Introduccion a Los Metodos de Explotacion

INTRODUCCION A LOS METODOS DE EXPLOTACION

Los métodos de explotación se definen como una forma geométrica usada para explotar un yacimiento determinado. Es el modo de dividir el cuerpo mineralizado en sectores aptos para el laboreo.

La explotación de una mina se define como el conjunto de operaciones que permiten el arranque, carguío y extracción de mineral, que para una operación normal es fundamental que todos los servicios anexos como :

Ventilación Fortificación Drenaje Suministro de Energía, Aire, Agua.

Funcionen en óptimo estado.

El objetivo de la explotación de un yacimiento es la extracción de menas y sustancias minerales sistemáticamente, de manera que la comercialización de la sustancia mineral proporcione la utilidad esperada.

La explotación de una mina se compone de tres operaciones mineras básicas :

Accesos y desarrollos de aperturas mineras Preparación o infraestructura de la mina Arranque o explotación de la mina.

ACCESOS

Corresponden a aquellas labores que comunican el cuerpo mineralizado con la superficie, para su explotación. Los accesos pueden ser :

Socavones Piques verticales Chiflones o piques inclinados.

Para desarrollar los accesos, se debe proceder de acuerdo a un plan bien determinado, basado en la información obtenida con anterioridad a la exploración, observando las siguientes situaciones que pueden presentarse :

1. Sacar mineral útil, implica hundimiento sino se fortifica.2. En una labor horizontal de sección definida, solo puede transportarse una cantidad limitada de

mineral u otro elemento.3. Una extracción mayor, significa desarrollar mayor número de labores4. Tener presente que el costo por tonelada, en una labor de desarrollo es más caro que al extraer

una tonelada de mineral durante la explotación .

Los desarrollos pueden ser :

Desarrollo Productivo : el avance se realiza extrayendo mineral, lo que se utiliza bastante donde la mena es mas blanda que el estéril en vetas de potencia media.

Desarrollo Improductivo : cuando el avance se realiza en estéril.

Socavones : Es una labor horizontal o con una pequeña inclinación, que tiene sólo una entrada.

Es más barato que construir un pique, es más rápido,económico y seguro.

Piques Verticales : Es una labor que tiene una inclinación superior a 45º, y que puede usarse

para la extracción de personal y mineral.

Posición del Pique respecto a la veta .

Se pueden presentar las siguientes alternativas:

1. Al pendiente2. Interceptando la veta3. Al yacente

Pique en el pendiente : ( fig. n° 1 )

Ventajas.

Desarrollo ordenado, buenos pilares de protección. Permite encontrar vetas paralelas

Desventajas.

Costo excesivo, debido al desarrollo en estéril. Deslizamiento, al encontrar la veta. Se pierde estabilidad y el control del terreno. Se puede llegar a perder el pique.

fig. 1

Pique Interceptando la Veta : ( fig. n° 2 )

Ventajas.

Fácil acceso al yacimiento. Genera rápido el flujo de caja. El costo de desarrollo inicial es menor. El desarrollo es más armónico en los niveles

Desventajas.

Problema de control del terreno Pilares de protección en mineral Alto costo de mantención.

fig. 2

Pique al Yacente : ( fig. n° 3 )

Ventajas.

Tiene mayor preferencia. Seguridad y extracción más fácil aprovechando la gravedad. Más económico con respecto a los anteriores.

Desventajas.

A mayor profundidad, mayor será el avance por estéril.

fig. 3

Piques Inclinados :

Pique inclinado por la veta Pique inclinado por la yacente

Pique inclinado por la veta :

Es caro en su construcción y poco eficiente. Su inclinación puede ser uniforme, lo que nos dice que puede tener una mayor capacidad de

extracción. Las irregularidades de la veta entorpecen el transporte, cambios bruscos aumentan los costos de

extracción y disminuye su capacidad por una velocidad de arrastre menor. Requiere dejar pilares de protección para el pique.

Pique Inclinado por la yacente :

El manteo variable hace imposible la inclinación uniforme por el yacimiento y debe ubicarse en el yacente por estéril.

Carguío directo, poca mantención ( poca fortificación ), ya que si es por mineral, en las cajas del mineral hay un mayor peligro de derrumbes.

Es caro, requiere estocadas estaciones en la roca No entrega informaciones del yacimiento, por correrse en estéril.

INFRAESTRUCTURA DE LA MINA

La preparación se define como la ejecución de una red cuidadosamente planificada de piques, galerías ( Niveles ), chimeneas y todas las formas básicas de excavación de rocas.

Las labores de preparación se pueden dividir en dos tipos según su finalidad :

Preparación General : depende de la forma y manteo del cuerpo. Replanteo general de la mina, que comprende todos los desarrollos necesarios para el acceso,

transporte y ventilación de las distintas zonas subterráneas.

En yacimientos horizontales o pocos inclinados la preparación se hace mediante labores de transporte que dividen al cuerpo en paneles. Si el manteo es fuerte se utilizan esquemas de galería transversales ( que conforman los niveles ), que se determinan o definen por la potencia del cuerpo y el método de explotación proyectado, donde las labores trazadas en diferentes niveles se unen por medio de Rampas y Chimeneas.

1. Unidad de Explotación :

Es una masa geológica, que tiene una forma geométrica bien definida, por ejemplo un panel o un bloque. Es dividir el yacimiento, de manera que forme una unidad propia de explotación, que debe cumplir las siguientes características :

Que se puedan transportar fácilmente equipos y materiales. Que el arranque se pueda realizar en forma independiente. Facilidades en la extracción de menas. Ventilación independiente En casos de vacíos dejados por la explotación, estos puedan rellenarse facilmente.

Los trabajos de las distintas unidades de explotación no deben perturbarse entre si, la producción de la mina es la suma de la cantidad de mineral producida por cada unidad de explotación.

1. Principales Reglas para dividir un Yacimiento :

En la mayoría de los yacimientos se hace una división por niveles ( excepto en yacimientos poco inclinados y de poca extensión ).

Los niveles son caros, tanto en su construcción como su equipamiento y mantención, por lo tanto se debe obtener el mínimo costo ( US$ / TON. ) para el mismo número de niveles.

Los yacimientos verticales en niveles según la vertical, su explotación puede ser ascendente o descendente.

En la superficie se deja un pilar de protección para evitar filtraciones, dado que la extracción por piques es costosa.

La explotación se realiza según la corrida y en sentido horizontal ( ascendente o descendente ). La extracción se realiza por el nivel inferior principal. Si el manteo es fuerte la mena puede

dejarse caer por gravedad y transportar en sentido horizontal.

Si la construcción de accesos es cara, por la existencia de plegamientos, se puede transportar en forma ascendente por medio de correas transportadoras, rastras, etc. Lo que se trata de evitar es elevar el mineral ( por el costo, tiempo perdido, etc. )

El laboreo en retirada es más conveniente para el arranque. Los piques de extracción deben quedar en zonas libres, no afectos a la explotación.

En yacimientos muy inclinados, el tráfico de personal se realiza desde el nivel superior al inferior a través de piques, chimeneas y rampas. Si el cuerpo es de poca inclinación el personal trafica por el nivel inferior y la salida es por labores inclinadas o rampas.

El tráfico de maquinarias, equipos, materiales, rellenos, se realiza desde labores superiores. La ventilación debe ser ascendente en las zonas de explotación ( vetas muy inclinadas ). En

minas profundas y calurosas debe ser descendente, en niveles superiores se calienta menos por auto compresión, es más refrigerado y seco que en los niveles inferiores.

1. Distancia entre Niveles :

En yacimientos con manteo moderado, la distancia entre niveles se mide según la pendiente. Generalmente se considera la distancia media vertical. En la separación entre niveles se aceptan valores múltiplos de 15. Lo normal es de 30 a 60 metros, aunque puede ser 75, 90 o más metros.

Los factores más relevantes que controlan el espaciamiento entre niveles son :

Factor Geológico.

Determinación de la profundidad del cuerpo. Se puede estimar mediante métodos científicos o por medio de sondajes.

Características Mecánicas de la Roca.

De acuerdo a las características de la roca encajadora y de mineral, se seleccionan métodos de explotación posibles de realizarse.

Factores Económicos.

. Costo de desarrollos, tanto horizontales y verticales.

. Costo de mantención y reparación de un nivel, de acuerdo al tiempo en que este se encuentre en producción considerando dos aspectos importantes como lo son : la fortificación y mantención de los accesos.

. Capital disponible para construir el nivel en un tiempo determinado.

. Requerimiento de producción (TON / DIA ).

. Costo de arranque o de explotación.

. Recuperación de Mineral.

. Aspecto de Seguridad.

Otro aspecto importante es que, en el nivel debe existir al menos reservas que amorticen los accesos y preparación.

Otros Factores.

. Potencia

En yacimientos potentes se pueden elegir distancias menores (existencia de reservas ).

En yacimientos poco potentes se deben elegir distancias mayores.

. Manteo

Moderado. La separación puede ser reducida ( Reservas Moderadas ).

Fuerte . La separación debe ser mayor.

Entre Rangos :

0º - 10º : Se puede permitir una distancia inclinada entre niveles ( rampa )

10º - 45º : Es necesario traspaleo y debe ser reducida.

Mayor 45º : Puede ser mayor y escurre por gravedad.

. Ley

Si es alta ( bolsones, lentes ) debe ser reducida para evitar pérdidas de mineral.

. Velocidad de Arranque.

Velocidades Grandes ---------- Distancias Mayores

Velocidad Lenta ----------- La distancia debe ser menor.

Consideraciones Importantes.

. El costo de mantención de las labores crece con el tiempo porque deben permanecer abiertas.

. El tiempo de acceso y preparación deberán ser iguales al tiempo de explotación.

. La tendencia es adoptar la mayor distancia que sea posible.

1. Pilares de Protección.

Es una cantidad de mineral, con espesor previamente definido, que no se extrae durante la explotación y que sirve como una muralla, techo o piso de protección en los diferentes laboreos de desarrollo, preparación y extracción de la unidad de explotación.

El espesor de este pilar depende de :

. Potencia del cuerpo mineralizado

. Manteo

. Resistencia del mineral

. Espesor de recubrimiento o sobrecarga

. Velocidad de Arranque.

El espesor debe ser mínimo para optimizar la recuperación, dada la mayor seguridad posible. La cantidad de mineral dejada en los pilares menor en proporción cuando la distancia entre niveles es mayor.

La recuperación de un pilar es un trabajo costoso, difícil y peligroso.

FACTORES QUE INFLUYEN EN LA ELECCIÓN DEL METODO DE EXPLOTACION

En la elección del método de explotación, intervienen fundamentalmente los siguientes factores :

Características Geográficas Características Geológicas y Físicas del yacimiento. Condiciones Económicas Características Geográficas :

Los aspectos más importantes dentro de este factor son :

. Profundidad

. Cercanía a un lugar poblado

. Clima.

Características Geológicas y Físicas del Yacimiento.

Las propiedades más importantes que deben conocerse en un yacimiento para elegir el sistema de explotación adecuado son las siguientes :

. La forma del yacimiento o cuerpo mineralizado

Potencia si se trata de una veta o manto

Manteo si se trata de una veta o manto

Diseminación de las leyes si se trata de un yacimiento masivo.

. Profundidad respecto de la superficie

. Dimensiones del yacimiento, su cubicación.

. Naturaleza mineralógica de los componentes de la mena.

. Sus leyes o repartición de la mineralización en el interior del cuerpo mineralizado.

. Características mecánicas ( resistencia a la tracción y la compresión ) de la roca que constituye el cuerpo mineralizado y de la roca encajadora.

Condiciones Económicas.

La explotación de un yacimiento debe realizarse al menor costo posible. Debido a que tanto el costo de acceso, desarrollos y preparación propios del método de explotación son elevados. Intervienen además en las condiciones económicas el sistema de extracción, el tratamiento o procesamiento del mineral, inversiones en equipos, materiales y otros.

Las condiciones presente y futuro del mercado permiten determinar si un yacimiento de ciertas características Geológicas y físicas es explotable o no. También puede ser factor determinante el ritmo de explotación o el grado de selectividad alcanzable.

Hay una tendencia importante que lleva a explorar yacimientos de leyes cada vez más bajas, debido principalmente a dos causas :

. El agotamiento de los yacimientos de leyes altas.

. La necesidad del abastecimiento constante del mercado.

Para solucionar estos problemas se recurre a dos alternativas :

. Seleccionar en el interior del yacimiento las zonas más ricas, lo que nos lleva a los métodos selectivos.

. Explotar grandes masas de baja ley, con costos también bajos debido al gran tonelaje; esto nos lleva a los métodos altamente mecanizados. En este caso se juntan las condiciones geográficas y humanas. En los países de alto nivel industrial donde la mano de obra es cada vez más cara, conviene una alta mecanización, que en el caso de un país subdesarrollado puede ser antieconómica.

TIPOS DE YACIMIENTO

Masivos : Cobre Porfídico

( Teniente, Salvador )

Manto : Paralelos a la estratificación, Potencia limitada

( Tabulares )

Veta : Claramente delimitado por roca no mineralizada

( Gran inclinación )

Lente o Bolsón : Yacimiento aislado

- Placeres : Oro, Plata

ELECCION DEL METODO DE EXPLOTACION

Factores de Selección :

Profundidad, forma y tamaño del cuerpo Ubicación ( Recursos ) Calidad Geomecanica de la roca mineralizada y roca de caja Distribución y Leyes Económico Reglamentación ( Medio Ambiente ).

Criterios de Selección :

Rendimiento y Productividad Seguridad al Personal, Equipos e Infraestructura Recuperación

N ( % ) = Reservas Extraídas

Reservas In situ.

Selectividad Dilución Simplicidad Costos :

a.- Inversión

b.- Operación

CLASIFICACION DE LOS METODOS DE EXPLOTACION

Según las condiciones de abandono de los caserones :

Cielo Abierto Subterráneo Subterráneo

a.- Caserones Rellenos

b.- Caserones Vacíos

c.- Por Hundimiento

a.- Caserones Rellenos

b.1.- Shrinkage

b.2.- Cut And Fill

b.- Caserones Vacíos

a.1.- Room And Pillar

a.2.- Sub Level Stoping

c.- Por Hundimiento

c.1.- Sub Level Caving

c.2.- Block Caving

METODO POR CASERONES RELLENO

SHRINKAGE

PRINCIPIO.

En la explotación por cámara almacén, el mineral se arranca por franjas horizontales, empezando desde la parte inferior del cuerpo y avanzando hacia arriba. Parte del mineral tronado se deja en el caserón ya excavado, donde sirve como plataforma de trabajo para la explotación del mineral de arriba y para sostener las paredes del caserón.

La roca aumenta su volumen ocupado cerca de un 70 % por la tronadura. Por esto se debe extraer continuamente un 40 % del mineral tronado durante la explotación, para mantener una distancia adecuada entre el techo y la superficie del mineral tronado. Cuando el arranque haya avanzado al límite superior del caserón planeado, se interrumpe el arranque y se puede recuperar el 60 % restante del mineral.

PERFORACION

La perforación puede ejecutarse con tiros horizontales, verticales e inclinados estas modalidades tienen sus ventajas e inconvenientes.

La perforación de tiros horizontales tiene la ventaja de generar un mejor rendimiento tanto del metro barrenado como el explosivo. En efecto, como los tiros horizontales no tienen que vencer el empotramiento, no necesitan pasadura ni tampoco carga de fondo, de modo que los metros barrenados y los kilos de explosivo por tonelada arrancada resultan inferiores que con tiros verticales.

Pero por otra parte, los tiros horizontales tiene como inconveniente el de limitar el trabajo de perforista especialmente cuando se trata de vetas angostas, debido a que este debe esperar la eliminación del esponjamiento de un disparo para continuar con su trabajo; en caso contrario debe trasladarse a otra grada.

Por eso, cuando se usa perforación horizontal, es necesaria la creación de varias gradas o sino, se debe organizar el trabajo de modo que el perforista realice otras operaciones como parte del ciclo, por ejemplo, evacuar el esponjamiento, fortificación, construcción de accesos. En el caso de la perforación vertical no existe inconvenientes, puesto que es posible perforar, incluso con bastante anticipación, toda la grada del caserón.

Sin embargo, estos tiros verticales tendrán el inconveniente de tener que vencer un empotramiento y serán por lo general más cortos para permitir la correcta introducción de la broca en el tiro, considerando el inconveniente presentado por la altura entre el piso del mineral arrancado y el techo del caserón comprendida entre los 2.0 metros a 2.20 metros . Por este motivo es frecuente la perforación de tiros verticales de solamente 1.60 metros en Shrikage, lo que evidentemente no puede dar buenos rendimientos del metro barrenado ni un buen consumo de explosivo. No obstante, mirado desde el punto de vista del principio del método, este inconveniente se traduce en una ventaja, puesto que con tiros cortos y un mal consumo de explosivos se obtiene una saca de fragmentación más fina, lo que facilita el vaciado del caserón.

Otra solución sería también la perforación inclinada, que en todo caso resulta más ventajosa que la perforación vertical, pues así es posible disminuir la pasadura, con la cual aumenta la eficiencia del metro barrenado y del explosivo.

Sin embargo, tiene el inconveniente de resultar más engorrosa para el perforista y requiere por lo menos un mayor control. De lo contrario, el obrero rápidamente comienza a alterar el ángulo de inclinación.

En conclusión podemos decir, que es preferible la perforación horizontal siempre que el perforista disponga de suficiente lugar para efectuar su trabajo.

PREPARACION DE LA BASE DEL CASERON

Sea el yacimiento una veta o una masa mineralizada, es indispensable tener una galería en la base del caserón que permita la evacuación del mineral arrancado a la superficie. El techo de esta galería, llamada base, puede ser un puente natural de mineral o puede ser artificial construido ya sea de madera o de perfiles metálicos.

Se deja un puente natural cuando la roca mineralizada tiene una buena resistencia mecánica. En este caso se crean embudos para recibir la saca y después evacuarla en forma controlada sobre los carros.

Estos embudos pueden ser construidos antes de iniciar la explotación si se desea evacuar el esponjamiento por gravedad; o después de la fase total de arranque, para no debilitar prematuramente el puente natural, de tal manera que el 40 % a evacuar podría ser extraído a través de buitras.

En el caso de una galería base con techo artificial, es indispensable tomar muchas precauciones durante los primeros disparos, debido a que la saca va a caer directamente sobre el techo sin protección alguna.

Como medida de precaución, se aconseja disparar siempre la primera tajada con tiros verticales, aún que después sé allá decidido la utilización de tiros horizontales, ya que tiene la ventaja de proyectar la saca horizontalmente aminorando considerablemente la fuerza de impacto del material sobre el techo de la galería.

La loza que se coloca encima de los perfiles o de los rollizos, por lo general no se hace de concreto debido a que es necesario romperla posteriormente para el vaciado del caserón. Se utilizan rollizos partidos por la mitad o tablones semi elaborados que pueden correrse lateralmente cuando se desea vaciar los caserones. ( ver fig. 1.1 )

ACCESOS Y VENTILACION

En la mayoría de los casos se crean accesos artificiales desde la galería base y si es posible dentro de un pilar.

De ser posible la creación de accesos en ambos extremos del caserón, es decir por los pilares que limitan el caserón en el caso de una veta, estos serán usados como vías de traspaso de materiales , equipos, personas y ventilación. Lo que permitirá evitar el gasto adicional en la perforación de una Chimenea por el mineral.

De esta manera se deberá disponer de un circuito de ventilación artificial en casi todos los casos, salvo si se tiene varios caserones contiguos lo que permitirá tener una sola chimenea de ventilación hacia la galería superior ubicada en uno de los caserones y creando un circuito obligado del aire mediante compuertas, de modo de ubicar los diferentes accesos por la galería base.

EVACUACION DEL ESPONJAMIENTO

Como así lo define la preparación del método es necesario evacuar un 40 % del mineral arrancado después de cada disparo, debido a que el aumento natural que experimenta el mineral al ser arrancado; esponjamiento, impide el trabajo del perforista. Este esponjamiento puede ser extraído por gravedad o de otras maneras como veremos a continuación.

EVACUACION POR GRAVEDAD

En este caso se extrae el mineral a través de embudos construidos en la base del caserón. Se hace descender todo el mineral arrancado cuyo nivel debe ser mantenido lo más horizontal posible y es aquí precisamente donde reside una de las mayores dificultades de este método de explotación.

Efectivamente, para que el nivel superior del mineral arrancado se mantenga horizontal se debe evacuar exactamente la misma cantidad de saca en cada embudo y si por algún motivo esta evacuación no se controla en la forma adecuada, se altera el ritmo de producción del caserón respectivo, debiéndose igualar el nivel a mano. En otros casos, si se extrae demasiado mineral, el nivel superior de la masa arrancada se aleja mucho del techo del caserón impidiendo el trabajo del perforista originándose todas las complicaciones que es posible imaginar.

Por estas razones, es fundamental controlar la cantidad de mineral extraído de cada embudo contando por ejemplo, el número de carros llenados en cada uno de ellos; carguío que puede ser efectuado ya sea con pala mecánica si se deja caer el mineral al suelo, o mediante buzones instalados en el techo de la galería base.

Otro inconveniente del método consiste en el peligro que significa la formación de bóvedas en el mineral arrancado, las cuales pueden derrumbarse repentinamente.

EVACUACION POR OTROS SISTEMAS

Si se desea eliminar el inconveniente originado por la evacuación del esponjamiento por gravedad, se puede recurrir a una evacuación en el mismo nivel del caserón , eliminando la parte superior del mineral arrancado ( 40% ) a través de Chimeneas artificiales que se van construyendo progresivamente en el mineral a medida que la explotación avanza. Estas chimeneas pueden ser de troncos de maderas, rollizos, de concreto o menos frecuentemente, de tubos de acero.

La marina se puede realizar a mano , con palas auto cargadoras, Scrapers o palas mecánicas. El sistema moderno consiste en utilizar una pala auto cargadora o un Scrapers, de modo de eliminar del caserón vías ferreas y carros. Pero por la naturaleza misma del método es necesario que operen en el mismo caserón por lo cual se debe protegerlas convenientemente antes de cada disparo y luego subirlas a la grada siguiente.

Ahora la cantidad de Chimeneas necesarias para la evacuación del esponjamiento o, dicho de otra manera, la distancia entre estas, será función del medio utilizado para efectuar esta evacuación y su determinación precisará en cada caso de un pequeño cálculo económico comparativo entre el costo que significa una Chimenea artificial y el mejor rendimiento de la marina que se puede obtener de ella. No se debe olvidar sin embargo la necesidad de tener un número prudente de Chimeneas tomando en cuenta que algunas pueden destruirse.

Sin embargo, si la veta es ancha, estas Chimeneas tienen el inconveniente de que durante el vaciado del caserón van quedando, en el aire y muy a menudo se derrumban lo que dificulta la evacuación de la saca, especialmente si estas han sido construidas de marcos de rollizos. Por esta razón es conveniente en lo posible ubicarlas en la pared del caserón, empotrado bien la parte artificial de ellas.

Es evidente que este sistema de evacuación del esponjamiento es más seguro, pero más caro debido a que necesita más mano de obra tanto en la marina misma , como también en la construcción y mantención de las Chimeneas.

En la actualidad el método de acuerdo a las condiciones del mercado y a los continuos avances tecnológicos ha experimentado algunas modificaciones que han permitido la optimización de recursos y por ende la reducción de costos. Es así que estos embudos construidos en el puente natural o artificial han sido reemplazado por chimeneas laterales que limitan el block y a su vez cumplen la función de traspaso de personas, equipos, servicios, traspaso de mineral y ventilación, evitando de esta manera la construcción de embudos que solo son destinados al traspaso de mineral.

EXTRACCION DE LA SACA ACUMULADA

Galería base con puente natural :

Según este sistema, la evacuación de la saca se efectúa a través de embudos perforados en el puente natural. Estos se pueden crear antes de empezar el arranque, o después de la evacuación del

esponjamiento por gravedad o, por último, en la fase final de arranque una vez que se ha evacuado el 40% de la saca mediante Chimeneas artificiales de manera de no debilitar inútilmente el puente natural.

La base de los embudos se puede cerrar con buzones o dejarse abierta de modo que el mineral caiga directamente al suelo de donde será cargado en carros con una pala mecánica, que existen en la vecindad una Chimenea de evacuación del mineral hacia un nivel inferior, puede también ser removido por una pala auto cargadora.

Galería base artificial :

En este caso es necesario realizar aberturas en el techo de la galería, comprendidas entre dos vigas contiguas de modo de dejar caer la saca.

En algunos casos se cierran estas aberturas con buzones, para llenar directamente los carros. Se deberá dar preferencia a un tipo de buzón metálico, fácil de armar y desarmar, para poder utilizarlo en diferentes lugares.

Sin embargo, pese a que parezca ilógico, por lo general se prefiere dejar caer la saca en el suelo de la galería de donde se carga mediante una pala mecánica.

Esta solución se aplica especialmente en los casos en que se tiene una fragmentación irregular del mineral arrancado, que obligaría a la construcción de aberturas y buzones de grandes dimensiones para evitar que se tranquen. Cabe hacer notar que este último sistema condena la circulación en la galería base impidiendo el acceso a otros caserones.

Unos de los inconvenientes que presenta el trabajo con techos artificiales consiste en su posible destrucción a los derrumbes de bóvedas que se pueden crear en el mineral arrancado durante el periodo de vaciado.

Actualmente el mineral escurre por gravedad a través de un ore pass , cae al piso del nivel base o de transporte y en seguida es retirado del sector por camiones y cargado por un cargador frontal.

Consolidación de las paredes :

Es un aspecto bastante importante en relación con este método de explotación, pero que en la práctica no se le presta una atención adecuada debido principalmente, a que los técnicos no toman conciencia de la mala calidad de las paredes durante la fase de arranque a causa de que esas paredes presentan muy poca superficie libre durante esta fase, quedando además sostenidas por el mismo mineral arrancado, los diversos sistemas de sostenimiento a que es posible recurrir dependen de la calidad de las paredes y de la magnitud de los derrumbes que se pueden prever.

En vetas estrechas por lo general se afirman las paredes colocando rollizos atravesados de caja a caja, lo que mejora la recuperación.

Otra posibilidad de sostenimiento, que se puede aplicar en cualquier tipo de yacimiento es el apernado de las paredes ya sea con pernos ubicados en forma esporádica cada vez que se nota una zona débil o colocados de manera sistemática y unidos entre si mediante palos, fierros, ángulos o mallas metálicas.

Sin embargo, el sistema más adecuado para combatir el empuje de las paredes consiste en dejar pilares de mineral ya sea aprovechando las zonas de mineralización pobre o en forma sistemática, los pilares sistemáticos pueden ser de dos tipos :

Pilares continuos que limitan el caserón en ambos extremos. Pilares aislados dentro del propio caserón.

Los pilares continuos ubicados en los extremos del caserón, se pueden recuperar al final de la etapa de arranque, perforando tiros verticales desde la galería superior hacia abajo y desde la galería base hacia

arriba. Si se trata de vetas angostas, cualquier recuperación se presenta muy problemática, lo mismo ocurre con los pilares ubicados dentro del caserón. ( ver fig. 1.2 )

VENTAJAS E INCONVENIENTES DE SHKRINKAGE

VENTAJAS

Las ventajas de este método son fundamentalmente las siguientes :

1. Una parte importante del mineral arrancado se extrae por gravedad, 100% en el caso que el esponjamiento se extraiga tambiém por gravedad y 60% si su extracción se efectúa por buitras artificiales, eso permite disminuir de manera notable los gastos de marina y aumentar los rendimientos de la explotación.

2. Este método permite sostener provisoriamente las paredes laterales del caserón con el mismo material arrancado. Además, el obrero puede controlar el techo del caserón.

3. En ciertos casos disponer de una reserva de mineral arrancado que puede extraer de la mina rápidamente y con un alto rendimiento.

DESVENTAJAS

Las desventajas de este método de explotación son fundamentalmente las siguientes :

1. Seguridad, en ciertos casos este método puede ser peligroso debido a la formación de bóvedas durante la evacuación por gravedad del esponjamiento, puesto que los obreros confinados en la horizontalidad del piso del mineral arrancado, pueden empezar a trabajar y ser repentinamente chupados por el derrumbe de estas bóvedas. También se pueden formar bóvedas durante el período de vaciado del caserón que, al derrumbarse, pueden dañar el techo de la galería base en el caso que tenga techo artificial.

2. Dilución de la ley, el Shkinkage implica, por lo general, una dilución de la ley debido a que durante la fase de vaciado del caserón se mezclan corrientemente zonas de estériles que se derrumban de las paredes. Es frecuente que al final de la fase de vaciado sea necesario desechar capas de mineral de ley demasiado baja disminuyendo aún más la recuperación del yacimiento.

3. La recuperación del yacimiento no es muy buena por varias razones:

Este método no se adapta bien a la explotación de aquellas zonas mineralizadas secundarias que se forma alrededor de la mineralización principal.

La recuperación de los pilares es muy difícil y hemos visto que estos pilares son indispensables. Salvo en casos excepcionales, la recuperación de un yacimiento de bastante importancia es del orden del 70 a 80 % con este método de explotación.

Algunas especies de minerales se oxidan muy fácilmente provocando dificultades relacionadas con la recuperación en planta. Conocemos varios casos donde se puede apreciar una pérdida de recuperación de un 5% por solo hecho de que los sulfuros metálicos se han oxidado.

4. La posibilidad de producción instantánea es baja en la primera fase, debido a que se extrae solamente el 40% del mineral arrancado. Claro que una vez finalizado el arranque de un caserón, es posible la creación de un ciclo de producción más regular, compensado de este modo la baja producción de un caserón en la fase de arranque con cada uno en la fase de vaciado.

5. La acumulación de mineral arrancado en los caserones durante la primera fase y antes de alcanzar un ciclo regular de producción, obliga a una inversión adicional necesaria para el arranque del 60% del mineral restante de esos caserones.

6. Por último, es bastante engorroso controlar los costos y los rendimientos de este método de explotación, debido a la influencia del mineral acumulado.

FORMAS DE DISMINUIR LAS DESVENTAJAS RELATIVAS A ESTE

METODO DE EXPLOTACION

Es posible la eliminación parcial de estas desventajas, adoptando las siguientes medidas:

1. Aumento de la velocidad de explotación.Para ello, la solución consiste en trabajar con caserones más reducidos, aumentando también los lugares de perforación. Efectivamente, si es posible explotar de manera más rápida, se eliminan automáticamente algunas de las desventajas, como son:

La oxidación del sulfuro será intensa y las paredes dispondrán de menos tiempo en deformarse.

La fase de vaciado se puede comenzar antes y, por lo tanto, los intereses del capital que representa este mineral acumulado, se aplican a un período más corto.

2. Disponer de mayores medidas de seguridad. En lo que a seguridad sé refiere como en:

Sostenimiento de las paredes. Se debe suponer de antemano, que las cajas van a empujar el mineral arrancado y que, por lo general, se van a derrumbar parcialmente durante el período de vaciado.

Formación de bóvedas. El otro factor importante en relación con la seguridad, es el que se refiere a la formación de bóvedas en el mineral arrancado. La dificultad de escurrimiento de la saca proveniente de la escasa diferencia entre el tamaño de los bolones y la reducida dimensión del caserón.

UN CASERON ( fig. 1.1 )

VARIOS CASERONES ( fig. 1.2 )

Resumen del Método

1. Geometría del YacimientoAceptable Optimo

Forma Cualquiera Tabular

Potencia Cualquiera >3m

Buzamiento >30° >60°1

Tamaño Cualquiera Cualquiera

Regularidad Cualquiera Irregular

2. Aspectos GeotécnicoAceptable Optimo

Resistencia (Techo) >30 MPa >50 MPa

Resistencia (Mena) s/profundidad >50 MPa

Fracturación (Techo) Alta-media Media-Baja

Fracturación (Mena) Media-Baja Baja

Campo Tensional In-situ (Profundidad)

Cualquiera <1000 m

Comportamiento Tenso-Deformacional

Elastico Elastico

3. Aspectos EconómicosAceptable Optimo

Valor Unitario de la Mena Media-Alto Alto

Productividad y ritmo de explotación

Media-Baja NA

CORTE Y RELLENO

( CUT AND FILL )

1.- PRINCIPIOS GENERALES :

Es un método ascendente ( realce ). El mineral es arrancado por franjas horizontales y/o verticales empezando por la parte inferior de un tajo y avanzando verticalmente. Cuando se ha extraído la franja completa, se rellena el volumen correspondiente con material estéril ( relleno ), que sirve de piso de trabajo a los obreros y al mismo tiempo permite sostener las paredes del caseron, y en algunos casos especiales el techo.

La explotación de corte y relleno puede utilizarse en yacimientos que presenten las siguientes características:

* Fuerte buzamiento, superior a los 50º de inclinación.

* Características fisico-mecanicas del mineral y roca de caja relativamente mala( roca incompetente ).

* Potencia moderada .

* Límites regulares del yacimiento.

2.- ALTERNATIVAS DE APLICACIÓN:

Se refiere a los siguientes aspectos:

2.1) Preparación de la base del caserón.

2.2) Perforación.

2.3) Carguío del mineral.

2.4) Construcción de buitras.

2.5) Relleno.

2.6) Ciclo de producción. ( ver fig. 2.1 )

2.1.- PREPARACION DE LA BASE DEL CASERON .

Al igual que en el método de explotación SHINKAGE, se debe limitar el caserón con una galería base o de transporte, una galería superior y chimeneas. En lo que a galerías base se refiere se tienen las siguientes alternativas :

a) GALERIA BASE PROTEGIDA POR UN PUENTE DE MINERAL: Se deberá tomar en cuenta en este caso la precaución, una vez arrancada la primera tajada, de construir un piso de concreto delgado para separar el relleno del mineral del puente y evitar así que se mezclen en el momento de recuperar el puente.

b) GALERIA BASE CON TECHO ARTIFICIAL: En este caso se trata de evitar que el relleno del caserón se mezcle con el mineral del nivel inferior cuando éste sea explotado. La precaución será la misma que la del caso anterior , con la diferencia que aquí la loza de concreto debe ser mucho mas resistente ( concreto armado ) de manera de soportar el peso del relleno.

c) GALERIA BASE TOTALMENTE ARTIFICIAL. En el caso de crear una galería base completamente artificial, se construirá un piso de concreto armado con los mismos fines del caso anterior.

En cuanto a las buitras de evacuación del mineral arrancado, se puede decir que en general la distancia entre ellas dependerá de dos factores fundamentales:

1.- sistema a empleado en la evacuación del mineral ( a mano o mecanizado ).

2.- calidad del material con que están construidas

No se debe en vacilar en la construcción de buitras de buena calidad en preferencia de concreto, puesto que después de la explotación del caserón , serán estas mismas las que se utilizaran para abastecer los caserones inferiores, lo que permite reducir notablemente los problemas creados por el abastecimiento del relleno.

Se conservarán también estas buitras, cuando la explotación sea llevada en forma ascendente, con el objeto de evacuar el mineral a un solo nivel de transporte intermedio, tomando en cuenta que dicha construcciones coincidan verticalmente

Las buitras para relleno se deberán correr por el mineral a partir del techo del caserón hacia el nivel superior. Su distancia dependerá principalmente del ciclo de producción y de los medios disponibles para la colocación del relleno del caserón .

2.2.- PERFORACION :

En este método al igual que el SHINKAGE se pueden perforar tiros HORIZONTALES, VERTICALES E INCLINADOS.

En el caso de tiros HORIZONTALES, no se tiene que vencer un empotramiento y el rendimiento por metro barrenado y uso de explosivo será mucho mejor. El inconveniente de la perforación horizontal reside en el hecho de que en caserones estrechos, el perforista no puede disponer de suficientes lugares de trabajo.

En los tiros VERTICALES se tendrá siempre que vencer un empotramiento, por lo cual será necesario una perforación con pasadura(sub drilling), lo que disminuye el rendimiento por metro barrenado aumentando consigo el uso de explosivo. La ventaja que posee es que deja suficiente lugar de trabajo al perforista asegurando una buena utilización del tiempo.

Una solución intermedia consiste en la PERFORACIÓN INCLINADA ya que es más ventajosa que la perforación vertical, pues el empotramiento que tiene que vencer es más fácil, disminuyendo consigo la pasadura trayendo consigo las ventajas ya vistas anteriormente.

2. 3-. CARGUIO DEL MINERAL :

El mineral arrancado debe ser extraído totalmente y en forma regular del caserón . Esta evacuación se puede realizar de diferente maneras :

a) CON PALA A MANO: Ya sea tirando directamente el mineral en buitras de evacuación, o llenando carros que se vacían en dichas buitras.

b) CON SCREAPER: Existen varias posibilidades de instalación. Una de ellas consiste en instalar todo el conjunto en el caserón mismo, con el riesgo de exponerlo a los disparos y derrumbes del techo, además de la perdida de tiempo que significa cambiarlo de piso cada vez que se termina de explotar una tajada.

Otra posibilidad seria instalar el huinche con su motor el la galería base o en la galería superior . En este caso los cables subirían o bajarían por una chimenea y el huinche se manejaría por control remoto . El inconveniente de esta alternativa es que la instalación del huinche en la galería base, por lo tanto los cables se deben correr por una chimenea suplementaria.

Existen tres alternativas cada una con sus ventajas e inconvenientes.

b1) CHIMENEAS DE TRES COMPARTIMENTOS : En este caso el compartimento del medio se utiliza para el movimiento de los cables y para el acceso; y los dos compartimentos laterales para la evacuación de la saca. Su ventaja es que existen dos buitras de evacuación, experimentando así un menor desgaste y en segundo lugar el huinche permanece fijo, el inconveniente es de ser una solución cara.( ver fig.2.2 )

b2) CHIMENEAS DE DOS COMPARTIMIENTO : En este caso se usan alternadamente las buitras para el movimiento de cables y para la evacuación del mineral, según el lado del caserón que se este limpiando.

Tiene la ventaja de ser una solución mas barata y su desventaja es de tener que cambiar cada tiempo la ubicación del huinche.

b3) CHIMENEA INDEPENDIENTE PARA EL MOVIMIENTO DE LOS CABLES Y PARA EL ACCESO DEL PERSONAL: Esta solución es la que nos parece más conveniente. Consiste en construir una buitra de concreto armado de sección circular y gran diámetro para la evacuación del mineral . Contigua a ella y desplazada en sentido perpendicular a la corrida de la veta, se construye otra buitra de rollizos para el movimiento de los cables y acceso. Tiene la ventaja de ser una solución barata y eliminar los cambios de ubicación del huinche, sin embargo, la existencia de una sola buitra de evacuación es un inconveniente, pues experimenta un mayor desgaste .

c) CON PALAS MECANICAS CARGANDO EN CARROS O DUMPERS : Se pueden utilizar palas mecánicas pequeñas montadas sobre rieles cargando carros o palas montadas sobre oruga si se dispone de dumpers. Como la maquinaria trabaja sobre el mismo caserón, se debe prever las perdidas de tiempo para los cambios de piso y protegerla en cada disparo.

d) PALAS AUTOCARGADORAS ( L.H.D ): Cuando la superficie de la labor es buena, se favorece el uso de equipo montados sobre ruedas de goma. La acción de transporte consiste en llevar el mineral al coladero de mineral, situado generalmente en el tajo mismo (ver 2.3)

2.4.- CONSTRUCCION DE BUITRAS:

En la parte inferior si estas buitras se construyen de rollizos, su número deberá estar en función de los rendimientos de la marina. Hay que tomar en cuenta que algunas buitras estarán clausuradas por mantencion debido a que en este caso el desgaste es mayor que en el método shrinkage , puesto que por ello pasan el 100 % del mineral arrancado v/s 40 % del shrinkage.

Se debe cuidar de trabajar con las buitras siempre llenas, de modo de evitar así los golpes de los bolones contra la madera en la parte inferior de ellas.

Además, se debe forrar interiormente con tablones semielaborados que se clavan a los rollizos y rodearlos de una especie de pirca de piedra tamaño regular antes de echar el relleno, para impedir que se escurra al interior de la buitra.

En caso que se construyan buitras de buena calidad ( concreto armado ) se podrá estimar su numero en función del rendimiento de la marina. Se tendrá así por ej. Una buitra cada 60 o 30 mts. Distancia optima para los screapers o palas autocargadoras ( L.H.D ).

2.5.- RELLENOS:

a) Origen: El material de relleno puede estar constituido por roca estéril, procedente de las labores de preparación de la mina las que se distribuyen sobre la superficie del caserón . También el material de relleno puede ser de relaves ( desechos de plantas de concentración de minerales ) , o arena mezclada con agua, que son transportados al interior de la mina y se distribuyen mediante tuberías, posteriormente el agua es drenada quedando un relleno competente. El que aveces se le agrega cemento para conseguir una superficie de trabajo dura.

Este relleno debe ser lo mas barato posible, tanto en su obtención como en su abastecimiento. Según el caso, su procedencia puede ser la siguiente:

i) Canteras especiales: Este relleno se obtiene en la superficie, en canteras especialmente organizadas , con ese objeto para así, abaratar los costos. De todas maneras, salvo en aquellos casos de canteras de arenas o de materiales dendriticos que se pueden obtener a un costo muy reducido, este sistema es por lo general caro.

ii) Rellenos de caserones antiguos: Éste es relativamente de bajo costo, siendo el inconveniente que éstos rellenos se consolidan por la acción de la humedad y de la presión de las cajas.

iii) Estériles de plantas de preconcentración: Se usa cuando la planta está a poca distancia de la mina, de no ser así, obliga a un mayor costo de transporte del estéril.

iv) Relleno Hidráulico: Consiste en transportar un relleno constituido por material de grano fino , suspendido en una pulpa en base a agua, que se deja decantar en el caserón.

v) Relleno Creado In Situ : La obtención de relleno en el caserón mismo puede ser ventajoso, como por ejemplo en el caso de vetas angostas o de vetas que presentan variaciones en la mineralización.

b) Abastecimiento del relleno : Considerando la gran cantidad de material a transportar, éste aspecto representa un porcentaje considerable del costo total de explotación. Desde el punto de vista de transporte se distinguen dos tipos de rellenos: rellenos secos y relleno húmedos.

Rellenos secos: Se transporta de manera idéntica que el mineral, es decir, se empleará el mismo equipo empleado en el transporte del mineral. De ésta manera, el relleno llega a los caserones por la galería superior y es vaciado en las buitras (Ore Pass ).

Rellenos Hidráulicos o Húmedos: Es un caso especial en que la pulpa es transportada por gravedad a través de una red de cañerías con varios terminales que se introducen en los caserones desde la galería superior por una chimenea o bien por hoyos de sondajes entubados.

2.6.-CICLO DE PRODUCCIÓN:

Es importante que en este método de explotación organizar el trabajo en los caserones de tal modo que no se produzcan atrasos por la colocación del relleno, factor que influye considerablemente en las posibilidades de producción de un determinado caserón.

Es evidente, entonces, que para tiempo, se deberá empezar el arranque desde las chimeneas de relleno hacia el centro del caserón, de manera que una vez evacuado el mineral arrancado sea posible rellenar inmediatamente esa parte del caserón.

En caso de no existir mecanización tanto la extracción del mineral como la colocación del relleno es lento, por lo cual no hay problemas con su abastecimiento. Ahora si existe mecanización, las distancia entre las buitras de evacuación del mineral es mayor y por lo tanto el volumen que se ocupara para el relleno será también mayor.

CARACTERISTICAS GENERALES DEL METODO DE EXPLOTACON POR RELLENO:

a) Posibilidades de aplicación : Este método tiene posibilidades de aplicación bastante amplias, se aconseja especialmente en aquellos yacimientos donde las cajas no son seguras y las características mecánicas de la roca no son satisfactorias. Como se trabaja con una altura máxima equivalente a la altura de dos tajadas ( 2.5 – 3 mts. ) es posible controlar mediante apernado o acuñadura cualquier indicio de derrumbe.

b) Seguridad : Este método ofrece bastante seguridad en todo a lo que refiere al obrero contra desprendimiento de roca ya sea del techo o las paredes.

c) Recuperación : En general es bastante buena, siempre que se tome la precaución de evitar pérdidas de mineral en el relleno. Cabe agregar, que éste método permite seguir cualquier irregularidad de la mineralización.

d) Dilución de la ley : Puede existir una pequeña dilución de la ley en el momento de cargar los últimos restos de mineral arrancado que quede en contacto con el relleno. Esto se puede evitar estableciendo una separación artificial entre el mineral y el relleno, solución que en casos excepcionales ( mineral de gran ley ) resulta antieconómico . Entonces se debe aceptar que algo de mineral se mezcle con el relleno.

e) Rendimientos: Sus rendimientos se pueden considerar satisfactorios.

En caserones sin mecanización, se alcanza normalmente rendimientos del orden 4-8 ton/hombre, según el ancho del caserón. En caserones mecanizados, este rendimiento es duplicado, es decir se alcanza una cifra decente del orden de 14 ton/hombre, sin tomar en cuenta el abastecimiento del relleno. Si se trata de relleno hiidráulico, con caserones mecanizados, se obtienen rendimientos netamente superiores.

VENTAJAS Y DESVENTAJAS DEL METODO CUT AND FILL.

Ventajas.

_ La recuperación es cercana al 100%.

_Es altamente selectivo, lo que significa que se pueden trabajar secciones de alta ley y dejar aquellas zonas de baja ley sin explotar.

_ Es un método seguro.

_ Puede alcanzar un alto grado de mecanización .

_ Se adecua a yacimientos con propiedades físicos – mecánicas incompetentes.

Desventajas:

_Costo de explotación elevado.

_ Bajo rendimiento por la paralización de la producción como consecuencia del relleno.

_ Consumo elevado de materiales de fortificación .

VARIANTES DEL METODO

RAMPA POR VETA : Es aplicable en aquellas vetas que quedan fuera del alcance de las rampas de acceso, entre niveles, y que por su valor económico no es factible construir una rampa propia. Este método es aplicable a cuerpos vetiformes de potencia, rumbos y manteo variable y con cajas de baja calidad geotécnica.

DESCRIPCIÓN DEL METODO: El sistema de explotación Rampa por Veta, también es un método por realce. Se diferencia de este último, en que el piso es llevado en rampa.

Consiste en dividir un block de explotación en triángulo inferior y superior.

La explotación se inicia con el triángulo inferior desde la chimenea de ventilación hacia el acceso. A medida que el levante es realizado la chimenea de ventilación desaparece, de esta manera se va formando la rampa hasta que su pendiente llega +15%, que su máximo valor.

Una vez lograda la máxima pendiente, la explotación del triángulo inferior concluye. En esta parte de la explotación la rampa esta conectada al nivel superior y se comienza la explotación del triángulo superior.

Ahora la explotación se realiza accesando desde el nivel superior, invirtiendo de este modo el sentido de operación.

Conjuntamente con la explotación del triángulo superior se construye una chimenea "falsa" sobre el relleno, de modo de mantener abierto de circuito de ventilación. La extracción termina cuando la rampa a logrado la horizontal y con ello concluye la explotación del block, quedando construida la labor sobre el relleno.

Para la explotación de esta variante la preparación que se debe realizar es:

1.- PREPARACION

Galería base: corresponde a una labor que se desarrolla en la base del block, a lo largo de este. Este desarrollo es corrido por la veta según su corrida y su ancho mínimo requerido por el equipo de carguío.

Chimenea de ventilación: esta labor se desarrolla paralela a la veta en la vertical, desde el extremo final de la cámara hasta llegar a la cota del nivel superior, que esta conectado al sistema general.

2.- CICLO DE EXPLOTACION

Las actividades que se desarrollan para la explotación son las mismas que se realizan en el corte

y relleno original.

Ventajas del método:

-Es un método selectivo

-Después de la explotación queda construido el nivel superior

-Una vez terminada la explotación del triángulo inferior queda construido el acceso para explotar

la parte superior.

Desventajas del método:

-La producción no es constante, es decir, al iniciar la extracción del triángulo inferior, la producción es máxima y a medida que se logra la pendiente máxima de la rampa la producción disminuye hasta llegar a cero

-Al formar un segundo panel, el ciclo empieza de cero para llegar al máximo cuando la cámara termina su vida útil.

-El sistema de ventilación es limitado.

( fig.2.1 )

( fig.2.2 )

( fig.2.3 )

Resumen del Método



Potencia Cualquiera >3m

Buzamiento >30° >60°1


Regularidad Cualquiera Irregular



Resistencia (Mena) s/profundidad >50 MPa

Fracturación (Techo) Alta-media Media-Baja

Fracturación (Mena) Media-Baja Baja


Cualquiera <1000 m


Elastico Elastico


Valor Unitario de la Mena Media-Alto Alto


Media-Baja NA

ROOM AND PILLAR

PRINCIPIO

El método de explotación Room and Pillar o Caserones y Pilares, o también cámaras y pilares, consiste como su nombre lo indica, en la explotación de caserones separados por pilares de sostenimiento del techo. La recuperación de los pilares puede ser parcial o total, en este último caso, la recuperación va acompañada del hundimiento controlado del techo que puede realizarse junto con la explotación o al final de la vida del yacimiento, lógicamente el hundimiento del techo en este caso es totalmente controlado.

En un principio, el método de caserones y pilares se llevaba en forma irregular, o sea, que las dimensiones y distribución de caserones se hacía sobre la marcha de la explotación, dejando pilares en forma irregular obedeciendo solamente a las características presentadas por el yacimiento, como por ejemplo zonas de más baja ley, diques de estériles etc. Hoy en día dado a las condiciones de mecanización y a los adelantos obtenidos en las técnicas de reconocimiento, el método, se planifica con anterioridad a la explotación propiamente tal, llevándose los caserones con una distribución regular como así mismo el trazado de los pilares.

CAMPO DE APLICACIÓN DEL METODO

Este método de explotación es aplicado ampliamente y en los últimos años se ha desarrollado bastante, debido a su bajo costo de explotación y a la vez que permite hasta cierto punto una explotación moderadamente selectiva. Los yacimientos que mejor se presentan para una explotación por Room and Pillar, son aquellos que presentan un ángulo de manteo bajo, aunque también es aplicable en yacimientos de manteo entre 30° y 40°, es decir, en yacimientos de manteo crítico, donde el mineral no puede escurrir por gravedad. Por otra parte, la estructura o forma del yacimiento debe ser favorable a un desarrollo lateral de la explotación por ejemplo, mantos o yacimientos irregulares con gran desarrollo en el plano horizontal.

En cuanto a la potencia del yacimiento, el método ha sido aplicado con éxito en yacimientos de hasta 40 – 60 mts. Los casos corrientes de aplicación son para yacimientos de baja potencia destacándose espesores de 2 a 20 metros.

PLAN GENERAL DE TRABAJO

DESARROLLO :

El desarrollo del yacimiento va a depender de una serie de factores, todos relacionados entre sí, y que pesarán con mayor o menor importancia según las características del yacimiento. Dentro de los principales factores se encuentran la posición del yacimiento con respecto a la superficie del terreno, la forma, la simetría y estructura del cuerpo mineralizado. La tectónica del yacimiento es otro punto importante que deberá tenerse presente para la elaboración del programa de desarrollo.

Por otra parte deben tomarse muy en cuenta los trabajos o condiciones de explotación como son la velocidad de arranque, transporte y extracción, desague, ventilación y seguridad del trabajo.

Es así como es posible hacer un desarrollo totalmente por el yacimiento, por el estéril o un desarrollo combinado en estéril y por mineral.

PREPARACION :

El Room and Pillar sistemático, como anteriormente fue mencionado requiere de una programación previa del trazado con replanteo en el terreno de la dirección y orientación de los ejes de todos los trabajos de preparación como así mismo del de explotación y distribución de pilares.

La preparación del sector que se desea explotar, comienza por limitar dicho paño por galerías paralelas con la pendiente que se les desea dar y que va a depender de la mecanización de la mina. En seguida se corren los frontones de explotación a partir de dichas labores, uniendo ambas galerías con el objeto de establecer los circuitos de ventilación. A partir de estos frontones se inicia la etapa de explotación o de arranque.

Las variaciones y forma de llevar la preparación van a depender de :

Potencia explotable del yacimiento y variación de ésta. Angulo de manteo del yacimiento. Dilución de la ley.

Características del techo y piso en cuanto a la facilidad de establecer y definir la potencia explotable.

Resistencia del techo a los desprendimientos y producir contaminación del mineral.

Resistencia del piso para soportar la carga de los pilares que podría producir en ciertos casos el hinchamiento del piso y contaminar el mineral.

Velocidad de arranque y capacidad del equipo de perforación. Capacidad del equipo de arrastre ( scrapers ) o carguío del mineral. Transporte en los frentes de explotación. Distribución y problema de recuperación de los pilares.

PREPARACION DE LOS CASERONES

Orientación de los Frontones de Preparación :

Por lo general se corre un frontón de preparación a lo ancho del caserón; cuya dirección o rumbo puede ser según la máxima pendiente del yacimiento, según el rumbo de este ( generalmente corresponde a una galería horizontal ), u ocupar una dirección intermedia entre la máxima pendiente y el rumbo, o sea, la pendiente de la galería ( frontón ) y consecuentemente la del caserón se hace la elección, dependiendo del modo de efectuar el movimiento del mineral de los caserones con camiones la pendiente del caserón no debe ser superior a un 10 %.

Preparación de los Caserones en mantos de poco espesor :

Tomaremos como ejemplo la preparación de caserones cuya potencia explotable varía entre los 1.5 y 3.0 mts.

En este caso puede correrse un frontón por el yacimiento, de un ancho que permita trabajar con facilidad en la etapa de arranque, ( etapa que viene enseguida de la preparación ). La altura del frontón es igual a la potencia explotable.

Si el yacimiento tiene un piso o techo, bien definido deberá usarse éste como guía de preparación del frontón, lo que evitará o disminuirá mucho las posibles diluciones del mineral durante el arranque.

Es posible en algunos casos, eliminar el frontón de preparación, y realizar el avance de arranque a todo lo ancho del caserón, o sea, se elimina el frontón.

En el primer caso, el frente se desquincha a todo el ancho del caserón así resulta que el desquinche va retrasado con respecto al avance del frontón.

Preparación de caserones de potencia superior a 3.0 mts. :

La preparación de los caserones en yacimientos de este tipo puede hacerse con frontones que llevan como piso el yacente del yacimiento, o lleva como techo de la galería de preparación el pendiente del manto. Ambos casos están sujetos como se comprenderá a las características del yacimiento ( ejemplo : definición del techo o piso, etc. ), grado de mecanización que se tenga o que se pueda obtener, etc.

La preparación continúa con el desquinche del frontón a todo el ancho del caserón, si es que el trabajo de arranque se va a efectuar en bancos de rebaje o de realce.

Es posible también suprimir el desquinche y hacer la perforación radial a partir del frontón.( ver fig. 3.1 )

UBICACIÓN DEL FRONTON :

Puede estar centrado con respecto al caserón o ubicado en un extremo, en éste último caso generalmente se aprovecha para perforar los tiros de desquinche desde el caserón del lado. Este método tiene la ventaja de perforar el desquinche cuando la galería de preparación o frontón esta llena de saca.

ACCESOS A LOS FRENTES O CASERONES :

Es conveniente avanzar con los frentes hasta unir rápidamente las galerías base con los frontones, para establecer los accesos a los frentes de trabajo, tiene la ventaja de que las operaciones de perforación y carguío se independizan, no produciéndose dificultades entre ambas, siendo posible trabajar y tener

acceso a la perforación por un extremo, cuando el trabajo de carguío se efectúa al mismo tiempo en el otro extremo. Por otra parte, al romper el frontón con la galería superior, se establece de inmediato la ventilación del caserón introduciéndolo al circuito principal de la mina.

PERFORACION :

La perforación de los tiros de arranque puede hacerse de muchas maneras distintas, en mantos angostos el desquinche de los caserones puede hacerse con tiros paralelos al eje del caserón o tiros perpendiculares a dicho eje. Si las condiciones lo permiten, es común el uso de jumbos, máquinas que tienen gran capacidad de perforación.

La variedad más grande en cuanto a los diagramas de disparo se encuentran en los casos de mantos de gran potencia donde es posible usar equipo pesado de perforación y tiros largos ( con broca atornillada ), por ejemplo : bancos en rebaje con Wagon Drill, perforación radial con máquinas sobre columna.

En bancos en realce pueden usarse las perforaciones largas con brocas flexibles, o con brocas atornilladas, con máquinas montadas sobre carros con neumáticos.

En los últimos años, se han introducido los equipos de perforación montada sobre carga de dimensiones adecuadas para trabajos subterráneos que ha dado muy buen rendimiento referente a la velocidad.

EXTRACCION DEL MINERAL DESDE LOS CASERONES :

El mineral arrancado puede ser movido de muchas maneras diferentes dependiendo como en los puntos tratados anteriormente de las características del yacimiento, producción, grado de mecanización.

En yacimientos horizontales o de baja pendiente ( ángulo de manteo ), cuya potencia no permite una mecanización, puede palearse a mano sobre carros y transportarse el mineral al exterior o vaciarse sobre Buitras.

Si se justifica la instalación de Scrapers, es posible usarlos con ventajas cargando directamente sobre carros o sobre Buitras ubicadas frente a cada caserón; en este caso el Scrapers limita el largo del caserón ( 40 – 50 mts. )

Cuando los tonelajes arrancados son considerables y la pendiente favorable, el movimiento del mineral puede hacerse con palas mecánicas que cargan sobre camiones tales como Dumpers de 3.0 a 4.30 m³,. Esta combinación pala – camión tiene la ventaja de distanciar bastante los puntos de extracción, además son de alto rendimiento y costo de operación bajo. En ciertas minas se ha llegado al uso de Cargadores Frontales de grandes dimensiones del balde que carga sobre camiones de 25 a 30 toneladas de capacidad.

SOSTENIMIENTO DEL TECHO :

Es un problema delicado y muy importante al proyectar una explotación por este método.

La estabilidad del techo va a definir la distancia y sección de los pilares, y ancho de los caserones, ( influida naturalmente por la potencia del yacimiento ). Asu vez, la densidad de pilares influirá fuertemente sobre la recuperación del yacimiento.

No hace muchos años atrás, la experiencia del comportamiento del terreno era la única manera de establecer una distancia máxima sobre pilares, lo que se obtenía después de varios años de explotación del yacimiento. Hoy en día, existe una ayuda , que de una manera u otra, coopera con el explotador de minas a la solución de este problema mediante el estudio de la mecánica de rocas. Puede decirse que es una rama relativamente nueva, actualmente en desarrollo, que da ciertas normas o guías en el estudio del problema de la luz máxima entre pilares y la sección más conveniente.

No es materia de estos apuntes plantear el problema a través de fórmulas, pero si se puede decirse a manera informativa, que es posible estudiar y decidir la distancia entre pilares y la sección más

conveniente. Para ello es preciso realizar una serie de experiencias que toman en cuenta las siguientes observaciones :

La variación de la carga sobre el pilar con respecto al tiempo. La variación de la deflexión del techo al variar la luz entre pilares. La variación de los ruidos microsísmicos. La resistencia de la roca a la tracción y compresión. La distribución y orientación de los planos de diaclasas, estratificación y otras estructuras. Otras pruebas que sean necesarias.

Ahora con respecto a cada una de estas observaciones podemos agregar :

La primera observación se refiere al estudio del comportamiento del pilar al ir absorbiendo la carga del techo. Es natural que una zona virgen sin explotar soporte el peso del techo en un área determinada y que al entrar en explotación, esa misma carga, se reparte en una sección mucho más pequeña correspondiente al área de los pilares de sostenimiento.

La variación de la deflexión del techo es posible controlarla midiendo la convergencia entre el piso y el techo con instrumentos adecua

La variación de la deflexión del techo va a depender principalmente de las características

Mecánicas de la roca ( resistencia a la tracción ) y además de la luz entre los pilares.

Ruidos microsísmicos. Actualmente es posible detectar estos ruidos que acompañan a toda la inestabilidad del techo.

La frecuencia normal con que se producen en cualquier etapa de la explotación es fácilmente medible y comparable con los casos cuando se producen aumentos repentinos de la frecuencia produciendo finalmente derrumbes en el techo.

El comportamiento mecánico de las rocas a la tracción y compresión es muy importante para las consideraciones sobre resistencia y obtención de gráficos respectivos ( circulo de Mohr ).

Estos valores de resistencia obtenidos por lo general en pruebas de testigos en laboratorio, deben tomarse con mucho cuidado para su interpretación, ya que las condiciones de trabajo de la roca in situ es muy diferente al comportamiento durante las pruebas de laboratorio. Esto se explica fácilmente si se comparan las magnitudes sobre las cuales se opera ( roca in situ y el testigo de prueba ). Por otra parte al tomar la masa rocosa como un elemento resistente, está afectada indudablemente por un sin número de factores que limitan aún más las precauciones que deben tenerse y que han sido aludidas anteriormente; como por ejemplo : las estructuras tales como fallas, diaclasas, junturas, alteraciones, planos de clivaje estas influyen notablemente sobre la resistencia.

MODO DE MANTENER LA ESTABILIDAD DEL TECHO :

Un techo que se desprende con facilidad por efecto de los disparos, u otras causas, trae como consecuencias problemas no solo de dilución de la ley, sino también en la seguridad del personal en los costos de producción. Es posible asegurar la estabilidad del techo mediante un apernado que puede ser hecho en forma sistemática o solamente en aquellos sectores donde las condiciones lo requieran. Para ello debe conocerse muy bien la naturaleza de las rocas del pendiente, lo que determinará la sección, largo y densidad en la colocación de pernos. Por otra parte deberá determinarse a través de estudios de prueba en el terreno mismo, el apriete que deberá dársele a los pernos para que cumpla realmente el papel que deben desempeñar. Debe tenerse presente que un perno mal colocado no desempeñará ninguna función de fortificación, lo mismo sucede si el largo y sección no son sdecuados.

Suele acompañarse el apernado en algunos casos, con un enmallado del techo, reteniéndose en la malla trozos sueltos de roca, que cuando los caserones son altos, su caída produce accidentes de consideración.

En algunas minas americanas el apernado del techo, realizado convenientemente ha podido permitir la luz entre pilares hasta un 40 a 50%, lo que naturalmente se traduce en una recuperación mayor del yacimiento.

Distribución de Pilares :

Debe hacerse lo más sistemáticamente posible que se pueda, cuidando de no arriesgar la vida de la mina.

En yacimientos que se presentan en forma de dos mantos separados, por una zona estéril y que se explota en forma separados dejando una loza entre los caserones, debe tenerse especial cuidado de que los pilares se encuentren lineados según la proyección vertical, es decir que la carga del pilar de arriba sea transmitida al pilar inmediatamente ubicado debajo, y no que la carga sea transmitida a la losa.

Así, no deben dejarse pilares sobre galerías principales de explotación ya que la carga soportada por el pilar es transmitida al techo de la galería. Lo que lógicamente hará necesario con el tiempo una mantención de la galería si no se produce derrumbe.( ver fig.3.2 )

RECUPERACION DEL YACIMIENTO :

La recuperación del yacimiento puede variar de una mina a otra, dependiendo por una parte de las condiciones propias que presenta el yacimiento, y por otra, de la técnica empleada y grado de mecanización a que se ha alcanzado. Como datos generales podemos decir que la recuperación puede variar de un 80 a 90 % del mineral preparado, llegando en ciertos casos a recuperaciones delk orden del 90 %.

RECUPERACION DE PILARES:

En ciertos casos se justifica realizar estudios sobre la recuperación de pilares, sobre todo en yacimientos importantes. Actualmente se han hecho recuperaciones interesantes de pilares en ciertos yacimientos donde la inversión se ha pagado ampliamente.

La recuperación puede hacerse de varias maneras :

Recuperación con hundimiento controlado del techo. Recuperación de Pilares en forma alternada. Recuperación parcial depilares.

a.- Recuperación por hundimiento controlado del techo.

b.- Arrancandose pilares en forma alternada.

c.- Arrancandose pilares alternados y provocando hundimiento.

Recuperación por hundimiento controlado del techo :

Consiste en controlar perfectamente bien la estabilidad del techo y provocar el hundimiento a voluntad.

Recuperación de pilares y remplazo por pilares artificiales :

Este método es uno de los más corrientes y consiste en el remplazo del pilar de mineral por un pilar de concreto, encastillado de madera, muro de piedra de manpostería o simplemente por un gran número de pies derechos de sostenimiento.

Recuperación parcial de Pilares :

En algunos casos se adelgazan los pilares a un máximo y luego se refuerza con concreto ( es una especie de camisa o cilindro alrededor del pilar ).

Puede hacerse la recuperación de pilares en forma alternada cuando las condiciones son favorables y abandonarse la zona, o también arrancarse los pilares alternativamente y provocar el hundimiento, esto tiene por objeto disminuir los esfuerzos en los pilares de aquellas zonas vecinas al hundimiento.

VENTAJAS:

El método hasta cierto punto es selectivo, es decir zonas más pobres pueden no explotarse sin afectar mayormente la aplicabilidad del método.

En yacimientos importantes puede llegarse a una mecanización bien completa lo que reduce ampliamente los costos de explotación.

En yacimientos que afloran a la superficie puede hacerse todo el desarrollo y preparación por mineral, o en caso contrario los desarrollos por estéril pueden ser muy insignificantes.

Actualmente con el avance de la técnica de sostenimientos de techo pueden explotarse caserones de luces amplias con bastante sguridad.

Permite la explotación sin problemas, de cuerpos mineralizados ubicados paralelamente y separados por zonas de estériles.

La recuperación del yacimiento aún no siendo del 100 % puede llegarse a recuperaciones satisfactorias del orden del 80 a 90 %.

DESVENTAJAS:

Si el yacimiento presenta una mineralización muy irregular, tanto en corrida como en potencia podría llegar a afectar la explotación, limitando mucho la planificación del método, como así mismo la perforación y provocar problemas de carguío sobre todo para posibles mecanizaciones.

Problema de manteo del yacimiento, cuando el manteo esta muy cerca del manteo crítico ( 45° ), se producen problemas para el movimiento del mineral en los caserones y aún este problema es más grave, si se trata de mantos angostos. En el caso de mantos potentes hay problemas en la mecanización de la perforación lo que se traduce en dificultades de movilidad al usar el equipo pesado de perforación.

Dilución de la ley : es un problema que es muy importante y que en casos de techos débiles puede ser causa que llegue a limitar la aplicación del método.

Fortificación del techo . En ciertos casos cuando no es posible controlar el techo y es necesario llevar caserones muy angostos, puede concluirse, en un cambio de método de explotación por otro más adecuado, o emplear un método combinado, por ejemplo : Room and Pillar con Shrinkage.

Problemas de recuperación del yacimiento es muy baja, se debe entonces pensar en otro método.

COSTURA DEL TECHO :

En algunos casos donde es justificable, el apernado puede remplazarse por una costura del techo con cable de acero de media pulgada, junto con una inyección de cemento especial dentro de los barrenos perforados verticalmente. Esta costura tiene sus extremos anclados al techo, o en las aristas definidas por el techo y muro.

Preparación del Método ( renderizado )( fig.3.1 )

Preparación del Método ( fig.3.1 )

Pilar Mal Construido ( fig.3.2 )

Pilar Correctamente Construido ( ver fig.3.2 )

Pilar Mal Construido ( fig.3.2 )

Pilar Correctamente Construido ( fig.3.2 )

Planificación del Método (fig. 3.3)

Resumen Método


Potencia >1 m >3 m

Buzamiento <30° Horizontal


Regularidad


Resistencia (Techo) >300 k/cm2 >500 k/cm2

Resistencia (Mena) s/profundidad >500 k/cm2

Fracturación (Techo) Baja Muy baja


<1000 m <600 m


Elastico Elastico


Valor Unitario de la Mena Bajo NA


Alto NA

METODO SUBLEVEL CAVING

HISTORIA Y EVOLUCION DEL METODO

El método Sub Level Caving nació originalrnente como un método aplicable a roca incompetente que colapsaba inmediatamente después de retirar la fortificación. Se construían galerías fuertemente sostenidas a través del cuerpo mineralizado, se retiraba la fortificación y el mineral hundía espontáneamente para luego ser transportado fuera de la mina. Cuando la dilución llegaba a un punto excesivo, se retiraba otra corrida de fortificación y se repetía el proceso. Este método tenia alta dilución y poca recuperación, pero fué el único aplicable a ese tipo de roca en esos tiempos dada la tecnología involucrada.

En épocas recientes, el método ha sido adaptado a roca de mayor competencia que requiere perforación y tronadura. Evidentemente dejó de tratarse de un método de hundimiento en referencia al mineral, pero el nombre original ha perdurado.

3.2.- DESCRIPCION DEL METODO

3.2.1.- Descripción General

3.2.1.1.- Configuración Típica

En el método Sub Level Caving se desarrollan galerías paralelas separadas generalmente de 9 a 15 m. en la horizontal, conocidas como galerías de producción (llamadas comúnmente también cruzados de producción XP). Los subniveles se ubican a través del cuerpo mineralizado en intervalos verticales que varían, en la mayoría de los casos, de 8 a 13 m. La explotación queda de este modo diseñada según una configuración geométrica simétrica.

Generalmente, el acceso a los subniveles es por medio de rampas comunicadoras.

Los subniveles están comunicados además por medio de piques detrás paso con un nivel de transporte principal que generalmente se ubica bajo la base del cuerpo mineralizado.

Las galerías de producción correspondientes a un mismo subnivel se conectan en uno de los extremos por una galería de separación o slot y en el otro extremo una galería de comunicación, en esta última, sé en encuentran los piques de traspaso.

La galería de separación sirve para construir chimeneas de rainura que permiten la generación de una cara libre al inicio de la producción de la galería.

El método Sub Level Caving se aplica generalmente en cuerpos subverticales como vetas, brechas y diques. También puede ser aplicado en cuerpos horizontales o subhorizontales que sean de gran potencia. La configuración de los subniveles se puede adecuar a los distintos cuerpos y a formas irregulares; se distinguen dos configuraciones principales: en cuerpos anchos se usa una configuración transversal; cuando el cuerpo es angosto esta configuración es impracticable, por lo que las galerías deben girarse en la dirección del cuerpo adoptando una configuración longitudinal.

3.2.1.2.- Operación del Método

La operación consiste básicamente en la perforación de tiros en abanico desde los subniveles hacia arriba, atravesando el pilar superior, la posterior tronadura de las perforaciones, el carguío y transporte secundario del mineral tronado hasta los piques de traspaso y su posterior transporte desde los buzones de descarga del nivel de transporte principal hacia su lugar de destino. En la Figura N° 4.1 se aprecian las distintas etapas involucradas.

AI comienzo de la explotación, se debe producir el hundimiento desde el nivel superior, este se consigue generando un área de radio hidráulico superior al que resiste la roca o induciendo el hundimiento por medio de explosivos. Para conseguir un radio hidráulico adecuado, se puede construir el subnivel superior similar al método de Caserones y Pilares y posteriormente extraer los pilares.

A medida que se extrae el mineral, el estéril adyacente hunde, rellenando el espacio creado y llegando a producir subsidencia en la superficie. De esta forma, el mineral in situ se ve rodeado por tres caras de material hundido (cara, frente y costado). El flujo masico parcial (B), tiene contacto con el plano vertical de la frente del subnivel, mientras que la zona restante del elipsoide (A) tiene un flujo gravitacional normal (Figura N" 4.2).

AI producirse la extracción en los frentes de las galerías de producción, se produce el escurrimiento del mineral y del material quebrado; este escurrimiento se comporta según lo que se conoce como flujo de material grueso.

La extracción desde un frente de galería de producción, llamado también punto de extracción, continua hasta que ingresa estéril en una cantidad tal que la ley extraída ya no es económica, en este momento, sé trona la corrida de abanico contigua y se repite el proceso.

La producción en este método proviene, tanto de los frentes de extracción, como de las labores de desarrollo realizadas en mineral; generalmente, entre un 15 a un 20% de la producción proviene del desarrollo de nuevos subniveles.

Se ha podido demostrar que el ingreso de estéril va en aumento a medida que progresa la extracción y aparece generalmente luego de extraer un 50% del tonelaje total tronado, sin embargo, existen numerosos factores que pueden apresurar o retardar su aparición.

Para un buen control de la dilución se requieren viseras fuertes y una buena fragmentación. La visera es la esquina formada por el extremo superior de las galerías de producción y el frente de éstas, entonces, para tener estas condiciones el mineral debe ser lo suficientemente competente como para autosoportarse sin- excesiva fortificación y debe permitir la perforación y tronadura de tiros de más de 15 m. de largo, para generar así viseras resistentes.

El estéril o roca de caja debe ser lo suficientemente incompetente como para quebrarse espontáneamente y hundir. Para conseguir una menor dilución es aconsejable que el estéril quiebre con una fragmentación mayor que la del mineral tronado.

3.2.2.- Ventajas y Desventajas- del Método

Las principales ventajas de este método se detallan a continuación

- El método puede ser aplicado en roca "de muy competente a moderadamente competente".

- Puede adecuarse a cuerpos irregulares y angostos.

- Es un método seguro ya que todas las actividades se realizan siempre dentro de las galerías debidamente fortificadas y nunca en caserones abiertos.

- Dadas las caracteristicas de configuración y de operación, este método es altamente mecanizable, permitiendo importantes reducciones de costos operativos.

- Todas las actividades que se realizan son especializadas, simplificándose el entrenamiento y mano de obra requerida.

- AI no quedar pilares sin explotar, la recuperación puede ser alta.

- El método es aplicable a recuperación de pilares en faenas ya explotadas.

- Las galerías se distribuyen según una configuración uniforme.

- Se puede variar el ritmo de producción con facilidad permitiendo gran flexibilidad.

- La estandarización y especialización de las actividades mineras y del equipamiento permite una alta flexibilidad de las operaciones y una utilización de los equipos en distintos niveles.

- Las actividades mineras son de fácil organización ya que existe poca interferencia entre ellas.

- Se puede llevar la perforación adelantada lo que da holgura en caso de imprevistos.

- Efectuar los desarrollos en mineral, permite obtener beneficios en el corto plazo e incluso en el periodo de preparación. Además permite un mejor reconocimiento del cuerpo mineralizado y disponer de mineral para efectuar pruebas y ajustes de los procesos metalúrgicos involucrados.

Las principales desventajas del Sub Level Caving son:

- Se debe admitir un cierto grado de dilución del mineral.

- Se debe implementer un control de producción acucioso.

- Existen pérdidas de mineral; al llegar al punto limite de extracción, el mineral altamente diluido remanente se pierde, además se pueden generar zonas pasivas, es decir, sin escurrimiento, lo que implica pérdidas.

- El método requiere un alto grado de desarrollos.

- Al generarse el hundimiento, se produce subsidencia, con destrucción de la superficie, además, las labores permanentes como chimeneas de ventilación y rampas deben ubicarse fuera del cono de subsidencia requiriéndose mayor desarrollo.

3.3.- FUNDAMENTOS DEL DISEÑO MINERO

La principal interrogante en el diseño de un Sub Level Caving es la determinación de la geometría, la cual debe satisfacer tanto como sea posible los parámetros de flujo gravitacional. Esto significa determinar el ancho y el espesor del elipsoide de extracción para una cierta altura de extracción. Naturalmente estos parámetros pueden ser determinados por pruebas in situ, pero generalmente los datos no estan disponibles a tiempo para el diseño.

Hasta ahora, ningún método implícito para cálculos de ingenieria ha estado disponible, esto debido a la heterogenidad del material y a la complejidad de los factores envueltos en el flujo gravitacional.

De acuerdo al principio de flujo gravitacional, la extracción del material quebrado por un punto genera sobre él, un volumen en movimiento en forma de elipsoide de revolución. Este elipsoide de altura h y ancho W, crece en dimensiones a medida que la extracción aumenta, manteniendo una relación de excentricidad prácticamente constante, e igual a :

Con a y b semiejes mayor y menor, respectivamente. En rigor la excentricidad aumenta con la altura.

La excentricidad (E) varía de acuerdo al tipo de material (granulometria, viscosidad, humedad, etc.). Este elipsoide se denomina "Eiipsoide de Desprendimiento".

En el instante inicial, el mineral se encuentra dispuesto sin contaminación y estéril sobre él. AI inicio de la extracción comienzan a moverse las distintas capas permitiendo la salida del mineral, en tanto que el estéril desciende sobre él. En la Figura N° 4.3, la fase "a" representa el modelo donde se marca claramente el elipsoide de extracción, ubicando el apex N a una distancia hn (altura del elipsoide de extracción) sobre la abertura de descarga, y siendo n el plano horizontal original que pasa a través del apex N, el cual es flectado hacia abajo, formando los flujos de salida 1, N, 2. Los puntos 1 y 2 interceptan el elipsoide de desprendimiento a la altura hn, cabe señalar que el diámetro medio del embudo de salida de los puntos 1 y 2 es igual a la sección horizontal del elipsoide de desprendimiento medido a la altura del punto apex. El volumen del flujo de salida es el mismo que el volumen del elipsoi de de extracción.

El mayor movimiento se encuentra en el centro de la abertura, definiendo una gradiente de velocidades de escurrimiento. El instante en que termina de salir el mineral y comienza a salir el estéril, se ha acumulado una cantidad de mineral, equivalente al volumen encerrado por él, que se denomina "Elipsoide de Extracción", con una altura hn y un ancho máximo Wt. Lo anterior se representa en la Figura N° 4.4 para la cual se deben tener las siguientes consideraciones :

Vc : Volumen de material extraido

EE : Elipsoide de extracción

VEE : Volumen del elipsoide de extracción

hn : Altura del elipsoide de extracción

EL : Elipsoide de desprendimiento

VEL : Volumen del elipsoide de desprendimiento

hL : Altura del elipsoide de desprendimiento

F : Saiida del embudo

VF : Volumen del embudo de salida

Entonces para una columna constituida por un segmento de mineral y otro segmento de estéril en la parte superior, se define el elipsoide de extracción como aquel volumen que es extraido sin llegar a ser contaminado por estéril de sobrecarga. Este elipsoide está contenido dentro del elipsoide de desprendimiento y, empíricamente se han encontrado relaciones aproximadas entre los anchos y alturas correspondientes. El elipsoide de extracción tiene la singularidad de que todas las particulas que se encuentran en su manto, tienen la misma velocidad.

Las dimensiones de éste elipsoide determinan, en principio, la geometría y disposición de los puntos de extracción (subniveles).

Otras caracteristicas del comportamiento del flujo gravitacional de particulas o fragmentos, tienen relación con la velocidad de escurrimiento o relajación (Figura N° 4.5) son :

1. Partículas más finas y redondeadas, fluyen más rápidamente.

2. Particulas más gruesas y angulosas, fluyen más lentamente.

3. Particulas más finas conforman elipsoides más esbeltos.

4. Particulas más gruesas y angulares conforman elipsoides más anchos.

Por lo tanto, si existe una disposición de fragmentos cuya parte superior es de particulas gruesas y angulosas y en su parte inferior partículas finas y redondeadas, entonces, la parte inferior fluirá más rápidarnente, es decir, con mayor movilidad que la parte superior y viceversa.

En el caso del ancho del elipsoide, se necesitarón puntos más distanciados si los fragmentos son gruesos y más juntos si son más finos.

3.3.1.- Dimensiones del Elipsoide de Extracción

Dado que la excentricidad del elipsoide aumenta con su altura, para una misma fragmentación, a mayor altura, más delgado es el flujo. Esto es bien conocido en Block Caving, donde con bloques altos, el flujo gravitacional concentrado en un único punto de extracción, puede llegar a formar chimeneas con paredes casi verticales.

Con la misma fragmentación, el flujo gravitacional de un material de alta densidad (por ejemplo Fierro tronado), será más delgado que el flujo de un material de baja densidad (por ejemplo Mineral de Cobre tronado).

Se ha determinado en forma empírica que el ancho total del elipsoide de extracción (Wt), es también función de la geometría de las galerías de producción, es decir, del ancho, altura y forma del techo. Luego, además de su componente intrínseca relacionada al tipo de material involucrado, el ancho máximo del elipsoide de extracción puede variar de acuerdo al diseño. En la Figura N° 4.6 se representa lo anterior, y en ella se indica el ancho efectivo de extracción como un porcentaje del ancho de la galería de producción en función de la forma del techo de esta.

Para excluir el factor variable de diferentes tamahos de aperturas de extracción, las operaciones fueron normalizadas a través de un ancho teórico de elipsoide de extracción (W'), asumiendo extracciones a través de un tamaño de apertura mínimo.

Para materiales de alta densidad el ancho teórico W' es mostrado en la Figura N° 4.7, como función de la altura de extracción ht. En Sub Level Caving, la altura de extracción total (ht) en el mineral está normalmente entre 15 y 26 m.

El ancho de extracción efectivo es usualmente más grande que el mínimo tamaño de apertura (en 1,8 m), y por lo tanto el ancho de extracción total Wt puede ser calculado en metros usando la siguiente relación empírica :

Wt = W' + a -1,8

W' = f (ht) CurvaTeórica

a = Wd x ft

Donde

Wd : Ancho de las galerías de producción.

a : Es el ancho efectivo de extracción (m) dependiendo dela forma del techo de la galería (Figura N° 4.6).

ft : Factor de forma del radio de curvatura del techo de la galería.

Por otro lado el espesor del elipsoide de extracción (dt) viene dadopor la siguiente relación :

3.3.2.- Espaciamiento vertical entre subniveles (hs)

Las galerias de extracción en Sub Level Caving deben ser localizadas de acuerdo a un patrón conforme al flujo gravitacional. En la direeción vertical, las galerías deberian estar localizadas en zonas donde el elipsoide de extracción tiene su ancho máximo Wt. Esto ocurre airededor de 2/3 h (h es la altura de extracción sobre el techo de la galería).

Después de la extracción, un pilar con forma triangular queda en la parte superior cubierto de una zona pasiva con mineral remanente que puede ser parcialmente recuperada desde el nivel inferior. Por lo tanto, la altura de extracción total es la distancia entre el piso del nivel inferior y el apex A (definido por la intersección de dos planos a 60°) con mineral remanente (Figura N° 4.8). Para el análisis de la figura se deben tener las siguientes consideraciones :

h : Altura de extracción sobre el techo de la galería

Wt : Ancho máximo del elipsoide de extracción

Sd : Espaciamiento horizontal entre galerías

Wd : Ancho de las galerías de producción

hd : Altura de las galerías de producción

hs : Espaciamiento vertical entre subniveles

ht : Altura total de extracción

Wl : Ancho del elipsoide de desprendimiento en la sección horizontal en que el elipsoide de extracción tiene su ancho máximo

b : Ancho de la tajada tronada (burden)

3.3.3.- Espaciamiento horizontal de galerias (sd)

Se necesita determinar el ancho del elipsoide de desprendimiento (W) en una sección horizontal justo al nivel donde el elipsoide de extracción tiene su ancho máximo Wt.

El ancho del elipsoide de desprendimiento en este nivel indica el espaciamiento horizontal aproximado de las galerias (Sd) (Figura N° 4.8).

Asumiendo que las relaciones y principios del flujo gravitacional son aplicadas al Sub Level Caving, el ancho total del elipsoide de extracción Wt es un 60 a 65% del ancho del elipsoide de desprendimiento, en el nivel donde el elipsoide de extracción tiene su máximo ancho Wt.

El ancho es de alrededor de un 60% para distancias verticales entre subniveles (hs), cercanas a los 18 m; sobre 18 m el ancho Wt es cerca del 65%.

De este modo el espaciamiento horizontal Sd es :

Para extracciones con :

hs < 18 m

Sd< Wt / 0,6

Para extracciones con :

hs > 18 m

Sd < Wt / 0,65

En Sub Level Caving convencionales se tiene la siguiente reiación :

Sd < hs

Lo que significa que la geometría básica tiene una forma de cuadrado o se desvía ligeramente de ella.

Mejoras en la precisión de los tiros radiales ha resultado en una tendencias a incrementar la separación de subniveles, con el con siguiente ahorro de desarrollo.

3.3.4.- Ancho de tajada (burden) (b)

Una guía aproximada para el espesor de una tajada tronada en el frente de un subnivel es usualmente :

b < dt / 2

El conjunto de las relaciones anteriores supone que la geometría resultante satisface la recuperación del 100% del elipsoide de extracción, lo que es absolutamente teórico, y por lo tanto, dichos resultados deben tomarse como referencia.

Como en cualquier negocio minero, en el diseño de un Sub Level Caving se busca encontrar el menor costo en US$ / Ib que, dado un precio, permite obtener las mayores utilidades esperadas. Es por esto, que en la elección del diseño final, deben incorporarse otras variables que permitan evaluar económicamente las alternatives estudiadas.

3.4.- OTRO ENFOQUE AL DISISEÑO

Con la ayuda de las relaciones empíricas de D.H. Laubscher se ha podido determinar, cómo se comporta la dilución en función de la disposición de las galerías y subniveles (Figura N° 4.9).

La figura N°4.9 muestra, para algunas configuraciones de Sub Level Caving, la relación entre los parámetros geométricos de espaciamiento entre galerías y subniveles, y la dilución asociada. Del gráfico se pueden ver claramente las tendencias de entrada de dilución. En términos generales, se aprecia que a medida que aumenta el par H, W, el punto de entrada de la dilución (PED) se presenta más temprano.

Entre las curvas 2 y 3, hay un aumento de W, manteniendose H constante y la entrada de la dilución pasa de un 80% de extracción a un 60%. De igual modo, en las curvas 3 y 4 hay un crecimiento de H, manteníendose W constante, con una variación en la entrada de dilución de 60% a 40%. Entre las curvas 4 y 5 sucede algo similar.

Por lo tanto se puede decir que :

PED a 1/ H

PED a 1/ W

Ahora bien, si H crece, entonces el número de subniveles decrece y la relación metros de desarrollo / ton decrece. Aumenta la longitud de perforación y se hace más productiva tanto la perforación como la tronadura, dado que el diámetro aumenta y los eventos de tronadura disminuyen. Si la longitud de perforación "L" aumenta, el diámetro aumenta en forma discreta y también el burden. En consecuencia se han incorporado al anáIisis nuevas variables a considerar, es decir, desarrollos, perforación, tronadura y mecanización.

Entonces para resolver el problema de elegir el mejor diseño deSub Level Caving entre otras alternativas, debe considerarse la valorización de todas las actividades asociadas al respectivo diseño (Figura N°4.10).

Si H crece, la longitud y el diámetro de perforación crecen, el burden crece y entonces la granulometría esperada de la tronadura debiera crecer, disminuyendo la movilidad del mineral con respecto al estéril e incrementando la probabilidad que el estéril se intruya más tempranamente, aumentando la diiución, lo que es consecuente de las curvas de D.H. Laubscher.

3.5.- SECUENCIA

En el Sub Level Caving, la secuencia de explotación es por naturaleza descendente y en retroceso. Las recomendaciones operacionales indican que es aconsejable trabajar manteniendo independencias entre las

operaciones de preparación, perforación, arranque y extracción, de modo de reponer sin interferencias, al área activa perdida por la explotación.

AI respecto, es posible visualizar dos situaciones extremas (Figura N°4.11).

Secuencia horizontal estricta. Secuencia descendente estricta.

La secuencia horizontal estricta (Figura N° 4.11 A), consiste en el descenso de la explotación, una vez que se ha extraído todo el mineral hasta una cierta cota. Así, los desarrollos se realizan hasta los limites de la mineralización en la horizontal. En este caso, se deben ir construyendo todos los piques de traspaso y obras civiles hasta en nivel de transporte principal, adelantando los desarrollos de los sectores más bajos, que serán explotados con posterioridad.

La secuencia descendente estricta (Figura N° 4.11 B), consiste en el descenso de la explotación, bajo el área activa en producción. De esta forma los desarrollos se ejecutan limitados en la horizontal.

Dado que la subsidencia por lo general impide imprimir una secuencia descendente estricta, y dado además, que la aplicación de una secuencia horizontal estricta implica ejecutar desarrollos con bastante anticipación, se opta normalmente por una secuencia combinada que es la que se muestra en las Figuras N° 4.11 y N° 4.12.

La secuencia elegida debe considerar otros aspectos de mayor interés. El primero, es la distribución de leyes en el volumen. El método permite iniciar la explotación, en el nivel superior, en cualquier zona ubicada en el extremo opuesto al sentido de avance del hundimiento, con propagación hacia ambos lados del punto inicial. Lo que debe evitarse en lo posible, es hacer converger dos lineas de hundimiento, por el efecto de concentración de presiones en el pilar intermedio (Figura N° 4.12).

El otro aspecto de importancia, es entender que la diiución es directamente proporcional a la superficie de contacto entre el mineral y el estéril, de tal modo que la linea de contacto sea mínima. Lo que se intenta evitar, no es otra cosa que la dilución lateral (Figura N° 4.13).

La secuencia de explotación elegida debe ser consecuente con la distribución de las leyes del yacirniento, coma se puede ver en la figura antes mencionada, la linea de interfaces mineral/estéril más representative y favorable es la linea II, por que el perimetro de contacto es mínimo, además, la distribución de la ley en los limites del yacimiento son puntos bajos en ley, es par ello que esta linea diagonal permite que algunos cruzados de producción están terminando su vida útil y en otro extremo de esta linea comiencen su producción, concentrándose en el centro de esta diagonal los cruzados de mejor ley que en promedio permiten explotar el yacimiento en una forma eficiente.

Resumen del Método


Forma Tabular Tabular

Potencia Media Grande

Buzamiento Cualquiera Vertical

Tamaño Medio Grande

Regularidad Media Alta



Resistencia (Mena) >50 MPa >50 MPa

Fracturación (Techo) Media-Alta Alta

Fracturación (Mena) Media Baja


<1000 m <500 m


Elastico Elastico




Alto NA

SUB LEVEL STOPING

INTRODUCCIÓN

Es el modo de dividir el cuerpo mineralizado en sectores aptos para el laboreo y consiste en arrancar el mineral a partir de subniveles de explotación mediante disparos efectuados en planos verticales, con tiros paralelos y radial, posteriormente quedando vacío el caserón después de la explotación.

La preparación de este método contempla galerías de perforación (GP), galería de base o Undercart y transporte par 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 - 25 mts. 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.

Los Scoop ingresan por los cruzados que tienen una inclinación con respecto al eje de la G.T. , el mineral es transportado através de la G.T. a los piques de traspaso y de allí al nivel de carguio y transporte.

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.

A lo que a costos se refiere, es económico aplicándose muchas variantes para este método lo que se hace muy productivo.

La altura del caserón 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.

En cuanto al ancho del caserón, conviene en general en la caso de vetas potentes o de mantos de fuerte pendiente, abarcar todo el espesor de la mineralización. Si se trata de cuerpos masivos se pueden crear varios caserones separados por zonas estériles o pilares mineralizados que podrían ser recuperados con posterioridad utilizando el mismo método.

CARGUIO 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 caserón. En el caso de tener una zanja, ésta progresa en el mismo sentido y a la velocidad que la explotación continua. Por el contrario, si se trata de embudos, estos deben prepararse con anticipación y sus dimensiones van a depender del ancho del caserón.

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. Por ejemplo se necesitan eso sí buzones especiales que permitan "cachorrear" los bolones dentro de ellos y cuyo precio influyen de manera importante en el costo del método de explotación. Otro inconveniente de este sistema es la perdida 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 cargados 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 sean 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 atochamiento 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.

c. Palas cargadoras o Scraper: La tendencia actual evoluciona hacia la supresión de las parrillas su escaso rendimiento, su alto costo de mantención cuando el 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 tecnologicos 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 cargados por cargadores frontales.

PREPARACION: Las labores de preparación comprende: Los sub niveles con sus respectivas comunicaciones con el nivel base, los embudos o zanjas receptoras y el primer corte para crear una cara libre.

Este corte de efectúa como si se tratara de explotar una veta estrecha por SLS. En cada sub nivel se corre una galería perpendicular al eje longitudinal y a todo ancho del futuro caserón. Corresponden por lo tanto a los sub niveles de perforación en un SLS estrecho, una chimenea central une estas galerías que sirve a su vez de primer corte para este pequeño SLS.

Este trabajo se efectúa simultáneamente con los sub niveles de perforación y con el nivel base.

REALSE POR SUB NIVELES

El realce por subniveles al igual que la explotación por cámaras y pilares es un método en que las cámaras quedan permanentemente vacías una vez que se ha extraído el mineral tales formas tienen con frecuencia grandes dimensiones especialmente en altura. El método en sí mismo sólo se utiliza en yacimientos verticales o de fuertes pendientes.

Para evitar el derrumbamiento de los hastiales se dividen los yacimientos más grandes en otros más pequeños a través de cámaras independientes. Las secciones de mineral entre cámaras permanecen intactas a modo de macizos verticales que sirven para soportar el techo. Tales soportes pueden ser verticales y horizontales teniendo en algunos casos espesores considerables. La explotación se lleva a cabo desde los subniveles se excavan del yacimiento entre los niveles principales. El mineral se fractura mediante perforación y voladuras desde las galerías de los subniveles. La voladura separa un gran subnivel vertical de mineral que se desmenuza y cae al fondo de la cámara, desde donde se lleva al nivel horizontal principal.

Actualmente, la perforación de producción dentro del realce por subnivel se realizaron barrenos largos y varillaje extensible o mediante técnicas de voladura de barrenos largos que emplean martillo en fondo para la perforación.

Cuando se utiliza equipos de perforación la sección transversal de la galería se perfora con barrenos largos desde las galerías de los subniveles.

El sistema tradicional emplea perforadoras especiales para barrenos largos, varillaje extensible y bocas de 51-64 mm en secciones de 1, 2- 1,8 metros. Las longitudes de los barrenos varían en función del esquema de perforación que se aplique , pero normalmente no pasan de los 25 metros. Ocasionalmente se perforan barrenos más largos pero surgen ciertas dificultades debido a las desviaciones en la alineación.

La perforación dentro del realce por subnivel puede realizarse con anterioridad a la extracción del mineral, de esta forma pueden perforarse grandes secciones de mineral, volarse cuando mejor convenga y todo ello en base a que este tipo de perforación independiente, con muchos barrenos largos desde cada galería, permite la utilización de perforación mecanizados.

Últimamente son bastantes en estas formas de explotación, los barrenos largos de hasta 170 mm. de diámetro los martillos que se destinan a tales efectos son los martillos en fondo. Con tales diámetros se agrega la línea de menor resistencia y se amplía el espaciamiento entre talabros, lo que permite una reducción en el número de barrenos y un mineral mucho más fragmentado. Por otra parte no se han observado efectos negativos a pesar de las fuertes cargas de explosivos que se introducen dentro de estos barrenos.

En contraposición surge una ventaja adicional que es la desviación mínima entre los barrenos, lo que permite para a barrenos de 50-60 metros de longitud en definitiva esta técnica de barrenos largos y de menor diámetro permite aumentar el espaciamiento vertical entre subniveles.

El desarrollo de varillaje extensible, perforadoras especiales y más recientemente la técnica de perforación de barrenos largos, han hecho del realce por subnivel uno de los métodos más utilizados. La

fase de desarrollo extensa y complicada, puede considerarse a priori como un inconveniente, pero el gran rendimiento de la producción de mineral prevalece frente a cualquier otro tipo de consideraciones.

Las operaciones de perforación, voladura y carga pueden realizarse con total independencia unas de otras. Por otra parte, son pocos los posibles equipos que aquí pueden utilizarse, debido al elevado rendimiento de los mismos y en consecuencia pocos serán también los operarios que se precisen en manipulación.

EVOLUCION Y NUEVAS TENDENCIAS

Ahora se ha estudiado las principales características del método, veremos su aplicación en la mina el Soldado, donde se ha venido utilizando en forma sistemática desde el año 1957, y su evolución tendiente a aumentar los rendimientos y mejorar sus condiciones de aplicación durante estos últimos 10 años.

En un principio de explotaba con caserones de 15 metros de ancho, una altura que no sobrepasaba de los 30 metros y una longitud limitada a unos 60 metros (límites de utilización de los scrapers de 25 a 40 HP). La preparación de los embudos en la base del futuro caserón exigía un trabajo de desquinche a todo lo ancho del caserón, relativamente peligroso.

Luego se aumento el ancho del caserón su altura, y también la longitud de estos, son evacuación del mineral con parrillas en lugar de scrapers. Se suprimieron además los embudos, los cuales fueron reemplazados por zanjas a todo lo largo del caserón. De este modo se conseguía disminuir la importancia relativa de las labores de preparación para un volumen dad de mineral.

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 caserón 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 6.

La creación de un primer corte se efectuaba a partir de un par de chimeneas ubicadas en uno de los extremos del block a explotar. En el otro extremo se habría de construir 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 un empotramiento. El gran número de embudos que se necesitan preparar. El escaso rendimiento del scraper debido a las frecuentes detenciones cada vez que se hace

necesario "cachorrear".

( ver figura 5.1)

fig. 5.1

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 caserón.

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 destranque.

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 tons en lugar de 4250)

provocaba un desgaste excesivo de ellos, especialmente en los puntos P. La mala fragmentación se traducía en un constante "cachorreo" con el consiguiente problemas de

mantención de las parrillas.

( ver figura 5.2 )

fig 5.2

VARIANTE CONSERVANDO LAS GALERIAS DE DISPARO

Después de cada disparo queda entonces una especie de marquesina, situación aceptable sólo en el caso que se tenga una roca firme (como el Soldado por ejemplo). Es un sistema relativamente peligroso en que no conviene generalizar.

Su principal ventaja es evidente: permite disminuir notablemente los trabajos de preparación.

( ver figura 5.3 )

fig. 5.3

SUB LEVEL STOPPING CON ZANJAS EN LUGAR DE EMBUDOS

Las ventajas de este sistema con respecto al anterior son las siguientes:

Se elimina el desquinche, bastante demoroso, con el que se consigue una notable disminución del tiempo necesario para la preparación.

Se obtiene un menor escurrimiento de la "saca" con zanjas en lugar de embudos. En efecto, en el caso de una zanja, en torno a cada punto de extracción se forma un embudo natural dentro de la "seca", de paredes regulares y lisas, a diferencia de los embudos creados en la roca misma cuyas paredes por lo general muy irregulares provocan atascamiento.

A diferencia del sistema anterior, en este caso existe una chimenea a la salida del embudo, más estrecha que la base misma del embudo. Los atascamientos será más frecuentes por lo tanto en dicha chimenea y el trabajo de destranque resulta así mucho menos peligroso.

( ver figura 5.4 )

fig.5.4

SUB LEVEL STOPPING CON DOBLE ZANJA

El ancho del caserón se aumentó al doble y la separación entre ambas galerías en la base de las zanjas va a depender del sistema de evacuación utilizado: Scrapers o parrillas.

Se disminuyó además la distancia entre abanicos a 1,50 mts. con el objeto de mejorar la fragmentación de la roca, de modo que cada disparo arrancable 1850 tons. Con 368 metros barrenados.

Con este sistema se disminuyó notablemente el volumen de los trabajos de preparación y se conservan las mismas ventajas del anterior.

( ver figura 5.5 )

fig. 5.5

SUB LEVEL STOPPING CON SUBNIVELES ALTERNADOS

La utilización de maquinaria de perforación semipesada permitió aumentar la longuitud de tiros a 20 metros como también su diámetro. Esto permitió a su vez:

Aumentar la altura de los caserones a 60 metros. Aumentar la distancia entre dos "abanicos" sucesivos (burden) de 1,50 metros a 2 metros. Aumentar la distancia entre los tiros de un mismo abanico (medida en el fondo) de 2 a 3 metros. Aumentar la distancia entre los tiros de un mismo abanico (medida en el fondo) de 2 a 3 metros.

Este sistema actualmente generalizado, con galerías alternadas (una sola por subnivel) ubicadas en los costados de la zona a explotar y que permiten cortar perfectamente los límites laterales del caserón.

El volumen de trabajos preparatorios alcanzan en este caso, por cada 13 metros de caserón o sea 63.000 toneladas de mineral (4,850 por 13) a la siguiente cifra:

7 avances de 13 metros

2 chimeneas de 7,5 metros

6,5 abanico de 1045 metros

Hay que tomar en cuenta que en estos casos el tonelaje preparado por metros de caserón es duplicado. O sea, el nuevo sistema mantiene los mismo principios del anterior, solo presenta una modificación en el aspecto técnico.

Potencias de las máquinas perforadoras. Pero, hemos visto que ahí reside la ventaja fundamental de este nuevo sistema puesto que permite disminuir notablemente los trabajos de preparación por tonelada de mineral arrancado.

VENTAJAS DE ESTE METODO

Este método de explotación se caracteriza por poseer las siguientes características:

Es muy económico. Gran rendimiento. Ningún consumo de madera ya que no es necesario fortificar. Buena ventilación. Gran seguridad durante el trabajo.

DESVENTAJAS DEL METODO

Entre algunas de las desventajas podemos nombrar las siguientes:

Mucha preparación. No es selectivo (vetas con gran potencia). Grandes caserones permanentemente abiertos, la recuperación del pilar no va más allá del 60%.

METODO DE EXPLOTACION (L.B.H.)

El método L.B.H. (Long Blast Hole), (S.L.S. realce) es la aplicación de los principios de la tronadura en bancos a cielo abierto a la explotación subterránea.

Consiste en el arranque del puente entre dos niveles con perforación D.T.H. en sentido descendente.

En este sistema se establece un único nivel base para varios subniveles superiores, ya que la secuencia de explotación es inversa al sistema tradicional (en el L.B.H. se mantiene más adelantado el nivel inferior).

La preparación se reduce al desarrollo de frontones horizontales y paralelos en el techo del cuerpo (o en subniveles intermedios). Las labores superiores son separadas por un pilar tipo muro en toda su longitud.

El nivel base de extracción, se prepara construyendo inicialmente dos galerías paralelas que cumplen la función de galería de transporte y galería inferior de perforación o undercut. Estas galerías se conectan en estocadas de carguío.

Secuencialmente se construye la zanja de recolección la que se perfora en forma ascendente desde la galería de perforación con disparo en abanico.

RESEÑA HISTORICA

El sistema de explotación, por el método Sub Level Stoping se realizaba con perforación Out the Hole de pequeño diámetro (1 7/8") ( ver fig. 5.6), luego se introdujo la perforación Down the Hole, implementando el arranque con tiros de gran diámetro 4 1/2", variante conocida como Long Blast Hole ( L.B.H.)

METODO SUB LEVEL STOPING

TRADICIONAL ( fig. 5.6 )

APLICACION DEL METODO

Este método consiste en la creación de caserones abiertos mediante la tronadura de grandes tajadas verticales de mineral, desde distintos subniveles de perforación.

El mineral tronado cae por gravedad, siendo recepcionado en la zanja preparada para éste efecto y posteriormente recuperado y transportado (ver fig. 5.7).

Generalmente cuando los cuerpos mineralizados presentan grandes dimensiones, éstos se dividen en dos o más caserones para evitar el colapso o desprendimiento de las cajas, de éstas formas se dejan pilares de mineral in situ, el que sirve de soporte para las cajas.

Estos pilares pueden ser recuperados, parcial o totalmente al final de la explotación, ya que , en ésta fase existe menor riesgo de crear condiciones de inseguridad para el personal.

La aplicación de éste método está condicionado a lo siguiente :

- El cuerpo debe presentar cierta pendiente, es decir la inclinación de la caja yacente, debe exceder el ángulo de reposo del mineral tronado.

La roca circundante debe generar estabilidad de las cajas. La roca debe ser competente. Los limites de la mineralización deben ser regulares.

METODO DE EXPLOTACION

L.B.H ( fig. 5.7 )

DESARROLLO Y PERFORACION

De acuerdo a la ubicación de los cuerpos mineralizados se proyectan labores por las cuales se puede acceder a éstos cuerpos. Estos por lo general son desarrollados por estéril, de tal forma que se permite el paso de equipo de carguío y transporte.

PREPARACION

La preparación se inicia con el trazado de las galerías de perforación y la construcción de una chimenea V.C.R. en el nivel superior, lo que, permitirá generar la cara libre.( ver fig.5.8 )

PERFORACION CARA LIBRE DTH ( fig. 5.8 )

Las galerías de undercut (G.U.), son construidas paralelas a la galería (G.T.), según la geometría del cuerpo.

La zanja receptora se genera a partir de la perforación en abanico desde la galería de perforación en forma de V a medida que la perforación progresa.

Los cruzados son construidos con una separación de 15 mts. entre ejes con un ángulo de 60º con respecto al eje de la galería de transporte. (ver fig. 5.9.)

NIVEL DE CARGUIO Y TRANSPORTE ( fig. 5.9 )

Galería de Perforación:

La sección de estas galerías pueden ser 4x4 – 5x4 – 6x4 respectivamente, siempre separados por pilares.

Galería de Transporte:

Estas son construidas en forma simultanea con la galería con la galería undercut. Las que además son paralelas entre sí, interceptadas por los correspondientes cruzados de evacuación de mineral.

Galería Undercut:

Esta galería es de sección 4x4 mts. y es construida en forma simultanea a la galería de transporte.

Chimenea V.C.R.

Las chimeneas del tipo V.C.R. (Vertical Crater Retreat) de sección 2,5 x 2,5 mt2, son construidas para crear la cara libre de un determinado cuerpo en producción como se muestra en la figura 5.10.

CHIMENEA VCR ( fig. 5.10 )

Las principales características de las operaciones de perforación y tronadura para la construcción de una chimenea del tipo V.C.R. son las siguientes:

Perforación D.T.H.

- Diámetro : 4 ½ " o 6½ "

- Longitud Tiro : 60 mts.

- Número de Tiros : 5 o 6

Tronadura

- Taco Inferior : 0,5 mts.

- Carga Columna : 1.0 mts., con 8,2 Kg/mts. de anfo.

- Iniciador : A.P.D. de 300 grs.

- Retardo : Detonadores no eléctricos Ms.

- Taco Superior : 1.0 mts.

Carguío y Transporte:

Las operaciones de carguío y transporte, se llevan a efecto a través de los equipos L.H.D..

Estos son capaces de transportar el mineral desde la galería undercut por los cruzados hasta los ore pass acumulando la saca en el nivel de transporte. Enseguida a partir este nivel inferior el mineral es cargado a los camiones y transportado con destino a la planta.

OPERACIONES UNITARIAS

DESARROLLOS

1.- Explosivos y Accesorios:

Anfo. Iremitas. Softron. Cordón detonante. Detonadores no eléctricos. Detonadores eléctricos de retardo.

2.- Cantidad de explosivos usados según los diagramas:

EXPLOSIVO 4,0 x 4,0 mts. 5,0 x 4,0 mts.

ANFO 126 Kgs. 148 Kgs.

SOFTRON 42 unidades 50 unidades

IREMITAS 90 unidades 120 unidades

DENACORD 5g 40 mts. 40 mts.

DENACORD 3g 30 mts. 30 mts.

FULM. ELECT. 1 unidad 1 unidad

REALCE


Anfo. Iremitas ó PowerGel. A.P.D. 150. Cordón detonante. Detonadores no eléctricos. Detonadores eléctricos de retardo.

2.- Cantidad de explosivo usados según el diagrama mostrado en la figura.

TIRO LARGO TIRO TACO INFERIOR CARGA POR TIRO A.P.D.

1 11 4 13,0 Kg. de ANFO 1

2 15 4 11,3 Kg. de ANFO 1

3 14 3 19,4 Kg. de ANFO 1

4 13 4 19,4 Kg. de ANFO 1

5 12 3 14,6 Kg. de ANFO 1

6 12 5 14,6 Kg. de ANFO 1

7 12 3 16,2 Kg. de ANFO 1

8 13 5 16,2 Kg. de ANFO 1

9 13 3 13,0 Kg. de ANFO 1

10 12 4 16,2 Kg. de ANFO 1

11 8 3 19,4 Kg. de ANFO 1

TOTAL = 173,3 Kg. de ANFO 11

3.- Descripción del Carguío (ver fig. 5.11 ).

En sectores con existencia de agua se usan Iremitas en reemplazo de Anfo. La longitud de carga varía de acuerdo a la longitud de los tiros.

DIAGRAMA DE PERFORACION

RADIAL ( fig. 5.11 )

BANQUEO

1.- Explosivo y Accesorios:

Anfo. Blastex. A.P.D. cilíndrico 300. Cordón detonante. Detonadores no eléctricos. Detonadores eléctricos. Detonadores eléctricos de retardo.

2,- Cantidad de explosivos usados según el diagrama de la figura

TIRO LARGO TIRO mts. TACO INFERIOR CARGA POR TIRO A.P.D.

1 34 2 180 Kg. de ANFO 4

2 34 4 197 Kg. de ANFO 4

3 34 3 205,3 Kg. de ANFO 4

4 3 1 16,4 Kg. de ANFO 1

5 7 2 41,1 Kg. de ANFO 1

6 16 8 65,7 Kg. de ANFO 1

7 34 4 197 Kg. de ANFO 4

8 34 3 205,3 Kg. de ANFO 4

9 16 7 73,9 Kg. de ANFO 1

10 7 3 32,8 Kg. de ANFO 1

11 3 1 16,4 Kg. de ANFO 1

12 34 3 205,3 Kg. de ANFO 4

13 34 6 197 Kg. de ANFO 4

14 34 3 180,6 Kg. de ANFO 4

TOTAL = 3.210 Kg. de ANFO 38

3.- Descripción del Carguío (ver fig. 5.12 ).

En sectores con existencia de agua se usan Blastex en reemplazo de Anfo. La longitud de carga varía de acuerdo a la longitud de los tiros.

DIAGRAMA DE PERFORACION DTH ( fig. 5.12 )

TRONADURA SECUNDARIA

Esta complementa la tronadura primaria, su objetivo es reducir los sobre tamaños que se producen después de un disparo, también se usa en la construcción y mejora de pisos, caminos y rampa.


Anfo. Iremitas 1 1/8" x 8". A.P.D. cónicos 225 y 450. Cordón detonante. Detonadores eléctricos de retardo.

2.- Cantidad de explosivos usados, citase como ejemplo lo siguiente:

Nº de perforaciones : 80

Profundidad : 30 cm.

Anfo : 24 Kg.

Iremitas : 40 unidades.

Cordón detonante : 180 mts.

Detonadores eléctricos de retardo : 1 unidad.

3.- Descripción del Carguío:

Tiro compuesto por 1/2 Iremita de 1 1/8" x 8", 1/3 de Anfo y 60 cm. de cordón.

CARGUIO Y TRANSPORTE

EQUIPO L.H.D.

Estos equipos deben ser capaces de entregar durante la operación:

Confiabilidad. Capacidad de carga. Costos de operación razonables.

1.- Características Generales:

Se trata de equipos que movilizan la marina hasta los sistemas de traspaso de mineral en los niveles de acarreo.

Algunas de sus innovaciones tecnológicas más notables han ocurrido en los sistemas de propulsión, lo que a permitido mayor seguridad en la operación de estos equipos, tanto en lo que se refiere a horas útiles de máquinas en el frente de trabajo.

Hoy se fabrican L.H.D. diesel y eléctricos, entre estos últimos los hay con sistemas Trolley y con carrete para cable de una longitud de más de 200 mts. y se comienza a utilizar también el L.H.D. a control remoto.

2.- Características Técnicas

Scoop ST – 8A (ver fig. 4.8 )

2.1.- Dimensiones y aspectos generales:

- Largo total : 10,24 mts.

- Ancho : 2,46 mts.

- Altura : 2,29 mts.

2.2.- Características Operacionales:

- Volumen útil del balde : 8,0 yd3.

- Capacidad de transporte : 12.250 Kg.

- Radio de giro : 85°.

- Tiempo de transporte : 6,2 seg.

- Tiempo de bajada : 5,3 seg.

- Tiempo de volteo : 6,0 seg.

2.3.- Otras

- Combustible : 138 galones (522 lts.).

- Aceite Hidráulico : 137 galones (519 lts.).

Scoop ST – 6C (ver fig. 4.8 )

2.1.- Dimensiones y aspectos generales:

- Largo total : 9,22 mts.

- Ancho : 2,44 mts.

- Altura : 1,65 mts.

- Altura punta del balde : 4,30 mts.

- Angulo de giro del balde : 42,5°.

2.2.- Características Operacionales:

- Volumen útil del balde : 6,0 yd3.

- Capacidad de transporte : 9.525 Kg.

- Radio de giro : 85°.

- Tiempo de transporte : 4,8 seg.

- Tiempo de bajada : 3,2 seg.

- Tiempo de volteo : 3,4 seg.

2.3.- Otras

- Combustible : 108 galones (407 lts.).

- Aceite Hidráulico : 122 galones (462 lts.).

MAQUINARIA DE GRAN RENDIMIENTO

EN MINERIA SUBTERRANEA ( fig. 5.13 )

EVENTOS SIMPLES DE TRONADURA

PERFORADORA CUBEX

JUMBO BOOMER H-127

Resumen Método



Potencia >5 m >10 m

Buzamiento >45° >65°

Tamaño Cualquiera >10 Mt

Regularidad Media Baja


Resistencia (Techo) Incluye poco >500 k/cm2

Fracturación (Techo) Media Baja


<2000 m <1000 m


Elastico Elastico




Alto NA

BLOCK CAVING

CARACTERÍSTICAS DE LA EXPLOTACIÓN POR HUNDIMIENTO

La explotación por hundimiento se basa en que tanto la roca mineralizada como la roca encajadora esté fracturada bajo condiciones más o menos controladas. La extracción del mineral crea una zona de hundimiento sobre la superficie por encima del yacimiento. En consecuencia es muy importante el establecer un proceso de fracturación continuo y completo, ya que las cavidades subterráneas no soportadas, presentan un riesgo elevado de desplomes repentinos que originan graves efectos a posterioridad en el funcionamiento de la explotación.

Las características de la roca constituyen el facto esencial del comportamiento del mineral frente al hundimiento. Es necesario no solamente que el hundimiento ocurra, sino que además el mineral presente una granulometría adecuada.

La fragmentación de la roca es provocada más por las fatigas de tracción que por las de compresión, de modo que la tendencia será de tener mineral mejor fragmentado en el centro el bloque que en los extremos. Este tiene la ventaja de evitar la mezcla del mineral útil con el material proveniente de la roca encajadora.

En la explotación por Block Caving, por una parte, conviene minimizar las concentraciones de esfuerzos en el nivel de producción y pilar de protección, para mantener estables galerías de extracción; y por otra, conviene maximizar la concentración de esfuerzos sobre el nivel de hundimiento para producir la socavación y mejorar la fragmentación del mineral.

La estabilidad en las labores de extracción ha sido optimizada mediante una orientación adecuada.

Los trabajos tendientes a romper la base de un bloque determinado, tienen su inicio en el diseño de la malla, la cual determinará las características del resto de las galerías componentes del sistema. La determinación de la malla depende fundamentalmente de las características de la roca.

El éxito en el hundimiento de un bloque, independiente de las características de hundibilidad de la roca, depende de los factores fundamentales que son:

A. La base del bloque deberá fracturarse completamente; si se quedaran pequeñas áreas sin quebrar, ellas actúan como pilar, transmitiéndose grandes presiones desde el nivel de hundimiento hacia el de producción, las que pueden llegar a romper el pilar existente entre ellos, afectando completamente la estabilidad de las galerías del nivel de producción. Esto trae consigo un aumento importante en los costos de extracción.

B. La altura de socavación inicial proporcionada por la tronadura, debe ser tal que no se produzcan puntos de apoyo del bloque que impidan o afecten el proceso de socavación natural inmediata.

El primer caso, o sea, la formación de pilares, se evita con un adecuado diseño de perforación especialmente, con un correcto carguío de los tiros. En todo caso, si se verifica la existencia de un pilar, se interrumpe la etapa de hundimiento, concentrando las actividades en eliminarlo completamente para poder continuar con la secuencia de "quemadas". En el segundo caso, para evitar los posibles puntos de apoyo del bloque, una vez tronada la base, es necesario determinar previamente la altura que debe alcanzar la socavación producida por la tronadura.

La extracción en cada punto debe ser controlada con sumo cuidado de manera de evitar contaminaciones del mineral con el estéril. El contacto mineral - estéril debe mantenerse según un plano bien definido que pueda ser horizontal o inclinado.

En general, con el método Block Caving, se puede recuperar el 90% del mineral comprendido por la zona de explotación. Este coeficiente de recuperación depende principalmente de la forma en que se efectúa la extracción del primer tercio de la producción del block.

DEFINICION

En explotación de minas se denomina "caving" a toda operación destinada aprovocar el hundimiento de la roca, mediante la utilización de los esfuerzos naturales que ejercen los terrenos alrededor de la zona de interés.

PRINCIPIO DEL METODO

Los esfuerzos que actúan en un lugar, y a cierta profundidad de un yacimiento, tienen su origen en el peso de las rocas hasta la superficie, y en los fenómenos externos de un yacimiento, tales como : Movimientos "horizontales, debido a movimientos de placas en la corteza terrestre. Todo macizo rocoso permanece en equilibrio mientras no se cree una cavidad lo suficientemente extensa en su interior, de modo de romper el equilibrio existente, creando una redistribución de esfuerzos en su alrededor.

La estabilidad de ésta cavidad dependerá de sus dimensiones, competencia de la roca y de los esfuerzos existentes en el área. Si la resistencia de la roca, no es lo suficiente para soportar el cambio de solicitación, ésta socavará hasta llenar la cavidad con material fragmentado de distintas densidades. Una vez llena la cavidad se genera una fuerza de reacción que restablece el equilibrio.

Si se extrae el mineral fragmentado, a medida que se socava, el equilibrio no se restablece y la socavación continuará hasta la superficie.

El Block Caving se basa en éste principio, el cual consiste en crear una cavidad de manera que la dinámica de desplome no se detenga, extrayendo el mineral por una malla de puntos ubicados en la base del block.

El método de explotación por Block Caving se define luego, como el derrumbamiento de bloques por corte inferior, el mineral se fractura y fragmenta gracias a las tensiones internas y efecto de la gravedad. Por consiguiente se necesita un mínimo de perforación y tronadura en la extracción del mineral.

La palabra bloque está referida al sistema de explotación, en que el yacimiento se divide en grandes bloques de varios miles de metros cuadrados. Cada bloque se corta por la zona inferior; es decir, se excava practicando una ranura horizontal mediante tronadura.

De ésta forma queda sin apoyo el mineral que está por encima (millones de toneladas) y las fuerzas de gravedad que actúan sobre ésta masa producen una fractura sucesiva que afecta al bloque completo. Por último y debido a las tensiones de la roca, se produce la fragmentación del material, el cual puede extraerse por medio de piques o mediante cargadores.

CAMPO DE APLICACION

Básicamente, el método de explotación Block Caving, es un sistema normalmente usado para extraer depósitos profundos, masivos, de bajas leyes en CU,Mo, Fe.

Hoy en dia, la producción masiva de extracción de menas subterráneas, bajo condiciones favorables, es una de las más eficientes, con bajos costos de minas.

Este método se utiliza en numerosos yacimientos de grandes dimensiones; en general, yacimientos de alto tonelaje, que cubren una extensa área y son muy potentes. Usualmente, la producción está en un rango de 10.000 tons. a 100.000 tons. por dia.

Su campo de aplicación es muy amplio. Se puede aplicar teóricamente en cualquier tipo de roca no demasiado resistente a la tracción y cualquiera que sean las caracteristicas de la roca encajadora, pero es preferíble que la resistencia de la roca que se explota sea menor que la de la roca encajadora.

La explotación por Block Caving, es un método económico bajo condiciones favorables. El extenso trabajo de desarrollo que tal explotación conlleva y el tiempo que se emplea hasta alcanzar la plena capacidad de producción, son los inconvenientes de partida. Por otra parte existen ciertos riesgos de derrumbamientos y fragmentación, que están fuera de los controles de mineria.

En general, los yacimientos más favorables para la aplicación del método de hundimiento por bloques son los grandes intrusivos de cobre porfirico, yacimientos de Hierro, tanto sedimentarios como intrusivos, etc. Estos depósitos deberán estar ubicados a gran profundidad y deberán poder ser extraidos a costos inferiores que por un método a cielo abierto. Los depósitos deben tener grandes reservas, cubrir un área extensa y tener una altura relativamente grande. La mayoria de estos depósitos se explotan a gran escala durante un periodo bastante largo, de tal forma que justifiquen la gran inversion requerida para ponerlos en producción.

CARACTERISTICAS DE LA EXPLOTACION POR HUNDIMIENTO

La explotación por hundimiento se basa en que tanto la roca mineralizada como la roca encajadora está fracturada bajo condiciones más o menos controladas. La extracción del mineral crea una zona de hundimiento sobre la superficie por encima del yacimiento. En consecuencia es muy importante el establecer un proceso de fracturación continuo y completo, ya que las cavidades subterráneas no soportadas, presentan un riesgo elevado de desplomes repentinos que originan graves efectos a posterioridad en el funcionamiento de la explotación.

Las caracteristicas de la roca constituyen el factor esencial del comportamiento del mineral frente al hundimiento. Es necesario no solamente que el hundimiento ocurra, sino que además el mineral presente una granulometria adecuada.

La fragmentación de la roca es provocada más por las fatigas de tracción que por las de compresión, de modo que la tendencia será de tener mineral mejor fragmentado en el centro el bloque que en los extremos. Este tiene la ventaja de evitarla mezcla del mineral útil con el material proveniente de la roca encajadora.

En la explotación por Block Caving, por una parte, conviene minimizar las concentraciones de esfuerzos en el nivel de producción y pilar de protección, para mantener estables galerías de extracción; y por otra, conviene maximizar la concentración de esfuerzos sobre el nivel de hundirniento para producir la socavación y mejorar la fragmentación del mineral.

La estabilidad en las labores de extracción ha sido optimizada mediante una orientación adecuada.

Los trabajos tendientes a romper la base de un bloque determinado, tienen su inicio en el diseño de la malla, la cual determinará las caracteristicas del resto de las galerías componentes del sistema. La determinación de la malla depende fundamentalmente de las caracteristicas de la roca.

El éxito en el hundimiento de un bloque, independiente de las caracteristicas de hundibilidad de la roca, depende de los factores fundamentales que son :

a) La base del bloque deberá fracturarse completamente. Si quedaran pequeñas áreas sin quebrar, ellas actúan como pilar, transmitiéndose grandes presiones desde el nivel de hundimiento hacia el de producción, las que pueden llegar a romper el pilar existente entre ellos, afectando completamente la estabilidad de las galerias del nivel de producción. Esto trae consigo un aumento importante en los costos de extracción.

b) La altura de socavación inicial proporcionada por la tronadura, debe ser tal que nose produzcan puntos de apoyo del bloque que impidan o afecten el proceso desocavación natural inmediata.

El primer caso, o sea, la formación de pilares, se evita con un adecuado diseño de perforación y, especialmente, con un correcto carguio de los tiros. En todo caso, si se verifica la existencia de un pilar, se interrumpe la etapa de hundimiento,concentrando las actividades en eliminario completamente, para poder continuar con la secuencia de "quemadas". En el segundo caso, para evitar los posibles puntos de apoyo del bloque, una vez tronada la base, es necesario determinar previamente la altura que debe alcanzar la socavación producida por la tronadura.

La extracción en cada punto debe ser controlada con sumo cuidado de manera de evitar contaminaciones del mineral con el estéril. El contacto mineral-estéril debe mantenerse según un plano bien definido que pueda ser horizontal o inclinado.

En general, con el método Block Caving, se puede recuperar el 90% del mineral comprendido por la zona de explotación. Este coeficiente de recuperación depende principaimente de la forma en que se efectúa la extracción del primer tercio de la producción del block.

ANTECEDENTES DEL METODO BLOCK CAVING

La explotación de un área se hace siguiendo uno de los siguientes esquemas:

1. Dividiendo el área en bloques cuadrados o rectangulares cuya dimensión mínima se relaciona con la hundibilidad de la roca y la máxima se diseña en función de parámetros operacionales y económicos. En este tipo de diseño deberán crearse barreras o pilares entre bloques hundidos para minimizar la dilución.

2. Diseñando paneles que abarcan el área desde un extremo a otro. En este caso el hundimiento es un proceso continúo a lo largo del área y se dejará una barrera de contención o pilar para impedir que el estéril del panel agotado diluya el mineral de la nueva explotación una vez hundido el panel.

3. Manteniendo un hundimiento continuo en ambas direcciones sin dejar barreras ni pilares. Este frente de hundimiento continuo impide la formación de puntos o líneas de alta presión y, por lo tanto, se tendrá menos problemas de estabilidad. Además permite una amplia flexibilidad para variar los ritmos de producción fijados.

Una vez definido el bloque para su explotación se inician los trabajos de preparación de galerías, que comprenden:

Galería de transporte Galería de traspasos Galería de hundimiento Galerías de producción Galerías de ventilación, etc.

MALLA DE EXTRACCIÓN

Se entiende por malla de extracción o también malla de tiraje, a la disposición geométrica de los puntos por donde se extrae el mineral en el nivel de producción de un sistema por "Block Caving".

En la zona que se está explotando, la extracción se hace a través de muchos puntos dispuestos en una malla que cubre el área hundida.

Para el diseño de estas mallas de extracción, se han usado diferentes formas: cuadradas, rectangulares, triangulares.

La separación de los puntos de extracción depende fundamentalmente de la granulometría del mineral obtenido, de la socavación natural y de los equipos usados para la extracción.

FLUJO DE EXTRACCION DEL MINERAL

Los tres métodos básicos de flujo de extracción del mineral, comúnmente usados en la actualidad son:

Flujo gravitacional Flujo mediante Scraper Flujo mediante equipos LHD.

El tipo de flujo del material, diseñado para una operación de explotación, se enfocan en los siguientes aspectos:

Gasto de Capital y tiempo requerido para poner una operación de explotación, se enfocan en los siguientes aspectos:

Productividad, eficiencia y costos de operaciones. Grado de seguridad en la producción Porcentaje de recuperación del depósito, tanto en tonelaje como en ley.

Fundamentalmente el tipo de flujo usado debe ser compatible con las características físicas del depósito para su extracción, y con la posición financiera a la operación minera.

Una diferencia en los sistemas, es la forma que se realiza el avance del hundimiento. En el LHD se hace avanzado por paneles y en el tradicional por bloques. Otras diferencias están en el diseño de extracción y traspaso, debido principalmente a la granulometría.

ALTURA DE SOCAVACIÓN

La altura de socavación se define como la distancia vertical existente entre el piso del nivel de hundimiento y la base suspendida del bloque resultante de la Tronadura.

En la práctica, la altura de socavación así definida debe superar a la altura del cono formado por el ángulo de reposo del mineral. Lo que se pretende es evitar que la roca fracturada que se acumula a partir del espacio limitado por los bordes de las chimeneas, no alcance una altura de socavación producida por la tronadura, ya que de ser así, la roca acumulada serviría de apoyo al bloque cuya base se ha socavado impidiendo o dificultando el desplome posterior.

La altura del cono formado por el ángulo de reposo depende fundamentalmente de la distancia entre los puntos de extracción, ya que, mientras más grande sea ésta, mayor será la base del cono y por ende su altura. Este factor en la práctica está limitado por el alcance de la barrenadura, ya que a medida que aumenta la altura del cono, de mayor longitud habrán de ser las perforaciones necesarias para superarla.

La altura del cono también depende en menor escala, de la granulometría del mineral, mientras más fina se formarán conos de menor altura, y a la inversa colpas de mayor tamaño formarán conos de mayor altura.

ALTURA OPTIMA DEL BLOCK.

En depósitos de gran altura la explotación se hace en diferentes niveles a medida que se agotan los niveles superiores. La separación de dos niveles sucesivos está asociada al tonelaje que se extrae por cada punto de extracción y en consecuencia se relacionará con la vida o utilización que tendrá la infraestructura del nivel.

Debido al alto costo que representa la preparación de un nivel de producción y de un bloque en particular, es porque la altura del bloque, es una de las decisiones más importantes de la planificación en la explotación por hundimiento y por lo cual se invierten fuertes recursos de ingenieria antes de decidir la altura óptima.

La altura de los bloques, a variado sustancialmente desde las primeras aplicaciones del método sin embargo, en las últimas aplicadas ésta a permanecido prácticamente invariable en la mayoria de las faenas mineras. Podemos decir que el gran desafio que ha impuesto el bajo precio de los metales en el

último tiempo, asociado a los nuevos antecedentes entregados por la moderna ciencia de la mecanica de roca, nos ha hecho cuestionar los diseños tradicionales y considerar altemativas de alturas de bloques que hasta hace pocos años habian sido consideradas prohibitivas.

Aunque la variación de las alturas usadas es muy grande, se ha podido establecer una tendencia a aumentar la altura de las columnas mineralizadas en los altimos años.

La altura de la columna mineralizada se justifica en lo siguiente :

Para justificar los altos costos de desarrollos primarios y secundarios. Para asegurar una buena socavación.

Los principales factores que tienen directa relación con la altura de los bloques son :

1. Amortizaci6n de la infraestructura.

2. Estabilidad del nivel de producción.

3. Dilución y perdida de mineral.

4. Distribución de leyes en altura.

5. Fragmentación.

6. Planificación.

7. Riesgo de no extracción.

8. Experiencia mundial.

Método Block Caving Extracción Gravitacional :

Esta variante del método de explotación es aplicable a yacimientos o sectores en los cuales la competencia de la roca permite principalmente usar fuerzas de gravedad como método de traspaso de mineral.

El grado de fracturamiento obtenido permite la utilización de embudos, los cuales se encuentran conectados a buitras en donde la distribución y traspaso de mineral es controlado por buitreros.

La utilización de estas variantes esta aún vigente en el sector Teniente3, lsia Estandars, Quebrada Teniente. sector principalmente son mineral secundario, utilizando una malla de extracción de 10 x 10. ( fig. 6.1 )

( fig. 6.1 )

(fig. 6.15)

Método Block Caving con Reducción Mecanizada

La diferencia fundamental con la variante anterior corresponde la utilización de un martillo picador como una forma de distribución y reducción de tamaño del mineral en el pto. de extracción, debido a una mayor competencia de la roca las colpas de mayor tamaño también lleva asociada una variación del diseño minero, la que se ve materializada en la construcción de zanjas y reforzamiento de los puntos de extracción. ( fig. 6.2 )

( fig. 6.2 )

Método Block Caving Extracción con Scraper

Cuando el limite inferior de la mineralización llega hasta el nivel de transporte o cercano a él, una infraestructura de pique de traspaso requiere de una cantidad considerable de metros en la extensión vertical, por lo que se prefiere utilizar este sistema, reduciendo asi la distancia entre el nivel de producción y el nivel de transporte. ( fig. 6.3 )

GALERIA DE ARRASTRE A NIVEL DE TECHO DE AVANCE DE

TRANSPORTE SECUNDARIO (Fig. 6.3)

GALERIA DE ARRASTRE CON CHIMENEA INTERMEDIA VERTICAL HASTA EL AVANCE DE TRANSPORTE SECUNDARIO

Método Panel Caving (Block Caving Extracción Mecanizada (LHD))

La disminución paulatina de áreas con mineral secundario requirió de un diseño y metodologia tendiente a explotar satisfactoriamente la reservas de mineral primario, una estrategia de solucionar los problemas vislumbrados debido al tipo de fracturamiento del mineral (colpas de mayor tamaño) y la baja productividad del método convencional.

Lo anterior condujo a definir el diseño del método de explotación Panel Caving. En este sistema de explotación el concepto de bloques es reemplazado por la unidad básica de producción , que corresponde a un numero de puntos de vaciado en donde un equipo LHD opera.

El hundimiento o incorporación de nuevas áreas a la producción es realizado en forma continua, por puntos de extracción, a diferencia con el método convencional en donde el hundimiento es realizado en forma discreta.

Sus Principales características de diseño consideran la utilización de zanjas (15 mts de largo, 12 mts de ancho en su parte superior) en reemplazo de los buzones, en el nivel de producción existe una serie de galerías paralelas (calles) separadas 30 metros entre si cuya sección generalmente es de 3,6 x 3,6 mt, las que son interceptadas cada 15 mts. por estocadas de carguio de sección similar en un ángulo de 60 grados, que permite una mayor facilidad de movimiento al equipo LHD. con esto la malla de extracción posee dimensiones de 17,32 x 15 con un área de influencia de 260 mt cuadrados por punto de extracción.

Las dimensiones de las colpas requieren de la construcció de un nivel de reducción intermedio, entre el nivel de producción y el nivel de transporte , en donde las cámaras de picado, los martillos picadores estacionarios o semi-móviles reducen de tamaño las colpas antes deser enviadas al nivel de transporte.

La implementación de este método esta vigente en los siguiente sectores : Teniente 4 LHD (33.000 TPD), Regimiento (7.000 TPD), lsla Martillo (4.800 TPD) y posterior se utilizara en los proyectos Esmeralda (45.000 TPD), Diamante Norte y Diamante Sur (45.000 TPD). ( fig. 6.4 )

METODO DE EXPLOTACION PANEL CAVING ( fig.6.4 )

BLOCK CAVING - PANEL CAVING

FORTIFICACION PUNTO DE EXTRACCION Y VICERA NIVEL DE PRODUCCION

NIVEL DE PRODUCCION LHD ESQUEMA DEL SISTEMA DE

EXTRACCION DE MINERAL

SISTEMA DE EXTRACCION MARTILLOS PICADORES SEMI-MOVILES

INDICE DE HUNDIBILIDAD

La hundibilidad es uno de los aspectos críticos para la factibilidad de explotación por le método Block Caving, por ello existe un índice para predecir ésta hundibilidad.

Resulta obvio que un índice de éste tipo debe estar basado en el mecanismo que controla el proceso de hundimiento y factores geomecánicos de mayor relevancia, los cuales para su utilización en el índice, deben ser medidos y cuantificados.

Estos factores son:

R.Q.D. Estado de Esfuerzo In-Situ Ensayo de carga puntual Ensayo de Masa de Fricción

R.Q.D (%) Calidad de la roca

0 - 25

25 - 50

50 - 75

Roca muy mala

Roca mala

Roca regular

75 - 90

90 - 100

Roca buena

Roca excelente

La interpretación en térmicos de hundibilidad es de acuerdo a la siguiente clasificación:

R.Q.D. (%)

75

51 - 74

27 - 50

6 - 26

0 -5

Roca muy mala hundibilidad

Roca mala hundibilidad

Roca regular hundibilidad

Roca buena hundibilidad

Roca excelente hundibilidad

COEFICIENTE DE HUNDIBILIDAD:

Es la capacidad de un bloque para colapsar y hundirse después del polvorazo.

Coeficiente clasificación

0 - 4.5

4.6 - 6.5

6.6 - 8.5

8.6 - 10.5

10.6 - 12.0

Muy bajo

Bajo

Mediano

Alto

Muy alto

Para conocer el índice se requiere de los antecedentes de:

Fracturamiento

Dureza

Litología

Todos referidos a la base del bloque, y entregados por geología.

FRECUENCIA DE FRACTURAS

Fracturamiento Grado F/m

Débil

Moderado

Fuerte

Intenso

1

2

3

4

4

4 - 10

11 - 24

20

DUREZA

Dureza Grado Lb/pulg2

Muy dura

Dura

Moderada

Blanda

1

2

3

4

32500 + - 2500

22500 + - 7500

10000 + - 5000

2500 + - 25000

Litología:

Se refiere al tipo de roca existente en un sector

Resumen del Método

1. Geometría del Yacimiento Aceptable Optimo


Potencia Grande Grande

Buzamiento Cualquiera Vertical

Tamaño Grande Muy Grande

Regularidad Media Alta


Resistencia (Techo) <100 MPa <50 MPa

Resistencia (Mena) <100 MPa <50 MPa

Fracturación (Techo) Media - Alta Alta

Fracturación (Mena) Media - Alta Alta


<1000 m <500 m


Elastico Elastico


Valor Unitario de la MenaBajo a muy bajo

NA


Muy Alto NA

Introduccion a Los Metodos de Explotacion

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