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UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERÍA FACULTAD DE INGENIERÍA GEOLOGICA, MINERA Y
METALURICA
IMPLEMENTACIÓN DE TALADROS LARGOS EN EL MÉTODO DE CORTE Y RELLENO ASCENDENTE
INFORME DE SUFICIENCIA PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE
INGENIERO DE MINAS
ELABORADO POR:
URIARTE PEREZ LUIS CARLOS
ASESOR:
ING. ADOLFO CHAVEZ VALDIVIA
LIMA – PERU
2013
2
DEDICATORIA
El presente trabajo va dedicado a mis padres Jorge Luis Uriarte Cruz y
Fanny Esther Perez Yance quienes con su apoyo diario me han dado el
valor para continuar y lograr esta Meta.
3
AGRADECIMIENTO
Agradezco profundamente a todos aquellos que de alguna forma han
contribuido en proporcionarme información acertada y de nivel profesional
para la elaboración del presente trabajo.
También agradezco a todos mis profesores por compartir sus
conocimientos y apoyarme siempre.
4
RESUMEN
“Bench and Fill” es la combinación de los métodos corte y relleno
ascendente con tajeos por subniveles, el cual tiene gran aplicabilidad a vetas
o cuerpos que se encuentran entre cajas inestables, que no se pueden
trabajar por el método de tajeos por subniveles. La característica de este
hibrido es el control de la estabilidad de la baja calidad de roca en las cajas
mediante el uso oportuno del relleno detrítico, el cual minimiza las aberturas
generadas por los disparos de los taladros largo, y mantiene una distancia
horizontal mínima de trabajo entre la cara libre del tajo y el del talud del
relleno.
5
ABSTRACT
"Bench and Fill" is the combination of cut and fill methods with sublevel
stoping, which has great applicability to veins or bodies which are among
boxes unstable, you can not work for the sublevel stoping method. This
hybrid feature is to control the stability of the low quality of rock in the boxes
by using appropriate detrital landfill, which minimizes the openings produced
by the firings of the long holes, and maintains a working minimum horizontal
distance between the free side of the pit and fill batter.
6
ÍNDICE GENERAL
INTRODUCCION 13
CAPITULO I – ASPECTOS GENERALES
1.1 Ubicación y accesos 15
CAPITULO II – GEOLOGIA
2.1 Geología Regional 17
2.2 Geología Local 17
2.3 Geología estructural 20
CAPITULO III - GEOMECANICA
3.1Descripcion Geomecanica 21
3.2 Condiciones Geomecánicas Estructurales del Macizo Rocoso 22
3.3 Aspectos Geomecánicos de Chungar 23
3.4 Evaluación Geomecanica de las estructuras mineralizadas 24
CAPITULO IV - LABORES DE DESARROLLO Y PREPARACION
4.1 Labores de desarrollo 28
4.2 Labores de preparación 29
CAPITULO V - OPERACIÓN MINERA
5.1 Selección de equipos 31
5.1.1 Mecanización de las Operaciones Unitarias 31
5.2 Diseño de labores Mineras 32
5.2.1 Estándar de labores 32
5.3 Ciclo de minado en tajos 33
5.3.1 Perforación 34
7
5.3.2 Malla de perforación 36
5.3.3 Especificaciones técnicas del equipo 39
5.3.4 Desviación de taladros largos 40
5.4 Voladura 41
5.4.1 procedimiento de carguío de taladros 41
5.5 Limpieza, carreó y transporte de mineral 42
5.6 Relleno detrítico 42
5.7 Sostenimiento 43
CAPITULO VI - PARÁMETROS DE OPERACIÓN
6.1 Perforación 44
6.1.1 Cálculo del burden 44
6.1.2 Malla slot 45
6.1.3 Diseño de malla de perforación 46
6.2 voladura 47
6.3 Distribución de taladros, FP y FLC 47
6.3.1 Carguío del slot 47
6.3.2 Carguío de taladros de producción 48
6.4 Relleno 51
CAPITULO VII - CRONOGRAMA DE ACTIVIDADES
7.1 Diagrama de Gantt – Taladros largos en vetas angostas 54
CAPITULO VIII - ANALISIS PARA LA APLICACIÓN DEL METODO DE MINADO POR
TALADROS LARGOS EN VETAS ANGOSTAS (VETA CARMEN)
8.1 Estudio Geomecanico de la veta Carmen 55
8.2 Características Geomecanicas de la veta Carmen 55
8.2.1 Análisis del macizo rocoso de la caja techo (Veta Carmen) 56
8.2.2 Análisis del macizo rocoso de la caja piso (Veta Carmen) 57
8.2.3 Análisis del macizo rocoso Veta Carmen 58
8
8.3 Estereografía de la veta Carmen 60
8.3.1 Base de datos de las estaciones microtectónicas 61
8.3.2 Condición estructural general de laboreo en veta 64
8.4 Clasificación Geomecanica del macizo rocoso 67
8.5 Dimecionamiento Geomecanico 67
8.6 Método grafico de estabilidad ( POTVIN ) 72
8.7 Calculo del número de estabilidad 73
8.7.1 Cálculo del Índice “Q” 73
8.7.2 Cálculo del Índice “A” 74
8.7.3 Factor de Ajuste “B” por Orientación de Discontinuidad Crítica 76
8.7.4 Factor de Ajuste “C” 78
8.7.5 Calculo del Número de Estabilidad “N’ 79
8.7.7 Calculo del Radio Hidráulico “S” 79
CAPITULO IX - CALCULO DE COSTOS DE TALADROS LARGOS vs COSTOS
BREASTING
9.1 Objetivos 83
9.2 Cálculos 84
VENTAJAS Y DESVENTAJAS DEL MÉTODO 85
CONCLUSIONES 87
RECOMENDACIONES 89
BIBLIOGRAFÍA
9
ÍNDICE DE FIGURAS
Figura 1.1 Ubicación de la Empresa Administradora Chungar 16
Figura 2.1 Representación esquemática de las Estructuras Principales, atravesando la Formación
Casapalca. 19
Figura 5.1 Método de minado taladros largos 34
Figura 5.2 Puntos topográficos en el techo de la labor 38
Figura 5.3 Sección Transversales marcados en las paredes de la labor y la cota para el eje de la
corredera. 38
Figura 6.1 Diseño de la malla slot. 45
Figura 6.2 Diseño de la malla de perforación. 45
Figura 6.3 Relleno del tajeo explotado 52
Figura 8.1 Histograma de familias de discontinuidad vs. Orientación de la veta 65
Figura 8.2 Roseta de las familias principales de discontinuidades vs. Orientación de la veta 66
Figura 8.3 Condición de la formación de cuñas en la zona de explotación vs. Orientación de la veta 66
Figura 8.4 Sección transversal de la labor para taladros largos antes del disparo 6 metros de altura 68
Figura 8.5 Sección transversal de la labor para taladros largos después del disparo 6 metros de altura 69
Figura 8.6 Sección transversal de la labor para taladros largos después de rellenar el subnivel inferior
y el banco de mineral disparado 6 metros de altura. 69
Figura 8.7 Sección transversal de la labor para taladros largos antes del disparo 14 metros de altura 70
Figura 8.8 Sección transversal de la labor para taladros largos después del disparo 14 metros de altura 71
Figura 8.9 Sección transversal de la labor para taladros largos después de rellenar el banco de mineral
disparado 14 metros de altura 71
Figura 8.10 grafica del Numero de estabilidad “N” vs Radio Hidráulico “S” 72
10
Figura 8.11 Grafica para calcular “A” 76
Figura 8.12 Grafica para el cálculo de “B” 77
Figura 8.13 Graficas para el cálculo del factor “C” 76
11
ÍNDICE DE TABLAS
Tabla 5.1 Especificaciones técnicas del equipo de perforación. 38
Tabla 6.1 Caculo del burden 44
Tabla 6.2 Calculo de Kg de EXAGEL por taladro. 46
Tabla 6.3 Diseño de carga en taladros de chimenea VCR 46
Tabla 6.4 Diseño de carga para taladros del primer tramo. 47
Tabla 6.5 Diseño de carga para taladros del segundo tramo. 48
Tabla 6.6 Diseño de carga para taladros del tercer tramo. 48
Tabla 6.7 Diseño de carga para taladros del cuarto tramo. 49
Tabla 6.8 Diseño de carga para taladros del quinto tramo. 50
Tabla 6.9 Diseño de carga para taladros del sexto tramo. 50
Tabla 6.10 Diseño de carga para taladros del séptimo tramo. 51
Tabla 7.1 cronograma de actividades del ciclo de minado 54
Tabla 8.1 Datos de buzamiento / dirección de buzamiento en línea de detalle ubicación N°1 62
Tabla 8.2 Datos de buzamiento / dirección de buzamiento en línea de detalle ubicación N°2 63
Tabla 8.3 Datos de buzamiento / dirección de buzamiento en línea de detalle ubicación N°3 65
Tabla 8.4 Clasificación geomecánica del macizo rocoso (veta Carmen y su entorno) 67
Tabla 8.5 Cálculo de Q 74
Tabla 8.6 Parámetros de resistencia de la roca 75
Tabla 8.7 Valores obtenidos con ensayos de laboratorio y el RMR han sido relacionados 75
Tabla 8.8 Calculo de “A” 75
Tabla 8.9 Calculo de “B” 77
12
Tabla 8.10 Calculo del Factor “C” 78
Tabla 8.11 Calculo del factor “N” 79
Tabla 8.12 Calculo de “N” vs “S” 80
Tabla 8.13 Ancho de labor 81
Tabla 8.14 Longitud de caja techo. 81
Tabla 8.15 Longitud Caja Piso. 81
Tabla 9.1 Calculo de costos taladros largos vs Brasting 84
13
INTRODUCCIÓN
Actualmente, los objetivos La Empresa Administradora Chungar, están
orientados básicamente en reducir los índices de accidentabilidad y mejorar
nuestros índices de productividad reflejados en finos de concentrado, según
los planes, a corto, mediano y largo plazo, los cuales están direccionados en
la importancia de preparación de nuevos tajos diseñados, según la
infraestructura futura que requiera el método de Taladros Largos (Bench And
Fill).
Este método consiste en explotar el mineral a partir de subniveles de
perforación mediante disparos efectuados en planos verticales, con taladros
largos negativos perforados desde el subnivel superior, realizando un relleno
continuo en función al avance de la explotación, manteniendo un span
constante del pie del talud hacia la cara libre, con la finalidad de controlar la
estabilidad del tajo en toda su longitud.
Este método de explotación tiene impacto favorable en seguridad, por
minimizar la exposición del personal a la excavación del tajo, realizando todo
el ciclo de minado mecanizado y bajo techo seguro.
Con el método de taladros largos conseguimos mayor productividad,
menor exposición del personal (equipos a control remoto) y menor costo de
operación.
14
CAPITULO I
ASPECTOS GENERALES
1.1 Ubicación y Accesos
La mina Chungar es un yacimiento polimetálico de zinc, plomo, plata y
cobre, propiedad de Empresa Administradora Chungar S.A.C., está ubicada
al Oeste de los Andes Centrales del Perú en el departamento de Pasco,
Provincia de Cerro de Pasco, distrito de Huayllay a una altitud de 4,600
msnm, distanciado a 46 Km. al sureste desde la ciudad de Cerro de Pasco;
se encuentra enmarcada en las coordenadas U.T.M.: N-8’780,728 y E-
344654 a una altura de 4,600 m.s.n.m. dentro de la hoja 23-K-Ondores.
La U.E.A. ANIMON está ubicada en el distrito de Huayllay, provincia y
departamento Pasco, en el flanco oriental de la cordillera occidental, a una
altitud de 4,600 m.s.n.m.
15
La Mina Animon limita por el Norte con la Cía Minera Huarón, por el Este
con caserío La Cruzada, al oeste con la Comunidad de Quimacocha y la
Laguna Shegue, al Sur el límite con la Laguna Huaroncocha
El principal acceso es por la carretera central Lima-Oroya-cruce Villa de
Pasco: 285 km. en carretera asfaltada, y de este punto a Animón hay 43 Km.
en carretera afirmada, haciendo un total de 328 Km.
Otras rutas:
- Lima Canta Animón 219 Km. 5 Horas
- Lima Huaral Animón 225 Km. 5 Horas
16
Figura 1.1 ubicación de la Empresa Administradora Chungar
17
CAPITULO II
GEOLOGIA
2.1 Geología Regional
En el ámbito regional la columna estratigráfica comprende rocas
sedimentarias que van desde el Jurásico, Cretácico hasta el Terciario Inferior
y rocas mayormente ígneas del Terciario al Cuaternario.
2.2 Geología Local
Chungar está emplazada en Rocas sedimentarias, conocidas como
“Capas Rojas de la Formación Casapalca” del Cretáceo Superior al Terciario
Inferior. Están constituidas por intercalaciones de margas, areniscas,
conglomerados, sedimentos calcareos, las cuales fueron plegadas
fragmentadas y falladas por la orogenia andina del Eoceno-Plioceno.
La acción de fuerzas tectónicas compresivas a lo largo de las zonas
axiales, originaron zonas de debilidad, pliegues y fallas geológicas en el
anticlinal, las que sirvieron de canales de circulación de fluido mineralizante
18
Animón geológicamente comprende el sector sur de un yacimiento de tipo
filonenano de origen hidrotermal, que se desarrolla en el ámbito de un
anticlinal con plunge Norte y alas simétricas donde se distribuyen un
conjunto de vetas de orientación Este – Oeste y de Buzamientos Norte – sur.
19
Figura 2.1 Representación esquemática de las Estructuras Principales, atravesando la
Formación Casapalca.
Rocas sedimentarias de la Formación Casapalca
Representación esquemática de las Estructuras
Principales, atravesando la Formación Casapalca.
20
2.3 Geología Estructural en vetas en Chungar
Las vetas son discontinuidades preliminares que han sido rellenadas con
minerales de Zn, Pb, Ag y Cu. Las vetas que se presentan en Chungar son
más de 20; pero los más importantes que han sido proyectados y
desarrollados en Chungar son alrededor de 8. La longitud de los desarrollos
horizontales en cada una de las estructuras va desde unas pocas centenas
de metros en las vetas de menor importancia como la Veta Nor Este, con
300 metros, hasta 1,800 en las Vetas de mayor importancia como la Veta
Principal.
En general estos depósitos son parcialmente conocidos desde superficie
hasta profundidad de 500 metros en Chungar (Nivel 150). La potencia de las
Vetas varía desde 0.80m hasta 20m. La Veta Principal en el nivel 200 tiene
una potencia hasta de 8.0m, la veta 085 tiene una potencia hasta de 15m, la
veta Lorena potencia hasta 12m. Las Vetas Este-Oeste tienen buzamientos
entre 75° a 90°, las Vetas al cruzar los diques monzoniticos tienden a
ramificarse y al ingresar a los conglomerados reemplazan a clástos
calcáreos.
21
CAPITULO III
GEOMECAMICA
3.1 Descripción Geomecánica
En un suelo de rocas sedimentarias muy fragmentadas y alteradas por
acción meteórica e hidrotermal, con excavaciones subterráneas que superan
una profundidad de 450m, se encuentra la mina de Chungar; el
sostenimiento de rocas fue un procedimiento difícil, lento y no adecuado,
hasta que se empezó a utilizar Shotcrete y pernos de compresión y fricción
axial.
La mina Chungar está situada en la parte Central de Cordillera de los
Andes del Perú, donde la temperatura es muy variable desde –10ºC en las
noches hasta 30ºC en el día; con una temperatura ambiente medio de 8ºC.
Las condiciones climáticas y de la roca haría pensar que las condiciones de
explotación sería una tarea de difícil proceder, pero el empleo de Shotcrete y
pernos de compresión y fricción axial la hace en realidad más fácil.
22
Junto con las condiciones climáticas que dificultan el trabajo, el macizo
rocoso está compuesto por rocas sedimentarias muy incompetentes que
aunado al agua subterránea que circulan por los poros y fisuras, estas son
muy difíciles de controlar ante el desprendimiento o caída de rocas. Con
labores de explotación (tajos) de hasta 20m de ancho, 5.5m de alto y 150m
de largo, asegurar la estabilidad de las labores tiene alta prioridad.
3.2 Condiciones Geomecánicas Estructurales del Macizo Rocoso
El yacimiento se ubica debajo de lagunas de origen glaciar, las rocas
presentan plegamientos, fallas geológicas e intenso fracturamiento.
El grado de alteración de las rocas y del mineral es de moderada a
intensa.
La presencia de aguas subterráneas se manifiesta por aguas
meteóricas, fósiles e hidrotermales, en las rocas y en la estructura
mineralizada.
Las operaciones se desarrollan entre los 300 a 450m bajo la superficie,
donde la manifestación de esfuerzos del macizo son evidentes.
Las discontinuidades se manifiestan hasta en cinco familias siendo las
principales paralelos a la estructura mineralizada.
El espaciado entre fracturas es entre 0.05 a 0.30m.
La resistencia es menor a 15MPa en las cajas y menor de 45 MPa en el
mineral.
23
Persistencia de discontinuidades es de centímetros a metros siguiendo
el rumbo de las fallas geológicas.
Separación de las superficies de discontinuidad es cerrada hasta 10cm.
Las superficies de rugosidad, son planas a ondulantes, suaves en las
fallas geológicas y planas lisas hasta medianamente rugosas en las
rocas y minerales.
El relleno de fisuras es por arcillas, calcita, carbonatos, pirita y limpia.
Las aguas subterráneas se manifiestan por goteo en las cajas y flujos en
la estructura mineralizada.
Forma y tamaño de los bloques, generalmente son tabulares a cúbicos y
con tamaños de hasta 1m3.
3.3 Aspectos Geomecánicos de Chungar
“En Chungar la roca es muy incompetente”, de acuerdo a las
evaluaciones geomecánicas, se presenta rocas de muy mala calidad, donde
hacen que la principal preocupación sea el riesgo de caída de rocas,
derrumbes y / o asentamientos de gran magnitud.
Para el control y su estabilización usamos una capa de 2” de concreto
lanzado (Shotcrete) como elemento preventivo de sostenimiento y como
sostenimiento definitivo a los pernos compresión y fricción axial de 7 pies
para mantener confinado el macizo rocoso.
24
Se tiene mucho cuidado de examinar y definir las aberturas máximas, los
tiempos de auto-soporte, y determinar el distanciamiento entre perno y
perno.
3.4 Evaluación Geomecánica de las estructuras mineralizadas
La Veta PRINCIPAL, se explota en una longitud de 1.5Km con anchos
de minado variables que varían de 0.80m hasta más de 10m; con sistema de
explotación CORTE Y RELLENO ASCENDENTE, minado selectivo y
voladura en Breasting. La veta tiene un Rumbo Este Oeste, buzamiento
promedio de 85º hacia el Norte.
Actualmente en los niveles inferiores (Nivel 175) se tiene presencia de aguas
fósiles e hidrotermales con flujos ascendentes por la veta, lo cual a
ocasionando la hidratación de las rocas cajas presentándose más inestables
que en niveles superiores.
La Veta MARIA ROSA es una de las vetas en explotación, inicialmente
desde el Nivel 390 hasta la actualidad en que se encuentra en el Nivel 175,
con anchos de veta que varían desde 1.20m hasta cuerpos diseminados,
asociados con split y/o ramales, de hasta 20m de ancho.
Veta María Rosa, se explota en una longitud de 600m aproximadamente
con anchos de minado variables que varían de 1.2m hasta los 20m, con un
sistema de explotación de CORTE Y RELLENO ASCENDENTE, minado
selectivo y voladura en Breasting.
25
La veta es del tipo “Rosario” con mineralización masiva y/o bandeada,
pertenece al sistema E-W con buzamiento al N.
En el Nivel 250 se está realizando la explotación de un Ramal de esta
veta denominada María Rosa Piso, el tajo tiene una longitud de 120m con
rumbo S70ºE y buzamiento 45º-55º SW; con ancho que varían de 1.5m a
20m, esta veta está siendo explotada recién en este nivel y presenta
continuidad hacia el nivel superior, no se presentan mayores problemas de
estabilidad, inclusive donde las secciones de excavación son mayores a
12m.
La Veta LORENA, se explota en una longitud de 500m
aproximadamente, con anchos de minado variables que varían de 1.2m
hasta los 5.0m, con un sistema de explotación de CORTE Y RELLENO
ASCENDENTE, minado selectivo y voladura en Breasting.
La veta es del tipo “Rosario” con mineralización masiva y/o bandeada,
pertenece al sistema NE-SW con buzamiento al SE.
Actualmente está veta se está trabajando en los niveles Nivel 175.
La Veta CARMEN forma parte de un lazo cimoide que en longitud llega a
250m y en profundidad llega a 500m y vuelve a unirse a la veta ramal 85,
presenta un bandeamiento de sulfuros con carbonatos, no es una estructura
constante sino que son zonas ramaleadas por tramos, con alto contenido de
cobre debido a la presencia de cristales de calcopirita.
26
La veta además tiene una orientación promedio E-W con buzamiento
promedio de 74º - 70º al S la caja techo con un ancho que varía de 1.80 -
7.00m.
Veta del CUERPO KARINA, con alto contenido de carbonatos. Son
estructuras formadas como re-emplazamiento presentando cuerpos a partir
de estructuras mineralizadas, contienen areniscas con matriz calcárea,
donde se nota también algunos fragmentos que han sido reemplazados. No
tiene una geometría definida, presenta concentraciones altas de plata, por la
presencia de la galena argentífera y sulfo-sales de plata, como se tiene
varios ramales denominados como veta Karina, se tomara como patrón
referencial al Cuerpo Karina.
Cuerpo Karina, como su nombre lo indica es un Cuerpo de forma de una
“lenteja”, su extensión más largo es en el medio llegando a 140m como
mineral económico y a 170m como estructura geológica. En la vertical se ha
explotado 75m con proyección a 130m.
La mineralización está controlada por fracturas paralelas de rumbo de
N78ºE y buzamiento promedio de 58º al SE, que provienen del techo de veta
M. Rosa que buza S33ºE; este fenómeno se presenta en tramos específicos
a lo largo de veta Karina.
Las cajas no son definidas, presenta una alteración de transición hacia
una marga roja totalmente estéril. El techo presenta una falla que hacia el
lado Este está en contacto y controla a la mineralización.
27
La veta RAMAL 085 es una estructura con características importantes en
el grado de mineralización, por lo que resulta de importancia realizar un
análisis geomecánico del comportamiento de sus cajas así como de la
estructura propiamente dicha.
La Veta Ramal 85, tiene una longitud de 1100m, con rumbo E-W y
buzamiento que van desde los 55° a 75° al N. La mineralización es con
predominancia esfalerita, galena, pirita y bandas de Rodocrosita.
Podemos observar rocas muy fracturadas (MF) a intensamente
fracturadas (IF) esto en grado de fracturamiento y con roca pobre (P) a muy
pobre (MP), en grado de resistencia, con una mineralización de esfalerita,
galena y pirita diseminada.
28
CAPITULO IV
LABORES DE DESARROLLO Y PREPARACION
4.1 Labores de Desarrollo
Esta operación se realizará para hacer posible la explotación de mineral
contenido en el yacimiento, que consiste en los trabajos previos para
establecer los accesos a las reservas minerales para llegar al mineral desde
la superficie.
Al confirmar los recursos minerales por tamaño de la mineralización y
sus respectivas leyes, se desarrolla la mina mediante una rampa negativa de
4.50 m x 4.0 m de sección, a lo largo de la mineralización en forma paralela
distanciados a 50 m en promedio con respecto a la veta, con el objetivo de
acceder a los niveles inferiores según sea el caso con una gradiente de
+13% o -13% en los tramos rectos y +6% o -6% en las curvas. A partir de la
rampa y con la finalidad de interceptar la veta según se alcance las cotas de
los niveles principales o intermedios, se realiza una labor tipo crucero de 4.5
m x 4.0 m con una gradiente de 1% y una longitud promedio de 50 m, de los
cuales se desprenden los bypass de 4.5 m x 4.0 m de sección y con una
29
gradiente de 1% paralelos al rumbo de la veta, distanciados a 20 m en
promedio.
Todas las labores verticales de Ventilación son ejecutadas por equipos
mecanizados raise borer, desde superficie para las troncales principales, y
desde interior mina para los circuitos secundarios.
4.2 Labores de Preparación
Los trabajos de preparación consisten en diseñar en el terreno la forma
de cómo extraer el mineral mediante un método de minado (Bench and Fill),
para este caso generalmente se preparan subniveles y accesos desde los
cruceros y bypass respectivamente.
Desde los cruceros en cada nivel se ejecutan los subniveles sobre veta a
todo el ancho de la estructura con 1% de gradiente, conectados a los bypass
por accesos de 4.5 m x 4.0 m de sección y 1% de gradiente, de 20 m de
longitud, y distanciados entre si cada 75 m, conformando los bloques de
explotación independientes, que permiten las actividades cíclicas de
perforación, la limpieza y el relleno detrítico cumpliendo con el span del
diseño en el avance del banqueo de los tajos.
En los bypass cada 2 accesos (150 metros), se ejecutan con el avance
los desquinches de puntos de carguío para la combinación volquetes –
scooptram, con una cámara de acumulación de 15 m de longitud y de
sección 4.0 x 4.0 m. Asimismo, entre accesos se realizan los refugios de
30
personal de sección 3.0 x 3.0 m y 3 m de longitud, los refugios de tableros
de sección 2.0 x 2.0 m y 2 m de longitud.
31
CAPITULO V
OPERACIÓN MINERA
5.1 SELECCIÓN DE EQUIPOS
5.1.1 Mecanización de las Operaciones Unitarias
El esquema de este tipo de minado, es propio de un sistema trackless
con operaciones unitarias totalmente mecanizadas, que resulta en una
mayor productividad al optimizar la cantidad de tareas usadas por tonelada
explotada o preparada.
En la perforación se utilizan equipos Atlas Copco; Jumbos Boomer D1S
para frentes de avance lineal, y el Jumbo Simba H 1254 para la perforación
de Taladros Largos en los tajos de producción, con un alcance de 10 metros
de longitud de perforación en direcciones de 360°.
En la limpieza y carguío, se utilizan Scooptram de 6 yd3 de la marca
Caterpillar, instalados con el Kit del sistema telemando (control remoto).
En toda aplicación del sostenimiento de las labores de la mina con
pernos hydrabolt de 7 pies, se utiliza el Jumbo Empernador, que tiene
incorporado el sistema de bombeo para inflar los pernos presentados.
32
Para el mantenimiento de las vías principales de acceso a la mina hasta los
niveles de profundización, se utilizan por campañas una motoniveladora o
tractor, según el tipo de trabajo a realizar.
El transporte de mineral se realiza directamente del tajo a la plataforma
de superficie o a las canchas de la planta concentradora Animón, para lo
cual se trabajan con una flota de volquetes VOLVOS de 4 ejes, que tienen
una capacidad de tolva de 20 m3.
5.2 DISEÑO DE LABORES MINERAS
5.2.1 Estándar de labores
Con la finalidad de uniformizar los procedimientos en la operación y
eliminar criterios personales en la ejecución de las labores, se ha establecido
manejar los diseños con estándares gráficos como línea base de medición y
control, para los tajos de producción y los frentes de avance lineal.
La sección típica más importante en desmonte es de 4.5 x 4.0 metros
por representar el mayor porcentaje de metros programados entre bypass y
rampas; y en mineral según el ancho de la veta el avance de los subniveles
mayormente a una sección de 4.0 x 4.0 metros.
33
5.3 CICLO DE MINADO EN TAJOS
La optimización de los recursos humanos y el mejor aprovechamiento
del uso de los equipos se obtienen si no hay interrupciones significativas en
cada una de las etapas del minado desde la Perforación, Voladura,
Limpieza-Extracción y Relleno.
Para lograr este objetivo es importante implementar los controles
operativos de la explotación por Taladros Largos, obteniendo de la data
procesada y analizada, las oportunidades de mejora. Los principales
controles en Taladros Largos son: desviación, dilución, fragmentación,
recuperación, factor de potencia y voladura secundaria.
Asimismo, en la secuencia de minado se detallan paso a paso las
actividades a realizar en la etapa de explotación, con la finalidad de definir
los procedimientos de trabajo para cada una de las actividades, donde se
establece el desarrollo de los trabajos con la identificación de sus
respectivos peligros y riegos, la cantidad de recursos materiales, equipos y
herramientas necesarias, personal calificado que ejecutara los trabajos,
asociado a un determinado tiempo para realizar cada actividad.
34
El método desarrolla el siguiente ciclo de minado:
Figura 5.1 Método de minado taladros largos
5.3.1 Perforación
La perforación es la base del ciclo de minado ya que con una mala
perforación el resto del ciclo de minado será también defectuoso.
Algoritmo de Langeford
Para el cálculo del burden y espaciamiento de la malla de perforación,
se toma en cuenta: la perforabilidad y geología estructural del macizo
rocoso, el tamaño de fragmentación requerida, el diámetro del taladro, la
longitud del taladro, la orientación y espaciamiento entre taladros, y la
35
desviación permisible de perforación. Dichos factores determinan el tipo de
la máquina perforadora así como el diseño de la malla de perforación de los
taladros largos.
Se Determinación del Burden y Espaciamiento, utilizando el Algoritmo
de Langeford
(mejorado y modificado).
Burden Máximo
Dónde:
BMAX = Burden Máximo
D = Diámetro del taladro en (mm)
dc = Densidad de carga en (gr/cm3)
PRP = Potencia Relativa por Peso
c = Constante de la roca
Se toma lo siguiente:
C = 0.3 + 0.75 Rocas medias (1.05)
c = 0.4 + 0.75 Rocas duras (1.15)
f = factor de Fijación
Taladros verticales: f: 1.00
Taladros inclinados (3:1): f: 0.90
Taladros inclinados (2:1): f: 0.85
E/B = Relación entre Espaciamiento y Burden
36
Burden Práctico
Dónde:
BMAX = Burden Máximo
D = Diámetro del taladro en (mm)
L = Longitud del taladro
El cual arroja resultados de diseño para una malla con un rango del
burden y el espaciamiento requerido teniendo en cuenta la dureza del
mineral, fragmentación requerida, diámetro de taladro. Longitud del taladro,
orientación, tipo de explosivo, precisión del emboquillado, etc.
5.3.2 Malla de perforación
Al diseñar las secciones de perforación, según el procedimiento
generalizado, se toma en cuenta: el burden y espaciamiento calculado
anteriormente, el contorneo geológico actualizado en la labor, el
levantamiento topográfico actualizado, la ubicación de la veta y la
característica del equipo disponible para perforar. Para asegurar la salida de
las filas, los taladros de cada sección se diseñaran con una inclinación de 5°
hacia la cara libre.
La perforación se realiza principalmente con taladros largos paralelos y
en radiales como complementos, utilizando barras de 4 pies de longitud. Por
la calidad de roca del mineral de los tajos, donde se presentan fracturas y
37
geodas constantemente que afectan la desviación del taladros, se usará un
varillaje más rígido como la T-38 y brocas retráctil de 2.5”Φ. Si el taladro no
conserva el hoyo luego de la perforación por las condiciones de la roca, se
coloca tuberías de PVC de 2” Φ, taloneándolas adecuadamente.
En la perforación de la chimenea Slot de la cara libre del tajo de sección
1.20 x 1.20 m, se debe usar la barra guía antes de la broca, y esta broca
tiene que ser del tipo DROP CENTER, para minimizar las desviaciones y
cruces de taladros. Usar brocas rimadores de 5 pulgadas de diámetro en la
cara libre.
En el plano de perforación, el operador debe indicarse lo más exacto
posible la longitud de perforación, la presencia de vacíos y agua. Datos
necesarios en la voladura para el proceso de carguío. El rendimiento
mensual requerido del jumbo Simba es de 7,000 metros, muy por debajo de
su rendimiento nominal.
El nivel de perforación debe reunir las condiciones necesarias para una
buena perforación como: sección de acuerdo a la altura del equipo, El techo
y piso lo más horizontal posibles y limpio. Las marcas topográficas para
ubicar los puntos de los taladros a perforar, tienen el siguiente estándar:
38
Figura 5.2 Puntos topográficos en el techo de la labor
Figura 5.3 Sección Transversales marcados en las paredes de la labor y la cota para el
eje de la corredera.
Los indicadores y el abastecimiento de aire, agua, energía eléctrica
permiten un normal trabajo de perforación esto es; las condiciones deben
darse antes de empezar la perforación.
39
5.3.3 Especificaciones técnicas del equipo de perforación
Tabla 5.1 Especificaciones técnicas del equipo de perforación.
Fuente: Manual Atlas Copco
40
5.3.4 Desviación de Taladros Largos
En la perforación de Taladros Largos, se tiene los siguientes factores
que afecta a la desviación de los Taladros.
1.- La incorrecta posición del equipo de perforación.
2.- Cuando la superficie a perforar no es plana, se desvía el Taladro.
3.- Error de Inclinación o Alineamiento.
4.- Desviación del Taladro puede ocurrir por penetrar geodas, estratos, que
cambian su dirección.
5.- La longitud incorrecta del Taladro ya sea en exceso de perforación,
influye en el incremento de los costos de perforación y voladura.
6.- Falta de Estándar de la labor, altura mínima requerida es de 3.50 metros.
Existen cuatro factores que permiten reducir la desviación y por ello
reduce los costos de perforación y voladura.
1.- Observar el equipo de perforación, Un desgaste del equipo sobre todo en
las guías, hacen que los taladros se desvíen. Anclar bien los stinger
2.- Educar al Perforista, para que entienda las implicancias de una mala
perforación.
3.- Montar un Nivel, un Clinómetro o un sistema de alineamiento por rayo
láser.
3.1.- Obtener más precisión al instalar el equipo.
3.2.- Más rapidez.
3.3.- Mejorar la precisión y la eficiencia del Operador.
4.- Usar Barras Estabilizadoras y brocas especiales para taladros de
precisión (drop center).
41
5.4 VOLADURA
Para un buen control de la voladura, se necesita cuantificar y controlar
algunas variables, permitiendo esto obtener una buena fragmentación.
Variables no controlables:
- Características geomecánicas del macizo rocoso.
- Geología Local, Regional y estructural.
- Hidrología y condiciones climatológicos.
Variables controlables:
- Geométricas, (Burden, Espaciamiento, diámetro, longitud de taladros.)
- Físico-Químicas (Densidad, velocidad de detonación, volumen de la
Mezcla explosiva)
- De tiempo (Retardo y Secuencia)
- Operativos (experiencia del personal, fragmentación requerida)
5.4.1 Procedimiento de carguío de Taladros
1.- Antes de proceder al carguío de taladros este deberá ser soplado y
medido para realizar el diseño de carguío real tanto de carga como de
secuencia de salida del disparo.
2.- Cuando son taladros con comunicación a un nivel inferior se procederá a
poner un taco igual a la distancia de burden.
3.- Luego se realiza la operación del primado del iniciador.
4.- Se realiza el llenado de la columna explosiva con el EXAGEL-E 65 de 2"
x 16".
5.- El taco superior será igual al burden, para luego ser llenado con detritus.
42
6.- Este trabajo se llevará a cabo con personal especializado.
La secuencia de la voladura debe realizarse en retirada partiendo de un
extremo en rebanadas verticales en todos los niveles de perforación, en
tramos de 5 m esto va dar estabilidad en el área de trabajo, haciendo que los
bloques in situ trabajaran como enormes pilares.
No debe trabajarse bajo ninguna circunstancia sin el plano de levantamiento
topográfico de los taladros y sin la hoja de carga autorizada por el Jefe de
Sección, En el que el disparador registra la cantidad del explosivo utilizado y
resultados del disparo.
Tomar en consideración las discontinuidades, planos, fallas, zonas de
fracturas especialmente si son paralelas a la caja de ser muy fuertes es
preferible que deba quedar ese parte como pilar.
5.5 LIMPIEZA, ACARREO Y TRANSPORTE DE MINERAL
La limpieza del mineral roto se realiza mediante scooptram de 6.0 Yd3
provistos de control remoto hacia cámaras de acumulación o carguío directo,
para desde aquí transportarlo mediante volquetes de 25 TM, hasta la Planta
de Beneficio de la U.E.A. Animón. El operador no tiene inconvenientes para
operar el scooptram con el telemando hasta una distancia de 20 metros.
43
5.6 RELLENO DETRÍTICO
Cuando se alcance con la limpieza del mineral roto el máximo spam
permitido en los tajos de taladros largos, se procede inmediatamente al
proceso de relleno con desmonte con ayuda de equipos de bajo perfil
(scooptram y dumper), y donde se la altura de la labor lo permita, se usara
volquetes con descarga directa, para lo cual debe haber una berma de
seguridad para evitar que ceda el volquete en la plataforma de descarga.
5.7 SOSTENIMIENTO
Una vez cerrado el espacio abierto del tajo dejando la cara libre
necesaria para el próximo disparo de taladros largos, se procede a realizar
un nuevo desatado general y a completar todo sostenimiento deteriorado por
la voladura, reforzando las nuevas zonas inestables producto del minado.
Es necesario habilitar la labor y dejarla como estaba antes de la
voladura, ya que servirá de subnivel de extracción en el siguiente corte.
44
CAPITULO VI
PARÁMETROS DE OPERACIÓN
6.1 Perforación
6.1.1 Cálculo del Burden:
Tabla 6.1 Caculo del burden
Fuente: Área de ingeniería - Geomecanica
45
6.1.2 Malla Slot
Esta malla de perforación se realiza para generar una cara libre
Figura 6.1 Diseño de la malla slot.
6.1.3 Diseño de Malla Perforación
Diseño de la malla par los taladros de producción.
Figura 6.2 Diseño de la malla de perforación.
46
6.2 VOLADURA.
Tabla 6.2 Calculo de Kg de EXAGEL por taladro.
Fuente: Generación propia
6.3 DISTRIBUCION DE TALADROS, F.P Y FLC
Tabla 6.3 Diseño de carga en taladros de chimenea VCR
Fuente: Generación propia
47
Tabla 6.4 Diseño de carga para taladros del primer tramo.
Fuente: Generación propia
Tabla 6.5 Diseño de carga para taladros del segundo tramo.
48
Fuente: Generación propia.
Tabla 6.6 Diseño de carga para taladros del tercer tramo.
Fuente: Generación propia.
49
Tabla 6.7 Diseño de carga para taladros del cuarto tramo.
Fuente: Generación Propia
Tabla 6.8 Diseño de carga para taladros del quinto tramo.
50
Fuente: Generación propia
Tabla 6.9 Diseño de carga para taladros del sexto tramo.
Fuente: Generación propia
51
Tabla 6.10 Diseño de carga para taladros del séptimo tramo.
Fuente: Generación propia.
52
6.4 RELLENO
La etapa de relleno se realizará con desmonte producto de las labores de
avance con un scoop a control remoto o dumper con pistón inyector luego de
realizado la limpieza del segundo tramo disparado formando un talud de 45°
(ángulo de reposo) una vez concluida la explotación de todos los tramos se
completará el relleno en un 95% de la excavación.
Figura 6.3 Relleno del tajeo explotado
53
CAPITULO VII
CRONOGRAMA DE ACTIVIDADES
Se lleva un cronograma de actividades por etapas:
- Perforación del slot
- Cargio de taladros.
- Voladura del Slot.
- Limpieza de mineral.
54
Tabla 7.1 cronograma de actividades del ciclo de minado
Fuente: Generación propia.
55
CAPITULO VIII
ANALISIS PARA LA APLICACIÓN DEL METODO DE MINADO POR
TALADROS LARGOS EN VETAS ANGOSTAS (VETA CARMEN)
El análisis para este método se basa en el dimensionamiento
establecido por POTVIN y simulaciones en 2D, tanto en sección transversal
y longitudinal utilizando el programa Phases V7.
8.1 ESTUDIO GEOMECANICO DE LA VETA CARMEN
El estudio geomecánico de la Veta Carmen y su entorno físico se ha
realizado en base a los datos litológico - estructurales tomados en el campo
durante el mapeo geomecánico por el método “Líneas de Detalle” en el
tramo establecido, para cada dominio estructural en el nivel base y nivel
superior.
8.2 CARACTERISTICAS GEOMECANICAS VETA CARMEN
La veta CARMEN, como las orientaciones principales de las
discontinuidades que la circundan, tanto en caja techo como en caja piso,
56
así como en la misma estructura mineralizada, nos indicara si es favorable
por la orientación de las mismas en el desarrollo de la explotación. Presenta
un bandeamiento de sulfuros con carbonatos, no es una estructura
constante sino que son zonas ramaleadas por tramos. La veta además tiene
una orientación promedio E-W con buzamiento promedio de 74º - 70º al Sur.
8.2.1 Análisis del macizo rocoso de Caja Techo (Veta Carmen)
Discontinuidades: La caja techo está en contacto-falla con la veta y
presenta diaclasas transversalesal rumbo de la mineralización; la brecha de
falla (relleno de roca triturada con panizo) es de hasta 0.25m de espesor,
que no permite un contacto directo entre la caja techo y el mineral, formando
una superficie de debilidad.
Persistencia de discontinuidad: El contacto falla es muy alta, longitudes
mayores de 20m, siguiendo el rumbo de la estructura mineralizada; las
diaclasas presentan una persistencia muy baja menores de 1m.
Espaciamiento de discontinuidades: es medio entre 0.20 a 0.60m.
Separación de las superficies de discontinuidades: 0.05 m - 0.30m
Rugosidad: Suave a lisa ondulante en el contacto con la brecha de falla; en
las diaclasas es áspera a rugosa ondulante.
57
Relleno de discontinuidad: En caso de la roca caja se tiene a la veta y a la
brecha de falla como relleno; mientras que las diaclasas se tiene como
relleno a la calcita, pirita, carbonatos y en algunos casos es limpia.
Humedad: Se presenta húmedo.
Grado de alteración de la roca caja: La caja techo presenta una alteración
leve a moderada, donde la decoloración es en la parte superficial de los
planos de discontinuidad; además, presenta cierta debilidad en la parte
superficial siendo fresca en la parte interna del fragmento rocoso.
Número de familias de discontinuidades: La roca caja techo, presenta
cuatro sistemas de discontinuidades siendo predominante la que es paralela
a la estructura mineralizada, estos forman bloques tridimensionales que
tienen más grado de libertad para la deformación del macizo siendo movidos
por empujes laterales producto de los esfuerzos del macizo rocoso.
Tamaño de bloques y la resistencia al cizallamiento: En este caso son
cúbicos formados principalmente por tres familias de discontinuidades
aproximadamente ortogonales, formando bloques equi - dimensionales.
Grado de fracturamiento: En la caja techo es Levemente Fracturado (F),
formando bloques medianos con una densidad de 10 diaclasas por metro
cúbico.
58
8.2.2 Análisis del macizo rocoso de Caja Piso (Veta Carmen)
Discontinuidades: La zona de contacto es directo entre la caja piso y el
mineral, formando una superficie de debilidad ligera.
Persistencia de discontinuidad: El contacto litológico es muy alta (mayo
2.00mts), siguiendo el rumbo de la estructura mineralizada; las diaclasas
presentan una persistencia muy baja menores de 1m.
Espaciamiento de discontinuidades: Es medio entre 0.05 a 0.30m.
Separación de las superficies de discontinuidades: es menor a 1mm.
Rugosidad: suave a lisa ondulante en las diaclasas y el contacto litológico
es áspera a rugosa ondulante.
Relleno de discontinuidad: Se tiene como relleno a la calcita, pirita,
carbonatos y en algunos casos es limpio.
Humedad: Los materiales de relleno están húmedos.
Grado de alteración de la roca caja piso: Presenta una alteración argílica
leve, donde la decoloración es en la parte superficial de los planos de
discontinuidad.
Número de familias de discontinuidades: La roca caja piso presenta
cuatro sistemas de discontinuidades más una aleatoria, siendo predominante
la que es paralela a la estructura mineralizada y los planos de estratificación,
59
estos forman bloques tridimensionales que tienen más grado de libertad para
la deformación del macizo.
Tamaño de bloques y la resistencia al cizallamiento: En este caso son
cúbicos a romboédricos; las cuatro familias de discontinuidades, forman
bloques de distintas dimensiones.
Grado de fracturamiento y tamaño de los bloques: En la caja piso es Muy
Fracturado (MF), en bloques pequeños con una densidad de hasta 15
diaclasas por metro cúbico.
8.2.3 Análisis del macizo rocoso de Veta Carmen
Discontinuidades: Presenta fracturas transversales muy irregulares,
fracturas longitudinales por el zoneamiento durante la mineralización.
Persistencia de discontinuidad: en la zona de contacto falla es muy alta
longitudes mayores de 3.00m, siguiendo el rumbo de la estructura
mineralizada; mientras que las diaclasas y oquedades presenta una
persistencia muy baja menores de 1m, formando bloques tabulares.
Espaciamiento de discontinuidades: Entre 0.60 a 1.00m.
Separación de las superficies de discontinuidades: parcialmente abierta
a cerrada entre 0.5 a <0.1mm; en el caso de las oquedades es muy ancha 1
a 10cm.
60
Rugosidad: suave a lisa ondulante en el contacto con la brecha de falla; en
las diaclasas es rugosa irregular ondulante.
Relleno de discontinuidad: En el contacto con la caja techo tenemos a la
brecha de falla de 0.15m compuesta por panizo, milonitas, y fragmentos
angulosos firmemente unidos por una matriz arcillosa; mientras que las
diaclasas tienen como relleno a la calcita, pirita, carbonatos y en algunos
casos es limpia.
Humedad: Están mojados, con goteo esporádico.
Grado de alteración de la Veta: El mineral primario no presenta alteración,
mientras los minerales secundarios como los carbonatos y calcita presentan
una alteración fuerte, manifestándose como material deleznable.
Número de familia de discontinuidades: el mineral presenta dos sistemas
principales de discontinuidad, más una aleatoria sin rumbo y buzamientos
definidos; el sistema principal es paralela al rumbo de la estructura
mineralizada.
Tamaño de bloques y la resistencia al cizallamiento: En este caso son
tabulares formados por las familias de discontinuidad y roturas tensionales
conocidas como fallas ocultas.
Grado de fracturamiento y tamaño de los bloques: en el mineral es
levemente Fracturado (LF), que forman bloques medianos con una densidad
de 1 a 5 discontinuidades por metro cúbico.
61
8.3 ESTEREOGRAFÍA DE LA VETA CARMEN
Esta información nos permitirá ver en 2D la orientación de los principales
sistemas de fracturamiento que circundan a la Veta Carmen y su entorno
físico. Su importancia radica en la identificación y formación de cuñas o
zonas de debilidad presentes en la excavación.
Para el análisis de las se utilizó el programa DIPS, además de las
informaciones de estaciones micro tectónicas, mapeo.
Para el análisis de las discontinuidades se empleó la técnica de proyección
equiareal del programa “DIPS”, en base a la data recopilada en las
estaciones micro tectónicas en los mapeos de línea de detalle.
62
Tabla 8.1 Datos de buzamiento / dirección de buzamiento en línea de detalle ubicación N°1
Fuente: Área de Geomecanica
63
Tabla 8.2 Datos de buzamiento / dirección de buzamiento en línea de detalle ubicación N°2
Fuente: Área de Geomecanica
64
Tabla 8.3 Datos de buzamiento / dirección de buzamiento en línea de detalle ubicación N°3
Fuente: Área de Geomecanica
65
8.3.2 CONDICION ESTRUCTURAL GENERAL DEL LABOREO EN VETA CARMEN
El histograma de polos que evalúa las condiciones de las familias
principales de discontinuidad Vs. Orientación de la Veta, distingue a 4
familias sub paralelas y perpendiculares al avance de la veta.
Figura 8.1 Histograma de familias de discontinuidad vs. Orientación de la veta
El diagrama de rosas muestra rumbos Desfavorables a la estabilidad del laboreo sobre la veta. Según análisis del efecto de la orientación de las
66
discontinuidades Vs orientación de la veta, la condición de estabilidad general se considera en: DESFAVORABLES
Figura 8.2 Roseta de las familias principales de discontinuidades vs. Orientación de la veta
La formación de las cuñas, muestra similares problemas en la veta Carmen, cuya solución se basa en la aplicación de algún sistema de soporte o proseguir como lo descrito en el modelamiento numérico para incrementar los F.S.
Figura 8.3 Condición de la formación de cuñas en la zona de explotación vs. Orientación de
la veta 8.4 CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA DEL MACIZO ROCOSO
67
De la caracterización geomecánica del macizo rocoso, según el sistema
de valoración RMR89 de Bieniawski, se clasifica y tipifica el macizo rocoso
definiéndolo geomecánicamente según dominios estructurales (Caja techo,
Veta, Caja piso) a través del sistema de valoración RMR89 de Bieniawski
cuyo resumen se muestra en la tabla Nº 04.
Tabla 8.4 Clasificación geomecánica del macizo rocoso (veta Carmen y su entorno)
Fuente: Área de Geomecánica
8.5 DIMECIONAMIENTO GEMECANICO
En base a los datos de los registros micro tectónicos en la línea de
detalle, análisis estereográfico, datos de ensayos de mecánica de rocas y
Clasificación geomecánica, se dimensiona geomecánicamente el bloque de
mineral de la Veta Carmen realizando el modelamiento en 2D con el
programa Phases y la técnica del “Método Grafico de Estabilidad”, la cual fue
desarrollada por Mathews et.al y modificada por Potvin & Milne.
Para el modelamiento en programa Phases se ha realizado simulaciones
para bancos de 6mts y 14mts, además, del Método de Estabilidad de Potvin
68
que solo se realizó para el banco de 6mts, debido que en las simulaciones
en 2D se tiene bajos valores de Factor de Seguridad para bancos mayores.
SIMULACION 2D EN SECCION TRANSVERSAL PARA TALADROS LARGOS CON BANCO DE 6 METOS DE ALTURA
En la sección transversal de la labor para taladros largos antes del disparo se
puede apreciar el F.S. entre 1.58 a 1.26 en la excavación superior e inferior
respectivamente.
La excavación de la derecha es el By Pass 200 influenciado por minado del Tj
600 donde se tiene un F.S. entre 1.26 a 0.95 disminuyendo el factor conforme
avance el minado
Figura 8.4 Sección transversal de la labor para taladros largos antes del disparo 6 metros de
altura
69
Factor de seguridad después de realizado la voladura (Banco de 6
metros) tanto en caja piso como caja techo F.S. 0.95.
Figura 8.5 Sección transversal de la labor para taladros largos después del disparo 6 metros
de altura
Después de haber rellenado el subnivel inferior y el banco de mineral
disparado, se tiene un incremento del factor de seguridad entre 1.89 a 2.53
Figura 8.6 Sección transversal de la labor para taladros largos después de rellenar el
subnivel inferior y el banco de mineral disparado 6 metros de altura.
70
SIMULACION 2D EN SECCION TRANSVERSAL PARA TALADROS
LARGOS CON BANCO DE 14 METROS DE ALTURA
Labor para taladros largos antes del disparo donde se puede apreciar el F.S.
mayores a 1.26
Figura 8.7 Sección transversal de la labor para taladros largos antes del disparo 14 metros
de altura
71
Factor de seguridad después de realizar la voladura (banco de 14
metros). En caja piso se tiene F.S. 0.95 y en caja techo 0.32
Figura 8.8 Sección transversal de la labor para taladros largos después del disparo 14
metros de altura
Después de haber rellenado el vacío junto con el nivel inferior mejora el
F.S 1.89 a 2.84
Figura 8.9 Sección transversal de la labor para taladros largos después de rellenar el banco
de mineral disparado 14 metros de altura
72
8.6 METODO GRAFICO DE ESTABILIDAD ( POTVIN )
Se trata de la incorporación de dos parámetros llamado “N” número de
estabilidad y “S” radio hidráulico con los que se obtiene gráficos de cinco
interpretaciones:
• Zona Estable.
• Zona de transición sin sostenimiento.
• Zona estable con sostenimiento.
• Zona de transición con sostenimiento.
• Zona de hundimiento
Figura 8.10 grafica del Numero de estabilidad “N” vs Radio Hidráulico “S” Gráfico Nº 16: Número de estabilidad “N” vs radio hidráulico “S”
73
8.7 CALCULO DEL NÚMERO DE ESTABILIDAD
Para el cálculo del Número de estabilidad se deben calcular los
siguientes cuatro parámetros:
N'=Q' x A x B X C
Dónde:
Q': INDICE DE CALIDAD TUNELERA MODIFICADO
A: FACTOR DE ESFUERZO EN LA ROCA
B: FACTOR DE AJUSTE POR ORIENTACION DE LAS JUNTAS
C: FACTOR DE AJUSTE GRAVITACIONAL
8.7.1 Cálculo del Índice “Q”
El índice “Q” del macizo rocoso se calcula de los resultados del mapeo
geotécnico realizado en veta Carmen Nv. 225 y Nv 200. Se estima el valor
del índice “Q” por:
Dónde:
RQD: es la Designación de la Calidad de la Roca
Jn: es el número de sistemas de juntas
Jr: es el número de rugosidad de las juntas
Ja: es el número de alteración de las juntas
Jw: es el factor de reducción de agua en las juntas
74
El significado de los parámetros usados para determinar el valor de Q,
Barton et.al. (1974) ofrecen los siguientes comentarios:
1. Tamaño de bloques (RQD/Jn)
2. Resistencia al corte entre los bloques (Jr/Ja)
3. Esfuerzo activo (Jw/SRF)
Con la restricción de que el factor de reducción del esfuerzos (SRF) es
fijado en 1.00. El sistema no ha sido aplicado en condiciones con agua
subterránea significativa, de tal manera que el factor de reducción por agua
en juntas Jw es comúnmente 1.0.
Tabla 8.5 Cálculo de Q
8.7.2 Cálculo del Índice “A”
El factor de esfuerzo en la roca “A”, refleja los esfuerzos actuantes sobre
las caras libres del tajeo abierto en profundidad. Este factor es determinado
a partir de la resistencia compresiva no confinada de la roca intacta “c” y el
esfuerzo actuante paralelo a la cara expuesta del tajeo bajo consideración
“1”. El factor de esfuerzo en la roca “A”, es por lo tanto determinado a partir
75
de la relación c/ 1 (resistencia de la roca intacta a esfuerzo compresivo
inducido) sobre el borde de la abertura:
Para c/ 1 < 2 : A = 0.1
Para 2 < c/ 1 < 10 : A = 0.1125 ( c/ 1) – 0.125
Para c/ 1 > 10 : A = 1.0
Para determinar el valor de las rocas encajonantes y la veta Carmen, se
han realizado toma de muestras in situ de la resistencia de la roca intacta:
Tabla 8.6 Parámetros de resistencia de la roca
Tabla 8.7 Valores obtenidos con ensayos de laboratorio y el RMR han sido relacionados
Realizando los cálculos para determina el “A”
Tabla 8.8 Calculo de “A”
76
Figura 8.11 Grafica para calcular “A”
8.7.3 Factor de Ajuste “B” por Orientación de Discontinuidad Crítica.
Este factor toma en cuenta la influencia de las discontinuidades sobre la
estabilidad de las superficies expuestas del tajeo. Cuanto más pequeño sea
el ángulo que forma la discontinuidad critica con respecto a la superficie del
tajeo será una condición más desfavorable para la estabilidad del tajeo y
viceversa; en resumen la influencia de las discontinuidades críticas sobre la
estabilidad de la superficie de los tajeos, será mayor cuando el rumbo de
estas sea paralelo a la superficie libre y más pequeña cuando los planos
tiendan a ser perpendiculares. Este factor está en función de la diferencia
entre la orientación del sistema de discontinuidad critica (dominante) y la
cara expuesta del tajeo.
77
Tabla 8.9 Calculo de “B”
Figura 8.12 Grafica para el cálculo de “B”
78
8.7.4 Factor de Ajuste “C”.
Este factor, es un número que ingresa la componente de riesgo asociado
al efecto de la gravedad sobre las cuñas, dovelas que se forma el arreglo
estructural de los sistemas de discontinuidades con las superficies
expuestas del tajeo (paredes y techo). Para el cálculo de este factor se parte
del postulado que las fallas pueden ocurrir desde el techo del tajeo (como
desprendimiento de cuñas), desde las paredes del tajeo.
En los gráficos Nº 19 y Nº 20, se muestran los ábacos desarrollados por
Potvin & Milne [8] para el cálculo del factor “C” para caídas por gravedad y
deslizamiento respectivamente; a estos ábacos se ingresan con el valor de
la inclinación de la discontinuidad critica que se muestra al lado izquierdo de
la figura determinando así el valor del factor “C”.
Tabla 8.10 Calculo del Factor “C”
79
Figura 8.13 Graficas para el cálculo del factor “C”
8.7.5 Calculo del Número de Estabilidad “N’.
Según el procedimiento de diseño establecido y utilizando los valores
obtenidos para cada uno de los factores, se calcula el número de estabilidad
modificado N’ para los dominios estructurales, este resumen se muestra en
la siguiente tabla.
Tabla 8.11 Calculo del factor “N”
8.7.6 Calculo del Radio Hidráulico “S”.
Para estimar este valor, se parte de los datos conocidos y definidos en la
etapa de exploración que son la altura del bloque (H) y potencia del tajeo
(P). El Radio Hidráulico “S”, viene a ser el factor de forma para la superficie
80
del tajeo, se obtiene como el cociente del área de la sección transversal de
la superficie del tajeo entre su perímetro.
Dónde:
W: Longitud del tajeo en el rumbo de la estructura.
H: Altura del tajeo (espaciamiento entre los niveles).
Para definir el valor adecuado del radio hidráulico “S” y con este
dimensionar la longitud del tajeo en el rumbo de la veta Carmen se emplea
un concepto muy importante de la geomecánica que involucra “Seguridad y
Economía” es el principio de diseño minero en el límite del auto soporte, con
el cual, se busca maximizar el aprovechamiento de las propiedades
resistentes del macizo rocoso ver tabla Nº.
Tabla 8.12 Calculo de “N” vs “S”
De acuerdo a los cálculos para ingresar a la zona estable para
dimensionar el tajo, se tienen los siguientes datos de “S”:
81
Tabla 8.13 Ancho de labor.
Tabla 8.14 Longitud de caja techo.
Tabla 8.15 Longitud Caja Piso.
82
El método grafico de estabilidad analiza toda el área abierta después de
la voladura, determinando la longitud del abierto máximo estable para el Tj
600 Veta Carmen que es la siguiente:
• Ancho de Veta: Para lograr una estabilidad adecuada la máxima
abertura debe ser de 5.32 m.
• Caja Techo: la longitud máxima estable de la abertura del tajeo es de
4.8m.
• Caja Piso: la longitud máxima estable de la abertura del tajeo es de
3.9m.
A medida que se ingrese a las longitudes de la Zona de Transición Sin
Sostenimiento, se incrementa el riesgo de inestabilidad para la excavación.
83
CAPITULO IX
CALCULO DE COSTOS DE TALADROS LARGOS vs COSTOS BREASTING
9.1 Objetivos
Realizar las pruebas de perforación y voladura con taladros largos para
evaluar su aplicación como futuro método de explotación en algunas vetas
que reúna las condiciones geomecánicas y buzamiento de la veta adecuado
para dicho método, en la Unidad de Animon.
Determinar el RENDIMIENTO y COSTO-BENEFICIO de las pruebas de
perforación y voladura con taladros largos en el tajo 700 veta Carmen.
Los detalles técnicos económicos se realizó con longitud de tajeo de
35.80 metros (primera etapa) para ambos casos explotación con
TALADROS LARGOS y explotación en BREASTING, para obtener estos
datos simulamos la longitud de tajeo en Breasting (35.80 m) igual a 12
disparos de 3 m y por 3 cortes de explotación.
9.2 Cálculos
84
Tabla 9.1 Calculo de costos taladros largos vs Brasting
PERFORACION Y VOLADURA TALADROS LARGOS PERFORACION Y
VOLADURA BREASTIN
CANTIDAD UNIDAD CANTIDAD UNIDAD Ancho de explotación 3.16 ML Ancho de explotación 4.00 ML
Longitud de tajo 33.80 ML Longitud de tajo 35.80 ML
Área 106.81 M2 Area 143.20 M2
Tipo de Perforación Vertical Horizontal
Altura de Banco 12 ML Altura de Tajo 4.00 ML
Diámetro de taladros 64.00 mm Diámetro de broca 51.00 Mm
Rendimiento perforación 8.0 ML / Hr Rendimiento de Perforación 39.79 ML / Hr
Burden 1.60 ML Burden 0.90 ML
Espaciamiento 1.20 ML Espaciamiento 0.90 ML
Área de rotura por taladro 1.92 M2 Área de rotura por taladro 0.81 M2
Volumen de rotura por taladro 23.04 M3 Volumen de rotura por taladro 2.43 M3
Volumen 1281.70 M3 Volumen x un corte 572.80 M3
Volumen x tres cortes 1718.40 M3
TOTAL TONELAJE 4093.04 Ton. Tonelaje x un corte 1832.96 Ton.
TOTAL TONELAJE x 3 cortes 5498.88 Ton.
Total números de taladros + slot 100 Tal. Numero de taladros x disparo 25 Tal
Numero de taladros x un corte 300 Tal
Numero de taladros x 3 cortes 900 Tal
Total Metros Perforados + rimado 1200 ML Total Metros perforados x 3 cortes 2700 ML
Índice Perforación 3.41 Ton/Mperfo Índice de perforación 2.04 Ton/Mperf Tarifa Perforación a todo costo x metro 9.35 US$/Ml.
Tarifa de perforación a todo costo/metro
2.10 US$/ML
Costo de perforación + servicios por hora 74.79 US$/Hr
Costo de perforación + servicios por hora
83.52 US$/Hr
Costo de aceros + afilado + servicios 1.20 US$/ML
Costo de aceros + afilado + servicios 0.36 US$/ML
Costo Perforación 8.75 US$ / M3 Costo de perforación 3.43 US$/M3
Costo Perforación 2.74 US$ / Ton. Costo de perforación 1.07 US$/Ton
COSTO TOTAL PERFORACION 12658.50 US$ COSTO TOTAL PERFORACION 3 corte
5893.17 US$
Total pernos 3 cortes (12pernos/disp.)
432 Und
Costo de perno + colocado perno 24.30 $/Und
COSTO TOTAL de pernos x 3 cortes
10497.60 US$
Total shocrete 3 cortes (2.6m3/disp.) 93.60 M3
Costo de shocrete preparado + lanzad
243.00 M3
COSTO TOTAL shocrete x 3 cortes 22744.80 US$
Factor de potencia Taladros Largo 0.40 Kg/ton. Factor de potencia breasting 0.24 Kg/Ton
Factor de potencia Chimenea Slot 5.99 Kg/m3
Factor de potencia Chimenea Slot 1.87 Kg/ton COSTO TOTAL de explosivo + accesorio 3660.71 US$
Costo de explosivos + accesorios 4164.13 US$
Costo de explosivo + accesorio 0.894 US$/ton Costo de explosivos + accesorios 0.757 US$/Ton COSTO TOTAL TALADROS LARGOS 16319.21 US$
COSTO TOTAL EN BREASTING 43299.70 US$
COSTO TOTAL perforación y voladura 3.99 US$/ton
COSTO TOTAL perforación y voladura
7.87 US$/Ton
Fuente: Elaboración Propia
VENTAJAS Y DESVENTAJAS DEL MÉTODO
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Ventajas
1.- Resulta de gran economía y rendimiento en comparación con otros
métodos de explotación.
2.- No existe excesivo consumo de sostenimiento, ya que no es necesario
fortificar las rocas encajonantes.
3.- Alta adaptabilidad en vetas angostas y cuerpos pequeños e irregulares.
4.- El método es muy manejable con la mecanización, y por lo tanto los
tajeos son de alta eficiencia, llegando a 50 ton/tarea en grandes tajos.
5.- El método es seguro por minimizar la exposición del personal al tajo en
explotación, el manejo de los subniveles son fáciles para ventilar,
particularmente donde se realizan voladuras masivas.
6.- La recuperación de mineral puede ser 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.
7.- El método permite la acumulación de taladros adelantado a la voladura
de los tajos, lo que permite flexibilidad en la operación, blending en los
disparos, y respaldo de la producción comprometida.
Desventajas
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1.- Dilución y pérdida de mineral de 30 a 50 % de sobre dilución.
2.- El relleno detrítico no compacta al 100%, reacomodándose los esfuerzos
permanentemente.
3.- El método requiere una alta inversión de capital, requiriendo una cantidad
grande de labores de desarrollo antes de que la producción pueda
comenzar.
4.- 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 dificultan su
manejo.
5.- El método llega a ser muy ineficiente en bajas pendientes donde se
puede esperar que la dilución aumente.
6.- Los humos de las voladuras secundarias pueden dirigirse dentro de los
tajos cuando se hace una excesiva voladura secundaria.
87
CONCLUSIONES
1.- Como podemos apreciar en el cuadro adjunto el costo total de
perforación y voladura actual para explotación en BREASTING $ 7.87/Ton.
Comparamos con TALADROS LARGOS el costo es $ 3.99/Ton esto
significa 49% menos.
ACTIVIDADES TALADROS LARGOS SIMBA
TAJO EN BREASTING
JUMBO
COSTO DE PERFORACION / HORA $/hr 74.79 83.52
INDICE DE PERFORACION Ton/mp 3.41 2.04
COSTO DE PERFORACION $/Ton. 2.74 1.07
COSTO ACEROS DE PERFORACION
$/Metr 1.20 0.36
COSTO DE EXPLOSIVOS + ACCESOR
$/Ton 0.894 0.757
FACTOR DE POTENCIA Kg/Ton 0.40 0.24
COSTO TOTAL DE PERF. Y VOLADU
US$ 16319.21 43299.70
TOTAL TONELAJE ROTO Ton. 4093.04 5498.88
COSTO TOTAL PERF Y VOLAD/TON.
$/Ton $ 3.99/Ton $ 7.87/Ton
2.- El uso de cualquier modelo numérico significa la obtención de una
solución aproximada a la solución real del modelo considerado.
3.- La distribución de esfuerzos es orientando hacia las zonas vacías,
conforme avance el proceso y el ciclo de minado de la explotación.
88
4.- El relleno detrítico oportuno, favorece en la estabilidad de la excavación,
aumentando el factor de seguridad y estabilizando las áreas abiertas que se
encuentran inestables.
5. - El modelamiento en sección longitudinal, nos indica que el acceso va ser
afectado por la redistribución de esfuerzo durante el proceso de minado, por
lo que se ha instalado un mayor reforzamiento en dicha zona.
6.- El dimensionamiento por el Método de estabilidad de Potvin, establece
que la longitud máxima para estar dentro de la zona estable en Caja Piso es
de 3.90mts y caja techo 4.80mts, para un banco de minado de 10m.
89
RECOMENDACIONES
1. De acuerdo a lo analizado, el método de minado por Taladros largos es un
método que requiere velocidad en el ciclo de minado en la limpieza y relleno
para asegurar su estabilidad.
2. El tajo piloto que se va realizar, debe tomar en cuenta este análisis y debe
ser diseñado para estar dentro o acercarse a los valores límites mínimos
permisibles de factor de seguridad (1.10 - 1.20).
3. Se debe realizar evaluaciones in situ del comportamiento de las
excavaciones cercanas a dicho tajo piloto conforme avance su explotación,
debido que van ser afectados en su estabilidad por reordenamiento de
esfuerzos.
90
BIBLIOGRAFÍA
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