UNIVERSIDAD TECNOLÓGICADEL PERÚ

FILIAL AREQUIPA

FACULTAD DE INGENIERÍAS

CARRERA PROFESIONAL INGENIERÍA DE MINAS

“Plan de perforación y voladura aplicado al método de Shrinkage Stoping”

Integrantes:

Profesor asesor:

AREQUIPA – PERÚ2015

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RESUMEN

El presente trabajo, trata de la aplicación del método de explotación shrinkage stoping, aplicado a un yacimiento de vetas angostas de plomo y zinc, determinando la mejor secuencia de minado, es decir, evaluando parámetros de perforación y voladura en función del método ya antes mencionado. Para ello, se realizaron los cálculos respectivos para determinar las labores necesarias de preparación, de desarrollo y de producción, para cumplir con los estándares del método. Además, se calcularon factores y parámetros, como son: Diámetros de perforación, tipo y número de perforadoras, velocidad de penetración en función de las perforadoras, diseño de malla, explosivos a utilizar, plan de producción, todo esto para una cantidad de reservas de 3 millones de m3.

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CAPITULO I: OBJETIVOS ALCANZADOS

1.1Objetivo general

● Determinar y evaluar en plan de perforación y voladura utilizando el método de shrinkage stoping

1.2Objetivos específicos

● Calcular el VOE (vida operativa estimada del yacimiento) y el ROP (ritmo óptimo de producción).

● Determinar las labores de preparación necesarias. (galerías, cruceros, piques, etc.) su longitud y diseño. Tanto en estéril como en el cuerpo mineralizado.

● Plantear el plan de preparación y desarrollo (solo para perforación y voladura).● Diseñar las mallas para producción como para desarrollo/preparación● Determinar los costos de perforación.● Preparar el plan de voladura

1.3Justificación

Usamos el método de explotación shrinkage stoping puesto que la ley, geometría y el tipo de yacimiento se adecuan a este método por ello este método de explotación es el que va generar un mayor beneficio económico para este tipo de yacimiento.

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CAPITULO II: ASPECTOS GENERALES DEL METODO

2.1 Método de explotación Shrinkage stoping

El shrinkage stoping es un método de explotación vertical aplicable a vetas (estructuras verticales), principalmente para explotaciones menores. En su esencia, consiste en utilizar el mineral quebrado como piso de trabajo para seguir explotando de manera ascendente. Este mineral provee además soporte adicional de las paredes hasta que el caserón se completa y queda listo para el vaciado. Los caserones se explotan ascendentemente en tajadas horizontales, sacando solamente el 35% que se esponja y dejando hasta el momento del vaciado el resto (65%). Es un método intensivo en mano de obra, difícil de mecanizar. Se aplica generalmente a vetas angostas de 1.2 a 10 m o a cuerpos donde otros métodos son técnica o económicamente inviables. Para asegurar que el mineral fluya (que no se “cuelgue”), el mineral no debe tener muchas arcillas, ni debe oxidarse rápidamente, generando cementación. El cuerpo mineralizado debe ser continuo para evitar la dilución. El estéril debe extraerse como dilución o dejarse como pilares aleatorios (que no impidan el flujo).

2.1.1 Condiciones de aplicación Este método de explotación es aplicable en cuerpos tabulares verticales o subverticales angostos o de poco espesor (1 a 10 m), con bordes o límites regulares. Su inclinación debe ser superior al ángulo de reposo del material quebrado, vale decir, mayor a 55º.La roca mineralizada debe ser estable y competente. La roca encajadora (paredes) debe presentar también buenas condiciones de estabilidad.

2.1.2 Parámetros ● Características del mineral: mineral competente, que no se oxide ni cemente, bajo

en arcillas● Características de roca de caja: competente a moderadamente competente● Forma del depósito: vertical, uniforme en su inclinación y contactos

○ Inclinación > 45º, ojalá > 60º● Tamaño:

○ Angosto a moderado espesor (1 a 10 m)○ Largo: 15 m en adelante

● Ley: moderada a alta

2.1.3 Principios del método

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Consiste en excavar el mineral por tajadas horizontales en una secuencia ascendente partiendo de la base del caserón y avanzando hacia arriba.Una proporción del mineral quebrado, equivalente al aumento de volumen o esponjamiento (30 a 40 %), es extraída continuamente por la base. El resto queda almacenado en el caserón, de modo de servir como piso de trabajo para la operación de arranque (perforación y tronadura) como asimismo de soporte de las paredes del caserón.Cuando el proceso de arranque alcanza el límite preestablecido superior del caserón, cesan las operaciones de perforación y tronadura, y se inicia el vaciado del caserón extrayendo el mineral que ha permanecido almacenado (60 a 70%).Los pilares y puentes de mineral que separan los caserones por lo general son recuperados con posterioridad.El método requiere conocer bastante bien la regularidad y los límites del cuerpo mineralizado. Para ello, se construyen dos niveles horizontales separados verticalmente por 30-180 m con dimensiones de 8 x 7 pies, los cuales permiten definir la continuidad de la veta y determinar la regularidad en el espesor de la misma.A esto, se agrega una o más chimeneas con dimensiones de 7 x 6 pies, las que permiten definir la continuidad vertical, facilitan la ventilación y permiten el acceso del personal y equipos.

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2.1.3.1 Principios para la perforación

Las condiciones de aplicación de este método (vetas angostas de baja capacidad productiva), como también las dificultades de acceso y el piso de trabajo irregular no permiten la utilización de equipos mecanizados de perforación.En la práctica normal se utilizan perforadoras jack-legs y stopers con barras integrales. Los tiros pueden ser horizontales (1.6 a 4.0 m) o verticales (1.6 a 2.4 m) con diámetros de 32 a 38 mm.

2.1.4 Ventajas del método

Entre las principales ventajas del Shrinkage, se tiene:o Costos bajos.

o Arranque rápido.

o Rendimiento de extracción elevado.

o Costos de fortificación reducidos.

o Trabajo sencillo y fácil.

o La gravedad favorece el trabajo con explosivos.

o Ventilación fácil y eficaz.

o La extracción no depende del arranque diario; el mineral puede extraerse

regularmente y sin interrupción alguna.o El Shrinkage es el método más confiable en cuanto a disponibilidad de mineral

roto se refiere, porque no depende de equipo de limpieza como winches, cavos o Scooptramp.

o El Shrinkage no depende de relleno hidráulico, por lo tanto no depende de la

disponibilidad de relleno para contar con mineral roto.o Cuando existen minerales de distinta calidad en los distintos bloques en

explotación del yacimiento, puede lograrse la calidad media deseada extrayendo mineral de las distintas cámaras.

o No es necesario almacenar en la superficie el mineral, sino que éste permanece

en el interior de la mina, no estando así expuesto a la intemperie.

2.1.5 Desventajas del método

Entre los principales inconvenientes del método, tenemos:o El Shrinkage convencional tiene limitaciones en la explotación de vetas cuyas

cajas sean fracturadas y alteradas por fallamiento.o Grandes limitaciones en las posibilidades de aplicación.

o El inconveniente de pasar de este método a otro diferente.

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o Dificultades cuando se presentan bifurcaciones y separaciones en la veta.

o El mineral se ensucia debido a desprendimientos de roca de las cajas (dilución).

o Escasa libertad de movimiento del personal que se encuentra en la cámara

(tajeo) sobre el mineral almacenado y transporte difícil de las herramientas.o Las grandes reservas de mineral almacenado en el interior representan la

inmovilización de un capital notable.o No resulta posible en la explotación una clasificación del mineral ni una

separación de la ganga.o Cuando las cajas se hunden antes de lo previsto, se pierde demasiado mineral.

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CAPITULO III: Cálculos de preparación, desarrollo y producción

3.1Labores de preparación y desarrollo

o Se necesitarán dos niveles(galerías) paralelamente horizontales con dimensiones

de 8 x 7 pies, separados entre 40 metros, los cuales permiten definir la continuidad de la veta y determinar la regularidad en el espesor de la misma, conectados por una chimenea de 7 x 6 pies con una longitud de 40 metros.

o En el nivel inferior se construirán chutes para extraer el mineral depositado de la

forma más adecuada. Estos chutes se perforarán con una perforadora stopper en forma radial en los extremos con un ángulo de 45°.

o En la veta se construirá una galería provisional con las mismas dimensiones de la

chimenea para extraer el mineral el cual será llenado por el mismo mineral que cae después de la voladura.

o Se construirán dos piques a los costados con dimensiones de 7 x 6 pies, para

extraer el mineral, además se utilizarán para el transporte de personal.

o El tipo de roca en la cual se va a perforar va a ser de calidad intermedia. Teniendo

a la andesita como roca predominante.

o Al día se contará con 2 guardias cada una de 12 horas pero las horas efectivas

serán de 10 horas las dos horas restantes serán los cambios de turnos, la hora de la comida, retrasos.

3.2 Calculo de factores3.2.1 Tipo de Roca

El yacimiento de plomo y zinc, tiene como en mayor proporción rocas ígneas como andesita, y rocas sedimentarias como calizas y lutitas.

3.2.2 Calidad de roca Intermedia

3.2.3 Fragmentación que se desea Usaremos el modelo matemático de Kuznetsov corregido para ANFO, para poder terminar el tamaño medio del fragmento de voladura.

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X50=A [ VoQe ]0.8

Qe1/6[ 115

E ]0.633

Donde: X50= tamaño medioA= factor de rocaVo= Volumen de rocaQe= Masa de explosivo[115/E]= Ajuste de potencia en peso relativo de TNT respecto al ANFO

3.2.4 Diámetro de taladro Debemos seleccionar el diámetro de taladro más adecuado, mientras más grande es el diámetro, menor es el corso de perforación por unidad de producción.Para este trabajo optamos por una diámetro de 38 mm. En labores de horizontales.

3.2.5 Tipo de explosivosANFO El SUPERFAM DOS® se utiliza principalmente en minería superficial como también en minería subterránea, obras civiles y donde el tipo de roca sea blanda o semidura. El SUPERFAM DOS® es recomendable utilizarlo en labores donde exista una buena ventilación y ausencia de afloramiento de agua, en minería superficial, minería subterránea.

Características TécnicasSUPERFAM DOS

Densidad aparente(g/cm3) 0.80Velocidad de detonación (m/s) 3000EnergíaTeórica

Por peso (cal/gr) 900Por volumen(cal/cm3) 738

Energía Por peso (%) 100Relativa Por volumen (%) 100Presión de detonación (Kbar) 32

3.2.6 Velocidad de penetración La velocidad de penetración se determinara con el siguiente modelo matemático:

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vp=31∗( PiD1.4

)

3.3Tipos de perforadoras 3.3.1 Perforadora Jack Leg

Perforadora con barra de avance que puede ser usada para realizar taladros horizontales e inclinados, se usa mayormente para la construcción de galerías, subniveles, Rampas; utiliza una barra de avance para sostener la perforadora y proporcionar comodidad de manipulación al perforista.

3.3.2 Perforadora StopperPerforadora que se emplea para la construcción de chimeneas y tajeado en labores de explotación (perforación vertical hacia arriba). Está constituido por un equipo perforador adosado a la barra de avance que hace una unidad sólida y compacta.

3.3.3 Raise boringEs una maquinaria utilizada en la minería subterránea, para excavar labores verticales entre dos niveles de una mina sin el uso de explosivos.Un taladro de pequeño diámetro (taladro piloto) se perfora al nivel requerido; el diámetro de este agujero es típicamente de 230 mm - 445 mm (9 "- 17.5"), lo suficientemente grande para acomodar el escariador. Posteriormente, el  escariador, del diámetro requerido de la excavación, se une a la cadena de perforación y avanza hacia la máquina. El detritus de perforación de la cabeza de escariador cae al piso de la planta baja. La labor final tiene paredes lisas que no requieren de recubrimiento.

3.3.4 Equipos auxiliares

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3.4 Diseño de mallas de voladura3.4.1 Calculo de numero de taladros

Para valores de dt y c, se ven en la siguiente tabla:

3.4.2 Longitud de taladros

3.4.3 Diseño de corte o arranque para frontonesCalculo de burden: D1= 1.5* diámetro mayorD2= 1.5 * 3’’ = 0,0762’’ de taladro de alivio

3.4.4 Diseño de mallas para tajeos

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Calculo de burden para tajeos

D = diámetro del taladro C = constante de roca 0,3 + 0,75 roca media 0,4 + 0,75 roca dura f = factor de fijación si taladro horizontal = 1PRP = potencia relativa en peso de explosivo E/B = relación espacio sobre burden dc = densidad de carga del explosivo (gr/cm3) L = longitud de taladro.

Este Bmax se corrige por desviación de taladros y error en emboquillamiento

B= Bmax - 2D- 0.02 L

3.5Calculo de rendimientos en perforación y voladura

Para hallar el rendimiento de las perforadoras, necesitamos hallar el costo por hora de la maquina. Luego debemos evaluar los rendimientos de la máquina para hallar el costo de producción. El costo de producción estará dado en $/TM e involucrará tanto los costos directos como los indirectos.

Para hallar el rendimiento de las perforadoras, primero debemos hallar los taladros perforados por hora, luego las TM rotas que rompe un taladro.

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CAPITULO IV: Diseño de la investigación y resultados

4.1 Diseño de minado

4.2 Factores de perforación y voladura 4.2.1 Diámetro de perforación

El diámetro de perforación será 38 milímetros

4.2.2 Longitud de Taladro Para frentes:

L= (2,1336 m *2,4384 m) 0.5 x 0.5 = 1.14 m

Para tajeos: Pueden ser horizontales (1.6 a 4.0 m) o verticales (1.6 a 2.4 m)

4.2.3 Potencia de perforadora

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POTENCIA CINETICA

Datos:

Presión de trabajo (ρm) = 200 bar Carrera del pistón (Ip) = 80 66.70 mm Diámetro del pistón (Øp) = 60 79.40 mm Frecuencia de impacto (Ng)= 80 hz 47hz

Ap = 𝜋𝑟 2 = 3.1416 ∗ (66.7/2)²= 3494.15821

mm²

200 bares = 2 039 432.5 kg-f/m²

(2 039432.5 kg-f/m² * 0.65) * 0.003494m² * 0.667 m= 3089.38069

kgf- m

Hallamos la energía o potencia de impacto (Pi) en KW

Si, 1 kgf-m = 0.009806 KW

Ec = Pi = 30.29446 KW.

4.2.4 Diseño de mallaMalla para producción

Determinaremos el diseño de mallas para tajeos mediante este modelo matemático.

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Número de taladros para tajeos

#TAL= AREA / (BURDEN x ESPACIAMIENTO) #TAL= (50m x 2.4m) / (1.077m x (1.15*1.077m)#TAL= 124

Malla para preparación y desarrollo Los piques se harán con raise boaring. Banqueo de frentes tipo Breasting:

Numero de taladros para frentes :

20

#Tal= (6.25/0.6) + (1.5* (2.44*2.13)#Tal= 18

4.3 Costos de perforación4.3.1 Para perforadora Jack Leg

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4.3.2 Para perforadora 250 Stoper

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