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• JhordyEfrainBejarMamani

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PLANEAMIENTO EN MINERIA

INTRODUCCION “El yacimiento, y objetivos. ¿Cómo logramos trabajar la mina siendo eficientes?” – esta es la pregunta que en cada empresa minera se plantea antes de comenzar el proceso de extracción. Y la respuesta, aunque varía siempre en la forma, es en el fondo la misma: con una adecuada planificación. Al comenzar a decidir cómo será el proceso de extracción, lo único con lo que contamos es con una gran cantidad de información entregada por los geólogos respecto a las propiedades del suelo, su densidad, características de las rocas y diversos tipos de mediciones. Con toda esa información puede determinarse si la mina será a cielo abierto o subterránea (y si es esta última, de qué tipo) y posteriormente, en base al software a utilizar, costos e inversiones a cubrir, se forma el Plan de Minas.

Este Plan se sustenta no sólo en la viabilidad de la explotación de la mina, sino también en unos adecuados VAN y flujos de caja: la rentabilidad del yacimiento es la razón principal que motiva todo el proceso. Hablando en términos generales, el equipo de planificación debe resolver tres problemas principales:



La extracción del mineral,



La inversión a realizar,



Cómo realizar el procesamiento del material extraído.

Como veremos, cada uno de estos aspectos puede ser increíblemente complicado. ¿Pero cuáles son los rasgos que hacen que una adecuada planificación se traduzca en una operación minera rentable? Podemos enumerar las siguientes:

1. Se preocupa de cada aspecto de la inversión

Uno de los objetivos de la planificación es realizar el proceso de extracción de manera óptima y estar preparados para cualquier eventualidad en cualquiera de sus etapas. Así, la planificación minera subterránea se ocupa de determinar exactamente temas como los insumos que han de intervenir en el proceso, su transporte y almacenamiento, la forma de procesamiento del material extraído, el calendario de actividades y varios otros aspectos relacionados a las operaciones mineras. Esto es importante porque en una mina subterránea una mala decisión es generalmente irreversible y afecta todo el futuro del proyecto. Por ejemplo, si no se decide apropiadamente el lugar y forma de trabajo del hundimiento por bloques (block caving) o el lugar en el que se realiza, la rentabilidad se verá dramáticamente afectada.

2. Analiza las operaciones a corto, mediano y largo plazo En general los períodos de explotación de mineras subterráneas son muy largos y abarcan hasta 50 años o más. Esto debido a lo difícil del proceso extractivo y al lento retorno de la inversión. Entonces es necesario que la planificación considere todos los horizontes de tiempo y sea ajustada periódicamente de acuerdo a los resultados obtenidos. Tal como explicábamos líneas más arriba en relación a la irreversibilidad de muchas decisiones, no es posible deshacer lo hecho; por ello, cada acción tomada tiene un impacto determinado en los siguientes períodos y es necesario proyectar los efectos de cada una a lo largo de los años venideros.

3. Considera las actividades del negocio a nivel macro La planificación minera subterránea no puede restringirse exclusivamente al ámbito de la mina propiamente dicha. Una buena planificación toma en cuenta además las actividades de la planta de procesamiento. Es cierto que al no centrarse sólo en una actividad o en un tipo de proceso específico la planificación se vuelve más difícil por la inmensa cantidad de variables que hay que tomar en cuenta. Sin embargo, realizado a nivel de un equipo de especialistas, se convierte en una herramienta vital para mejorar las posibilidades de éxito de la mina.

En conclusión, siendo la planificación de la minería subterránea o planificación minera superficial un proceso tan complejo, no puede ser obviada ni minimizada, pues es la única manera en que la empresa minera podrá tomar las decisiones más adecuadas en relación a la explotación del yacimiento

FUNDAMENTOS DE PLAN DE MINADO

Definiciones. Segón Nolberto Munier (ESAM).Por planeamiento se entiende lalabor de especificar cuales son las tareas que intervienen en un proyecto, su duración en días, semanas o la unidad de tiempo que comvenga como están interrelacionadas entre si.

Velasquez Mastretta. Planear es definir los objetivos, determinar los mejores medios para alcanzar. Es analizar los problemas en forma anticipada, planeando posibles soluciones e indicando los pasos necesarios para llegar eficientemente a los objetivos que la solucion elegida señala.

Planeamiento implica examinar el futuro ,trtar de cuantificar y calificar el riesgo ,la incertidumbre y prepararase para hacer frente a los problemas que se derivan.

Ackoff. El planeamiento es un proceso de toma decisiones y se deben considerar los siguientes pasos:

TIPOS,TÉCNICAS,PROGRAMACION Y CONTROL EN PLANEAMIENTO DE MINADO

PLANEAMIENTO EN MINERIA SUBTERRANEA

MINERIA SUBTERRANEA OPERACIONES MINERAS EN MINA SAN CRISTOBAL 1928

PLANEAMIENTO EN MINERIA 1. VISIÓN GENERAL – Dirección Estratégica de un negocio minero 2. ESTRATEGIA GENÉRICA

a. Liderazgo en costos b. Generación de valor 3. COMPARACIÓN: INVERSIÓN Y COSTOS DE a. Minería subterránea b. Minería a cielo abierto

PRODUCCIÓN

4. CADENA DE VALOR a. Negocio minero en marcha b. Proyecto minero 5. PLANEAMIENTO DE OPERACIONES SUBTERRÁNEAS a. GEOLOGÍA Estimación de Recursos – Reservas b. MINA o Definición de método de minado o Inversiones y costos de minado o Servicios auxiliares mineros o Criterios de programación de minado c. METALURGIA i. Métodos de procesamiento metalúrgica ii. Canchas de relaves d. ESTUDIOS DE INGENIERÍA

PLANTA DE TRATAMIENTO Parámetros de Diseño Caudal de Agua Acida :

Ef TV

Pilot.

Param.

203

3.67

l/s

45

0.81

l/s

248

4.48

l/s

10

10

min.

Tiempo de Retención 1ra. Etapa :

5

5.6

min.

Tiempo de Retención 2da. Etapa :

5

4.4

min.

8.5

8.6

0.41

0.47

g/l

55

53

%

Caudal de pulpa Relave fino : Caudal Total : Tiempo de Retención Total :

pH final Consumo de Cal (lechada): Recuperación 0/F, en hidrociclón : Concent. 0/F, en hidrociclón :

18.7

Consumo de floculante A-110 :

0.5

17.3 % sólidos 0.5

g/m3

BOTADERO DE DESMONTE COMPAÑÍA MINERA VOLCAN YAULI



6. RESPONSABILIDAD AMBIENTAL Impacto ambiental dela actividad minera



7. RESPONSABILIDAD SOCIAL EMPRESARIAL(RSE) Responsabilidad social con el entorno externo de la mina Responsabilidad social empresarial interna

GESTION AMBIENTAL

TRATAMIENTO DE AGUAS SERVIDAS

PLAN DE CIERRE



ASPECTOS GENERALES SOBRE PLANEAMIENTO

LINEAMIENTOS CONCEPTUALES Y ESQUEMA GENERAL EN PLANEAMIENTO El planeamiento y control de producción en operación del área de Minas se aplica para lograr las metas u objetivos que se trazan en una unidad de producción de una empresa minera y ello va depender del tipo de organización con que cuenta la Empresa Minera.

Una unidad de Producción a nivel de mediana minería cuenta con los siguientes departamentos: 1. 2. 3. 4. 5.

6. 7. 8. 9. 10. 11. 12.

Geología, Geomecánica, Minas(operación Mina), Concentradora, Mantenimiento, Seguridad, Logística, Médico, Responsabilidad ambiental Responsabilidad Social Empresarial Contabilidad ingeniería y Capacitación-Entrenamiento

ETAPAS DE EJECUCION DE UN PLAN DE MINADO Con el fin de suministrar la base técnica , logística ,económica y comercial para la toma de decisiones de la inversión y el desarrollo de un proyecto minero desarrollamos :  Análisis de mercados  El planeamiento y el diseño de las explotaciones de la sustancia mineral Galerias de acceso y tajeos  Costos  Beneficio y la transformación  La infraestructura de transporte cargue  La evaluación financiera



El diseño y el planeamiento minero se realiza para buscar el aprovechamiento racional del yacimiento permitiendo la máxima recuperación de reservas ,de tal forma que el proyecto sea técnica, económica, social y ambientalmente viable y sostenible en el tiempo



Se precisan las áreas de explotación a cielo abierto y/o explotación subterránea, especificando las criterios de selección del método de explotación y realizando las descripciones de las actividades principales de la operación minera



Se calculan las reservas explotables



Se elabora el cronograma general del proyecto



Se define el equipo minero tanto principal como auxiliar



Los sistemas y métodos de beneficio



La organización administrativa para el proyecto



    

  

Es necesario el análisis de los depósitos minerales mediante elestudio geodinámico y geomecánico,se efectivizan los inventarios para mostrar una imagen actualizda de la situación de su potencial del yacimiento teniendo en consideración: Localización del yacimiento Topografía Descripción Geodinámica y Geomecánica Taladros de perforación(Diamantinos) Modelamiento del yacimiento con software especializado Cubicación de reservas minerales Consideraciones de minado óptimo Relaciones comunitarias y politicas ambientales

LOCALIZACION DEL YACIMIENTO  Es de suma importancia la localización del yacimiento referido básicamente a la altura sobre el nivel del mar,ubicación cercana a la población o centros poblados para determinar posibles ingerencias en el desarrollo del proyecto. TOPOGRAFIA  La topografía nos mostrará las características estructurales externas del yacimiento para correlacionar la posibilidad de continuidad de la mineralización y su potencial respecto a su forma



DESCRIPCION GEODINAMICA Y GEOMECANICA



Es indispensable considerar en la Geodinámica tanto la Geodinámica interna com la geodinámica externa Respecto a la geomecánica su estudio es determinante para proyectar las caracteríticas de labores subterráneas con sostenimiento o sin sostenimiento En los estudios geotécnicos es necesario considerar las características geodinámicos y geomecánicos









Realizamos estudios geotécnicos para minería a cielo abierto,con énfasis en el análisis dinámico y el factor de seguridad para el manejo de las taludes (paredes altas y bajas), que garanticen la estabilidad de las excavaciones y los sitios de disposición de estériles(Botaderos) Para minería subterránea se definen el ancho óptimo de los túneles principales ,su fortificación y la adecuación de las zonas de explotación para reducir problemas de estabilidad

DIAMANTINO O TALADROS DE PERFORACION  Los diamantinos constituyen un instrumento de estudio detallado de la variación del contenido mineralógico desde el inicio hasta la parte final en donde en cada una de las distancias se tendrán contenido mineralógico los cuales con el apoyo de la geoestadística podrán determinarse leyes promedios de cada diamantino ,además del contenido mineralógico los diamantinos nos muestran ubicación respecto a la superficie y su inclinación, todos los datos se almacenan en una base de datos para poder transferir a un software especializado

MODELAMIENTO CON SOFTWARE ESPECIALIZADO

Los softwares mas conocidos son:  Data Mine,  Minesight  Gemms  Gemcom  Vulcan,  Auto Cad  Civil 3D  Promine 

CUBICACION DE RESERVAS  La ventaja del uso de los paquetes especializados es de que podemos obtener información sobre el potencial con que se cuenta en el yacimiento en 3D Y DTM.  Se realiza la evaluación de reservas para determinar el potencial del yacimiento los minerales más importantes materia de explotación

CONSIDERACIONES DE MINADO PROPUESTO Una vez determinado la potencia del yacimiento en el modelo de bloques se podrá plantear un método de explotación más adecuado para un aprovechamiento racional de las reservas minerales



DISEÑO Y PLANEAMIENTO MINERO PROPUESTO Con el fin de suministrar la base técnica ,logística ,económica y comercial para la toma de decisiones de la inversión y desarrollo de un proyecto minero desarrollamos el análisis de mercados,el planeamiento y el diseño de las explotaciones de la sustancia mineral, el beneficio y la transformación, la infraestructura de transporte y cargue de zonas de operaciones (Tajeos)



EVALUACION FINANCIERA

la evaluación financiera con el siguiente esquema:  Impacto ambiental  Implementación de planes de manejo ambiental  Relaciones comunitarias  Licencias sociales del entorno del yacimiento 

OBJETIVOS  Asegurar la cantidad y calidad del producto final  Recuperar las inversiones  Asegurar una rentabilidad mínima  Cumplir los compromisos de la empresa con los terceros  Financieros  Tributarios  Ambientales



Sociales

ESTRATEGIAS DE PLANEAMIENTO



ESTRATEGIAS

Tamaño de Producción  Ley de corte  Ley de producción  Planeamiento de minado a corto y largo plazo  Programa de produccion a corto y largo plazo 



REQUERIMIENTO DE EQUIPO  Operaciones

unitarias  Estándares de rendimiento  Disponibilidad de Mecánica,utilización,rendimiento  Estimación de requerimiento de equipos

REQUERIMIENTO DE MATERIALES Consumo unitario • Requerimiento de materiales indispensables MANO DE OBRA PRESUPUESTO PRECIO DE METALES PROGRAMA DE INVERSIONES COMPROMISOS FINANCIEROS FLUJO DE CAJA BIBLIOGRAFIA • Estudios similares • Información bibliográfica • Normas legales •

VARIABLES CONDICIONANTES EN LA EXPLOTACION DE UNA MINA SUBTERRANEA SELECCIÓN DEL METODO DE EXPLOTACION EN MINERIA RESUMEN. 

Una de las facetas de apertura de mina es la selección de método de explotación que se usará, dentro de las cuales se distinguen dos grandes grupos de método: De Open Pit y Subterráneo, aunque existen métodos que por el citado criterio podrían denominarse mixtos o combinados.

MINERIA A CIELO ABIERTO  La minería a cielo abierto se caracteriza por los grandes volúmenes de materiales que se deben mover. El ratio condiciona la viabilidad económica de las explotaciones y la profundidad que es posible alcanzar por minería de superficie.

MINERIA SUBTERRANEA 

En minería subterránea la extracción de estéril es insignificante a lo largo de la vida de la mina, pues sólo procederá de las labores de acceso y preparación. En este grupo de métodos, el control del terreno o de las labores, una vea extraído el mineral, es una de las consideraciones más importantes que intervienen en la forma de explotar un yacimiento.

CONSIDERACIOENS TECNICAS 

Los factores que tienen un mayor peso en la primera etapa de selección son los relativos a la geometría, la distribución de las leyes del depósito y a las propiedades geomecánicas del mineral y estéril adyacentes, luego se procede a la evaluación económica, basado sobre un esquema general de explotación, ritmo de producción y ley de corte, Dimensionamiento de equipos necesidades de personal, impactos ambientales y procedimientos de restauración y plan de cierre. Con ello se determina el método de explotación óptimo y la rentabilidad económica del mismo

DIMENSIONAMIENTO DE EQUIPOS EN PLANEAMIENTO EN MINERIA SUBTERRANEA

PLANEAMIENTO EN OPERACIONES UNITARIAS EN LA EXPLOTACIÓN DE MINAS SUBTERRANEAS EXPLOTACION DE MINAS RECURSOS GEOLOGICOS Geomecánica

DISEÑO MINERO

Reservas mineras

OPERACIONES UNITARIAS

PERFORACION Y TRONADURA

CARGUIO

TRANSPORTE

Servicios mina VENTILACION DRENAJE

IMPORTANCIA DE CARGUÍO Y TRANSPORTE En minería se requiere mover grandes volúmenes de material (mineral y estéril) desde su ubicación original. Esto requiere de proveer soluciones de transporte acorde a los requerimientos de producción con un costo mínimo. La elección de un sistema de transporte de mineral tiene impacto en la operación de la mina:

Diseño de desarrollos requeridos para que opere el sistema de transporte de manera eficiente. Determinación de inversiones mina: equipos e infraestructura asociadas (MUS$) Costo operación mina: Costo mina= Cpreparación+ Carranque +Ccarguío + Ctransporte + C servicios + Cgenerales mina

SISTEMAS DE EXPLOTACIÓN DE MINAS  Métodos

subterráneos Métodos por hundimiento Método auto soportados Métodos soportados

 Métodos

de explotación a rajo abierto

DEFINICIONES BÁSICAS INTRODUCCIÓN A CARGUÍO Y TRANSPORTE EN MINERÍA SUBTERRÁNEA

DISEÑO MINERO La infraestructura en una mina subterránea debe cumplir diversos roles: Permitir el acceso a unidades de explotación (Caserones) Cumplir con funciones de Extracción y Transporte de mineral Cumplir con funciones de Ventilación y drenaje mina Albergar oficinas, taller de mantención de maquinaria, polvorines, refugios.

Sus dimensiones deben ser mínimas por costos asociados (construcción y soporte)

ACCESOS PRINCIPALES MEDIANTE RAMPA

Mina Panulcillo (2007)

ACCESOS PRINCIPALES MEDIANTE PIQUES

Systema de manejo de materiales Mount Isa Copper Operations Extraido de Carr and Krause L.E. (2005)

GALERÍAS Y TÚNELES túnel Galería: túnel sin salida al sol, que conecta sectores dentro de la mina.

• ALTURA INAPROPIADA DE TAJEOS SIN RELLENO MINERAL ALTURA EXCESIVA

h

RELLENO

DIMENSIONES EN UNA GALERÍA Dimensiones de acuerdo a equipos y legislación

0.5 a 1 metro Art. 368º

•Si la galerías es de mas de 100 m de largo ubicar refugios cada 30 m si 0,5 m de ancho de equipos

En el diseño de galerías se deben considerar holguras

EQUIPOS EN LABORES

EQUIPOS EN LABORES SUBTERRÁNEAS

Considerar equipos que harán uso de las galerías

REFUGIOS EN GALERÍAS

DRENAJE

CONSTRUCCIÓN DE GALERÍAS EN ROCA Tiros de •Rainura •Zapateras •Contorno •Auxiliares

•Factores a considerar: •Perforación: Diametro/equipo •Espaciamiento y burden

•Tronadura: explosivo •Costos construcción

GRÁFICOS EMPÍRICOS NUMERO DE PERFORACIONES PARA DIFERENTES SECCIONES

DESQUINCHES EN GALERÍAS

Los desquinches se utilizan para permitir el paso de equipos interior mina: Ancho= ancho equipo a operar Largo = función del largo del equipo

PUNTO TRANSFERENCIA Criterios de diseño: -Dimensiones de equipos en tránsito -Número de equipos en tránsito durante la operación de la mina. -Fortificación requerida por mayor sección del punto de transferencia -Costos de construcción Elementos de diseño: -Dimensiones de galerías -Número de puntos de transferencia

FORMA DE CONSTRUCCIÓN DE GALERÍAS

Forma de las galerías esta dada por dimensiones de equipos y estabilidad

RAMPA DE ACCESO Galería de acceso a distintos niveles: Puede ser circular o en 8.

Pendiente dada por equipos: -10-12% camiones -15% correas

ESTOCADAS Galerías cortas para distintos usos: -Conectar galerías -Almacenamiento mineral -Punto de carguío -Refugios para personal

PREPARACIÓN DE LA BASE DE UN CASERÓN

Nivel de Transporte Principal

DESARROLLOS VERTICALES

Pique: galería vertical o sub vertical de secciones variables, construida desde arriba hacia abajo, pudiendo o no romper en superficie. Según su función se le asignan nombres. Pueden tener más de una función (pique maestro). Chimenea: excavación o galería vertical o sub vertical de secciones variables, Según el artículo 335º no se deberá construir chimeneas que desemboquen en medio de la sección de un túnel o galería, por lo que su descarga tendrá que ser por un costado de dicha excavación. Según el artículo 339º las chimeneas construidas manualmente no podrán superar los 50 metros de longitud si son verticales y para construcciones sub verticales se tiene la siguiente tabla:

TOLVAS DE ALMACENAJE Tolvas interior mina de Acopio mineral para resguardar producción: Interior mina (1 dia producción) Stockpile (1 mes de producción)

PILARES EN MÉTODO DE CASERONES Y PILARES

PILARES EN CASERONES

PILARES Y LOZAS EN NIVEL DE TRANSPORTE

CLASIFICACIÓN DE EQUIPOS MINEROS

Ref: Sweigard (1992) : Materials handling: loading and haulage. SME pagina 761-782

SELECCIÓN DE EQUIPOS MINEROS 

La selección de equipos mineros es uno de los factores de mayor importancia en el diseño y producción de minas.



Las decisiones de equipos son multi-personas y esta basado en criterios cualitativos y cuantitativos

DEFINICIONES BÁSICAS 

PRODUCCIÓN: es el volumen o peso de material a ser manejado en una operación especifica.  Mineral

(en unidades de peso)  Esteril (en unidades de volumen)  Las unidades son generalmente por año

DEFINICIONES BÁSICAS 

DISPONIBILIDAD: % de horas hábiles que el equipo esta listo para operar mecánicamente.



UTILIZACIÓN: es la porción de tiempo disponible que la maquina esta cumpliendo la labor para la cual fue diseñada

DEFINICIONES BÁSICAS 

CAPACIDAD: es el volumen de material que una maquina puede manejar en cualquier instante de tiempo  CAPACIDAD

AL RAS: es el volumen de material en una unidad de carguío o transporte sin material que sobresalga (e.g dientes de una pala, pila en una camión)

 CAPACIDAD

CON PILA: máxima capacidad con el equipo lleno y con formación de una pila. Esta depende del diseño del equipo para contener el material a que se desplace en sus bordes

DEFINICIONES BÁSICAS 

CAPACIDAD DE DISEÑO (rated capacity): es la capacidad en términos de peso. 



Importante determinar la densidad del material a cargar

ESPONJAMIENTO: el porcentaje de aumento en volumen que ocurre cuando la roca es fragmentada y removida desde su posición inicial. 

Se puede expresar como porcentaje

SELECCIÓN DE EQUIPOS 1.

2. 3.

Elegir tipo de equipo Tamaño del equipo Numero de unidades para alcanzar un cierto objetivo

PROCESO DE SELECCIÓN DE MAQUINARIA 

Requerimientos técnicos  Uso

del equipo o aplicación  Condiciones ambientales  Infraestructura 

Requerimientos del proceso  Producción

requerida  Mantención

PROCESO DE SELECCIÓN DE MAQUINARIA 

Requerimientos económicos  Inversión

(US$)  Reembolso  Costos de operación (US$/hr)  Principios de inversión en la compañia  Precio

o rendimiento

PROCESO DE SELECCIÓN DE EQUIPOS 

Requerimientos sociales  Educación  Capacitación  Practicas



sindicales

Requerimientos ambientales

PROCESO DE SELECCIÓN DE EQUIPOS Requerimientos locales y estándares para maquinaria  Plan estratégico  Proyecto nuevo/reemplazo/ complementar la flota existente  Entender como un equipo afecta al proceso global 

SELECCIÓN DE EQUIPOS – HERRAMIENTAS DE CALCULO Sentido común  Opinión experta  Simulaciones  Cálculos de rendimientos  Cálculos con el VAN  Análisis de costo marginal 

INFORMACIÓN BÁSICA REQUERIDA PARA EL ANÁLISIS 1.-Información básica  Nombre de la mina, titularidad - dueño, ubicación, etc…  Numero de trabajadores.

2.-Condiciones 

Altura, temperatura minima y máxima, condiciones ambientales en la mina (subterránea)

3.-Cuerpo mineralizado  Tamaño, largo ancho y alto  Reservas mineras y recursos geológicos  Minerales valiosos y diluyente 4.-Tipo de roca y propiedades  Resistencia / dureza / peso especifico / esponjamiento  Condiciones Mecánica de la roca 5.-Minería  Metodo de explotación  Producción anual por cada metodo  Tipo de turnos (3 turnos de 8 horas, 2 turnos de 12 horas)  Productividad (Ton/hombre)

6.-Producción  Tamaño de caserones y dimensiones  Numero de caserones por año 7.-Perforación de producción  Diámetro de perforación , largo, perforación especifica  Malla de perforación  Metros perforados por año  Recuperación y dilución media

8.-Desarrollos  Horizontales: tamaño de secciones, metros requeridos por año  Chimeneas; tamaños y requerimiento anual 9.-Transporte  Tamaño del pique, capacidad de transporte  Dimensiones de la rampa

SISTEMAS DE CARGUIO – TRANSPORTE-VACIADO MINERÍA SUBTERRANEA SISTEMAS DE CARGUIO – TRANSPORTE-VACIADO  SISTEMA LHD Descripción sistema Calculo de rendimientos y costos Diseño de flota de equipos Automatización de equipos LHD  CARGADORES

FRONTALES

 Descripción  Calculo

de rendimientos y costos

Concepto es cargar-transportar y descargar

Cabina Operador

Especialmente diseñado para trabajar en minería subterránea: •Pequeños radios de giro •Pequeño Ancho y alto

•Gran capacidad de tolva (pala) •Buena velocidad de desplazamiento •Cargar camiones, piques y piso •Existen LHD Diesel y eléctricos

Balde Horquilla

Pluma

motor

FACTORES QUE AFECTAN EL RENDIMIENTO Iluminación Visibilidad Estado

de carpeta de rodado Condiciones del área de carguío Condiciones del área de descarga Factor humano Granulometría del mineral a cargar Perdidas de Potencia Altura sobre el nivel del mar Temperatura

SELECCIÓN DE LHD



El tamaño del LHD es función del layout posible.  Estabilidad  Recuperación  Productividad: no solo esta relacionado con el tamaño del equipo, considerar distancia al pique de traspaso



Tipo: eléctrico o diesel?.  Depende de los requerimientos y experiencia práctica

CONSIDERACIONES PARA ELEGIR EL TAMAÑO DEL LHD Estabilidad: el tamaño de labores se determina por el área máxima que puede ser expuesta sin soporte durante la etapa de desarrollo  Se deben considerar las dimensiones según legislación minera  Se debe considerar la ruta por la cual el equipo será introducido a la mina 

RECOMENDACIONES PRACTICAS Ancho galería: ancho del equipo + 1.5 (m) Altura galería: altura del equipo + 1.3 (m) Largo estocada (visera – centro calle): altura tunel + largo de la maquina Radio de curva (para velocidades adecuadas) : 2.5 * (IR + OR)/2 IR: radio de curva interno (m) OR: radio de curva externo (m)

DISPOSICIÓN GENERAL LHD

DISPOSICIÓN DEL LHD EN EL DISEÑO Y ÁNGULO DE LA ESTOCADA

Ejemplo: PE

radio de giro de 10 m Largo requerido: 11 m desde el eje de la calle A mayor ángulo el pilar mayor en mas ancho. Posible efecto en recuperación

DIMENSIONES TÍPICAS LHD

DIMENSIONES PARA DISTINTOS TAMAÑOS DE EQUIPOS Ancho/alto

Largo Estocada 6

Ancho de la galería (m)

5

20

4

3

2

1

16

0 0

5

10

15

20

25

30

25

30

Capacidad del LHD (toneladas)

14 12 10 8 6

6 5

4 2 0 0

5

10

15

20

Capacidad del LHD (toneladas)

25

30

Alto de la galería (m)

Minimo largo de estocada (m)

18

4

3

2

1

0 0

5

10

15

20

Capacidad del LHD (toneladas)

RENDIMIENTO LHD-CAMIÓN Datos de entrada: •Capacidad del balde, Cb •Capacidad del camion, Cc •Densidad in situ de la roca, d: (2,7 t/m3 típicamente) •Esponjamiento e •Factor de llenado del balde Fll (0,7-0,8) •Distancia cargado-Distancia vacio, Di, Dv (metros) •Velocidad cargado,Vc •Velocidad equipo vacio, Vc •Tiempo de carga, T1 (min) •Tiempo de descarga, T2 (min) •Tiempo viaje equipo, T3 (min) •Tiempo de maniobras T4, (min)

Costos Sistema LHD Costo mano de obra Costos operación

-Consumo combustible -Consumo de insumos (cuchara, neumáticos, lubricantes) Costos adquisición •Equipo •Vida útil Costos mantención y reparación Mantenciones menores Mantenciones mayores Costo operación = costo operación + costo mantención y reparación + costo mano de obra

OPERACIÓN DE LHDS 

Automatizado: toda la operación la realiza el software y hardware



Semi-autónomo: el carguío lo realiza el operador (telecomando) mientras que la ruta se hace de forma autónoma.



Tele-comandado: toda la operación la realiza el operador desde una estación de control



Manual: un operador controla el equipo en todas sus labores.



Hoy en día la mayor parte de las operaciones ocupa operación manual.

AUTOMATIZACIÓN DE LHDS •Minas que buscan alta productividad o tienen escasez de personal especializado buscan automatizar sus actividades subterráneas. •En Chile se busca productividad y competencia (e.g. Mina El Teniente ,Codelco) •La automatización esta basados en tecnología de punta obtenido en otras áreas de la ingeniería (robótica) para aquellas tareas mas bien repetitivas. •Equipos son operados desde una sala de comando por medio de software y hardware especializado. Un operador puede operar varias maquinas (hasta 3 se han provado) de manera eficiente. •Esta mas bien en el área de pruebas las que se han realizado en algunas sectores de minas de la gran minería como lo son El Teniente (Chile), Olimpic Dump (Australia), LKAB (Suecia)

AUTOMATIZACIÓN DE LHDS           

Por reducción secundaria y bolones se ha adoptado por equipos semi-autónomos en las operaciones. El tiempo de ciclo puede alcanzar un 30% menor El costo de adquisición de la automatización es de un 40% mayor que una manual Un operador puede operar hasta tres equipos. Cambio turno 5 minutos Se requiere mano de obra especializada: en el taller mecánico se necesita un ing. Eléctrico. Costos de servicio y piezas es menor en equipos semi-autónomos Desgaste de neumáticos es menor en equipos semi-autónomos Costos de cuchara/ consumo de combustible/ consumo de lubricantes y aceites igual que el equipo operado manualmente. Un operador puede aprender a manejar el equipo en días mientras lo que en operación manual puede tomar meses. La zona en que trabaja el equipo se debe aislar por medio de puertas o sensores (sistema de tags) La maquina se apaga si encuentra un obstáculo pero los sistemas actuales no pueden detectar personas o mas allá de 20 metros.

CARGADORES FRONTALES

CARGADORES FRONTALES •Los cargadores frontales son equipos de carguío diseñados para “cargar” material quebrado •Son equipos que operan sobre neumáticos y son Diesel por lo que tienen autonomía y buen rendimiento.

•Sirven no solo para carguío sino para tareas de apoyo (servicios) •No solo se ocupan en minería subterránea sino en minería a cielo abierto, canteras, forestal, construcción entre otros. •Para subterránea estos equipos han sido diseñados mas bajos y con articulación central a fin de obtener menores radios de giro. •Tienen la cabina del operador en el centro, y este opera mirando hacia el frente del equipo •Son de menor costo de adquisición que el scoop pero tiene un menor rendimiento y requiere de mayores secciones en las labores.

CARGADORES FRONTALES Volvo L150E

New Holland W200

CARGADORES FRONTALES Volvo L120E

Caterpillar 966H

DIMENSIONES DE CARGADORES 45º

A2

A6

A1

A3

Dt

Da

D L

Cargadores Frontales- especificaciones y costos de adquisición Capacidades [Ton.]

Equipo

Especificación

Cuchara

Carga útil

VOLVO

Cargador frontal

3,8 m3 dientes

7,7

L150E

brazo estandar.

segmentados

6,46 (*)

VOLVO

Cargador frontal

2,9 m3 roquera

6,4

L120E

brazo estandar.

diente obtuso

4,93 (*)

N. Holland

Cargador frontal

3,2 m3

5,88

W200

brazo estandar.

de dientes rectos

5,44 (*)

Caterpillar

Cargador frontal

3,5 m3 diente

966H

brazo estandar.

largo y segmento

JCB

Cargador frontal

3,5 m3 dientes

456 ZX

brazo estandar.

segmentados

John Deere

Cargador frontal

3,5 m3 dientes

744 J

brazo estandar.

segmentados

Medidas [mt.]

Peso bruto Peso Máx.

Largo

Ancho

Radios de giro [mt.]

Maxima

Alturas Cabina piso Volteo

Motorizacion.

Pasador

Interior

Exterior

Potencia [Hp]

RPM

USD sin IVA

17,43

25,13

8,87

2,95

5,94

3,58

4,8

4,34

3,8

7,37

Cilindrada [L] 12

384

1700

283.500

14,3

20,7

8,38

2,68

5,7

3,36

4,61

4,11

3,06

6,45

7,1

241

1500

201.700

10,97

16,85

7,71

3,01

5,26

3,32

4,4

3,9

NE

5,97

8,3

197

2200

155.250

?

23,69

9,2

3,3

6,1

3,6

4,8

4,2

NE

NE

11,1

283

1700

302.000

?

20,3

8

2,9

5,3

3,4

4,3

3,8

3,18

6,55

8,3

161

2000

159.500

?

23,35

8,55

3,01

NE

3,5

4,8

4,2

NE

NE

12,5

265

2000

254.100

5,95 (*)

5,95 (*)

5,95 (*)

COSTOS SISTEMA CARGADOR FRONTAL O LHD Costo mano de obra Costos operación -Consumo combustible

-Consumo de insumos (cuchara, neumáticos) Costos adquisición •Equipo •Vida útil Costos mantención y reparación

Mantenciones menores Mantenciones mayores Costo operación = costo operación + costo mantención y reparación + costo mano de obra

COSTOS DE OPERACIÓN CARGADORES FRONTALES Costo Operación Equipo de Carguío US$/hr Combustible Lubricantes Neumaticos Mantencion/ Reparación Subtotal Costo Operación

US$/hr US$/hr US$/hr US$/hr US$/hr

3,8 m3 22,4 0,41 6,0 8,9 37,7

3,5 m3 17,6 0,4 6,0 8,9 32,9

2,9 m3 14,4 0,41 6,0 8,9 29,7

Valor Equipo CIF Vida Valor Inversion Intereses Costos de Adquisicion

US$ horas US$/hr US$/hr US$/hr

283.500 21600 13,13 0,13 13,26

250000 21600,0 11,6 0,1 11,7

202.000 21600 9,35 0,09 9,45

Resumen Subtotal Costo operación Total Costo Operación Equipo Rendimiento Equipo Carguio Total Costo Equipo

US/hr US$/hr Ton/hr US$/ton

37,7 37,7 125,5 0,30

32,9 44,6 115,6 0,4

29,7 39,2 101,4 0,39

Operadores Costo Por Operador Producción Mano de Obra

US$/mes Ton/mes US$/ton

3 900 50000 0,05

1 900,0 50000 0,02

1 900 50000 0,02

Total Costo Operación Cargador Frontal

US$/ton

0,35

0,40

0,40

Precio combustible = 0,8 US$/l

PLANEAMIENTO EN PERFORACION Y VOLADURA

Gráfico 28  Malla obtenida para computo de esfuerzos desarrollada para una caverna de central hidroeléctrica  El desarrollo, y la influencia de los diferentes elementos finitos conjuntamente con el integro de la estructura es discutida por el uso de un adecuado método numérico y por la composición para su empleo con una estructura especial de los diversos coeficientes asignados a los materiales. 

CONSTRUCCIÓN DE GAELRIAS 

I- PERFORACIÓN



JUMBO

LOCOMOTORA

EMPERNADO INSTALACIONES

AVANCE EN TUNEL O GALERIA DE ACCESO  El método de construcción de un túnel requiere de un conjunto de medios técnicos y organizativos para desarrollar los problemas que se presentan durante la ejecución de trabajos de excavación, sostenimiento, revestimiento y consolidación.  Por otro lado, cada vez que se inicia la construcción de un túnel, el constructor toma como reto el mejoramiento de los avances obtenidos. Siendo el propósito de esta publicación explicar las razones que inducen a estas mejoras, sin condicron determinante pues se dan numerosos antecedentes que pueden servir para elegir algunas prácticas y eliminar otras, durante la construcción de este tipo de obras. 

En la actualidad existen dos sistemas para ejecutar la excavación de un túnel o galería subterránea.  Sistema de Avance Cíclico por Perforación y Voladura, es decir, manteniendo el mejoramiento de las operaciones tradicionales en secuencias invariadas.  Sistema de Avance Continuo eliminando el empleo de explosivos. Tiene gran importancia desde la aparición de máquinas que avanzan por sí mismas en la roca, revolucionando completamente la técnica tradicional. 

Fotografía 3

Sistema de avance parcial corono-banqueo (Top-heading)

PERFORACION 

La perforación es uno de los procesos operacionales más importantes en el ciclo de minado en la mina ya que son los que tienen más incidencia en el costo de minado para el avance de labores de preparación y explotación, la perforación es la primera fase de la excavación, su planeamiento y correcta ejecución determinan los resultados de cualquier voladura; lo más importante es la forma de cálculo del número de taladros y su distribución en la sección de excavación, la cual es determinada mediante el diseño de la malla de perforación, la perforación con los Jumbos modernos se efectúa con un paralelismo automático, de manera que el arranque es el tipo paralelo; usualmente se perforan entre uno y tres taladros de alivio de un diámetro de 3,5 pulgadas. El número de alivios depende de la calidad de la roca, su dureza y el área de la sección.

MALLA DE PERFORACION EN AVANCE

MALLA DE PERFORACION EN TAJEOS

CARGUIO Y VOLADURA 

Una vez terminada la perforación, se inicia la carga de taladros con el explosivo correspondiente, El acomodo del explosivo dentro del taladro es muy importante para la eficiencia de la voladura; se efectúa un retaqueo cuya finalidad es aumentar la densidad del explosivo dentro del taladro. Dicho retaqueo debe ser realizado con sumo cuidado; en algunos casos son tres simples golpes con el atacador de madera, es muy importante la distribución de la carga dentro del taladro; por ello se distribuirán los explosivos en función a la potencia y ubicación de taladro,



los explosivos de mayor potencia se usarán en los taladros de arranque y arrastres, en los cuadradores se usará explosivos de menor diámetro y potencia y de ser necesario se utilizarán espaciadores o medias cañas de tubo de PVC, para que sean distribuidos de una manera uniforme en toda la longitud del taladro, para la secuencia de encendido, se utilizarán retardos de ½ segundo para todo el conjunto; siendo los primeros números para el arranque; y así en forma secuencial se van incrementando los números de los faneles hasta el N°10 conforme se alejan del núcleo de la sección de excavación.

FACTOR DE CARGA 

La Carga Especifica llamada también Factor de Carga es una excelente referencia para el cálculo de la cantidad de explosivo requerido para un disparo (Kg/m peso de explosivos por volumen de excavación), Es esencial la distribución de explosivos dentro de la malla (taladros en la sección de excavación) de perforación y dentro del taladro. Este factor define la eficiencia de la voladura, medida en términos de avance efectivo, conservación de la roca remanente y fragmentación Para la distribución de los explosivos dentro del taladro en algunos casos se diseñan con una carga única (un solo tipo) en toda la columna y en otros casos con una carga de fondo (siendo ésta de un explosivo más potente) y otra carga de columna (siendo un explosivo menos potente). Es costumbre usar para el arranque y arrastres explosivos de mayor densidad o potencia. En los cuadradores y corona (taladros de periferia) se usan explosivos de menor potencia, “cañas”.

LIMPIEZA Y TRANSPORTE 

La limpieza y/o carguío de los tajos en el nivel 4660 se realizan con Scoop de3,5yd3,el mineral baja por gravedad por el orepass 940 hacia el nivel 4600 y el transporte se hace con carros mineros de 120 pies3 y locomotora de 13TM, este luego es llevado por línea d extracción hasta el echadero en superficie, El sistema de limpieza y acarreo en el Nv. 4600 es con Locomotoras, Shuttletraines (vagones), Pala Haggloader y Scoop Electrohidráulico de 1,5yd³; el proceso de limpieza y alimentación a la unidad de transporte es continua a diferencia de otros sistemas. La faja transportadora de la pala descarga el desmonte a los Shuttletrain, y con una cadena de arrastre ubicada en los vagones éste va llenando su capacidad. Los vagones irán en tandem lo que permitirá que se elimine el mayor volumen posible de desmonte por cada viaje. Las locomotoras serán las encargadas de dar movilidad a los vagones para el ingreso de los equipos y para el retiro de los mismos

SOSTENIMIENTO 

Uno de los procesos más importantes en el ciclo de minado es el Sostenimiento de rocas en las labores, ya que se debe brindar un ambiente de trabajo seguro al trabajador y reducir toda clase de riesgos que puedan ocasionar daños a personas, equipos y procesos. La estabilidad de la roca circundante a una excavación simple como un tajeo, una galería, un crucero, un bypass, etc. Depende de los esfuerzos y de las condiciones estructurales de la masa rocosa detrás de los bordes de la abertura. Las inestabilidades locales son controladas por los cambios locales en los esfuerzos por la presencia de rasgos estructurales y por la cantidad de daño causado a la masa rocosa por la voladura, en esta escala local, el sostenimiento es muy importante porque resuelve el problema de la estructura de la masa rocosa y de los esfuerzos, controlando el movimiento y reduciendo la posibilidad de falla en los bordes de la excavación. Para ello el departamento de Geología cuenta con un área de geomecánica el cual se encarga de hacer el estudio del tipo de terreno y recomienda el tipo de sostenimiento que necesita, por ejemplo mallas + SplitSet, shotcrete, paquetes de madera (Woodpack), cimbras, etc. Todos estos elementos son utilizados para minimizar las inestabilidades de la roca alrededor de las aberturas.

CLASIFICACION DE SOSTENIMIENTO SOSTENIMIENTO NATURAL. Cuando la excavación es auto sostenida por el macizo rocoso.  SOSTENIMIENTO ARTIFICIAL. Procedimientos y materiales usados para ayudar a estabilizar el macizo rocoso. 

SOSTENIMIENTO ARTIFICIAL 

El sostenimiento artificial a su vez se clasifica en dos grupos:

  

APOYO ACTIVO: Los elementos de sostenimiento son parte integral de la masa rocosa y empiezan a actuar a partir del momento en que son instalados.

 

APOYO PASIVO: Los elementos de sostenimiento son externos a la roca y dependen del movimiento interno de la roca que se encuentra en contacto con el perímetro excavado. Actúan cuando se producen movimientos hacia adentro de la masa rocosa aflojada.

SOSTENIMIENTO ACTIVO EN FORMA DE ROMBO

TIPOS DE SOSTENIMIENTO 



El tipo de sostenimiento varía en las diversas labores dentro de lámina, ya que se adecuarán de acuerdo a las características geológicas como el grado de fracturamiento o tipo de alteración de la roca, así como el tipo de labor que puede ser permanente o temporal. El tipo de sostenimiento a usarse de acuerdo a cada labor es la siguiente:



EN LABORES PERMANENTES

 

Cuando son labores que permanecerán durante casi todo el tiempo de explotación de la mina como son niveles, galerías, cruceros, ventanas, chimeneas entre otras se tiene:





Malla electrosoldada + SplitSet + pernos helicoidales

 

Shotcrete

 

Cuadros de madera

 

Cimbras metálicas



EN LABORES TEMPORALES

  

Cuando el tiempo de permanencia de la labor es corto o varia en pocos días, como por ejemplo los tajos en explotación, en donde se tiene: Sostenimiento natural.



 

Paquetes Sudafricanos+Jackpack

 

Malla electrosoldada+ SplitSet.

 

Puntales de seguridad.

ELEMENTOS PRE-TENSIONADO JACK PACK

 

VALVULA DE JACK PACK

INFLADO DE JACK PACK

PROCESO DE CONSTRUCCIÓN DE WOOD PACK

ALTURA DE JACK PACK

SOSTENIMIENTO EN TAJOS CON WOOD PACK Y JACK PACK

ARMADURA COMPLETA DE WOOD PACK

SISTEMA DE SOSTENIMIENTO

PALA HAGGLOADER

TRANSPORTE DE MINERIA SUBTERRANEA

VARIABLES CONDICIONANTES Y CRITERIOS BASICOS CONCEPTUALES PARA LA DETERMINACION DE UN METODO DE EXPLOTACION A.-POR SU FORMA.  Isométricos.- Las que se extienden en todas direcciones por igual, por ejemplo los depósitos masivos.  Estratificados y filonianos.- Aquellos que se presentan siguiendo direcciones preferentes y albergan un tonelaje relativamente pequeño.  Columnares o cilíndricos.- Los que se extienden en una sola dirección.  Intermedios o mixtos.- Que combinan características de dos o más de los grupos anteriores, debido a su propia génesis o a la tectónica que los ha dislocado o replegado.  La morfología de los yacimientos marca acusadamente la geometría final de las explotaciones, la secuencia de extracción y el método minero más adecuado.

B.-POR SU RELIEVE DEL TERRENO ORIGINAL. Horizontales o planos.- Cuando la superficie es relativamente llana u horizontal.  ladera.- Puede ser a favor del talud o contra talud, según la disposición de las masas mineralizadas.  Montañosos.- El terreno es irregular y presenta importantes accidentes topográficos.  Submarinos o subacuáticos.- Si están cubiertos por una lámina de agua.  La geometría del terreno determina, en cierta medida, el método de explotación y la aplicabilidad de los medios mecánicos para llevar a cabo la extracción de los distintos materiales. 

C.-SU PROXIMIDAD A LA SUPERFICIE. Superficiales.- Cuando no existe material de recubrimiento o éste presenta un espesor inferior a los 20 ó 30 metros. Profundos.- Localizados a profundidades mayores, entre los 40 y los 250 m. Variables.- Aquellos en los que una parte es económicamente explotable a cielo abierto y el resto por minería subterránea al ir desarrollándose en profundidad.  La posición de un yacimiento pueden ser, con respecto a la superficie, regular o irregular, La posición relativa de un yacimiento determina el tamaño de la explotación, tanto en planta como en profundidad, y de los sistemas aplicables, especialmente en cuanto a medios de transporte se refiere.

D.-POR SU INCLINACIÓN. Horizontales.- Con ángulos que pueden variar desde los 0º hasta los 10º ó 15º sobre el plano horizontal. Tumbados.- Con ángulos de 10º-15º hasta los 25º Inclinados.- Aquellos cuyos ángulos superan los 25º-35 y llegan hasta los 70º - 80º. Verticales.- Con ángulos comprendidos entre 70º y 90º.  El ángulo que presentan las masas mineralizadas, además de condicionar la elección del método de explotación, afecta de forma importante a las relaciones de estéril y mineral y, consecuentemente, a la economía de las operaciones a cielo abierto, así como a la probabilidad de rellenar los vacíos creados en yacimientos alargados para proceder a la recuperación de los terrenos.

E.-POR SU COMPLEJIDAD O NUMERO DE MINERALIZACIONES. Simple.- Se caracteriza por una características homogénea sin presencia de otros niveles mineralizadores o inclusiones; en este caso todos los minerales se extraen conjuntamente del yacimiento. Complejos.- Puede contener, junto con minerales de alta leyes, masa de mineral pobres o esterilizadas con unos contactos claros; en tales casos la explotación se realiza de forma selectiva para evitar la pérdida o dilución del mineral aprovechable.

También se incluyen, dentro de este grupo, aquellos depósitos con diferentes masas o niveles mineralizados que obligan a una explotación más compleja, aún cuando los contactos con el estéril sean nítidos.

F.-POR LA DISTRIBUCIÓN DE LA CALIDAD DEL MINERAL EN EL YACIMIENTO. Uniformes.- Cuando la calidad o ley del mineral es la misma dentro de los límites del yacimiento. En este caso la explotación se lleva cabo con uno o varios tajos, pero sin proceder a la mezcla de los minerales extraídos. No uniformes.- Cuando la mineralización presenta calidades distintas en algunas dirección en planta o en profundidad dentro del depósito. En estos casos se suele efectuar la extracción simultánea en varia zonas, para proceder a la mezcla y homogeneización de los minerales extraídos.

G.-POR EL TIPO DE ROCA DOMINANTE: El recubrimiento de estéril y el mineral son rocas compactas metamórficas o ígneas. El recubrimiento está constituido por rocas no homogéneas con alternancias de estériles blandos y duros, ígneas o metamórficas, y el mineral e intrusiones de estériles son rocas compactas o meteorizadas y también de origen ígneo o metamórfico. Las rocas del estéril de recubrimiento son blandas y densas, con el mineral y rocas de intrusión compactas o meteorizadas de origen ígneo o metamórfico. Tanto el recubrimiento como la zona mineralizada están constituidas por rocas ígneas o metamórficas meteorizadas. Las rocas de recubrimiento son blandas y sedimentarias y el mineral no es homogéneo.

METODOLOGÍA.  PROCEDIMIENTO NUMERICO 

La selección del método de explotación se realizará por el procedimiento numérico de selección propuesto por Nicholas ( 1 982). 



ETAPAS

Se realizará por dos etapas; la primera etapa por mayor peso contempla la Geometría, Leyes del depósito y las propiedades geomecánicas del mineral y estériles adyacentes. La segunda etapa se procederá a la evaluación económica, además un estudio complementario del ritmo de producción, la ley de corte, necesidades de personal, impactos ambientales y procedimientos de restauración y otras consideraciones.

OTROS FACTORES CONDICIONANTES A.-GEOLOGIA  La investigación geológica llevada a cabo debe permitir, por un lado, la correcta evaluación de los recursos y reservas que alberga el depósito, pero, además, debe facilitar información relativa a los principales de reocas, zonas de alteración, estructuras principales, accidentes tectónicos, etc. Todo ello debe plasmarse sobre planos y secciones a la escala adecuada para que pueda ser visualizado e interpretado fácilmente el yacimiento. La extensión del estudio en el sentido horizontal se recomienda que mantenga unas relaciones Profundidad del yacimiento / Limite del entorno de ½, si se va ha explorar por métodos subterráneos, y de 1/3 a ¼ si va a ser a cielo abierto.

GEOLOGIA REGIONAL • GEOLOGIA LOCAL • GEOOGIA ESTRUCTURAL  PLEGAMIENTOS  FALLAS  JUNTAS  DIACLASAS • MINERALIZACION •

•

MODELAMIENTO GEOLOGICO

B.-GEOMETRÍA DEL YACIMIENTO Y DISTRIBUCIÓN DE LAS LEYES.  La geometría del yacimiento se define a través de su forma general, potencia, inclinación y profundidad. La distribución de las leyes se definirá como uniforme, gradual o diseminada, y Errática. 1.-FORMA Equidimensional o masivo.- Todas las direcciones son similares en cualquier dirección. Tabular: Dos de las dimensiones son mucho mayores que la tercera. Irregular: Las dimensiones varían a distancias muy pequeñas.

2.-POTENCIA DEL MINERAL  Estrecho ( < 10)  Intermedio ( 10 –30 m)  Potente (30 a 100 m) Muy potente (> 100 m) 3.-INCLINACIÓN  Tumbado ( 55º) 4.-PROFUNDIDAD DEL YACIMIENTO  Superficiales  A mediana propfundidad  Profundas

5.-DISTRIBUCIÓN DE LAS LEYES Uniforme.-

La ley media del yacimiento se mantiene prácticamente constante en cualquier punto de éste. Gradual o diseminado: La leyes tienen una distribución zonal, identificándose cambios graduales de unos puntos a otros. Erráticos. No existe una relación espacial entre layes, ya que éstas cambian radicalmente de unos puntos a otros en distancia muy pequeñas.

C.-CARACTERÍSTICAS GEOMECÁNICAS DEL ESTÉRIL Y DEL MINERAL  El comportamiento geotécnico de los diferentes materiales depende básicamente de: las resistencias de las rocas, el grado de fracturación de los macizos rocosos y de la resistencia de las discontinuidades. La resistencia de la matriz rocosa es la relación entre la resistencia a la compresión simple y la presión ejercida por el peso del recubrimiento. Esa ultima puede calcularse a partir de la profundidad y la densidad de la roca, mientras que a la resistencia a la compresión se determina mediante el ensayo de la carga puntual.  El espaciamiento entre las fracturas puede definirse en términos de fracturas por metro o por el RQD (Rocck Quality Designation) EL RQD es el porcentaje de trozos de testigo con una longitud superior a 10 cm.

1.RESISTENCIA

A LA MATRIZ ROCOSA

(Resistencia a compresión simple (Mpa)/Presión del recubrimiento (Mpa) - Pequeña ( 8) - Media ( 15) - Alta ( 15) 2. ESPACIAMIENTO ENTRE

Fracturas/m

RQD. (%)

- Muy pequeño

 16

0 – 20

- Pequeño

10 – 16

20 – 40

- Grande

3 – 10

40 – 70

- Muy grande

3

70 – 100

FRACTURAS

3. RESISTENCIA DE LAS DISCONTINUIDADES. - Pequeña:

discontinuidad

limpias

con

una

superficie

suave

a

con

material de relleno blando - Media : discontinuidad limpias con una superficie rugosa - Grande

:

discontinuidades

igual o mayor que a roca.

rellenas

con

un

material

de

resistencia

PROCEDIMIENTO NUMÉRICO DE SELECCIÓN. El procedimiento numérico de selección del método de explotación consiste en asignar a cada uno de éstos unas calificaciones individuales en función de las características y parámetros que presentan los yacimientos. En la siguiente tabla se dan las puntuaciones de cada uno de los métodos de explotación atendiendo a la geometría del deposito y distribución espacial de las leyes.

Métodos de Forma del explotació yacimiento n M T I

Potencia del mineral

Inclinación

Distribución de las leyes

E

I

P

MP

T

IT IN

U

D

E

Cielos 3 cubiertos Hundimient 4 o por bloques Cámaras 2 por subniveles Hundimient 3 o por subniveles

2

3

2

3

4

4

3

3

4

3

3

3

2

0

-49

0

2

4

3

2

4

4

2

0

2

1

1

2

4

3

2

1

4

3

3

1

4

1

-49

0

4

4

1

1

4

4

2

0

0

-49 -49

4

0

-49 4

2

0

Tajo largo -49 0

-49 4

Cámaras y pilares

0

4

2

4

2

-49 -49 4

1

0

3

3

3

Cámaras almacén

2

2

1

1

2

4

3

2

1

4

3

2

1

Corte y relleno

0

4

2

4

4

0

0

0

3

4

3

3

3

Fajas ascendentes

3

3

0

-49 0

3

4

4

1

2

4

2

0

Entibación con marcos

0

2

4

4

1

1

2

3

3

5

3

3

tabulado

I

Irregular

E

=

Estrecho

I

=

T

=

Tumbado

IT

=

M

=

Masivo

Intermedio

t P

= =

Potente

MP

=

=

4

Muy

potente

Intermedio IN = Inclinado U = Uniforme D = Diseminado E = Errático.

Después de totalizar las puntuaciones, los métodos que presentan las calificaciones serán los que tendrán mayores probabilidades de aplicación y con los que se procederá a cubrir la segunda etapa de estudio. OTROS FACTORES A CONSIDERAR. Son muchos los factores que, al margen de los puramente técnicos, vistos anteriormente pueden influir en la selección del método de explotación adecuado. Entre los deben ser analizados en etapas de estudio mas avanzadas se encuentran. El ritmo de producción, la disponibilidad de mano de obra especializada, las limitaciones ambientales, la hidrogeología y otros aspectos de índole económica.

CLASIFICACIÓN DE LOS MÉTODOS ATENDIENDO A LAS CARACTERÍSTICAS GEOMECÁNICAS DE LAS ROCAS ZONA DEL MINERAL.

MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN

Cielo abierto Hundimiento de bloques

Cámaras por subniveles Hundimiento subniveles Tajo largo

Resistencia de las rocas

Espaciamiento entre fracturas

Resistencia de las discontinuidades P

P

M

A

MP

P

G

M

M

G

3

4

4

2

3

4

4

2

3

4

4

1

1

4

4

3

0

4

3

0

4

3

4

0

0

1

4

0

2

4

0

3

3

0

2

4

4

0

2

2

4

1

0

4

4

0

0

4

3

0

0

3

4

0

1

2

4

0

2

4

1

3

4

0

1

3

4

0

2

4

3

2

2

3

3

2

2

3

3

2

2

3

3

1

1

2

4

1

2

4

por

Cámaras y pilares Cámaras almacén

Corte y relleno Fajas ascendentes

Entibación con marcos

4 1 1 4 4 2 1 4 3 2 Resistencia de las rocas: P = Pequeña M = Media A = Alta Espaciamiento entre fracturas: MP = Muy pequeña P = Pequeño G = Grande MG = Muy grande Resistencia de la discontinuación : P = Pequeño M = Media G = Grande.

ZONA DEL TECHO Resistencia de Espaciamiento entre

MÉTODOS DE

las rocas

EXPLOTACIÓN

fracturas

Resistencia de las discontinuidades

P

M

A

MP

P

G

M

3

4

4

2

3

4

4

2

3

4

4

2

1

3

4

3

0

4

2

0

-49

3

4

-49

0

1

4

0

2

4

subniveles

3

2

1

3

4

3

1

4

2

0

Tajo largo

4

2

0

4

4

3

0

4

2

0

Cámaras y pilares

0

3

4

0

1

2

4

0

2

4

Cámaras almacén

4

2

1

4

4

3

0

4

2

0

Corte y relleno

3

2

2

3

3

2

2

4

3

2

Fajas ascendentes

4

2

1

3

3

3

0

4

2

0

Cielo abierto

Hundimiento

Entibación

G

por

subniveles

Hundimiento

M

de

bloques Cámaras

P

por

con

Resistencia de las Espaciamiento entre

MÉTODOS DE

rocas

EXPLOTACIÓN

fracturas

Resistencia de las discontinuidades

P

M

A

MP

P

G

M

3

4

4

2

3

4

4

2

3

4

2

3

3

1

3

3

3

1

3

3

0

2

4

0

0

2

4

0

1

4

subniveles

0

2

4

0

1

3

4

0

2

4

Tajo largo

2

3

3

1

2

4

3

1

3

3

Cámaras y pilares

0

2

4

0

1

3

3

0

3

3

Cámaras almacén

2

3

3

2

3

3

2

2

2

3

Corte y relleno

4

2

2

4

4

2

2

4

4

2

Fajas ascendentes

4

3

3

1

3

3

3

1

2

3

Cielo abierto Hundimiento

Entibación

G

por

subniveles

Hundimiento

M

de

bloques Cámaras

P

por

con

VALORES EN FUNCION DE LA CLASIFICACION Clasificación

Valor

Preferido

3-4

Probable

1-2

Improbable

Desechado

0

-49



PRODUCCIÓN DIARIA Y RENDIMIENTO POR JORNAL PARA LOS DIFERENTES MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN

Método de Explotación

Producción diaria (t/d)

Rendimiento por jornal (T/j)

Hundimiento por bloques - gravedad

115 – 300

- LHD - Cuchara

2,500 – 40,000 de

65 - 160 70 - 180

arrastre Minería continua

2,000 – 30,000

100

Corte y relleno

100 – 8,000

6 - 12

Barrenos largos

350 –10,000

60 - 95

Cámara y pilares

1,500 – 8,000

80 - 100

800 – 9,500

100 - 140

100 - 4,000

3 - 10

20 – 200

4 - 8

650 – 4,000

105 - 200

- Roca dura - Roca blanda Cámara almacén Entibación con marcos Crátere invertidos

COSTO UNITARIO DE EXTRACCIÓN DE LOS PRINCIPALES MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN EN MINERÍA SUBTERRÁNEA.

Método de explotación Hundimiento por bloques

Costos de extracción Bajo Medio Alto XXXXX

Cámaras por subniveles Hundimiento subniveles Cámaras y pilares Cámaras almacén Corte y relleno

Entibación con marcos

por XXX

XX XXXXX XXXX X

X XXX XXXX

XXXX





CONCLUSIONES: Como se ha visto, el estudio de la posibilidad de aplicación comprende dos fases por lo menos, la primera que describe la geometría de criadero, la distribución de la ley del mineral, y las propiedades geomecánicas de las rocas. Aquellos se eliminan aquellos métodos que no se adapten a los parámetros ya definidos para el yacimiento, los métodos que queden se ordenan según sus costos de explotación, producciones convenientes, posibilidades y calidad de mano de obra, consideraciones ecológicas Nicholas y Marakek en 1981 presentan una tabla para la orientación en la primera fase del estudio de selección. En la segunda fase, se determina la explotabilidad del yacimiento; en primer lugar, pro el precio del mineral, posibilidades de producción y la ley del criadero, el precio del mineral no se puede controlar; pero la producción y la ley vienen fijadas por la Ley limite (Cut – Off), que a su vez se calcula como resultado de una planificación de mina y del costo previsto la ley limite (cut – off) es aquella para la que, en las condiciones de precios actuales del material, el valor de este es igual a su costo.

Aunque la fijación de la ley – limite es fundamental como base de un proyecto minero, los ingenieros no se ponen de acuerdo sobre la forma de conseguirlo. Algunos proponen un proceso simple que consiste en utilizar sólo los costos directos, indirectos y de fundición, sin incluir los costos de capitalización como hacen otros. Los costos directos por tonelada de laboreo y preparación se obtienen en los trabajos preliminares de planificación de mina, esos costos no incluirán el capital de equipo, pero sí la reposición del mismo y el material. También deben incluirse la vigilancia, beneficio marginal y otros costos indirectos (para determinarlo se obtendrán información en otras minas similares). Las cargas por transporte, fundición y beneficio permiten calcular un costo por tonelada, empleando una estimación razonable del resultado del proceso.

La diferencia entre este método y los demás en que no intervienen en él los costos por capital, tales como los de equipo minero, construcción e instalaciones, pozos y preparaciones subterráneas. Si se incluyeran esos costos, la ley limite sería más alta, y por ello, bajaría la producción. El argumento para no incluir los costos de capital es el siguiente; aquellas toneladas que se eliminen al incluir estos costos de capital tienen un valor que ayuda a pagar los intereses y amortización del capital; además, los costos de capital son soportados normalmente por el tonelaje de mineral de alta ley producido en los primeros años de vida de la mina. Con la ley limite y el plan de explotación resultante, se puede estimar las reservas explotables y el “Flujo de caja” anuales y, con ello, calcular si hay suficiente beneficio para hacer frente a las amortizaciones e intereses del capital.

RECOMENDACIONES:

 Para

seleccionar un método y comenzar su anteproyecto es preciso disponer de planos y cortes geológicos, de un modelo de distribución de leyes del yacimiento, y conocer las características mecánicas de las rocas del mismo, muro y techo, muchos de estos datos se obtienen de testigos de sondeos

Determinación de las reservas explotables. Para definir la geometría y distribución de las leyes de un yacimiento, necesario en la primera fase, debe dibujarse un modelo del mismo, con planos de plantas y secciones a la misma escala que los geológicos, divididos en bloques y con colores según las leyes Estos planos pueden superponerse a los geológicos para indicar las rocas dominantes y sus relaciones con el volumen del yacimiento. El estudio de mecánica de rocas es necesario para elegir el método de explotación mas adecuado para un yacimiento mineral.

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

El estudio de mecánica de rocas es necesario para elegir el método de explotación mas adecuado para un yacimiento mineral. En la fase del estudio geotécnico, él número de datos de que se dispone no es, normalmente, muy grande, por lo que pude ser necesario suplir la falta de información con la experiencia de ahí el criterio de que en esta fase intervengan ingenieros con mucha capacidad practica del tema. Para explotar un yacimiento, debe preferirse el método que consiga el menor costo por tonelada extraída, con el mayor beneficio y más rápido posible. La intensidad de explotación puede decidirla el método elegido. Sin embargo, a veces las condiciones de la zona exige una producción que sea más alta y más baja que las convenientes para que el método sea rentable, entonces hay que tantear una solución de compromiso. Las condiciones ecológicas, ambientales, etc., tienen cada día más influencia en la selección de los métodos.



Manuel Bustillo Revuelta, Carlos López Jimeno: Recursos Minerales (1996), Instituto Geominero de España, Pág. 187 – 252.



Ricardo Arteaga Rodríguez: Manual de evaluación técnico económico de proyectos mineros de inversión (1997), Instituto Tecnológico Geo – Minero de España. Manuel Bustillo Revuelta, Mecánica de rocas aplicado a minería subterránea (1997), Instituto Geominero de España. Pág.

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CASOS PRACTICOS DE PLANEAMIENTO EN MINERIA SUBTERRANEA



DESARROLLO, PLANEAMIENTO MINADO CON MÉTODO DE CAMARAS Y PILARES. 

  

MINA CONDESTABLE.

CIA MINERA – CONDESTABLE S.A. Método de Explotación: Cámaras y Pilares Producción 1000tn/ día

CARACTERÍSTICAS DEL YACIMIENTO. El yacimiento se presenta como mantos intercalados y superpuestos, con potencia promedio 2.5m, buzamiento entre 30 y 40º y reconocida hasta una profundidad de 245m emplazada en rocas volcánicas y pórfidos intrusivos. La mineralización es del tipo neta somática de contacto, de buena competencia siendo el principal metal útil Cu. Las reservas de mineral entre probadas y probables, llegan a 1 383,000 TM con 1.46% de Cu, (año 1984 cuando fueron recopilados los datos).

ESTRUCTURA DE LA MINA.  El acceso a la mina es por medio de socavones, galerías de nivel y chimeneas.  El transporte en los niveles se realiza mediante carros mineros accionados por locomotoras eléctricas a echadero. 





Los Block de explotación tienen 80m de longitud por 40m de altura.

 

Las labores preparatorias consisten en construir galerías de extracción, a partir de la cual, se inicia la explotación, tolvas y chimeneas de acceso y ventilación.

 

MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN. El método de explotación aplicada en la mina es de cámaras y pilares, iniciándose a partir de la galería de extracción cámaras transversales al rumbo del manto; estas cámaras, tienen 8 m de ancho, y se dejan pilares de 4 x 4 m, mas o menos alineados, tratando de guardar simetría (Ver Figura. 1.0 vista de Planta).

 

En la perforación se utilizan maquinas perforadoras tipo Jack Leg., y para voladura explosivo dinamita. Por disparo, se obtiene 110 TM, de mineral.

 

Acarreo se realiza utilizando rastrillos accionados por Winchas eléctricas y neumáticas de 2 tambores, hasta las tolvas echadero.

 

La ventilación es forzada mediante el uso de ventiladores eléctricos y complementada con ventilación natural.

PARÁMETROS DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN.  Productividad en el Tajeo: 7.1 T/Hg.  Consumo de Explosivo : 0.29 Kg/Tn.  Metros de Taladros perforados: 1.22 m/Tn.  Labores preparatorias: 4.8 m/1000 Tn. Extraídas.  Producción de labores preparatorias: 8%  Dilución: 5- 10 %  Recuperación de las reservas geológicas: 75%  Restablecimiento del equilibrio del macizo rocoso: vació abandonados.  Mineral roto por disparo: 110 Tn.  Sostenimiento temporal: no es necesario.  Duración promedio de un Block : 8 – 10 MESES. 



 CIA

MINA CATUVA.

MINERA RAURA S.A.



MÉTODO DE EXPLOTACIÓN:



Corte y Relleno por Cámaras y Pilares Ascendente. Producción: 1500 tn/día.



CARACTERÍSTICAS DEL YACIMIENTO.  El yacimiento esta formado por una gran bolsonada con inclusiones de mármol, sus dimensiones varían entre 30 y 70 m con promedio de 40 m, buzamiento 60º. La profundidad reconocida es 250 m, su extensión horizontal llega a 400 m emplazada en calizas y dacita epidotizada poco competente. La mineralización es del tipo metasomático de contacto. 

La metales útiles son Zn, Pb, Cu y Ag.  Las reservas cubicadas son 3 947,000 Tn, entre probadas y probables (1987) con leyes de 6.5 % de Zn, 3.2% de Pb, 0.4% de Cu y 3.2 Onz Ag/Tn. 

ESTRUCTURA DE LA MINA.  El yacimiento es accesible por socavones y rampas.  El transporte en los niveles y la extracción se realiza con volquetes y Teletrams. 

 

Los Blocks tienen 100 m de longitud y 40 m de altura. Las labores preparatorias consisten en construir galerías en estéril paralela al eje mayor y a 8 – 10 m de la mineralización, labores de acceso a la mineralización cada 50 m, subnivel de acceso transversal al cuerpo, una galería mineral longitudinal, chimeneas para ventilación, relleno, accesos y servicios.

 

MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN. El método de explotación es corte y relleno por cámaras y pilares. A partir del subnivel longitudinal se realizan cortes transversales (tajeos) de 6 m de ancho por 4 m de altura hasta llegar a caja techo, dejando pilares de 4 m en forma alternada; posteriormente se rompen estos pilares quedando pilares 4x4 ó 4x5 m equidistantemente, siguiendo la secuencia de minado entre perforación, voladura, acarreo y relleno (Ver Figura 2.0).

  

El acarreo se realiza con Scooptrams, eléctricos y Diesel de 2 y d³. El relleno de los tajeos se hacen con relleno convencional y relleno hidráulico.

 

La ventilación es forzada mediante ventiladores eléctricos.

PARÁMETROS DEL METODO DE EXPLOTACIÓN.  Productividad en el Tajeo : 13.8 Tn/hg.  Consumo de explosivo: 0.17 Kg/Tn.  Metros de taladros perforados: 0.86 m/Tn  Labores preparatorias: 1.82 m/1000Tn extraído.  Producción de labores preparatorias: 12%  Dilución: 10.0%  Recuperación e las reservas geológicas: 60.0%  Restablecimiento de equilibrio de macizo rocoso: relleno, pilares y puentes.  Mineral roto por disparo: 350 Tn.  Sostenimiento Temporal: no se usa.  Duración promedio de un Block: 4-5 años. 



MINA SAN VICENTE.

CIA

MINERA – SAN IGNACIO DE MOROCHA S.A.



MÉTODO DE EXPLOTACIÓN:



Corte y Relleno por Cámaras y Pilares.



Producción: 2500 Tn/ día.

CARACTERÍSTICAS DEL YACIMIENTO  El yacimiento esta formado por mantos concordantes y paralelos, que en total alcanzan a una potencia que va desde 80 hasta 120 m, buzamiento promedio 35º, emplazadas en calizas exfoliadas regularmente. La profundidad reconocida es de 400 m y su extensión llega a 1500 m. 

 

La mineralización es del tipo sin genético con aporte hidrotermal de baja competencia, los metales útiles son Zn y Pb incluido dentro de la dolomita.

 

La reserva entre probadas y probables alcanzan a 4 900,000 Tn (1986) con leyes de 12% Zn y 0.9% Pb.

ESTRUCTURA DE LA MINA.  El yacimiento es accesible por socavones y rampas.  El transporte en los niveles se realiza mediante locomotoras eléctricas y carros mineros de 10 Tn. 

 

Los Blocks de explotación tienen 120 m de longitud separados por pilares de 60 m, dentro de las cuales se ubica las rampas y los echaderos.

 

Las labores preparatorias consisten en construir galerías longitudinales al eje del Block hasta un crucero de extracción, chimeneas para ventilación y echaderos ore pass de nivel a nivel.

MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN.  El método de explotación es de corte relleno por cámaras y pilares ascendente. 





A partir del sub nivel de explotación se realizan cortes transversales (tajeos) de 6m, por 6m de altura hasta llegar a las cajas dejando pilares alternados de 4 m de ancho, posteriormente se rompen estos pilares en sentido longitudinal, quedando finalmente pilares de 4 x 4 m. Equidistantemente (Ver Figura 3.0)

 

La perforación se realiza con Jumbo Boomer y voladura con ANFO; por cada disparo se obtiene 1,200 Tn de mineral.

El acarreo se realiza con Scoops Diesel de 6 y 3.5 yd³.  El Relleno utilizado en tajeos es relleno hidráulico en un 58% y convencional el restante 42%. 

 

La ventilación es forzada mediante ventiladores eléctricos.

 

La secuencia de las operaciones unitarias es perforación, voladura, acarreo y relleno.



PARÁMETROS DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN.        



 

Productividad en el Tajeo : 20.0 Tn/hg. Consumo de explosivo: 0.17 Kg/Tn. Metros de taladros perforados: 0.42 m/Tn Labores preparatorias: 1.3 m/1000Tn extraído. Producción de labores preparatorias: 7% Dilución: 15.30% Recuperación e las reservas geológicas: 45% Restablecimiento de equilibrio de macizo rocoso: relleno, pilares y puentes. Mineral roto por disparo: 1,200 Tn. Sostenimiento Temporal: no se necesario. Duración promedio de un Block: 3-4 años.



PLANEAMIENTO DE EXPLOTACIÓN POR SUB NIVELES (SUB – LEVEL STOPING).





MÉTODO DE EXPLOTACIÓN.

Actualmente el método de explotación que se aplica en la mina San Rafael es SUB-LEVEL STOPING, debido principalmente a: 







La disposición natural del mineral en el yacimiento en forma de vetas con ensanchamiento en su estructura denominados bolsonadas o cuerpos, con buzamiento que oscilan entre 48º hasta 75º. La potencia de la mineralización en vetas que oscila entre 2.0 m, hasta 6.0m. y en los cuerpos hasta 35.0 m lo cual favorece la aplicación del método. La característica de la roca encajonante (intrusivo, porfido monzogranítico) muy competente y de dureza media. El método de explotación se realiza en blocks mineralizados que tiene una longitud que varía de 100 m., hasta los 200 m.





CONSIDERACIONES DE DISEÑO.

En forma general puede ser aplicado bajo las siguientes condiciones: 

  

El depósito debe ser vertical o próximo a ella excediendo el ángulo de reposo. Las cajas deben ser competentes y resistentes. El mineral debe ser competente y con buena estabilidad. Los limites del yacimiento deben ser anchos y regulares.

 

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





LABORES DE DESARROLLO Y PREPARACIÓN. El acceso a los tajeos se efectúa por inclinados o piques, siendo estos ubicados normalmente en la caja piso. Es importante definir los intervalos entre niveles ya que esto influye en el tamaño óptimo de la cámara, esta altura oscila entre 60 m a 130 m. Dependiente de la altura del yacimiento. La galería de transporte debe ser desarrollada en la parte mas baja del tajeo paralela a la zona mineralizada en estéril. Las chimeneas deben ser desarrolladas como acceso a los sub niveles para el subsecuente desarrollo de estos sub niveles. Las galerías de perforación deben ser llevadas dentro del mineral como sub niveles. Para la recuperación del mineral derribado se desarrollan los Draw Points (Figura Nro. 1).

DISEÑO DEL TAJEO.  LONGITUD Y ANCHO DEL TAJEO. Depende de los siguientes parámetros:  Geometría del yacimiento.  Dirección de los esfuerzos principales.  Competencia de los techos o sobre carga.  Optimo diseño de perforación  Diseño de la galería de perforación 





ALTURA DEL TAJEO Se debe considerar  La competencia del mineral en conjunto.  Buzamiento de la veta  Disponibilidad del equipo de perforación  El grado de fragmentación deseado  Intervalo entre sub niveles  Grado de exactitud. 





UBICACIÓN DE LOS DRAW POINTS Y DISEÑO  El

espaciamiento entre los draw points debe ser óptimo, sin restricciones para una recuperación máxima de tajeo.  La gradiente debe variar + 3% a + 4%.  Los Draw points deben ser ubicados en la caja piso. (Figura Nro. 2).  



PERFORACIÓN.

La perforación de todas las galerías de preparación tiene una sección de 5.0 m. *4.0 m. Y chimeneas de 2.0 m. *2.0m. que servirán de cara libre para la voladura de taladros largos, son perforados por los siguientes equipos mecanizados y convencionales.    

Jumbo Boomer Atlas Copco. Perforadoras Canun 260 con barrenos integrales. Perforadoras manuales Jack Leg. Raise Boring.

PERFORACIÓN. La perforación de todas las galerías de preparación tiene una sección de 5.0 m. *4.0 m. Y chimeneas de 2.0 m. *2.0m. que servirán de cara libre para la voladura de taladros largos, son perforados por los siguientes equipos mecanizados y convencionales. 

Jumbo

Boomer Atlas Copco. Perforadoras Canun 260 con barrenos integrales. Perforadoras manuales Jack Leg. Raise Boring.





VOLADURA.

Para la labores de preparación o acceso, la voladura de frentes que tiene 51 taladros de producción por 02 de alivio y chimeneas que tiene 33 taladros en total, 30 taladros de producción y 03 de alivio, se usan explosivos y accesorios como el Examón - P, gelatina 75%, semexa 65%, fanel, cordón detonante, mecha de seguridad, mecha rápida, fulminante Nro 4 y 6, otros.





ACARREO.

El acarreo de material se realiza a los diferentes Ore pass, cámaras de acumulación o directamente hacia la superficie con los equipos siguientes: Scoop

6.0 Yd³ Scoop 5.5 Yd³ Scoop 3.5 Yd³ Camiones 14 Yd³ de capacidad. Camión 35 toneladas de capacidad

SISTEMA

DE MINADO POR SUBNIVELES (MINA SAN RAFAEL). SISTEMA DE MINADO.



El sistema de minado por el método de explotación por sub niveles en la mina San Rafael, consiste en perforar taladros en forma radial o abanico y paralelo. Tiene los siguientes parámetros de diseño.

Altura de tajeo

Altura de Sub niveles (bancos) Ancho de tajos en vetas

–

Ancho de tajos en cuerpo

–

Longitudes de tajo

–

Sostenimiento

temporal

en

cuerpos Restablecimiento

10m.*5m. pilares

del

macizo

Queda vació

rocoso Producción mensual de tajos

55 OOO

T.M.S.

 PERFORACIÓN



CON TALADROS EN ANILLOS O ABANICO.

La perforación se realiza a través de los sub niveles con barrenos dispuestos en abanico o anillos, el mineral disparado cae al fondo del tajeo evacuando el mineral por medio de los Draw Points, según el sistema empleado.

 

Este tipo de perforación es generalmente para yacimientos irregulares, este presenta dilución y difícil control de este parámetro. (Figura Nro. 3)



MÉTODOS DE MINADO PARA APLICACIÓN DE TALADROS LARGOS:  Usado

cuando en mineral y las cajas son sólidas y competentes.  Alta mecanización.  Olympic Dam, Australia.  Stawell Gold, Australia.  Paredes estables  Se requiere alta precisión en el diseño de la malla de perforación.

 PERFORACION



CON TALADROS LARGOS EN PARALELO.

Es ventajoso emplear este sistema en yacimientos verticales de buena potencia, las operaciones de perforación en sub niveles se realiza exclusivamente por medio de taladros largos en paralelo, usando barras de retención para logros una profundidad apropiada, con diámetros de 2.0º a 7 7/8º hasta una longitud de 90 m.

 

una vez abierta la rosa frontal del nivel inferior para empezar el arranque se comienza la perforación del sub nivel más bajo, antes de perforar los taladros paralelos, luego iniciándose con la perforación en forma descendente (Figura Nro. 4).

 DESVIACIÓN



DE LOS TALADROS LARGOS.

La desviación de los taladros es debido a: 



  

Falta de experiencia en la colocación de los ángulos de los diferentes taladros. Cuando las condiciones estructurales cambian bruscamente, en nuestro caso hay la presencia de geodas, las presencia de fracturas tensionales, en muchos casos de potencia considerable con material de relleno. Cambio en la dureza de la roca. Alteraciones de la roca. Diámetro del taladro, taladros de menor diámetro son más fáciles de desviarse en comparación con taladros de un diámetro mayor.

 VOLADURA



DE TALADROS LARGOS.

Se realiza considerando los siguientes aspectos: 







En general se realiza en retirada desde la cara libre ubicado en uno de los extremos de los bloques perforados (la chimenea esta ubicado en la línea de rumbo de la veta o cuerpo). Se realiza en forma escalonada o gradines invertidos, el mismo que permite ejecutar trabajos en condiciones seguras para el personal y equipo. El carguío de los taladros se realizan preferentemente de arriba hacia abajo con mayor facilidad y eficiencia en su ejecución. La voladura se realiza indistintamente en diferentes bloques y en diferentes tajeos, (Figura Nro. 5).

 DISEÑO



Para el cálculo de la geometría de perforación usamos la teoría formulada por LANGEFORS. D B    * dc * PRP  / c * f ( S / B)   33 

B : 

      

DE MALLA DE PERFORACIÓN.

Burden (Mts) D : Diámetro del taladro (mm) C : Constante de roca 0.40 + 0.75 rocas duras 0.3 + 0.75 rocas medias. PRP: Potencia relativa del explosivo en peso F : Factor de fijación = 0.85 (barenos inclinados) S/B: Relación Burden – espaciamiento = 1.25 Dc : Densidad de carga (Kgs/dm³).

 ACARREO



Y TRANSPORTE DE MINERAL. Esta operación se realiza mediante la combinación entre equipos: scoop-camión de bajo perfil desde los niveles transportándole mineral a los echadores, desde este punto el mineral es transportado en volquetes de 24 ton. Por la rampa hacia la chancadora primaria.

  EQUIPO



DE ACARREO Los equipos de acarreo son los que trabajan en el interior de la mina en los niveles, sub niveles y estos son:

  SCOOP



– CAMIÓN. Este es un equipo diesel que opera en los puntos de operación o frente de preparación acarreando el mineral a los echaderos en distancias cortas, en distancias mayores del frente a los echaderos en este caso se combina el scoop con los camiones de bajo perfil.





VOLQUETES VOLVO.

La función de este equipo es de transportar el mineral de las tolvas a la planta concentradora por la rampa principal que tiene una sección 5* 4 m² con una pendiente de – 10% para el carguío de mineral son cargados de las tolvas, como también con la combinación de las palas en las estocadas, recorriendo una distancia promedio de 4.5 km. 

EQUIPOS UTILIZADOS PARA LA EXPOTACION DE SUB NIVELES.

DESARROLLO

1 Jumbo electrohidráulico Boomer H-.C. 2 Scooptrams de cúbicas EJC.

PREPARACIÓN NIVELES DE PERFORACIÓN

1 Jumbo electrohidráulico Boomer H-.C. 1 Scooptrams de cúbicas ST – 1000 Atlas 1 Simba H-1354 Atlas Copco

PERFORACIÓN DE TALADROS LARGOS

1 D.T.H. Túnel 60 Drillco Tools 1 Mustang A32 CB-E Atlas Copco ACARREO INTERNO (EXPLOTACIÓN)

2 Scooptrams de cúbicas ST-1000 Atlas Copco

1 Scooptram de cúbicas EJC- 210 Tamrock (1 stand by). EXTRACCION

ALIMENTACIÓN A PLANTA

MINERAL (EXPLOT)

3 Unidades volquetes Volvo Intercooler NL-1241

DESARROLLOS

2 Unidades volquetes Volvo Intercooler NL-12

PREPARACIONES

2 Unidades volquetes Volvo Intercooller NL-12

STAND BY

2 Unidades volquetes Volvo Intercooller NL-12 1 Pala Caterpillar CAT – (3.8 Tons)

Aplicaciones:  Cuerpos con fuerte buzamiento  Caja y techo estables  Cuerpos competentes  Limites regulares del cuerpo. 



Ventajas:  Alta producción  Alta productividad  Mecanización elevada  Costos bajos / medios  Es un método seguro  Sistema flexible 



Desventajas:  Necesidad de un planteamiento detallado.  Alto costo de capital inicial  Baja selectividad  Recuperación moderada  Dilución moderada 

DESARROLLO Y MINADO CON MÉTODO EXPLOTACIÓN DE CORTE Y RELLENO ASCENDENTE.





DESCRIPCIÓN GENERAL DE MINA.

La producción promedio actual de la mina es de 250 T.iA.S.D., con leyes promedio de 10.53 Oz/TM de Ag. 2.15 % de Cu., y 1.10% de Pb.; esta producción es el resultado de algunas mejoras efectuadas en el minado izaje y servicios.

 

Los tajeos de producción se encuentran distribuidos en seis niveles de operación, siendo de 242 laceros metros diferencia de cuta entre los niveles extremos de d66 y 068.

 

La mina está dividida en dos zonas por su situación, operativa y por leyes de mineral. La zona sur desde el inclinado pocomoro es mayormente de mineral de cobre, así como la zona norte, está con trazos de Oro, la zona de mejor mineralización de plata.



El mineral de cada nivel es transportada con locomotora a los ore-pocket de los inclinados pocomoro y 025; si mineral es izado hasta superficie por el inclinado pocomoro y, vertical 108. Por el primero se – iza mineral de la zona central – sur y de los niveles inferiores al nivel 932, mientras el mineral de los niveles superiores el 952 se iza por el segundo pique, Entre estos dos piquea se ha construido el pique inclinado 025, estratégicamente bien ubicado en el nivel 9.52, que inicialmente sirvió como pique piloto – para desarrollar los niveles inferiores. Actualmente cumple la función de izaje de mineral, servicios y que profundiza al nivel 796, en construcción.



Para dar mayor apoyo a los desarrollos, se ha construido otro pique auxiliar desde el nivel 901 al 866 con la posibilidad de profundizar a los niveles ti51 y 796 si se cuenta con wincha eléctrico de mayor potencia.

 

El drenaje se efectúa mediante bombas eléctricas instalados en cada nivel. Los niveles de mayor filtración son 027, 967 y 932, a medida que profundiza las labores disminuye la filtración de agua, el Caudal total de agua existente en la mina es 44 litros/seg.





La ventilación es natural, el aire fresco ingresa por el nivel 092, luego por pique inclinado comoro hasta los niveles inferiores, así ventilando enroma deseen diente hacia el lado norte y sur.







  

PREPARACIÓN.

La preparación tiene por objeto dividir el yacimiento con el objeto de hacer que cada uno de estos forme una unidad propia con: a. Fácil acceso. b. Facilidad para el aprovisionamiento necesario de materiales, herramientas, equipos y otros. c. Un arranque independiente de mineral por un determinado numero de obreros. d. Fácil operación de extracción de mineral roto. e. Buena ventilación. Una necesaria facilidad para introducir relleno.



En la mina Santa Bárbara estas labores se inician a partir de los niveles principales de extracción. Las labores de preparación, para la aplicación del método, de explotación empleado en la mina de Santa Bárbara, están clasificados de la siguiente manera;  Sub

niveles  Chimeneas





SUBNIVELES.

Son galerías que avanza en mineral, siguiendo el rumbo o dirección de las veta, ... se requiere que éste se encuentre entre dos galerías desarrolladas – con una diferencia de nivel ¿O metros, la longitud – del bloque es de 40 mts., entre chimeneas y chimeneas las que son empleadas como echadero de relleno convencional. Cada 20 mts. Se construye la tolva- camino que son conservadas hasta el nivel superior.





Los sub niveles tienen un ancho igual a la potencia de la veta, una figura de 2.10 metros, con una pendiente de 0/o. De esta forma se deja un puente de 2 metros – comprendido entre el sub nivel y la galería base.

 

A partir de los sub niveles se empieza el corte o explotación del mineral comprendido entre el techo del sub nivel y el piso de la galería superior o de cabeza.





CHIMENEAS.

Las chimeneas principales se ubican entre 40 metros de separación una de otra y sus funciones son de ventilación, extracción y relleno.

 

La sección estas chimeneas son de 1.20 mts. X 1.50 mts. De un solo compartimiento y de dos compartimientos es de 1.20 mts. x 300 rots.

 

Antes de empezar la perforación se preparan las tuberías de agua y aire bajándolas al piso mediante instalaciones en forma de “U” de manera que el paso de aire y agua a otras labores y no recibe el impacto de los disparos sin que se deje suspendida.



La cuenta se protegerá tapando bien con tablas clava dos o colocando tuberías gruesas, el fin es no permitir que se tapa y dejar el paso del agua.

 



Se efectúan cuatro (4) disparos sobre la misma carga es decir se avanzan unos 5 metros ya que usamos barrenos de -> pies, los disparos serán de uno por guardia de manera que sena 4 guardias para preparar y 2 días ha que tener en cuenta, barios trabajos queden interrumpidos. Una vez limpiado la carga se procederá a armar la tol va que y ha sido preparado de antemano en superficie cuya dimensión son estándar y se indican en el párrafo correspondiente, armado la tolva se colocan los panteles de líneas necesarias hasta 5 metros que se – ha disparado, colocando a un yodo la escalera, esta – parte va a ser el camino de entrada a la chimenea y generalmente; de ingreso por la galería.



Los puntales de avance se colocan sobre potillas hechas en las cajas después de cada disparo de 5 pies.

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La chimenea se llevará con la caja techo, salvo orden especial; a partir de los 10 metros se usan una soga de jarcia de 5/4.

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Comunicado la chimenea se colocan puntales de línea y parrillas de rieles, si el techo ofrece peligro de desplome se armarán cuadros.

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TOLVAS.

Las tolvas son de eucalipto, puntales redondos de 8 a 10, para postes y sombreros y tablas de 2 x 10 para las aletas y base, la compuerta de fierro de 2, según el modelo que se usa actualmente: Dimensiones:  Alto: 0.80 metros.  Ancho: 0.90 “  Largo: 1.60 mes. A 1.80 mts., depende de las condiciones del terreno.  Inclinación: 45º con respecto horizontal.  Altura: 1.45 metros con respecto al riel y filo de la tolva.

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El tipo de tolva que generalmente se usa es el de postes con pata de gallo, (sombrero inclinado con patilla en caja de techo), en casos especiales cuando las condiciones del terreno así lo requiere.

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CAMINOS.

Las escaleras que se usan son de madera de eucalipto de 3.10 metros de largo x 047 metros de ancho y peldanas de 2 x 1 1/2, el paso entre peldaños es de 0.5 metros y el lado que se coloca hacia arriba sobre sale 0.45 mts. del último peldaño. La escaleras a excepción de la primera que asienta en la galería, se a-sentaran sobre entablados llamados descansos, los mismos que s sustentan sobre punsaies con patillas en las cajas techo y piso.

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El entablado es de tabla de 8 a 10, pero se refiere a listones de 564 con una abertura de 1. La posición de las escaleras son alternadas de izquierda a derecha o viceversa y con una inclinación mínima de 60º, con respecto a la horizontal. Para fijar las escaleras – se usan alcayacas en forma de “U” hecha de Fierro liso redondo de 3/4.

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DESARROLLO

El desarrollo se hace sobre vetas propiamente dichas siguiendo la caja piso. La sección de estas galerías son generalmente de 2.20 metros de ancho por 2.20 metros de alto. Este tipo de desarrollo en mineral se denomina productivo. Se realiza para precisar la forma, posición y riqueza del yacimiento.

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La gradiente es a favor de la carga o sea positiva y varia a 0.7? ?S lo que facilita el tránsito del equipo y drenaje del agua, cunetas 0.05 metros 0.05 metros al lado de caja piso.

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El método que se emplea para el avance de estas galerías es mediante las operaciones sucesivas de perforación, voladura y transporte.

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La perforación se efectúa con máquinas JACH-LEO, marca Montabert, barrenos integrales de 1,600 mm. 7/8 de diámetro, para la voladura se usa cartuchos de dinamita “Exadit 45%” de 7/8 x 7; fulminante Nº 8 y guías de seguridad, el avance promedio por disparo es de 1.5 mts.

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El acarreo es una operación que se efectúa siempre mediante palas neumáticas, se hace rompiendo los trozos grandes de reoca y separando entre el desmonte y mineral, sobre esto se debe recomendar a los capataces y obreros para que acaten esta disposición.

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CUADROS.

Si el terreno es suave y amenaza con caerse, inmediatamente debe colocarse cuadros, como una medida de seguridad, para evitar que el techo levante y haga una galería defectuosa, peligrosa aparte del mayor consumo de madera que ocasiona ($ 1.56/TM)

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Los cuadros son de eucalipto de 8” a 10”,de forma trapizoidal con las siguientes dimensiones de luz; - Alto : 2 metros (postes) - Base inferior: 2 metros (solera) - Base superior: 1,50 metros (sombrero) - Tirantes : 5” a 6” de madera de eucalipto

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Un cuadro terminado se considera con sus respectivas tirantes debidamente bloqueado y enrejado en el techo y los costados.

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MÉTODO DE EXPLOTACIÓN ACTUAL.

El método de explotación actual es de coree y relleno, ascendente con relleno convencional denominado así a las condiciones tradicionales de trabajo que emplea en perforación, máquina perforadora JACK-La – O marca Atlas Copeo tipo RH-656-4W, en el acarreo de minerales y desmonte Winches neumáticas; relleno detritico en un 90% y desmonte producto de los cruceros, y tolvas de madera.

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Los blocks de mineral son divididas por chimeneas cada 40 metros, las que son empleadas como cebaderos de relleno convencional. Cada 20 metros se construye la tolva camino que son conservados hasta el nivel superior.

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El arranque va de los sub- niveles de forma ascendente con taladros verticales a ¿5 pies, con una inclinación de 45º hacia arriba, altura de corte es de 2.10 metros, altura vacío 3.50 metros normalmente se deja un puente de 2.00 mts. por encima de la galería. 

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CONDICIONES DE APLICACIÓN.

Los factores que condicionan la aplicación del método de explotación en la mina de Santa Bárbara son las siguientes:  Potencia de veta.  Resistencia del Mineral.  Resistencia de las rocas encajonantes.  Buzamiento. * Forma de la estructura mineralizada.

 CICLOS

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DE EXPLOTACIÓN.

Generalmente se efectúa tres ciclos:  Perforación y voladura: No presenta nada particular sin embargo, por el tipo de roca encajonante deja de evitar una excesiva dilución se utiliza una malla adecuada para cada zona.  Limpieza: Es la fase más delicada ya que en la mayoría de los arranques hay despreadimifintio de falsas cajas o la roca encajonante es bastante colapsada, lo que obliga a realizar limpieza manual y traslado de mineral con carreterilla hasta los buzones. Por esta operación tiene que admitirse una dilución inevitable.

Relleno: Consiste en el arrastre de material estéril con winches neumáticos de 7.7 HP y marca Joy modelos S211 con un diámetro del cable 6x19x5/16” y rastra de 24” de ancho. 

Este material estéril es procedente de las labores de desarrollos y operación mina de los niveles inferiores que son izados por el pique inclinado 025 hasta el nivel 932, desde el cual son distribuidos a los distintos tájeos de producción. 61 excedente es izado a superior del dique vertical 103.

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Los niveles superiores carecen de relleno convencional por lo que se continua con el llamado “rehurte” que generalmente se efectúa hacia la caja piso. El desmonte arrancado es arrastrado a lo largo del tajeo luego nivelado para la siguiente operación.

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La mayor parte de los tájeos presenta potencia entre 0.20 a 0.50mts., con buen contenido de Ag. Lo cual obliga a trabajar por el método de circado, que básicamente reside en la explotación selectiva de estas estructuras. Explicamos, algunos de estos ciclos de explotación:

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PERFORACION.

La perforación es un proceso que consiste en efectuar taladros, ya sea en mineral (tájeos) o roca-estéril, de tal manera que estas sirvan como depósito de la carga explosiva, al producirse la explosión de la carga en el taladro, produce la rotura del material rocoso o mineral, creando caras libres. La perforación se hace con perforadora JACK – LEG, marca ATLAS GOPCO, tipo Rh-656-4W, no silenciada, con los siguientes datos principales.  Diámetro del pistón 80 mm., $ 1/8  Golpes por minuto 2,5t) 0  Longitud 1^70 mm.  Aire necesario 5.5 m³/mit. =187 c.f.m.  Conexión de manguera de agua ½”  Conexión de manguera de aire 1”  Peso neto $1.1 Kg.

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Presión de trabajo 6 bares (8? Lb/Pulg2, 6.12 kg/Gm2).  Barreno

Integral de 7/8” x $9 mrn. X 1600 mm.  Longitud del barreno 5 pies (1.5 metros). 

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Para la determinación del número de taladros, intervienen los siguientes factores; Sección de labores varía de 4 a 8 m (tájeos), el tipo de roca (mayor dureza de la roca, se requiere mayor numero de taladros); diámetro de la “troca (mayor diámetro de la broca se requiere menos taladros); el tipo de explosivo a utilizarse a mayor carga específico se requiere menos taladros. De los cuatro factores fundamentales son considerados en forma empírica, por el personal de trabajo, los dos primeros. Generalmente en los tajos se usan perforadoras ATLAS GOPGO, dando a un numero de taladros, que varía por guardia de 8 horas a un numero de 18 a 32 taladros.

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VOLADURA.

Siendo la característica fundamental de todo – explosivo, como herramienta para la rotura de las rocas, la concentración de un gran potencia en zonas – limitadas, el cual al entrar – en una reacción química violenta, de origen a que el sólido explosivo se convierta en gas caliente que está a una gran presión, luego la roca al no poder soportar dichas presiones- se fragmenta.

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Se tienen en cuenta factores fundamentales: Forma de arranque, distribución y ubicación de taladros, cálculo de la cantidad de carga y el sistema de disparos.

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Métodos de arranque: El arranque es el primer disparo para ampliar las caras libres con el fin de facilitar o efectivizar otros disparos subsiguientes. Los métodos más aplicados en la Mina Santa Bárbara son:

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Corte en V: Se utiliza con frecuencia por su factibilidad de perforación y su eficiencia, sin embargo – tiene la desventaja que el avance es limitado; ángulo adecuado de 60 a 70 grados, sobre la superficie – del frente.

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Esta clase de corte en V, se aplica en las rocas que tienen fracturas, en donde las ayudas y los cuadrada res se perforan en forma de V y el resto de taladros son rectos.

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El Corte quemado: (Burn-Cut), consiste en perforar en paralelo, barenos de diámetro pequeño, utilizando el espacio dejado por la perforación de los barrenos de diámetro grande como cara libre.

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La distancia entre los barrenos son generalmente – cortas entre 15 a 25 cm., este sistema tiene gran ventaja, porque como todos los barrenos de arranque son perforados perpendicularmente, sobre la cara de sección son muy fáciles de perforar y también se puede hacer en longitudes más largas, obteniéndose en el resultado de un gran avance.

Barrenos: Es todos los disparos se tiene que estudiar bien el trazo o distribución de barrenos, con el fin de obtener buenos resultados de voladura. El numero de barrenos, varia según la calidad de rocas, sistema de disparo o clase de explosivo a utilizar; lo que más influye es el tipo de roca, por consiguiente aquí explicamos, sobre tres casos representativos, que se pueden utilizar para roca dura, semidura y blanda.  N = P/E 4- KS  N= Numero de barrenos en una voladura (pega)  P = El perímetro de la sección en metros (generalmente se obtiene el valor aproximado con la siguiente formula). 

P = (S) x 4 S s distancia entre dos barrenos de la sección.  0.5 : para roca dura.  0.6 : para roca semidura.  0.7 : para roca blanda.  K = Coeficiente de la sección. 2 : para roca dura.  1.5 para roca semidura.  1. : Para roca blanda.  Algunos ejemplos para determinar el número de barrenos. 

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Para el cálcalo del número de barrenos, se considera: 0.5 a 0.7 m. Para los barrenos de cuadradores. 0.6 a 0.9 m. Para los barrenos de ayuda. Longitud el barreno: Esta es determinado por la sección y el método de arranque, en el caso del corte quemado, puede perforarse hasta dos o tres metros y en el corte en V, sólo se puede perforar en 1 a 2 metros.

La longitud de barrenos en el caso de corte V debe ser: Sm L = ----2

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L = Longitud de barrenos en m. S = Sección en m²