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UNIVERSIDAD NACIONAL DANIEL ALCIDES CARRIÓN FACULTAD DE INGENIERÍA ESCUELA DE FORMACIÓN PROFESIONAL DE MINAS

“FACTIBILIDAD TECNICA EN LA APLICACIÓN DEL METODO DE EXPLOTACION HUNDIMIENTO POR SUBNIVELES EN EL CUERPO MINERALIZADO CNB DE COMPAÑÍA MINERA CERRO S.A.C – CERRO DE PASCO” TESIS Presentado por: Bach. Canchan Peña, kent Paúl PARA OPTAR EL TITULO PROFESIONAL DE: INGENIERO DE MINAS

Cerro de Pasco 2011

- Perú

CAPITULO I 1.0 GENERALIDADES 1.1

UBICACIÓN

El yacimiento de Cerro de Pasco está localizado en el Perú central, al NE de la ciudad de Lima, en las estribaciones occidentales de la Cordillera Central de los Andes Peruanos.

Políticamente se encuentra entre los distritos de Chaupimarca y Yanacancha, en la provincia de Cerro de Pasco, departamento de Pasco.

Geográficamente se ubica entre las coordenadas 10o 42' de Latitud S, y 76o 15' de Longitud W. En coordenadas UTM la

ubicación será:

8'819,500 Norte > 363000 Este. La altitud media es de 4334 m sobre el nivel del mar.

1.2

ACCESIBILIDAD Vías de Acceso. RUTA

Carretera

Ferrocarril

Lima - La Oroya - Cerro de Pasco

306 Km

354 Km

Cerro de Pasco - La Oroya

127

132

Lima - Canta - Cerro de Pasco

270

-

Cerro de Pasco – Callao

324

372

Cerro de Pasco – Cajamarquilla

300

352

El Ferrocarril, se utiliza solamente para el servicio de carga.

1.3

CLIMA El área del yacimiento se caracteriza por un clima típico de serranía con dos estaciones bien marcadas. Una lluviosa entre los meses de Noviembre y Marzo, y otra seca con temperaturas menores a 0o C entre los meses de Abril y Octubre.

1.4

TOPOGRAFÍA El yacimiento está ubicado en una elevada meseta conocida como Nudo de Pasco de relieve relativamente suave, en donde la diferencia de altura entre las partes más altas y más bajas no es mayor de 300 m. Hacia el N la meseta termina en una serie de cañones profundos de pendientes empinadas, que luego constituyen los valles interandinos. Hacia el S las pendientes son mas suaves y concluyen en la extensa Pampa de Junín.

1.5

HISTORIA La mina Cerro de Pasco de la Empresa Minera CERRO S.A.C. tiene indicios de explotación minera desde la época incaica (no se conoce con detalles el descubrimiento de este yacimiento) también se registran trabajos en la época Colonial, pero nuestro registro cronológico general se muestra a continuación: Época

Cerro de Pasco fue una de las zonas mineras que se

Incaica

explotaba desde épocas pre-incas, por sus afloramientos y valores

fue

considerada

por

los

incas como

zona

estratégica. 1630

El Pastor Huaricapcha descubre accidentalmente los yacimientos de la Mina.

Época del

Los españoles descubrieron que esta zona era uno de los

Virreinato

principales abastecedores de metales del incanato y por medio de las mitas (trabajos obligados) iniciaron la producción de plata, con sistemas rudimentarios.

1740

Descendientes del ex-propietario M. Retuerto venden la Mina al Sr. J. Maiz quién tuvo problemas en su explotación por la presencia de agua en los niveles inferiores de la mina.

1816

Una firma Inglesa apoya en el bombeo de agua mina y es explotada con buenos resultados.

1821

Durante la Guerra de la Independencia se paralizan las operaciones.

1902

La Cerro de Pasco Cooper Corporation adquiere la Mina

1905

Llega el ferrocarril a Cerro de Pasco.

1906

La fundición de Tinyahuarco obtiene su primer vaciado de Cobre y funciona hasta 1922.

1922

La fundición de Tintayuarco cierra sus operaciones. La fundición y refinería se realiza en la Oroya. Se produce la primera barra de cobre blister.

1943

La Planta Concentradora Paragsha inicia sus operaciones, procesando 635 t/día de mineral de Cobre y Plomo y Zinc.

1956

Empieza la explotación del tajo abierto Mc Cune Pit, hoy llamado Raúl Rojas.

1963

Se amplia la explotación de Plomo-Zinc, dejando de explotarse Cobre.

1974

La mina pasa a poder del estado con el nombre de EMPRESA

MINERA

DEL

CENTRO

DEL

PERÚ

(CENTROMÍN PERÚ S.A.). 1976

Paragsha incrementa su capacidad a 5 534 t/día. Se adquiere la Planta Concentradora de San Expedito con capacidad para procesar 370 t/día de mineral de Pb-Zn o 300 t/día de Cobre.

1981

Se inaugura la Planta de Tratamiento de Agua de Mina. (Extracción por solventes y electrowinning) con una capacidad instalada de 18 t/día.

1996

Se amplía la Planta de Paragsha de 6 000 a 6 700 t/día.

1997

Se crea la Empresa Minera Paragsha S.A. , comprendiendo todas las operaciones de la mina Cerro de Pasco

1999

VOLCAN COMPAÑIA MINERA SAA adquiere la Empresa Minera Paragsha S.A.C. de propiedad de Centromín Perú S.A.

2000

VOLCAN COMPAÑIA MINERA SAA adquiere los activos operativos

de

la

Empresa

Minera

Paragsha

S.A.C.

creándose la Unidad Económica Administrativa Cerro de Pasco.

CAPITULO II 2.0 GEOLOGIA 2.1

GEOLOGÍA REGIONAL 2.1.1

ESTRATIGRAFIA Filitas Excelsior (Silúrico-Devónico) Son las rocas más antiguas de la zona y están compuestas de filitas, cuarcitas y lutitas carbonosas. Constituyen el núcleo del anticlinal de Cerro de Pasco. Grupo Mitu (Permico) Yace discordante sobre el Excelsior y está constituido de areniscas, cuarcitas y conglomerados rojos. En los alrededores de Cerro de Pasco su potencia varía entre 50 y 80 m.

Calizas Pucará (Triásico-Jurásico) En el flanco oriental las calizas del Grupo Pucará sobreyacen en clara discordancia angular al Grupo Mitu, con potencia de 2900 m. Están compuestas por: -

capas de caliza de grano fino de color gris oscuro a negro y con venillas de calcita.

-

capas de caliza amarillenta de grano medio de composición dolomítica, con cristales de dolomita y siderita en venillas y como relleno de pequeñas cavidades.

-

interestratificaciones de horizontes bituminosos, lutíticos, fosilíferos y con nódulos de chert.

-

varios horizontes de tufos de composición dacítica. Esta facie ha sido de gran importancia en la localización de cuerpos

mineralizados, principalmente las capas de caliza amarillenta que se extienden por 1 Km desde el borde oriental del Tajo hacia el E en el área de la Mina El Pilar. En el flanco occidental, a 6 Km al W de Cerro de Pasco, el Pucará aflora formando el núcleo del anticlinal de Rancas, con una potencia de sólo algunas decenas de metros. Formación Goyllarisquizga (Cretáceo Inferior) Conformada por cuarcitas y areníscas cuarzosas con intercalaciones de lutitas bituminosas, derrames volcánicos y mantos de carbón. Formación Pocobamba (Terciario Inferior) Ha sido subdividida en 3 unidades litológicas: Miembro Inferior, Conglomerado Shuco y Miembro Calera.

Miembro Inferior Compuesto por capas de lutitas y areníscas deleznables de color verde grisáceo, con intercalaciones de margas rosáceas y lutitas de color rojo, con potencia de 300 a 330 m. Conglomerado Shuco Al E, el conglomerado está constituido por bloques angulares de caliza de hasta 4 m dentro de una matriz formado por fragmentos calcáreos subangulosos de diversos tamaños. Al W, el conglomerado se presenta estratificado, los fragmentos de caliza decrecen en tamaño y son mas redondeados, es notoria la presencia de fragmentos de areníscas, cuarcitas y chert junto a los de caliza. Al S de Cerro de Pasco tiene una potencia de 170 m. Miembro Calera Sus afloramientos se localizan al S del distrito en la proximidad de Colquijirca. Consiste de lutitas, areníscas y lodolitas en un 70 %, y de calizas con capas de nódulos de chert en el 30 % restante. La potencia total es de 155 m. ROCAS IGNEAS Las rocas ígneas y volcaniclásticas se encuentran rellenando una estructura aproximadamente circular con diámetro promedio de 2.5 Km, que corresponde al cuello del antiguo volcán de Cerro de Pasco. Dentro de esta estructura se identifica una fase explosiva consistente en aglomerados y tufos, y una fase intrusiva de composición dacítica a cuarzo-monzonítica.

ROCAS VOLCANICLASTICAS El llamado Aglomerado Rumiallana se ubica en la mitad oriental del cuello volcánico es de color gris oscuro y está constituido por fragmentos angulosos y subangulosos de filita, caliza y chert en un 90 %; el 10 % adicional consiste de roca ígnea porfirítica fuertemente alterada. La abundancia relativa de los tipos de clastos varía de lugar a lugar, y la matriz generalmente contiene material volcánico inconsolidado, incluyendo cristales de biotita y plagioclasa cementados por calcita. Localmente se presenta finamente estratificado con algunos canales de estratificación cruzada, pero algunas veces es masivo sin señales de estratificación. La porción NW y SW del cuello volcánico está dominado por rocas volcánicas tufáceas que mayormente no muestran evidencias de deformación, por lo que se les refiere como tufos no consolidados. La roca es blanca a gris, comúnmente muestra una fina estratificación y está constituida de cuarzo y feldespatos con variables cantidades de biotita, hornblenda, epídota y calcita como material cementante. El contacto entre los tufos y el aglomerado es gradacional. ROCAS INTRUSIVAS Se les ha dividido en 2 unidades: rocas porfiríticas de composición dacítica y los diques de cuarzo-monzonita porfirítica. La primera unidad aflora en la porción W del cuello volcánico y son rocas ígneas porfiríticas que gradan en composición de dacita a riodacita. Los fenocristales, que comprenden entre el 30 y 50 % de la roca, están constituídos de cuarzo en menos del 10 % de los fenocristales; minerales

máficos como biotita y hornblenda entre el 10 y 30 % de los fenocristales; y feldespatos los restantes fenocristales. La matriz es afanítica de color violácea a gris. Comúnmente presenta texturas de devitrificación. Cortando las rocas volcánicas y volcaniclásticas se encuentran los diques de cuarzo-monzonita porfirítica, la cual contiene fenocristales de sanidina de más de 6 cm de longitud que hace a la roca muy diferenciable en sus afloramientos. Los fenocristales comprenden el 20 a 40 % de la roca y consisten de sanidina y cuarzo en partes iguales además, de algunos fenocristales de biotita, plagioclasa, hornblenda y turmalina. La matriz es afanítica de color gris. Aparentemente el emplazamiento de los diques fue contemporáneo con la mineralización. El modelo de emplazamiento de los diques ha sido irregular, en la parte central del cuello volcánico tienen un rumbo E-W; hacia el N el rumbo es NW; y hacia el S el rumbo es NE. También

se

han

reconocido

diques

fuera

del

cuello

volcánico,

principalmente al N del mismo.

2.2

GEOLOGÍA ESTRUCTURAL Plegamiento En general, el distrito se caracteriza por presentar pliegues paralelos que arrumban al N y cuyos planos axiales están inclinados al E. La intensidad del plegamiento regional se incrementa hacia el E en la cercanía de la falla longitudinal. Entre las estructuras de mayor importancia se tiene: -

Estructura Domal Regional, que es la más septentrional de los tres domos identificados en el Perú central.

-

Anticlinal de Cerro de Pasco, que es un anticlinal de doble hundida en el que la elevación máxima de su núcleo, probablemente, estuvo ubicada al S del cuello volcánico.

-

Sinclinal Cacuán-Yurajhuanca, situado al W del anticlinal de Cerro de Pasco.

-

Sinclinal Yanamate-Colquijirca, situado al E del anticlinal de Cerro de Pasco. Localmente, la dirección regional N-S ha sido interrumpida por

pequeños pliegues transversales de rumbo E-W y buzamiento al N, que se ubican al E del cuello volcánico. Estos pliegues han originado que las estructuras regionales, pliegues y fallas Longitudinales, se hayan comprimido e inflexionado más intensamente que en las zonas al N y S del cuello volcánico. Pertenecen a este grupo de estructuras: el Domo de Patarcocha, el sinclinal Matagente y otros pliegues paralelos. Fracturamiento En el distrito minero se han identificado 8 conjuntos de fracturas, siendo las más importantes las siguientes: -

Fallas

Longitudinales,

a

este

conjunto

pertenecen

las

fallas

longitudinales de Cerro de Pasco que son paralelas al plegamiento regional;

con rumbo al N y buzamiento entre 60o y 65o al E. Su

desplazamiento es en sentido inverso y tiene un ancho de más de 100 m. -

Fallas Oblicuas al plegamiento regional, a este conjunto pertenecen los sistemas de fracturas Huislamachay – Yurajcancha de rumbo NW, y la falla Yurajhuanca de rumbo NE. El primer conjunto a desplazado al

plegamiento

regional

y

a

las

fallas

longitudinales,

siendo

el

desplazamiento del bloque N hacia el NW. Son fallas pre-minerales. -

Fallas Transversales al contacto W del cuerpo de sílica-pirita, de rumbo E-W, convergentes en profundidad y que albergan a la mineralización de Cu.

-

Fallas Oblicuas a los pliegues transversales, de rumbo NW, que han sido mineralizadas con esfalerita y galena y que constituyen el sistema de vetas en Mina El Pilar.

2.3

GEOLOGÍA DE LOS DEPÓSITOS MINERALES Cuerpo de Sílica-Pirita Está localizado en la zona de contacto volcánico-caliza, al E del cuello volcánico, con forma de cono invertido achatado. En superficie presenta una forma lenticular, con dimensiones de 1 800 m en sentido N-S y de 300 m en sentido E-W, en general buza 70o al W. Hacia el S el cuerpo se divide en dos apófisis, uno que sigue el contorno del cuello volcánico entre sedimentos paleozoicos y los volcánicos mismos; y el otro que sigue la falla longitudinal entre calizas Pucará. En sección, el cuerpo asemeja una "montura" sobre las filitas Excelsior y aproximadamente a 630 m se angosta hasta configurar una digitación en forma de raíces. El mayor volumen de mineralización lo constituye la pirita I y sílice, esta última en forma de chert, calcedonia y cuarzo. La pirita ocurre predominantemente como granos anhedrales y la sílice como blocks irregulares y como tabletas de roca afanítica, que da una apariencia de brecha. Venillas de pirita comúnmente cortan a la sílice.

Según Lacy, en el cuerpo de sílica-pirita se reconocen 6 tipos de pirita, los que pueden distinguirse microscópicamente por su color, anisotropismo, forma y asociaciones. Estos tipos son: Pirita I, principal constituyente del cuerpo de sílica-pirita y del sistema de vetas Cleopatra; principalmente anhedral y en algunos cubos u octaedros; inclusiones de pirrotita y calcopirita. Pirita II, asociada a la mineralización de Pb-Zn; en octaedros, cubos y piritoedros; algunos granos anhedrales; no tiene inclusiones. Pirita III, asociada a los cuerpos y vetas de Cu; en piritoedros, cubos y octaedros. Pirita IV, asociada a la galena tardía, alunita y marcasita; en piritoedros y anhedral; Bi y Sb como impurezas. Pirita V, asociada a la alunita, marcasita y mineralización de Ag; es acicular; As y Sb como impurezas. Pirita VI, en geodas; en forma de piritoedros; color amarillo pálido. Dentro de este gran cuerpo se han localizado cuerpos tubulares de pirrotita, vetas y cuerpos mineralizados de Cu, Pb-Zn y Ag, constituyendo en sí un gran depósito de dichos metales. Cuerpos y Vetas de Pb-Zn La mineralización de Pb-Zn se presenta como: cuerpos irregulares, vetas y mantos. Los cuerpos irregulares constituyen el mayor volumen de mineralización y generalmente se sitúan en el contacto del cuerpo de sílica-pirita con las calizas Pucará. En conjunto tienen la forma de un cono invertido achatado incluído en otro cono mayor, el del cuerpo de sílica-pirita. Sus dimensiones

alcanzan 1500 x 300 m de ancho y 500 m de profundidad, elongado en dirección N. En el nivel 1800 se ramifica y termina en forma denticular dentro del cuerpo de sílica-pirita; pero, falta determinar la profundización de la mineralización en el contacto de sílica-pirita con calizas al N y E de dicho nivel. Por lo general, estos cuerpos irregulares están asociados a cuerpos tubulares de pirrotita de dimensiones no mayores a 60 x 180 m en sección horizontal y que constituyen el núcleo de dichos cuerpos en profundidad. La mineralización de Zn consiste de 4 variedades de esfalerita, diferenciadas por sus relaciones de deposición, ubicación dentro del depósito y por sus inclusiones. Esfalerita I, de color negro (marmatita); se encuentra dentro del cuerpo de sílica-pirita; generalmente sin inclusiones; alto contenido de Fe (> 10 %); en poca cantidad. Esfalerita II, asociada a los "pipes" de pirrotita en los niveles profundos; inclusiones de stannita y calcopirita; en cantidades mínimas. Esfalerita III, la más abundante y el principal constituyente de los cuerpos de Pb-Zn; de color marrón oscuro a miel; inclusiones de pirrotita; contenido promedio de Fe 7-8 %. Esfalerita IV, de color claro (amarillo); asociada a galena y marcasita; se encuentra en venillas cortando las otras esfaleritas; bajo contenido de Fe (< 3 %); principalmente hacia el contacto con las calizas y dentro de ellas. La mineralización de Pb consiste principalmente en galena y menores cantidades de galenobismutinita y hinsdalita. La galena se presenta en tres generaciones:

Galena I, asociada a la esfalerita III; contiene ampollas de argentita y polibasita; principal constituyente de los cuerpos de Pb-Zn. Galena II, asociada a la pirita IV y marcasita. Galena III, asociada a la esfalerita rubia; y a ga-lenobismutinita, bismutinita y matildita en los cuerpos de Ag. En general, las leyes de Zn son mayores en profundidad y hacia las partes centrales de los cuerpos mineralizados; las leyes de Pb son mayores hacia superficie y en la periferia de los cuerpos, disminuyendo en profundidad. La mineralización de Ag asociada a los cuerpos de Pb-Zn está relacionada a la galena I y III, y su distribución es errática permaneciendo constante en profundidad. La mineralización de Pb-Zn en caliza se presenta en las calizas dolomíticas de color amarillento con venillas de siderita y dolomita; la textura de mineralización consiste de vetas angostas de rumbo N 45o-80o W y E-W, buzando entre 70o y 80o al NE, cambiando su buzamiento al SW en la Mina El Pilar; mantos de reemplazamiento en ciertos horizontes; pequeños cuerpos en las intersecciones de vetas con capas calcáreas y en la intersección de vetas; en finas venillas; como relleno de pequeñas cavidades; en cavidades de disolución tipo karts; y en zonas de brechas calcáreas y silíceas. Las vetas de Pb-Zn de importancia económica se encuentran al E del distrito en las calizas Pucará y se han generado por el relleno mineral de las fracturas de los sistemas San Alberto y Matagente. El ensamble mineralógico en San Alberto es de pirita-pirrotita-esfalerita-galena; en Matagente es de esfalerita-galena-carbonatos.

Vetas y Cuerpos de Cu-Ag Las vetas de Cu-Ag tienen un rumbo dominante E-W, extendiéndose desde el cuerpo de sílica-pirita hasta el mismo cuello volcánico, donde cortan al aglomerado e incluso a los diques de monzonita cuarcífera. Las fracturas ubicadas al N buzan al S, y las ubicadas al S buzan al N; gradan en potencia de pocos centímetros a 2 m. Sus longitudes varían entre 500 y 1 000 m. El relleno mineral predominante es de enargita-pirita con cantidades menores de oro libre, luzonita, tenantita-tetraedrita, calcopirita, galena y esfalerita, distribuídos en un arreglo zonado con mineralización de Cu-Au en la parte central y gradando a Ag-Bi hacia los extremos. Los cuerpos de enargita-tetraedrita están asociados a las ramificaciones de las vetas de enargita-pirita en la mitad occidental del cuerpo de sílica-pirita. Las dimensiones de los cuerpos pueden llegar a 180 x 60 m de ancho y 200 m en la vertical. La inclinación de los cuerpos es similar al "plunge" de la intersección de las vetas que los acompañan. Su mineralogía consiste de enargita-tetraedrita (tenantita)-pirita en la parte central de los cuerpos, gradando a esfalerita-galena en las partes marginales de los mismos. Cuerpos Mineralizados de Ag-Bi Los principales cuerpos de Ag, Cayac E y Cayac W, se encuentran adyacentes al cuerpo de Pb-Zn Cayac Noruega "A". El Cayac E está emplazado en la zona de la falla longitudinal, en el borde oriental de los cuerpos de Pb-Zn y el contacto con las calizas Pucará. Si bien su mayor desarrollo horizontal se encuentra entre los niveles 1000 y 1200, es persistente a todo lo largo del contacto cuerpos de Pb-Zn con las

calizas. Los valores de Ag están relacionados principalmente a la matildita, además de galena y tetraedrita; esfalerita, bismutinita, calcedonia y alunita acompañan a la mineralización de Ag. El Cayac W está localizado en el contacto occidental del Cayac Noruega "A" con las calizas Pucará, tiene forma de un cuerpo vertical tubular que se extiende por una longitud vertical de 130 m entre los niveles 600 y 1000. Cuerpos Supérgenos de Cu Entre superficie y el nivel 600 se encuentran cuerpos irregulares de sulfuros supérgenos de aspecto moteado, que se relacionan a las vetas de Cu-Ag y al cuerpo de sílica-pirita. La mayor concentración económica se ubica a la altura del nivel 300. Se pueden distinguir dos formas de manifestaciones de estos cuerpos, una como cúpulas sobre los cuerpos de Pb-Zn donde la asociación supergena chalcosita-covelita está recubriendo a la esfalerita y galena; y la otra de forma lenticular y tabular. Las variaciones del nivel freático han controlado las diferentes cotas en que se encuentran estos cuerpos. Cuerpos Oxidados Argentiferos ó Pacos Sobreyaciendo al cuerpo de sílica-pirita se ha desarrollado un impresionante sombrero de fierro, que varía en profundidad desde pocos centímetros hasta más de 100 m, aprovechando para ello las zonas de falla, contactos y de brechas. Las zonas oxidadas sobre los cuerpos de Pb-Zn contienen altos valores en Ag, en Pb, o en una combinación de ambos, además de óxidos de Bi y Pb.

2.4

ZONAMIENTO En los cuerpos de Pb-Zn el zonamiento vertical es más definido que el zonamiento horizontal. Así tenemos, que los valores de Pb son mayores hacia superficie y decrecen en profundidad; en tanto que los valores de Zn tienden a decrecer hacia los niveles superiores y a incrementar hacia los niveles más profundos; el zonamiento de la Ag cuando está relacionada al Pb sigue el mismo patrón, es decir que aumenta hacia superficie y disminuye en profundidad; pero, este zonamiento se altera por la presencia del cuerpo de Ag-Bi, incrementando sus valores hacia el Este y en profundidad. El zonamiento horizontal, menos definido, está relacionado a los cuerpos tubulares de pirrotita, en donde la mineralización de Zn es mayor cerca a los cuerpos de pirrotita, predominando el Pb al alejarse de los mismos. Al nivel del contenido de Fe en la molécula de esfalerita el zonamiento es definido, con mayor contenido de Fe en los cuerpos ubicados al Oeste dentro del cuerpo de sílica-pirita y en la proximidad de los "pipes" de pirrotita; disminuyendo el contenido de Fe hacia el Este, cerca y dentro de las calizas. En las vetas de Cu-Ag el zonamiento definido es: predominancia de Cu-Au en la parte central de las vetas, zona de los diques de monzonita; gradando a Cu-Ag y Ag-Bi hacia los estremos E y W de las vetas, con incremento en el contenido de Pb-Zn.

2.5

CONTROLES DE MINERALIZACIÓN Se han determinado los siguientes controles de mineralización por tipos de depósito. Para los cuerpos de Pb-Zn los controles son: -

El contacto del cuerpo de sílica-pirita con las calizas Pucará, es notoria la continuidad de los cuerpos mineralizados siguiendo la línea del contacto, inclusive las inflexiones del mismo.

-

El fallamiento Longitudinal, que permitió el ascenso de las soluciones mineralizantes que formaron los cuerpos de sílica-pirita y los cuerpos de Pb-Zn aprovechando los contactos fallados existentes.

-

Los cuerpos tubulares (pipes) de pirrotita, que siempre se encuentran ubicados en la parte central de los grandes cuerpos de Pb-Zn.

Para la mineralización de Pb-Zn en caliza el principal control es la caliza dolomítica con venillas de siderita y dolomita en donde se concentra la mayor mineralización; en vez de la caliza gris oscura a negra con venillas de calcita que es estéril. Para las vetas de Cu-Ag dentro del cuello volcánico el control son las vetas de rumbo E-W convergentes en profundidad. Para los cuerpos de Cu-Ag los controles son el cuerpo de sílica-pirita y la intersección ó acercamiento de las vetas que configuran chimeneas mineralizadas que siguen la inclinación (plunge) de la intersección. Para el cuerpo de Ag-Bi el control es el contacto entre los cuerpos de PbZn y las calizas Pucará. Esta mineralización, genéticamente, está relacionada a la mineralización de Cu-Ag que a la de Pb-Zn.

Para los cuerpos supérgenos de Cu el control fue la variación del nivel freático en el tiempo, que determinaron los diferentes niveles de deposición de la mineralización. 2.6

MINERALOGÍA La composición mineralógica por tipo de depósito es: Cuerpos de Pb-Zn Esfalerita

Galena

Marmatita

Pirita

Pirrotita

Marcasita

Magnetita

Argentita

Polibasita

Pirargirita

Hinsdalita

Tetraedrita

Tenantita

Covelita

Calcosita

Calcopirita

Gratonita

Jamesonita

Realgar

Oropimente

Arsenopirita

Revoredorita

Azufre

Siderita

Dolomita

Sílice

Vivianita

Bournonita

Emplectita

Bismutinita

Casiterita

Galenobismutinita Aikinita

Vetas y Cuerpos de Cu-Ag Enargita

Luzonita

Pirita

Cuarzo

Esfalerita

Galena

Marcasita

Tenantita

Tetraedrita

Calcopirita

Bornita

Calcosita

Covelita

Famatinita

Bismutinita

Wolframita

Minerales Au

Pirargirita

Barita

Cuerpos de Ag Pirita

Calcedonia

Matildita

Aramayoita

Plata Nativa

Estefanita

Polianita

Argentita

Pirargirita

Hematita

Marcasita

Esfalerita

Realgar

Bismutinita

Tenantita

Alunita

Cuerpos Supérgenos de Cu Calcosita

Covelita

Estromeyerita

Pacos Ag Nativa

Lipidocrosita

Gohetita

Plumbojarosita

Argentojarosita

Caolinita

Cerusita

Anglesita

Smithsonita

Calamina

Limonita

CAPITULO III 3 3.0 METODO DE EXPLOTACION POR SUBNIVELES 3.1

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 tenía alta dilución y poca recuperación, pero fue 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 voladura. 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 pasos 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. El método Sub Level Caving se aplica generalmente en cuerpos sub verticales como vetas, brechas y diques. También puede ser aplicado en

cuerpos horizontales o sub horizontales 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 voladura de las perforaciones, el carguío y transporte secundario del mineral volado hasta los piques de traspaso y su posterior transporte desde los echaderos de descarga del nivel de transporte principal hacia su lugar de destino. En la Figura N° 4.1 se aprecian las distintas etapas involucradas.

Al 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). Al 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, se dispara 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 volado, 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 voladura 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 volado. 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 características 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 implementar un control de producción acucioso.

-

Existen pérdidas de mineral; al llegar al punto límite 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 están disponibles a tiempo para el diseño. Hasta ahora, ningún método implícito para cálculos de ingeniería ha estado disponible, esto debido a la heterogeneidad 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 (granulometría, viscosidad, humedad, etc.). Este elipsoide se denomina "Elipsoide 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 elipsoide 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 extraído 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 : Salida 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 partículas 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 características del comportamiento del flujo gravitacional de partículas 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. Partículas más gruesas y angulosas, fluyen más lentamente. 3. Partículas más finas conforman elipsoides más esbeltos. 4. Partículas más gruesas y angulares conforman elipsoides más anchos. Por lo tanto, si existe una disposición de fragmentos cuya parte superior es de partículas 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 necesitaron 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 tamaños 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) Curva Teórica a = Wd x ft Donde Wd: Ancho de las galerías de producción. a: Es el ancho efectivo de extracción (m) dependiendo de la 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 dado por la siguiente relación:

3.3.2

Espaciamiento vertical entre subniveles (hs) Las galerías de extracción en Sub Level Caving deben ser localizadas de acuerdo a un patrón conforme al flujo gravitacional. En la dirección vertical, las galerías deberían estar localizadas en zonas donde el elipsoide de extracción tiene su ancho máximo Wt. Esto ocurre alrededor 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 galerías (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 relación: 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 alternativas 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, manteniéndose 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, manteniéndose 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 voladura, dado que el diámetro aumenta y los eventos de voladura disminuyen. Si la longitud de perforación "L" aumenta, el diámetro aumenta en forma discreta y también el burden. En consecuencia se han incorporado al análisis nuevas variables a considerar, es decir, desarrollos, perforación, voladura y mecanización. Entonces para resolver el problema de elegir el mejor diseño de Sub 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

operacionales

indican

y

en

retroceso.

que

es

aconsejable

Las

recomendaciones

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 límites 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 líneas 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 dilución es directamente proporcional a la superficie de contacto entre el mineral y el estéril, de tal modo que la línea 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.

.

CAPITULO IV 4 CARACTERÍSTICAS DEL METODO DE EXPLOTACION POR SUBNIVELES 4.1

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 voladura, 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 volada la base, es necesario determinar previamente la altura que debe alcanzar la socavación producida por la voladura. 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 a provocar 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 voladura 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 voladura. 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. Hoy en día, 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/dÍa. 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 características de la roca encajadora, pero es preferible 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 minería. 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 extraídos 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 mayoría de estos depósitos se explotan a gran escala durante un periodo bastante largo, de tal forma que justifiquen la gran inversión 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 características 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 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 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 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: 1. 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 galerías del nivel de producción. Esto trae consigo un aumento importante en los costos de extracción. 2. La altura de socavación inicial proporcionada por la voladura, 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 y, 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 volada la base, es necesario determinar previamente la altura que debe alcanzar la socavación producida por la voladura. 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. 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 continuo 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 enfoca 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 voladura. 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 voladura, 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 perforación, 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 ÓPTIMA 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 ingeniería antes de decidir la altura óptima. La altura de los bloques, ha variado sustancialmente desde las primeras aplicaciones del método sin embargo, en las últimas aplicadas ésta ha

permanecido prácticamente invariable en la mayoría de las faenas mineras. Podemos decir que el gran desafío 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 mecánica de roca, nos ha hecho cuestionar los diseños tradicionales y considerar alternativas de alturas de bloques que hasta hace pocos años habían 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 últimos 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. Amortización de la infraestructura.} 2. Estabilidad del nivel de producción. 3. Dilución y pérdida de mineral. 4. Distribución de leyes en altura. 5. Fragmentación. 6. Planificación. 7. Riesgo de no extracción.

CAPITULO V 5 CARACTERÍSTICAS GEOMECANICAS DEL CUERPO CNB 5.1

INDICE DE HUNDIBILIDAD La hundibilidad es uno de los aspectos críticos para la factibilidad de explotación por el 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 75 - 90 90 - 100

Roca muy mala Roca mala Roca regular 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

5.2

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 disparo. 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: 

Fractura miento



Dureza



Litología

Todos referidos a la base del bloque, y entregados por geología. FRECUENCIA DE FRACTURAS Fractura miento

Grado

F/m

Débil Moderado Fuerte Intenso

1 2 3 4

4 4 - 10 11 - 24 20

Dureza

Grado

Lb/pulg2

Muy dura Dura Moderada Blanda

1 2 3 4

32500 + 2500 22500 + 7500 10000 + 5000 2500 + 25000

DUREZA

-

Litología: Se refiere al tipo de roca existente en un sector Resumen del Método 1. Geometría Yacimiento

del

Aceptable

Optimo

Forma

Cualquiera

Tabular

Potencia

Grande

Grande

Buzamiento

Cualquiera

Vertical

Tamaño

Grande

Muy Grande

Regularidad

Media

Alta

2. Aspectos Geotécnico Aceptable

Optimo

Resistencia (Techo)