GEOMECANICA APLICADA AL PLANEAMIENTO Y EXPLOTACION DE YACIMIENTO DE MINERIA SUBTERRANEA PARTE 18

October 2, 2017 | Author: malvinas49 | Category: Copper, Engineering, Science, Mathematics, Nature
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Descripción: GEOMECANICA APLICADA AL PLANEAMIENTO Y EXPLOTACION DE YACIMIENTO DE MINERIA SUBTERRANEA PARTE 18...

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228 VCR Mina Monterrosas, Perú. Preparación  Los accesos mediante el uso de rampas.  A partir de las rampas construidas se trazan galerías de transporte, en roca encajonante piso. piso  Se construyen chimeneas de ventilación, de mineral y desmonte.  La preparación comprende la construcción del nivel de perforación, sobre el depósito (superior); y en el nivel de extracción (inferior), también tipo zanja. i l de d extracción ió es  El nivel comunicado, a través de travesas, con la galería de transporte (inferior).  Alargamento del nivel de extracción hasta el contacto con la roca encajonante. 455

D

NIVEL 1130

C

NIVEL 1070

RAMPA

-10%

NIVEL 1130 A

NIVEL 1110

GAL. LAT. D

NIVEL 1070

CORTE C - C NIVEL 1050

NIVEL 1110

NIVEL 990

GAL. LAT.

NIVEL 1070

CORTE D - D

CORTE A - A

NIVEL 1050

CORTE B - B

IX. Vertical crater retreat

VCR Mina Monterrosas Perú. Explotación  La perforación de los taladros se realizaron con 152 mm, de nivel a nivel, utilizando perforadoras dentro del taladro; con una malla previamente dimensionada, para la chimenea (drop raise), la zona del slot y la explotación.  El explosivo utilizado fue el ANFO, comezando por el drop raise, el slot y las rebanadas horizontales ((10m cada uno). )  El mineral disparado cae sobre el nivel de extracción (camara de recepción).  Realizado con LHD y el transporte con camiones.

456

IX. Vertical crater retreat

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229 VCR Mina Monterrosas, Perú. Equipo de perforación PERFORACION DISPARO  Dois “Down The Hole” ROC306 com martelo COP62,compressor ER618, pressão de 18 bares e 750‐ 770 cfm.  Barra de perfuração de 5’ e 41/2” para bit de 6”‐ 6.1/2”.  Para desenvolvimento “Jumbo” Boomer H115 de b 2 braços com 2 COP 1032 HD, barras de 13’1” e bits de 1.5/8”.  Explosivo ANFO Al‐slurrex, booster HDP.1, fanel, cordão detonante.

457

IX. Vertical crater retreat

VCR Mina Monterrosas, Perú. Malla de perforación y carga del taladro CORDON DETONANTE

COLUMNA DE AGUA COLUMNA DE AGUA

RIPIO

CARFA EXPLOSIVA BOOSTER

SOGUILLA RIPIO TAPON DE MADERA O JEBE

458

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230 VCR Mina Monterrosas, Perú. Equipos   Cuatro dumpers de 12 t  Tres “scooptrams” de 3.5 Yd3  Una motoniveladora para el mantenimiento del piso las frentes de trabajo y carreteras.  Ciencuenta operadores para el trabajo de 3 turnos/día y para una producción de 1000 t/día  La productividad alcanzada fue de 16 t/h‐turno, incluyendo supervisores, empleados, topógrafos, geólogos y planta personal de planta.

Departamento de Engenharia de Minas e Georrecursos

459

Área Científica de Geoegenharia

IX. Vertical crater retreat

VCR Mina Monterrosas Perú. Experiencias En perforación:  Fue iniciada una malla de 2 m x 2.5 m (19 t/m.p) y se amplió a 3 m x 3 m (30 t/m.p).  De 16,000 t/metros por cada mes de producción, fue posible aumentar a 45,000t/mes.  Los detritos de la perforación fue analizado cada 3m de taladro, posibilitando saber la ley del mineral, antes de realizar el disparo. En la bogadura:  Las cargas esférica con relación del largo de diámetro de 4.1 a 6.1.  En Monterrosas fue de 36”/6”.  Los “drop drop raise raise” se dispararon cada 3m, 3m dejando un puente de 10 m.  Los“slots” dispararon con bancadas de 8 a 10 m.  Para evitar a dilución de las rocas encajonantes se utilizó ANFO sin aluminio.

460

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231 VCR Mina Jaguarari, Bahía‐Brasil. Datos generales  Es la única mina de cobre en Brasil.  Reserva total de 10 Mt, con una ley de 2.67% de Cu  Produce casi 1.1 Mt de mineral de caresa y 70000 Mt de concentrado con 37% de Cu;  Acceso a través de una rampa principal de 5 m x 4 m y 20% de inclinación.  Se utiliza un pozo de 640m de profundidad, para izaje con 2 skips, de 15 t cada uno.  De 1986 a 1998 se utilizaba el método SLS y luego el VCR (top  La explotación se realiza mediante el proceso descendente (top‐ down).  Utiliza relleno hidráulico (paste fill), para recuperación de los pilares.  La recuperación prevista es de un 70 a 90%, con una dilución de 10 a 30%. 461

IX. Vertical crater retreat

VCR Mina Jaguarari, Bahía‐Brasil. Método descendente  “top‐down” +455

MCA +155

+129 PI +34 +17

17 m PII

97 m

PIII

1 55 m

PIV

3

25 m 60 m

2

60 m

-80 - 100 - 155 - 180

20 m

- 240 - 300 - 340 462

PV PVI

1 40 m

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232 VCR Mina Jaguarari, Bahía‐Brasil‐Sequencia de explotación

463

IX. Vertical crater retreat

VCR Mina Jaguarari, Bahía‐Brasil. Tajeo con “paste fill”

Sólidos = 78 % (rejeito de usina + cimento) Cimento = 4 % Cimento = 4 % Slump = 6 ½” (5,5” a 6,5”) Tempo de cura = 28 dias (mínimo); Resistencia à Compresión Uniaxial (UCS‐28 dias) =  0.50 MPa

464

IX. Vertical crater retreat

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233 VCR Mina Jaguarari, Bahía‐Brasil. R&P (Rib Pillar)

465

IX. Vertical crater retreat

VCR Mina Jaguarari, Bahía‐Brasil. Causa de la diluición ZONA DE DILUCION CON PASTA

Las causas de dilución durante la explotación del pilar j calidad lid d de d la l resistencia i i de d pasta  B Baja  Presencia de material en la base (mucking) de los pajeos, localizados encima del pilar  Planos de perforación inadecuados

60 m

Realce RE06-5p

Pilar PE06-5P

Asimismo, las excesiva dilución con la pasta  Pérdida de la productividad en el t transporte t  Aumento del costo del transporte  Aumento del costo del tratamento del mineral  Atraso en la secuencia de explotación

466

Realce RE07/5P

45m

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234 VCR Mina Jaguarari, Bahía‐Brasil. Sill Pillar. Etapa 1  ETAPA 01: • Extracción y posterior llenado con pasta, en los paneles situados encima y debajo del sill pillar, observándose en el detalle; que los realces en el panel inferior son rellenados, hasta el piso del nivel superior. Los pilares en el panel superior poseían cemento en dos bases. • Reabertura de la galería en pasta del nivel superior (top umbral), denominado sill pillar; coincidente al denominado, nivel de extracción del panel superior. Esta galería sirve para la perforación y desmonte del tajeo. • Inicio de la explotación del realce en el sill pillar.

467

IX. Vertical crater retreat

VCR Mina Jaguarari,Bahía‐Brasil‐Sill Pillar . Etapa 2  ETAPA 02:

• El primer pajeo del sill pillar, llena completamente con pasta, hasta el techo de la excavación. • Comienza el desarrollo de perforación de las galerías de las otros dos tajeos. • Explotación de los otros dos tajeos.

468

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235 VCR Mina Jaguarari, Bahia‐Brasil. Sill Pillar. Etapa 3

 ETAPA 03:

• Los otros dos tajeos j de sill pilar son explotados y rellenados con pasta, hasta el techo. • Comienza el desarrollo de las galerías de perforación de los pilares en el nivel inferior del sill p pillar.

469

IX. Vertical crater retreat

VCR Mina Jaguarari, Bahía‐Brasil. Cavity Monitoring System (CMS)

470

IX. Vertical crater retreat

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236 VCR Mina Jaguarari, Bahía Brasil. Datos de voladura RE05

471

IX. Vertical crater retreat

GRAFICOS DE ESTABILIDAD

Measure of rock k mass quality and miining

A STABLE case history of a single excavation surface

The STABILITY BOUNDARY separates the stable and unstable cases as well as possible. It may be linear or curved.

An UNSTABLE case history of a single excavation surface

Measure of excavation geometry

Son métodos no rigurosos, simples de usar. Existen dos métodos  Son métodos no rigurosos simples de usar Existen dos métodos publicados:  Gráfico de Estabilidad de Mathews (1981)  Gráfico de Caving de Laubscher (1987) 472

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237 STABILITY GRAPH METHOD  Se acepta alrededor del mundo para el diseño subterráneo. Se puede ocupar para: • Estudios de prefactibilidad • Planificación • Retro‐análisis  Se puede usar solo en condiciones, en las cuales ha sido regresiones) construido (ver los puntos que respaldan las regresiones).

473

IX. Vertical crater retreat

NUMERO DE ESTABILIDAD (N)

Q

RQD J r J w J n J a SRF

N   Q  A  B C N  num ero _ estabilidad Q   m od ified _ tunel _ quality _ index A  stress _ factor f B  jo int_ orientation _ factor C  gravity _ factor

Q modificado

Q 

RQ D J r Jn Ja

RQD= rock quality designation Jn=número de sets Jr= rigurosidad de fracturas Ja= alteración

474

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238 NUMERO DE ESTABILIDAD DE MATHEWS  N=Q´*A*B*C • Q es el índice de la roca (Deere, 1964)‐NGI  • A es el ajuste por esfuerzo inducido • B es el ajuste por estructuras, interceptando la pared a  estudiar • C es el ajuste debido por la gravedad j p g

475

IX. Vertical crater retreat

FORMA EXCAVACIONES Radio hidráulico RH 

Factor de Radio

Area Perimetro RH techo P lan area o f a sto pe crow n

RH pared

RF 

476

1 2 n 1  n  1 r

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239

100 m

DIFERENCIA HR Y RF Hydraulic Radius = 25.0 m Radius Factor = 27.8 m

100 m

100 m

Se usa Rh porque es  más simple

Hydraulic Radius = 33.3 m Radius Factor = 35.1 m

100 m

200 m

Hydraulic Radius = 37.5 m Radius Factor = 37.3 m

100 m

300 m

Hydraulic Radius = 41.7 m Radius Factor = 38.5 m

100 m

500 m

477

Hydraulic Radius = 50.0 m Radius Factor = 39.3 m

IX. Vertical crater retreat

AJUSTE POR ESFUERZO INDUCIDO = A

TOR A ROCK STRESS FACT

1.0 0.8 06 0.6 0.4 0.2 0.1 0

5

15

20

= UNIAXIAL COMPRESSIVE STRENGTH = INDUCED COMPRESSIVE STRESS

 A se determina gráficamente, determinando la resistencia uniaxial de la roca intacta (UCS) y el esfuerzo inducido en la línea central del caserón. 478

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240 DETERMINACION DE LOS ESFUERZOS INDUCIDOS  Soluciones analíticas considerando casos de elipses, por ejemplo, j p , en 2D  Métodos numéricos 2D o 3D  Métodos gráficos • Determinar los esfuerzos in‐situ: medidos o registrados regionales (sv y sh o k) • Determinar dimensiones en planos (vertical y horizontal) del tajeo, pueden realizar análisis en 2D j se p • Determinar esfuerzos inducidos en paredes laterales, colgante, pendiente y techo • Para cada caso se calcula A

479

IX. Vertical crater retreat

ESFUERZOS INDUCIDOS Insitu stresses

Induced stresses Crown S1 =70 MPa

r

S I= 38 Mpa

S

N2

Midstope vertical Plana

Hengingwall

= 38 Mpa

S 1 =-27 MPa

Caserón a 1000 m. de profundidad en p q que tiene un cuerpo un ancho de 25 m., largo 30 metros, altura 75m. mantea 80°

Midstope horizontal plana Sidewall

S 1 = 37 Mpa

S1 = 28 MPa

25 m

Plano 1 Plano 2

Fig.2 In-situ (virgin) and induced stress diagrams showing mid-stope planes used to calculated rock stress factors for each surface. After Stewart and Forsysth

480

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241 ESFUERZO INDUCIDOS‐METODO GRAFICO  (CROWN Y SIDE WALL) Ejemplo (caso techo):  8.0

H 1

Tajeo de 75 metros altura y 25 metros de  ancho, ubicado a 1000 metros de profundidad

,/

6.0

,/

y

or

Se calculan esfuerzos inducidos en plano  l l f d d l vertical  4.0

Sv= 27 Mpa (in‐situ) K= 1.4

2.0

Sh= 38 Mpa (in‐ situ) 0 2:1

4:1

6:1

Caseron en ese plano:

8:1

Fig. Curves for estimation of induced stress in backs andwalls. After Stewart and Forsyth°

H=75 m A=25 m

sv

techo

H/A= 3

sh2

s1/sv=2.6 (esfuerzos en el techo) S1=2.6 x 27 Mpa= 70 Mpa (esfuerzo inducido)

481

IX. Vertical crater retreat

PARED LATERAL  sh1

8.0

H 1

sh2

30 m

or

,/

60 6.0

,/

y

K= 2.0 4.0

K= 1.5

H= 30 m 2.0

K= 1.0

W= 25 H/W= 1.2

K= 0.5 0 2:1

4:1

6:1

8:1

Fig. Curves for estimation of induced stress in backs andwalls. After Stewart and Forsyth8

482

K= 1 Si= 38 Mpa

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242 ESFUERZOS INDUCIDOS PARED COLGANTE (HANGING WALL) Se estiman los esfuerzos inducidos:

1.0

•A lo largo del plano vertical perpendicular p p ((H= 75 m,, W=25 y k= 1.4)

Compression

,/

v

or , /

H

1

2.0

•Si valores ELO

2.0m

20

15

25

Hydraulic radius (m)

495

IX. Vertical crater retreat

DISEÑO EMPIRICO DE SOPORTE EN TAJEOS 0.40

tive r va se on

e ns Co

e on

nz e on

z ign es

0.15

nz sig de

sig de

gd n in mi

tive rva

0.20

y nt r ne

0.25

c ry Ve

0.30

No

Zone of instability

e on

Cables density (Cables/m2)

0.35

0.10 0.05 0.00 0

1

2

3

4

5

6

7

8

(RQD/Jn) Hydraulic radius

496

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249 DETERMINACION DE ESFUERZOS INDUCIDOS  Soluciones analíticas que se consideran en los caso de elipses en 2D  Métodos numéricos: 2D o 3D (se recomienda en 3D)  Métodos gráficos • Determinar los esfuerzos in‐situ, medidos o regionales (verticales, horizontales o la proporción entre ellos (k). • Determinar las dimensiones en planos (verticales y horizontales en el tajeo j (análisis en 2D). • Determinar los esfuerzos inducidos en paredes laterales, (colgante, pendiente y techo). • Para cada caso se calcula A

497

IX. Vertical crater retreat

CALCULO DE LOS ESFUERZOS INDUCIDOS

Insitu stresses

Induced stresses Crown S1 =70 MPa

r

S I = 38 Mpa

Midstope vertical Plana

Hengingwall

S N = 38 Mpa 2

S 1 =-27 MPa

Caserón a 1000 m. de profundidad en un cuerpo que tiene un ancho de 25 m., largo 30 metros, altura 75m. mantea 80°

Midstope horizontal plana Sidewall

S 1 = 37 Mpa

S1 = 28 MPa

25 m

Plano 1 Plano 2

Fig.2 In-situ (virgin) and induced stress diagrams showing mid-stope planes used to calculated rock stress factors for each surface. After Stewart and Forsysth

498

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250 ESFUERZO INDUCIDOS‐METODO GRAFICO  (CROWN Y SIDE WALL) 8.0

K= 2.0

K= 1.5

sv sh2

,/

y

or

,/

H 1

techo

6.0

4.0

K= 1.0

2.0

K= 0.5

0 2:1

4:1

6:1

8:1

Fig. Curves for estimation of induced stress in backs andwalls. After Stewart and Forsyth°

499

Tajeo a una altura 75 metros y 25 metros de ancho, ubicado a 1000 metros de profundidad

IX. Vertical crater retreat

ESFUERZO INDUCIDOS‐METODO GRAFICO  (CROWN Y SIDE WALL)

Se calculan esfuerzos inducidos en plano vertical: Se calculan esfuerzos inducidos en plano vertical: 

Sv=27 Mpa (in‐situ) K=1.4 Sh=38 Mpa (in‐situ)

500

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251 ESFUERZO INDUCIDOS‐ METODO GRAFICO  (CROWN Y SIDE WALL) Caseron en ese plano: H=75 m H=75 m A=25 m H/A=3 s1/sv=2.6 (esfuerzos en el techo) p p ((esfuerzo  inducido)) S1=2.6 x 27 Mpa= 70 Mpa

501

IX. Vertical crater retreat

PARED LATERAL  sh1 sh2

30 m

K= 2.0

6.0

or

,/

H 1

8.0

,/

y

K= 1.5 4.0

H=30 m K= 1.0

W=25

2.0

K= 0.5

H/W=1.2

0 2:1

4:1

6:1

8:1

Fig. Curves for estimation of induced stress in backs andwalls. After Stewart and Forsyth°

502

K=1 Si=38 Mpa

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252 ESFUERZOS INDUCIDOS PARED COLGANTE (HANGING WALL) Se estiman los esfuerzos inducidos: 2.0

,/

v

orr , /

H

1

 A lo largo del plano vertical  perpendicular al rumbo (H=75 m,  W=25 y k=1.4).

Compression

1.0

K= 0.5 K= 1.0

Tension

0

K= 1.5 K= 2.0 -1.0 10 1:1

2:1

3:1

Ratio of Opening Dimensions

Fig. 4 Curves for estimation of induced stress in hanging-walls. After Stewart and Forsyth°

503

• Si valores 
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