12. CAMARAS VACIAS – TAJEOS POR SUBNIVELES Clase

18/10/2011

TAJEOS POR SUBNIVELES (Open Stoping – Sublevel Stoping Stoping))

Por. Ing. Abdel Arroyo Aguilar

CAMARAS VACIAS – TAJEOS POR SUBNIVELES (Open Stoping – Sublevel Stoping) 1. Geometría de Yacimiento

Aceptable

Optimo

Forma

Cualquiera

Potencia

5m*

10m

Buzamiento

45º*

65º

Tamaño

Cualquiera

10 mt

Regularidad

Media

Baja

1. Aspecto Geotécnico

Aceptable

Tabular

Optimo

Resistencia (techo)

Incluye poco

500 k/cm2

Fracturación (techo)

Media

Baja

Campo tensional In-situ (Profundidad)

2000m

1000m

Comportamiento tenso-deformacional

Elástico

Elástico

3.- Aspectos Económicos Valor unitario de la mena

Aceptable Bajo

Optimo NA

Productividad y ritmo de explotación Alto NA *existen variantes que se aplican a potencias y buzamientos menores

1

18/10/2011

CAMARAS VACIAS – TAJEOS POR SUBNIVELES (Open Stoping – Sublevel Stoping) Se aplica cuando las cajas y el mineral son resistentes. Dimensiones del cuerpo regulares (tabulares de gran potencia mayor de 5 m. recomendable) y requiere buén reconocimiento geológico. Las cámaras son las verdaderas protagonistas.(gran tamaño) Es altamente mecanizado y automatizado El punto fundamental es el dimensionamiento de la abertura (mecanica de rocas), el diseño de la perforación y la voladura. Son de gran producción. mineral). producción (labores de preparación en mineral) La distancia entre subniveles depende del costo y la dilución (generalmente entre 100 y 130 m de largo por 25 a 30 m de alto) Requiere fuerte inversión, pero tiene menor costo y mejor seguridad. Debe ser resistente a los choques sismicos de las voladuras.

Geometría De Las Cámaras



Pueden ser longitudinales o transversales (respecto al rumbo) Si las cajas no son tan competentes es recomendable dejar pilares. pilares La longitud depende del autosostenimiento de las cajas (50 m primera aprox. ) Cuando es transversal en mejor el avance de la caja techo a piso. Y su longitud será el ancho del cuerpo, si en muy ancho dejar un pilar. Para la dimensión del pilar y los tajeos considerar el caso càmaras y pilares. il Primero se debe diseñar el nivel y las ventanas de extracción y la galería principal superior. VARIEDADES: Taladros largos verticales = Voladuras paralelas y VCR Taladros largos en abanico

2

18/10/2011

Ventajas Trabajo Continuo, independiente del relleno Costo operación Cos o bajo de ope ac ó Requiere poca mano de obra La producción en las labores de preparación son altas Buena seguridad y ventilación para el personal

Desventajas No es posible la explotación selectiva (combinar con otros tajeos) Requiere mecanización y altos costos de mantenimiento

Fases EXPLOTACIÓN POR SUBNIVELES 

Explotación en realce



Preparación de la base  Nivel de transporte (NT)



Ejecución de subniveles de perforación (SP)



Confección de cara libre

Arranque en franjas verticales mediante taladros largos desde SP





Mena cae a fondo del tajeo  Extracción en NT



Retiro del mineral volado con equipos mecanizados

Yacimientos de gran tamaño  Ta quedan Tajeos separados por pilares y puentes mineralizados o son rellenados



3

18/10/2011

2 – 30 m

PREPARACIÓN SUBLEVEL

4

18/10/2011

5

18/10/2011

6

18/10/2011

7

18/10/2011

8

18/10/2011

9

18/10/2011

Sublevel Stoping Seminario de diseño de minas SD20A 23 de mayo 2006

PREPARACIÓN SUBLEVEL

PREPARACIÓN SUBLEVEL

10

18/10/2011

Sublevel Stoping

11

18/10/2011

Perforación PERFORACIÓN DE PRECISIÓN •Para los mejores resultados de voladura global, el taladro necesita permitir su diseño a lo largo de su longitud total. •La desviación deberá ser evitada lo mas que sea posible (hueco de collar en la posición exacta, y perforando en la dirección correcta y la apropiada profundidad). •Precisión en posicionamiento del collar y alineamiento de taladro pueden ser logrados con apropiados cálculos y marcas de un indicador montado en el sustento, sustento y un instrumento de profundidad de taladro. •También es necesaria una buena visión del procedimiento de puesta de collar desde la cabina de operación. •CONTROL DE LOS DETRITOS de PERFORACION

Perforación CONSECUENCIAS DE LA DESVIACIÓN DE TALADROS •Fragmentación incontrolada de material roto. •Posibles tiros fallados debidos a la intersección entre los taladros se detonan en intervalos indeseables indeseables. •Excesiva presión y espacio entre taladros adyacentes. •Voladura secundaria. •Conduce a costos más altos de cargado, transporte y molienda. •Conexiones hembra y macho de roscado resistentes de las barras, lo cual ayuda y ap prolongar g la vida con menor desgaste g también se disminuye la desviación dentro del taladro. •Rigidez entre las conexiones para disminuir la desviación del taladro. •Tubos y varillas resistentes para evitar su rotura durante la perforación.

12

18/10/2011

13

18/10/2011

Sistema Coprod 



Las varillas en el sistema Coprod no tienen roscas y son simplemente puestas una encima de la otra. Lateralmente, ellas son centradas por el arbusto guía en los tubos rodeándolos, y longitudinalmente, contacto entre los extremos de varilla es mantenido por el empuje de atrás. Ellas se mueven longitudinalmente dentro de cada tubo, transmitiendo la energía de perforación de la broca a la roca, mientras los tubos proveen la rotación. Tirones en las varillas las previenen de resbalamientos durante manejo.

Sistema Coprod 



El sistema de amortiguamiento de doble culatazo desarrollado, las varillas se mantienen en permanente contacto una con otra. Así ellas pierden casi nada de energía en sus uniones, y eficiencia de perforación es mantenida en virtualmente el mismo nivel del inicio al final de la profundidad del taladro. Flujo de aire introduce la broca vía canal central, la cual conecta a la superficie cilíndrica en la broca. Una pequeña cantidad de aire, conteniendo una pequeña cantidad de aceite, escapa vía los canales en el mandril y la broca y los lubrica. De esta manera el flujo de aire viaja entre los lisos fuera de los tubos y la pared del taladro, proveyendo una constante sección transversal, y condiciones ideales para los fines de perforación.

14

18/10/2011

Sistema Coprod 





Si la broca entra a una cavidad y se hunden los canales del mandril de broca, el martillo siente esto y la percusión es interrumpida. Rotación es mantenida, sin embargo percusión se reinicia automáticamente cuando la broca encuentra resistencia nuevamente. Los resultados son un alto poder de impacto con mínimo desgaste. Aquí las otras barras son suavizadas y fluyen a lo largo de la longitud entera de la serie de perforación, esto hace imposible que ocurra atascamiento. El método da buena economía global, particularmente en producción a gran escala y cuando perforación es en material fisurado.

Taladros Largos Paralelos Se prepara un sub nivel que abarque todo el ancho del tajeo dimensiones = mecanica de rocas Se hace una chimenea de apertura, para un espaciado uniforme a los taladros para una buena distribución de energía y rotura. Las voladuras se hacen de los niveles inferiores a los superiores Se perforan taladros paralelos.

15

18/10/2011

TALADROS PARALELOS

16

18/10/2011

17

18/10/2011

18

18/10/2011

Taladros Largos Abanico A veces solo requiere de un sub nivel para la máquina perforadora. p Se puede adelantar la perforación. La distancia de los subniveles depende de la posibilidad de controlar la dirección de los barrenos. El diseño de la perforación es fundamental para obtener una buena fragmentación y recuperación. Los taladros de 20 a 25 m ( mayor difícil controlar desviación) La fragmentación se reduce reduciendo el burden y espaciado. espaciado La distancia entre subniveles depende de geometria del yacimiento La presencia de estratos, fisuras y fallas ayudan o perjudican. La iniciación se realiza por el taladro vertical.

Sublevel Stoping Seminario de diseño de minas SD20A 23 de mayo 2006

CON GALERIA CENTRAL

19

18/10/2011

CON GALERIA CENTRAL

20

18/10/2011

CON GALERIA LATERAL

CON GALERIA LATERAL

21

18/10/2011

SUB NIVELES DOBLES

SUB NIVELES DOBLES

22

18/10/2011

CONSERVA LA GALERIA DE DISPARO

CONSERVA LA GALERIA DE DISPARO

23

18/10/2011

CON SUBNIVELES EN LUGAR DE EMBUDOS

CON DOBLE SUB NIVEL

24

18/10/2011

25

18/10/2011

Calculo del Burden 

Se puede aproximar usando diversas fórmulas, entre las cuales:  Konya  Pearse P  Langefors



La

fórmula de Konya es la más simple, y es: B= 3.15*D* (ρE/ ρR )1/3



Donde:  B es el burden, en pies  D: diámetro del explosivo, en pulgadas  ρE : gravedad específica del explosivo  ρR: gravedad específica de la roca

Calculo del Burden 

La fórmula de Pearse es:



Donde:  B= Burden    







K= Factor de volatilidad de la roca. Varia entre (0.7 – 1.0) D= Diametro de taladro (mm) P2= Presión de detonación de la carga explosiva (kg/cm2) Std= Resistencia dinámica de la roca a la tensión (kg/cm2)

La constante “K” se calcula en función de la calidad de la roca k= 1.96 – 0.27 * ln (ERQD) Donde ERQD= es el Índice de Calidad de Roca Equivalente (%) y es igual a: ERQD = RQD X JSF Donde:  

RQD = Índice de Calidad de la Roca de acuerdo a Deer Miller JSF = Joint Strength Correction Factor

26

18/10/2011

27

18/10/2011

EJEMPLO PRACTICO ARCATA

28

18/10/2011

3.- Calculo de la presión de detonación del explosivo

4.- Hallando el burden según Pearse:

29

18/10/2011

Calculo del Burden 

La fórmula



Donde:       





de Langefors es:

Bmax a = Burden u de máximo á o ((m)) D = diámetro de taladro (mm) PRP=Potencia Relativa del Explosivo en Peso C = Constante de roca f = factor de fijación taladro S / B = Relación Burden – Espaciamiento dc = densidad de carga

La densidad de carga se calcula: dc = (Q * 1,97) / (D2 * L) Donde:    

dc = Densidad de carga /gr/cm3) Q = Masa de explosivo en el taladro (Kg) D = Diámetro de taladro (in) L = Longitud de la carga (m)

30

18/10/2011

Taladro:  Diámetro  Longitud 

= 2.5 in = 10 m

Q

=

20 kg

EQUIPO RB 281 + KIT LHD 157 Stop Mate



Perforador

Diam. Perf.

Cop 1238

63.5

mm

Serie 50

63.5

mm

D (in)

Q (Kg)

L (m)

Dc (gr/cm3)

2.5

20.0

10.0

0.6304

2.5

20.0

10.0

0.6304

2. DETERMINACION DE LA CONSTANTE ROCA

El valor de C depende del rango esperado en el burden (calculara partir de c”) Donde:  c” = cantidad de explosivos para fragmentar 1m3 de roca.  Asumiendo un B de menor a 1,5 metros (1,2 m) C = 0,7 / B + c” 0.7

; para B = 1,5m ; para B = (1,2 – 1,5m)

31

18/10/2011



3.- DETERMINACION DEL FACTOR FIJACIÓN DEL TALADRO

f = factor de fijación que depende de la inclinación del taladro.  Inclinados: f= 1.75  Verticales: f= 0.9, si 3:1 0.85, si 2:1

SIMULACIÓN BURDEN: UIPO DE PERF

Simba op Mate Simba op Mate Sima op Mate Simba op Mate

EXPLOSIVO

Examen V

Examen P

DIAM. TALAD.

Densidad de Carga

PRP

C

F

S/B

BURDEN (m)

63.5 63.5 63.5 63.5 63.5 63.5 63.5 63.5

0.63 0.63 0.63 0.63 0.63 0.63 0.63 0.63

1.25 1.25 1.25 1.25 1.10 1.10 1.10 1.10

0.700 0.700 0.700 0.700 0.700 0.700 0.700 0.700

1.8 1.8 1.8 1.8 1.8 1.8 1.8 1.8

1.50 1.50 1.50 1.50 1.50 1.50 1.50 1.50

1.26011 1.26011 1.26011 1.26011 1.18209 1.18209 1.18209 1.18209

32

18/10/2011

Ejemplo Cerro Lindo

Ejemplo Cerro Lindo 

Características:

33

18/10/2011

Ejemplo Cerro Lindo 

Características:

Ejemplo Cerro Lindo 

Malla de perforación radial:

34

18/10/2011

Ejemplo Cerro Lindo 

Malla de perforación radial:

Ejemplo Cerro Lindo 

Malla de perforación radial:

35

18/10/2011

Ejemplo Cerro Lindo 

Malla de perforación radial:

Secuencia de Voladura

36

18/10/2011

Ejemplo Cerro Lindo Calculo del Burden usando la fórmula de Konya:



Malla "positiva" EXPLOSIVO

DIAM EXPLO DIAM EXPLO DENS EXPLO DENS MENA

BURDEN

BURDEN

mm

Pulg

g/cm3

g/cm3

Pies

m

ANFO DINAMITA GELATINA

64 64

2.520 2.520

0.81 1.4

4.5 4.5

4.48 5.38

1.366 1.639

EMULSION

64

2.520

1.19

4.5

5.09

1.553

Malla "negativa" EXPLOSIVO

DIAM EXPLO DIAM EXPLO DENS EXPLO DENS MENA

BURDEN

BURDEN

g/cm3 0.81

g/cm3 4.5

Pies 5.32

m 1.622

2.992

1.4

4.5

6.39

1.947

2.992

1.19

4.5

6.05

1.844

ANFO

mm 76

Pulg 2.992

DINAMITA

76

EMULSION

76

Ejemplo Cerro Lindo 

Calculo del Burden usando la fórmula de Pearse:

Malla "positiva"

EXPLOSIVO

DIAM EXPLO

PRES EXPLO

Resistencia RQD Mena Mena tensión

ANFO DINAMITA GELATINA

mm 64 64

(Mpa) 2700 13000

(Mpa) 5 5

EMULSION

64

10000

5

EXPLOSIVO

DIAM EXPLO

PRES EXPLO

ANFO DINAMITA GELATINA

mm 76 76

(Mpa) 2700 13000

(Mpa) 5 5

EMULSION

76

10000

5

SJF Mena

K

BURDEN

(%) 60 60

0.90 0.90

0.88 0.88

m 1.31 2.88

60

0.90

0.88

2.53

Malla "negativa"

Resistencia RQD Mena Mena tensión

SJF Mena

K

BURDEN

(%) 60 60

0.90 0.90

0.88 0.88

m 1.56 3.42

60

0.90

0.88

3.00

37

18/10/2011

Ejemplo Cerro Lindo 

Calculo del Burden usando la fórmula de Langefors :

Ejercicio para alumnos

Taladros Largos con VCR VCR= Vertical Crater Retreat (Voladuras con cráteres en retirada) Se perforan barrenos paralelos segun malla calculada. Se aplica el método de voladuras por cargas esféricas. Se dispara en cortes horizontales de unos 4 m de ancho. Se

mide la profundidad del taladro desde arriba. p p Se taponea el fondo y se sella con tierra impremeable. Se carga con un explosivo unido a un cordón detonante, a 1, 8m del fondo. Se retaca con 2 m de agua o arena grava. El mineral volado se debe extraer para hacer sitio a el próximo corte.

38

18/10/2011

Vertical Crater Retreat VCR con Relleno    

Se utiliza en cuerpos mineralizados de baja a mediana potencia y en rocas de mediana competencia Se utiliza la técnica de cargas controladas en que el largo de la carga explosiva es menor a 6 veces el diámetro de perforación. Carga esférica Este sistema de explotación requiere la construcción de estocadas y puntos de extracción La secuencia de construcción es la siguiente     

   

Nivel de transporte Arreglo de galerias de producción Corte basal Nivel de perforación Perforación de tiros largos menor a 40 m en caso VCR

Los disparos generan cortes de hasta 3m Costo 15-45 $/t dependiendo si se rellena o no Dilución 10% Recuperación menor a 80%

Taladros Largos con VCR Ventajas: Elimina

la preparación de la chimenea de apertura. la fragmentación y reduce la dilución del mineral Se puede aplicar en depósitos que no soportan la vibración de los banqueos. Mejora

39

18/10/2011

Vertical Crater Retreat (VCR) VCR Tajeo Primario

VCR Tajeo Secundario

40

18/10/2011

41

18/10/2011

MECANICA DE RUTURA DE ROCAS CON CARGAS ESFÉRICAS

¿CÓMO ACTÚA LA ENERGÍA DEL EXPLOSIVO EN UN TALADRO DE VOLADURA?

42

18/10/2011

Es obvio que sin ENERGIA el material a ser volado l d no podría d í ser ffracturado t d ni desplazado.

SE REQUIERE ENERGÍA PARA Uno es para triturar la Roca , que es la DOS PROPÓSITOS: energía de impacto de la onda de

1.

Choque. 2.

La otra es para empujar la roca ya triturada, energía de presión de los gases en expansión.

43

18/10/2011

1 Cuando 1. la reacción se inicia instantáneamente y la transformación del explosivo ocurre muy rápidamente se origina una onda de choque.

2. Las g grandes p presiones se obtienen debido al aumento de volumen que experimenta la materia al transformarse violentamente en gases en un espacio de diámetro tan pequeño.

44

18/10/2011

Etapas de los Mecanismos de Fragmentación:

Extensión de las grietas radiales por acción de los gases.

45

18/10/2011

VOLADURA TIPO CRÁTER Básicamente consiste en una carga esférica detonada en un taladro en un sector donde no existía una segunda cara libre a una distancia mayor que su radio de influencia.

46

18/10/2011

TEORÍA DEL CRATER Livingston estableció el efecto que produce una determinada carga esférica a profundidades crecientes(variables) en una determinada formación.

47

18/10/2011

ECUACIONES DE LIVINGSTON :

Se considera carga esférica:

48

18/10/2011

DISEÑO DE PRUEBAS EN VOLADURA Para determinar la distancia optima se realizan varias pruebas de voladura ubicando la carga esférica a distintas profundidades para así determinar la profundidad optima y profundidad crítica.

49

18/10/2011

CURVAS IDEALIZADAS DE LIVINGSTON

Se realiza utilizando la relación de volumen y peso del explosivo vs la relación de profundidad:

50

18/10/2011

Radio del Cráter:

Variables:

51

18/10/2011

Espaciamiento entre taladros (s): ( )

Factor de carga:

En una operación, existe una estructura, con las siguientes características: •Un buzamiento de 45°, con una longitud de 1000m, profundidad de 250m y una potencia de 5m; en la cual se ha hecho un reconocimiento sistemático en unos 500m de longitud y 50 de profundidad. El resto tiene un reconocimiento puntual en seis intersecciones con DDH, en una malla no sistemática •En En la zona reconocida sistemáticamente hay 250m de longitud y 50 m de profundidad que tienen una malla de 50 x 50m, lo que falta de esta zona está con una malla de 100 x 50m. •La mineralización es de plomo, zinc y plata con leyes de 1.5% /t, 5% /t y 100gr/t respectivamente, en el muestreo por DDH. •Los valores unitarios son de 20$/% Pb, 15$/% Zn y de 0.20$/gr. Ag. •El método de minado podrá ser para corte y relleno ascendente, con una constante de O’Hara de 25, o para taladros largos 55. •El El costo estimado de producción es de 45$/t, 45$/t siendo el costo fijo de US$ 1500000 por mes y con un costo de variable de 22$/t para Corte y Relleno ascendente y 15$/t para Taladros Largos. •El peso específico del mineral es 3,0 y del desmonte de 2,5. •El RMR del mineral es de 45 y del desmonte de 50. •Los datos que falten, serán asumidos por el alumno.

52

18/10/2011

Con estos datos hay que calcular lo siguiente: i. Los recursos y sus categorías. ii. Elección método de minado. iii. Las reservas y sus categorías. iv. Tiempo de vida de la operación. v. Selección de Equipos. vi. Longitud de tajo. vii. Ciclo de minado y Producción mensual. viii. Altura de corte. ix. Altura de nivel. x. Tiempo de auto-soporte.

CALCULO DE DILUCIÓN PARA PROYECTOS

DILUCION DISEÑO ( según O'Hara )

Dilucion = k/((w)1/2 * sen a) k : constante: w : potencia: a : buzamiento veta:

55 (taladros largos) de veta (metros) (g (grados) )

25 (corte y relleno)

53