1. No es posible la explotación selectiva. La ley media necesaria hay que mantenerla combinando el arranque de varias cámaras.
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CAPITULO V
CARGUÍO DEL MINERAL
El mineral arrancado cae por gravedad y es recolectado por embudos o por la zanja creadas con tal objeto, abarcando toda la base del tajeo. En el caso de tener una zanja, ésta progresa en el mismo sentido y a la velocidad que la explotación continúa. Por el contrario, si se trata de embudos, estos deben prepararse con anticipación y sus dimensiones van a depender del ancho del tajeo.
Existen varias posibilidades para cargar el mineral a partir de la base de los embudos o zanjas:
a. Buzones de tipo Malmberget: Consiste en colocar buzones que cargan el mineral directamente a carros de ferrocarril. Se necesitan buzones especiales que permitan "cachorrear" los bolones dentro de ellos y cuyo precio influye de manera importante en el costo del método de explotación.
Otro inconveniente de este sistema es la pérdida de tiempo del equipo de transporte durante el cachorreo, lo que obliga a tener mayor número de convoyes y carros.
b. Combinación de parrillas y buzones: En este caso el mineral pasa por un nivel de parrillas antes de ser cargado por los buzones. La separación entre los elementos de las parrillas van a depender de las dimensiones de la boca del buzón y del tamaño de los carros (en especial de la abertura de la compuerta).El rendimiento de una parrilla esta en relación directa con su abertura. Para que la parrilla trabaje de un modo correcto, el talud del mineral no debe ocupar más de un tercio de su superficie, de esta manera el material fino pasa directamente, y que los bolones son retenidos sobre la parrilla misma donde pueden ser quebrados con mazos o con pequeñas cargas de explosivos.
Es evidente que la colocación de parrillas significa agregar un punto de
atoramiento adicional en el camino que sigue el mineral. Sin embargo, se gana en rapidez de carguío en el nivel de transporte. Este sistema pierde gran parte de su ventaja si hay muchos buzones en producción al mismo tiempo.
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tonelaje que pasa por ellas es grande y las dificultades que presenta la operación de destrancar el cuello de los embudos, hacen que se prefiera en la actualidad la caída del mineral a través de una zanja cargando el mineral con palas mecánicas o scrapers. La pala necesita más trabajos preparatorios (estocadas más largas), pero permite tener aberturas más grandes y además proporciona una mayor flexibilidad en el trabajo, puesto que puede ir separando los bolones para ser "cachorreados" con posterioridad.
d. Actualmente debido a los grandes avances tecnológicos el equipo más usado es el Scoop; esté carga el material a través de los cruzados de extracción y traslada el mineral a los piques de traspaso, siendo posteriormente el mineral evacuado por camiones.
Entonces para el carguío y transporte podemos definir que se desarrollan las siguientes labores:
El mineral puede cargarse a través de los “chutes” o embudos mineros, los pedrones son frecuentes, siendo esto un inconveniente, por lo que se realiza la voladura secundaria y con la consecuente reducción del flujo de producción.
Los “slusher” pueden ser usados para el acarreo desde los “draw-point” y dentro de los carros mineros para evitar el derrame del material.
Los equipos “load haul dump” y rastrillos se utilizan para el acarreo del mineral.
VENTILACIÓN
La utilización generalizada hoy en día de equipos cargadores diesel (LHD) para el manejo del mineral, exige disponer de una adecuada ventilación del Nivel de Producción.
Para tal propósito, se utilizan las galerías de acceso o de cabecera ubicadas en los límites del caserón: el aire es inyectado por una de estas galerías y luego de recorrer el nivel es extraído por la otra.
Los subniveles de perforación se ventilan desviando parte del flujo de aire hacia las chimeneas o rampas de acceso a dichos subniveles.
FORTIFICACIÓN
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Las galerías de producción en la base de los caserones se fortifican por lo general, mediante pernos cementados o pernos y malla de acero (incluso shotcrete), atendiendo a las condiciones locales de la roca.
En los subniveles de perforación se puede utilizar localmente elementos de refuerzo provisorios cuando las condiciones de la roca así lo requieran.
ALCANCES
VENTAJAS Y DESVENTAJAS DEL MÉTODO VENTAJAS
El método de tajeo por subniveles es muy manejable con la mecanización, y por lo tanto los tajeos son de alta eficiencia, llegando a 110 toneladas/hombre-guardia en grandes tajeos (Takata, Nanko y Izawa, 1981).
El método tiene un moderado - a muy alto ritmo de producción, con tajeos individuales que producen encima de 25,000 toneladas / por mes. El método es seguro y aparte del manejo de los subniveles son fáciles para ventilar, particularmente donde las voladuras semanales son realizadas.
La recuperación de mineral puede ser alta, superior al 90 %, cuando es posible la buena recuperación de pilar. La dilución es generalmente baja y puede estar debajo del 20 % para la mayoría de las operaciones. Los tajeos pueden ser perforados mucho mas adelante que los taladros sean disparados y volados dependiendo que el equipo esté disponible. En grandes operaciones las voladuras pueden ser realizadas una vez a la semana, con equipos de voladura eficientes altamente entrenados, así mejorando la eficiencia de la voladura.
DESVENTAJAS
El método requiere una alta inversión de capital, requiriendo una cantidad grande de labores de desarrollo antes de que la producción pueda comenzar. El método no es selectivo y requiere que la mayor parte del cuerpo sea mineral. Las variaciones en la caja piso o en la caja techo son difíciles de arreglar.
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COMENTARIOS SOBRE EL MÉTODO
Es cada vez más usado, requiere de bastantes labores de desarrollo, pero la eficiencia y la alta productividad compensan. Las operaciones de perforación, voladura y carguío son interdependientes, ofreciendo alta mecanización con pocos equipos y menos hombres.
El método requiere de un plan definido de los tajeos y el límite del yacimiento. Los minerales que quedan en el tajo no se recuperan totalmente. La clave para desarrollar este método es conocer la geología del yacimiento.
Se debe tener bastante cuidado en el trazo de los taladros “fan-drilling”; “ring-drilling”; y “down the hole”. En los primeros años la producción es de baja velocidad,
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CAPÍTULO VI
APLICACION DEL METODO DE EXPLOTACION POR SUBNIVELES EN EL PERÚ
El subnivel Stoping es conocido como minado por sub-niveles y consiste en dejar cámaras vacías después de la extracción del mineral. El método se caracteriza por sugran productividad debido a que las labores de preparación se utilizan en su mayor parte dentro del mineral.
En este capítulo se realizó el estado comparativo del sub level stoping en Perú, para lo cual se tomó 3 unidades mineras: San Rafael, Uchucchacua y EIscaycruz, por ser unidades mineras significativas a nivel de producción.
La preparación de este método contempla galerías de perforación (GP), galería de base o Undercart y transporte para la evacuación del mineral arrancado y chimeneas VCR para generar una cara libre. La perforación se realiza con tiros largos radial, utilizando tiros que van entre 15 - 25mts. Hacia arriba y que abarcan 40 - 60 metros hacia abajo que son tiros DTH, con ello se ha conseguido además alcanzar rendimientos de 40 a 60 metros, perforando con máquinas pesadas o semipesadas lo cual aumenta los niveles de perforación. El transporte y evacuación del mineral se realiza desde la galería Undercart, es decir una zanja recolectora que recibe el mineral arrancado que cae por gravedad a este lugar.
El campo de aplicación de este método varía para cuerpos macizos o vetas estrechas, las características de mecánica de roca deben ser buenas, poseer paredes y techos firmes y estables.
La calidad del mineral debe ser competente y su ángulo de buzamiento mayor a 60º, generalmente se aplica en yacimientos verticales y que tengan formas y dimensiones regulares.
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UNIDAD MINERA SAN RAFAEL – EMPRESA MINERA MINSUR S.A.
1. ANTECENTES:
En la unidad de San Rafael a través de los años se ha realizado cambios en los esquemas organizativos y operacionales con la finalidad de mejorar la productividad y la rentabilidad de la empresa acorde con el crecimiento del yacimiento y la aplicación de nueva tecnología. El complejo minero San Rafael y la planta de fundición y refinación de Pisco, son las unidades económicas en las que se desarrollan las actividades productivas de la Empresa MINSUR S.A. El yacimiento de San Rafael, a través de su desarrollo se ha ido modificando con el avance geológico minero; lo que ha permitido en este momento situarlo como uno delos yacimientos de estaño más importantes del mundo.
2. UBICACIÓN
La unidad san Rafael se ubica en el nevado de Quenamari de la cordillera de Caravaya, un segmento de la cordillera oriental, distrito de Antauta, provincia de Melgar, departamento de Puno; a una altitud de 4, 530 m.s.n.m , en las coordenadas geográficas 70º 19’ longitud Oeste y 14º 14’ latitud Sur o coordenadas UTM357,730E y 85426,570N.
3. GEOLOGÍA
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fracturas, y de remplazamiento en bolsonadas ubicadas dentro del intrusivo. Los afloramientos de las vetas corresponden a vetas pre-mineral con rumbos promedio N10°- 60° W y buzamientos entre 40° y 75° NE.
4. PRODUCCIÓN:
Antes de que MINSUR S.A adquiera los derechos mineros en el año1,977, este yacimiento había producido desde 50 TM/día hasta 250 TM/día. A partir de ese año se empieza a desarrollar e incrementar la producción, introduciendo cambios en los métodos de explotación: desde corte y relleno, shirinkage dinámicoconvencional, shirinkage dinámico mecanizado y finalmente el actual método Sublevel Stoping con taladros largos, que fue introducido en el año 1,995, y que hasta el momento se viene implementando.
BANQUEO POR SUBNIVELES (SUB LEVEL STOPING) ES UNA APLICACIÓN DELOS PRINCIPIOS DE VOLADURA DE TAJO ABIERTO
El método de explotación que se aplica en la mina San Rafael es el Sub Level Stoping debido principalmente a:
•La disposición natural del mineral en el yacimiento en forma de vetas con ensanchamientos en su estructura denominados bolsonadas o cuerpos, con buzamientos que oscilan entre 48º hasta 75º.
• La potencia de la mineralización en vetas que oscila entre 2.0 m hasta 6.0 m.y en los cuerpos hasta los 35.00 m. lo cual favorece la aplicación del método.
•Las características de la roca encajonante (intrusito, porfido, monzongranitico) muy competente y de dureza media.
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El método de explotación se realiza en block mineralizados que tienen una longitud que varía de 100.00 hasta los 200.00 m. en sus extremos se desarrollan chimeneas que servirán de cara libre y que estarán ubicadas en la caja techo de la estructura. La consecuencia de perforación de taladros largos ha sido diseñada teniendo en cuenta los siguientes conceptos:
• Dejar una distancia de 1.00 hasta 1.50 m. entre la caja techo y la fila del primer taladro.
Dejar una distancia de 0.50 hasta 1.00 entre la caja piso y la fila del ultimo taladro (para evitar la dilución por rotura de cajas).
• Seguir con malla de perforación actual es decir 3 x 3.5 m. pero se continuará realizándose nuevas pruebas con la finalidad de disminuir la voladura secundaria y las vibraciones que nos producen desprendimientos de rocas en zonas ya explotadas. La voladura de los taladros largos se realiza progresivamente en forma secuencial teniendo en cuenta los siguientes aspectos:
• Primero se realiza la voladura de la cara libre aprovechando las chimeneas que se encuentran en los extremos y han sido diseñadas para este fin.
• Realizar la voladura en forma escalonada de gradines invertidos que nos permitirá ejecutar el trabajo en forma segura tanto para el personal como para los equipos.
• El carguío de explosivos se realizará tanto de arriba hacia abajo, como de abajo hacia arriba dependiendo de la perforación realizada.
5. PERFORACIÓN
La perforación de taladros largos, se realizan con equipos electrohidráulicos de última generación, las longitudes de perforación pueden variar de 15 m hasta30. m. óptimamente y los diámetros varían desde 03 hasta 4.5, siendo las mallas de perforación cuadradas y en “ V ” .
6. VOLADURA
La voladura se realiza con explosivos de alto poder rompedor empleando para ello dinamitas, ANFO y emulsiones, en la voladura primaria se estima que se genera un 20% de mineral sem. - roto complementando con la voladura secundaria, empleando para ello explosivos del tipo dinamita y emulsión.
7. 5ACARREO
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tolva, desde ese punto son transportados mediante los volquetes a la plataforma de acumulación de mineral en superficie.
8. EXTRACCIÓN DE MINERAL
La extracción de mineral de acuerdo al planeamiento de minado proyectado debe extraer de la zona intermedia un total de 1 M de toneladas y de la zona baja 13 M toneladas. El ritmo de producción será de 2,500 TM/día, 70,000TM/mes y 840,000 TM/año.
La extracción de mineral del yacimiento se realiza mediante la rampa con el uso de equipos Diesell, siendo estos volquetes de 15 m3 cuya capacidad de transportes es de 24TM. Los que deben recorrer en la zona intermedia una longitud promedio de 3,500 m., para el cumplimiento del programa de producción diario de 2500 TM/día se emplea una flota de 05 volquetes con uno en stand by los cuales tiene una operación horaria efectiva de 20 horas /día, ello implica que cada equipo realiza 21 viajes /día y un total de 500 TM/día. Cada volquete.
9. SOSTENIMIENTO
En los By pass y estocadas de los niveles de extracción se colocan pernos de anclaje con resinas y mallas de protección, este tipo de sostenimiento por tener costos muy elevados están siendo sustituidos por el Split Set. Esta en pleno proceso de evaluación para determinar el monto de ahorro en los costos y la calidad de sostenimiento que nos de una garantía similar a la de los pernos con resina. En cuanto a los niveles intermedios que servirán para la perforación de taladros largos se realizan dos tipos de sostenimiento el primero similar al descrito anteriormente y el segundo en la caja techo todo el lateral es perforado a una longitud de 4.00m. con una malla de perforación de 2 x 1.50 m., en estos taladros se introducen una barrilla de fierro corrugado de 5/8” y luego se cementa con una bomba de aire comprimido hechizo.
10.VENTILACIÓN
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BIBLIOGRAFÍA
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CONCLUSIONES
El método requiere una alta inversión de capital, requiriendo una cantidad grande de labores de desarrollo antes de que la producción pueda comenzar ya que el método no es selectivo y requiere que la mayor parte del cuerpo sea mineral.
Por la amplia preparación previa que n necesita se precisa disponer de medios para realizar una fuerte inversión, pero en compensación es uno de los de menor costo y de mayor garantía de seguridad. Hay que tener en cuenta estas condiciones al elegir el método, que, por otra parte, es de los mejores en condiciones adecuadas del macizo rocoso.
Las recuperaciones son altas a partir de 90% ya que se pueden recuperar los pilares Alta inversión necesaria en la preparación, ya que representa un 30 a 40% de los costos totales
La dilución depende de las cajas irregulares y la intrusión de estéril, es por esto que se necesitan cuerpos tabulares bien definidos geométricamente, teniéndose diluciones bajas (10 a 15%).
