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• Joao Paz Cárdenas

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FACULTAD DE INGENIERÍA ESCUELA ACÁDEMICA DE INGENIERÍA DE MINAS

TEMA: CRATER VERTICAL EN RETROCESO (VCR) Y LARGE BLAST HOLE STOPING

ALUMNA

: Cabrera Monteza Liliana

DOCENTE

: Ing° Pedro Pingo Serrano

CURSO

: Métodos de Explotación

2015

INTRODUCCIÓN

Este método es conocido comúnmente con el término VCR que proviene de "Cráter Vertical en Retroceso” cuyo fundamento se basa la teoría de cráteres. Este método ha sido reconocido como el desarrollo más importante de la tecnología moderna del minado subterráneo, esto se debe a la introducción de taladros con diámetros mayores En este tipo de voladura se ha encontrado que hay una relación definida entre la energía del explosivo y el volumen del material removido o roto, y esta relación es afectada significativamente por la profundidad donde se ubica la carga, el interrogante es encontrarla profundidad óptima donde se colocara el explosivo para obtener el mayor volumen de roca con una buena fragmentación. A una menor profundidad la energía se pierde en el aire, y mayores profundidades solo producirá menor volumen. Las ventajas del VCR (cráteres verticales en retroceso) sobre otros métodos de explotación como “shrinkage", minado por subniveles, corte y relleno son las siguientes: Menor desarrollo, empleo de taladros de grandes diámetros, reduciendo los costos de perforación y voladura, uso de cargas esféricas que disminuyen el factor de carga, mayor seguridad ambiental y operativa. La perforación voladura, y carguío son operaciones independientes, mejor fragmentación, posibilidad de grandes disparos con alta producción de mineral.

CRATERES VERTICALES EN RETROCESO (VCR) Este método es conocido comúnmente con el término VCR que proviene de “vertical cráter retreat” cuyo fundamento se basa la teoría de cráteres. Este método ha sido reconocido como el desarrollo más importante de la tecnología moderna del minado subterráneo, esto se debe a la introducción de taladros con diámetros mayores. Es una aplicación de la teoría de C. Livingston de la voladura por cráteres con cargas esféricas. Las ventajas del VCR (cráteres verticales en retroceso) sobre otros métodos de explotación como shrinkage” minado por subniveles, corte y relleno” son las siguientes: Menor desarrollo, empleo de taladros de grandes diámetros, reduciendo los costos de perforación y voladura, uso de cargas esféricas que disminuyen el factor de carga, mayor seguridad ambiental y operativa, la perforación voladura y carguío son operaciones independientes, mejor fragmentación posibilidad de grandes disparos con alta producción de mineral. 1. Antecedentes del Método VCR Este método fue desarrollado en Canadá, conjuntamente entre INCO y la CIL, compañías productoras de mineral y explosivos por los años 1977 a 1978 gracias a los progresos de los equipos de perforación y las técnicas de voladura. El VCR fue estudiado por INCO como consecuencia de los altos costos y baja productividad en el minado de bloques de mineral y recuperación de pilares, con el método de explotación corte y relleno ascendente y descendente en las minas de Ontario - Canadá; para cambiar esta tendencia, se diseña el método que combina las ventajas de los métodos masivos con las ventajas del control del terreno de los métodos con relleno. INCO tiene un departamento de investigaciones mineras donde se realizan investigaciones sobre el control del terreno, mejoras en los métodos de explotación y en desarrollo de equipos, allí mismo posee una mina Nopper Cliff-North Mine, enteramente dedicada a estas investigaciones, la que fue reabierta en 1983, después de haberla cerrado en 1977 por su alto costo y baja productividad; parte de la mina está en operación como modelo de trabajo donde se realizan pruebas a escala de producción para proyectos de investigación.

En esta mina se realiza pruebas del método VCR obteniéndose una producción de 3000 t/día en tres tajeos. Usando este método en el que no se dejan pilares. Este sistema de explotación ha tenido un tremendo impacto en las operaciones de minado incrementando su aplicación como método de minado masivo, necesitándose aún continuar con las investigaciones para su optimización. Desde el año 1980 la aplicación de este método se extendió por las principales minas de Canadá, USA, Australia etc., en el Perú el VCR se aplicó en la mina Monterrosas en los años 1982 a 1985. Para el minado de las vetas de cobre; actualmente algunas compañías mineras de nuestro medio están estudiando la posibilidad de aplicarlo, ya que tienen cuerpos con las condiciones apropiadas que son minados por shrinkage, subniveles, corte y relleno, etc. El concepto y desarrollo de las voladuras en cráteres dio origen al método VCR. El cual fue desarrollado por C. W. Livingston (1956). Permitió hace unos años iniciar una nueva línea de estudios para el mejor entendimiento del fenómeno de las voladuras y la caracterización de los explosivos. Posteriormente Bauer (196l), Grant (1964) y Lang (1976) entre otros, ampliaron el campo de aplicación de esta teoría convirtiéndola en una herramienta básica de estudio, tanto en voladura a cielo abierto como en interior mina. 2. Partes del cráter producido por la voladura En las voladuras con cráteres invertidos, las dimensiones de los cráteres invertidos, las dimensiones de los cráteres aumentan debido a la influencia de la gravedad y las características estructurales de las rocas formándose cavidades alargadas de forma elíptica que corresponde a las zonas de rotura extrema o tensional. La voladura en cráteres se realiza con cargas concentradas, esféricas o cubicas y con muy buena aproximación a cargas cilíndricas. Cabe mencionar que la suma de las cargas esféricas da una cilíndrica que por lo general se emplea en minería subterránea, pero a igualdad de carga explosiva, las cargas esféricas tienen mayor volumen de material roto que las cargas cilíndricas. La configuración geométrica de la carga explosiva, está en la relación longitud/diámetro de 6/1 que determina el tamaño y peso de la carga. Para entender mejor una voladura en cráteres se puede mencionar; que una voladura de cráter es un disparo cuando la carga esférica es colocada y detonada debajo de la superficie, y que las ondas de choque se extienden en todas direcciones alrededor de dicha carga, donde el

material circundante será afectado formando un cráter; este mismo efecto, se va a producir si la carga esférica se coloca dentro del techo del tajeo obteniéndose de este modo cráteres invertidos. En este tipo de voladura se ha encontrado que hay una relación definida entre la energía del explosivo y el volumen del material removido o roto, y esta relación es afectada significativamente por la profundidad donde se ubica la carga, el interrogante es encontrar la profundidad óptima donde se coloca el explosivo para obtener el mayor volumen de roca con una buena fragmentación. A una menor profundidad la energía se pierde en el aire, y mayores profundidades solo producirá menor volumen. a) Cuando la carga es muy superficial: En este caso la mayor parte de la energía se transmite a la atmósfera en forma de onda aérea. b) Cuando la carga está a una profundidad excesiva: Donde toda la energía se aplica sobre la roca fragmentándola y produciendo una alta intensidad de vibración. c) A profundidad intermedia: En este caso el cráter consigue el mayor volumen de roca removida.

Influencia de la energía del Explosivo.

En los huecos creados se distinguen tres zonas concéntricas distintas: el cráter aparente, el cráter verdadero y la zona de rotura. La zona de rotura se subdivide a su vez en la de rotura completa y la de rotura extrema o tensional. En las voladuras con frentes invertidos, las dimensiones de los cráteres se ven influenciadas por el efecto de la gravedad y las características estructurales de las rocas, formándose cavidades alargadas de forma elíptica que corresponden a las zonas de rotura extrema o " tensional. En las aberturas creadas se distinguen tres zonas concéntricas distintas:  Cráter aparente  Cráter verdadero  Zona de rotura  Zona de rotura completa  Zona de rotura extrema o tensional.

3. TEORÍA DE LOS CRÁTERES.

Se basa en la teoría de la carga esférica y se aplica en voladuras primarias y recuperación de pilares, eliminando el “raise boring” y sobre rotura, implica una mejor fragmentación reduce los requerimientos de labor y tiempo, minimiza completamente los daños de los techos. Livingston inició una investigación destinada a establecer el efecto que produce una determinada carga esférica a profundidades crecientes en una determinada formación, observando que a medida que se aumentaba la profundidad se incrementaba el volumen del cráter de roca fracturada hasta alcanzar un máximo denominada “Profundidad óptima” (Do), para luego comenzar a disminuir hasta que a una profundidad mínima que llamo “Profundidad critica” (N), no se produce fracturamiento en la superficie. A la relación entre estos dos parámetros los denominó “Coeficiente de profundidad Óptima”. A

o=

Do N

Ec. 1

Donde: AO = Coeficiente de profundidad óptima. DO = Profundidad óptima (en pies). N = Profundidad crítica (en pies). También estableció que el volumen de roca fracturado es proporcional a la energía entregada por el explosivo, y que esta relación es profundamente afectada por la ubicación de la carga respecto a la superficie. Todo lo observado lo resumió en las siguientes formulas: N=E x √3 W

Ec. 2

Donde: N = Profundidad critica o distancia a la que el explosivo apenas puede fracturar la roca de la cara libre (en pies). E = Factor energía, adimensional, según el tipo de explosivo o tipo de Roca. W = Peso de la carga (en libras).

Ec. 3

A=

Dc N

Donde: A = Relación de profundidad. Dc = Distancia desde la cara libre hasta el centro de gravedad de la Carga (en pies). N = Profundidad critica (en pies). Luego si se despeja Dc en la ecuación 3 y se reemplaza el valor de N de la ecuación 2 se llega a: Dc = A x E x √3 W

Ec. 4

La profundidad óptima de la carga, en que maximiza el volumen del cráter, se obtiene encontrando Ao a partir de la ecuación 1. Otra relación importante, es la ecuación que sirve para describir la acción del explosivo para fracturar la roca. Esta se expresa a continuación: V 3 =E x A x B x C W

Ec. 5

Donde: V = Volumen del cráter formado por una carga W ubicada a una determinada profundidad. A = Utilización de la energía del explosivo. El valor de A se obtiene de la siguiente formula: A=

V Vo

Ec. 6

Donde: Vo = Volumen del cráter formado por una carga W ubicada a la profundidad óptima Do; Dc = Do.

El máximo de A será 1 cuando Dc =Do y V = Vo. Es una medida de la parte del explosivo utilizado en fragmentar. C = Efecto de la forma de la carga. El valor de C es la razón adimensional del nivel de energía expresado como un volumen del cráter bajo cualquier condición al nivel de energía del cráter de un disparo bajo condiciones de prototipo (L : D menor o igual a 6 : 1). B = Índice del comportamiento del material. B se puede obtener despejando W de la ecuación 2 y reemplazándolo en la ecuación 5, de ahí se tiene: V 3 =A x B x C x E 3 N ( 3) E

B=(

Ec. 7

V ) N3 (A xC)

Ahora cuando una carga esférica se coloca en Do, V = Vo y A = C = 1 se tiene: B=

V N3

Ec. 8

El índice del comportamiento del material de acuerdo a Livingston, es una medida de la parte de la energía del explosivo que se utiliza en el proceso de fracturar, compactar y deformación plástica que precede a la fragmentación. 3.1.

PRUEBA DE LOS CRÁTERES Antes de introducir en extenso el método V.C.R. es necesario realizar pruebas de un disparo piloto para recopilar información sobre el comportamiento de los explosivos en el o los tipos de roca del yacimiento. Debido a que el factor “E” es una constante adimensional que depende de las propiedades del explosivo y del tipo de roca, es conveniente analizar el explosivo a utilizar.

En la figura se muestra una curva ideal para el fracturamiento producido por la onda de choque en función de la profundidad de la carga. Se construye una curva de V/W (nivel energético) versus Dc/N (razón de profundidad), a partir de pruebas piloto, esto permite identificar el comportamiento de la fragmentación de la roca.

Establecida la curva, tomando los datos apropiados de ella, se diseña la voladura a escala de producción satisfaciendo cualquier demanda, obteniendo también la distancia óptima (Do) que da el mayor volumen y fragmentación requeridos. 4. CONDICIONES DE APLICACIÓN DEL MÉTODO Para la aplicación del método VCR, fundamentalmente, es necesario tener en consideración las características operacionales del equipo "down the hole" o de similares características, por lo que el yacimiento debe ser de gran buzamiento y potencia.

Las condiciones específicas que debe tener el yacimiento para la aplicación del método VCR son: El yacimiento debe ser de regular potencia, de tal modo que el equipo "down the hole", pueda perforar por lo menos dos hileras de taladros por sección y guardar cierta distancia de los contactos, con la roca encajonante, a fin de evitar la dilución al realizar la voladura.  Por ejemplo, dependiendo del tipo de terreno (en cuanto se refiere, a la dureza y condiciones estructurales), diámetro de perforación y tipo de explosivo a usarse; tenemos que para taladros de 6" de diámetro, considerando una malla de perforación de 3,0 x 3,0 metros y una distancia de 1,5 metros, de los contactos, la potencia optima sería a partir de los 6,0 ni, puesto que potencias menores darían lugar a la dilución del mineral.  De forma similar, para taladros de 4" de diámetro, considerando tina malla de perforación de 1,5 x 1,5 m y a una distancia de 1,0 m de los contactos, la potencia óptima sería a partir de los 3,5 metros.  La condición de que el yacimiento debe tener un gran buzamiento», obedece a que en yacimientos verticales se tendrán óptimos resultados al requerirse menor número de niveles de desarrollo. Puesto que, la altura de los tajeos estaría limitada al alcance de la profundidad de perforación del equipo "down the hole", siempre que lo permita estabilidad o competencia de la roca encajonante. Esta condición, permite que se puedan perforar taladros verticales, ya que es sabido que la desviación de perforación es mínima. A medida que el buzamiento disminuye, se presenta una mayor desviación de los taladros de perforación. Además, la disminución del buzamiento, hace que los tajeos sean más cortos, requiriéndose consecuentemente un mayor desarrollo de niveles de perforación.

5. DESCRIPCIÓN DEL MÉTODO El “VERTICAL CRATER RETREAT” (VCR) es un método de minado que se basa en la teoría de los cráters y consiste, en producir el arranque del material mediante cargas esféricas. Estas cargas deben ubicarse en taladros verticales o inclinados a una distancia adecuada de la cara libre. Explotación de gradas de retroceso vertical, Vertical Cráter Retreat (VCR), es un método de explotación que se usa desde hace pocos años. El principio se basa en una singular técnica de voladura, voladura de cráter. Dicho método está patentado en Canadá. Consiste en el arranque del mineral por rebanadas ascendentes mediante el empleo de voladuras en cráter. El mineral fragmentado puede permanecer dentro del hueco creado, al igual que en el método de cámaras almacén, de forma que se evite el hundimiento de los hastíales. Se extrae también desde el fondo de la galería de base a través de un sistema de tolvas. Este método utiliza taladros de gran diámetro perforados desde un nivel superior en toda la longitud de la chimenea, los taladros se cargan y se detonan por secciones, avanzando desde el nivel inferior hacia el nivel superior.

El mineral se excava en subniveles horizontales y las labores de arranque comienzan desde abajo y avanzan en sentido ascendente. Los barrenos que llegan a la excavación, tienen un diámetro de 170 mm., son paralelos entre sí y se cargan desde la sobre excavación con cargas concentradas especiales, situadas a una distancia fija por encima del frente horizontal inferior de la galería. La voladura fragmenta el mineral a un tamaño tal, que el mismo puede ser manipulado por cargadores LHD. La Explotación por gradas en retroceso vertical depende en técnicas de carga y voladura que otros métodos de explotación. Es importante que esta fase de la operación desarrollada y refinada en la mina para que funcione con seguridad. Una voladura que no rompa la franja completa de mineral puede significar que esa parte del mineral debe ser sacrificado. 5.1.

PRINCIPALES VENTAJAS DEL MÉTODO  Elimina la preparación de la chimenea y la roza frontal.  Mejora la fragmentación.  Reduce la dilución del mineral Puede aplicarse en criaderos que no aguantan el banqueo

 Buena recuperación, dilución moderada, buena seguridad, costes unitarios bajos, moderada flexibilidad, buena ventilación y grado de mecanización.

5.2.

DESVENTAJAS MÁS IMPORTANTES Coste de las labores de preparación, dilución cuando los hastíales son poco competentes y posibles atascos en conos tolva por sobre tamaños. Los yacimientos deben tener una potencia mínima 3m, una inclinación superior a los 50º y contactos claros entre el estéril y el mineral. El método tiene una semejanza al método “shrinkage” ya que en el minado se realiza con cortes horizontales que empiezan de abajo y avanzan hacia arriba, el mineral roto se acumula en los tajeos para soportarlos y luego se recupera el mineral desde el nivel inferior a través de un sistema de cruceros. Es importante mencionar además algunos aspectos tales como:  Se utiliza en cuerpos mineralizados que presenten de baja a mediana competencia y en rocas de mediana competencia.  Se utiliza la técnica de cargas controladas en que el largo de la carga explosiva es menor a 6 veces el diámetro de perforación. Carga esférica.  Este sistema de explotación requiere la construcción de estocadas y puntos de extracción. La secuencia de construcción es la siguiente:      

Nivel de transporte Arreglo de galerías de producción Corte basal Nivel de perforación Perforación de tiros largos menor a 40 m en caso VCR Los disparos generan cortes de hasta 3m.

 Costo aproximado de 15 - 45 $/tonelada dependiendo si se rellena o no.  Dilución 10%.  Recuperación menor a 80%. 5.3.

PROCEDIMIENTO DE PREPARACIÓN Y MINADO Se desarrolla un nivel superior e inferior a lo largo y ancho de la estructura mineralizada. El nivel superior que posteriormente servirá de nivel de perforación con equipos "down the hole" u otro similar tendrá una altura adecuada para acomodar el equipo. El mineral producto del desarrollo, es cargado en el mismo frente por equipos LHD. El nivel inferior, se perfora también a todo lo largo y ancho del mineral para preparar una cámara inferior de recepción y extracción del mineral disparado. Paralelamente al nivel inferior en la caja piso se desarrolla sobre estéril, una galería lateral de carga y transporte, con dimensiones apropiadas según el equipo a usarse conservando una separación recomendable de 10 a 20 m. Terminada la galería lateral se comunica esta con la cámara de recepción, a través de cruceros para la extracción del mineral, la distancia recomendable entre cruceros es de 15 a 20 m. El trabajo posterior a las labores indicadas, viene a ser la perforación de taladros de nivel a nivel con la máquina "down the hole" con diámetros grandes. La malla de perforación está relacionada con el diámetro de taladro y la potencia de la estructura mineralizada: se procede con la voladura en forma de rebanadas horizontales o "slides” durante el minado. El material disparado cae por gravedad a la cámara inferior y desde los cruceros se realiza la extracción por la galería lateral empleando equipos LHD.

5.4. ANÁLISIS DE VARIABLES DEL MÉTODO VCR

LAS

5.4.1. Seguridad del método V.C.R. El personal trabaja en todo momento fuera de la chimenea, con las ventajas que ello involucra. No se trabaja en ambiente tóxico, por acumulación de gases producto de la voladura.

5.4.2. Longitud del desarrollo con el método V.C.R La longitud máxima que se puede alcanzar esta dentro de los limites más o menos de 50 metros a 70 metros. Esta longitud estará limitada por la desviación de los taladros, que deben estar en un rango no superior a 1 % de longitud. 5.4.3. Sección del desarrollo. Las secciones más utilizadas van desde 2 x 2 metros hasta un diámetro máximo de 5 metros, aunque este límite puede ser mayor. 5.4.4. Flexibilidad en cuanto a cambio de rumbo e inclinación. Poca flexibilidad, debido a que solo es posible variar la sección inicial mediante desquinche con taladros largos, pero no el rumbo ni inclinación. 5.4.5. Infraestructura Requiere de una cámara de perforación en el nivel superior, con dimensiones de acuerdo al equipo a utilizar y un nivel de llegada para los taladros. Por otra parte requiere de obreros especializados para el manejo del equipo perforador y operación de voladura.

5.4.6. Sostenimiento cuando se usa el método V.C.R. Se utilizará sostenimiento con este método dependiendo del uso que se le destine a la chimenea. Se deberá sostener, si la chimenea será utilizada para el traslado de personal, debido a que las altas cargas específicas utilizadas dejan las cajas en mal estado con tendencia al planchoneo.

6. MINADO POR VCR EN EL PERÚ 6.1.

CONSORCIO MINERO HORIZONTE Durante las últimas décadas la minería ha experimentado un creciente desarrollo a nivel mundial. Las distintas variables que controlan un desarrollo minero han hecho que las empresas que se dedican a este rubro busquen la manera de disminuir sus costos así como también aumentar su producción. Para esto han invertido en procesos de mecanización y en la búsqueda de nuevos diseños de labores, los que impliquen una disminución del tiempo de desarrollo y una disminución en los costos operacionales en US$/TM. Hoy en día, en muchos países del mundo se utiliza los métodos del V. C. R. para la construcción de chimeneas y piques. Este concepto de voladura no es nuevo, ya que fue desarrollado en 1956 por C. W. Livingston basado en la teoría de las cargas esféricas. Posteriormente Bauer (1961), Grant (1964) y Lang (1976), entre otros, ampliaron el campo de aplicación de ésta teoría, convirtiéndola en una herramienta básica de estudio y aplicación en el campo. El presente trabajo presenta un estudio detallado de dicho método, sus aspectos teóricos, procedimientos de trabajo, experiencias realizadas en la mina Consorcio Minero Horizonte, así como también un estudio de costos de su aplicación.

El presente trabajo tiene como objetivo detallar la secuencia operacional para el desarrollo de chimeneas usando el método del “VERTICAL CRATER RETREAT” (VCR), y mostrar los resultados obtenidos en las pruebas realizadas y la implementación en las minas de CONSORCIO MINERO HORIZONTE S.A.

LARGE BLAST HOLE STOPING La empresa minera Rodsand Gruber es una subsidiaria de la corporación industrial noruega Elkem AS, y su mina se encuentra en la parte noroeste del sur de Noruega. El mineral de esta mina es un mineral relativamente bajo grado, la magnetita con una pequeña cantidad de vanadio. Los yacimientos de arco son de forma muy irregular. Lo que resulta una alta cantidad de intrusión roca estéril en los

rebajes. La producción subterránea anual en las minas es de aproximadamente 1 millón de toneladas (1,1 millones st). Debido a las dimensiones de los cuerpos mineralizados variable, se emplean tanto transversal y longitudinales. La inclinación de un yacimiento es usualmente 60° a 90°. Y la anchura horizontal varía hasta 100 m (330 pies). El Stoping Sublevel ha sido el método de minería tradicional en esta mina. Hasta hace unos años, el mineral se criticó sobre todo el uso de ventiladores barrenos horizontales perforados desde Alimak raise. Recientemente, sin embargo, ha habido una demanda creciente de un método de extracción, menos caro. Se consideraron los sistemas alternativos, y, finalmente, se encontró un método basado en gran stoping barreno para ser el más adecuado. DISPOSICIÓN GENERAL Al igual que con todas las cifras de este capítulo. Solamente los principios del método se enfatizan, y los detalles pueden no ser válidos para cualquier sitio en particular en la mina. La anchura horizontal del mineral determina la longitud de los rebajes En transversales, la anchura horizontal del mineral determina la longitud de los rebajes. La duración media es de aproximadamente 50 m, la anchura es de 20m pilar vertical de ancho medio. La distancia entre los niveles principales es de 60 m (200 pies). Por lo general, una horizontal (travesaño) pifiar 10m (32,8 pies) de pollo se queda por debajo del nivel de desescombro. Cada ámbito se socavó primero a lo largo de toda la longitud alcance Este rebaje se hace con 50.8mm (2 pulg.), de pozos de perforación de diámetro en forma de abanico. Esto se hace mediante un trackless jumbo Atlas Copco Promec equipado con dos Cop 130 perforadoras neumáticas. La deriva de perforación es de 4 x 4 metros (13,1 x 13,1 pies), y el cráter es de 20 metros (65,6 pies) de alto. Esto deja un 36m (120 pies) de altura rebaje a la mía con grandes barrenos. Para lograr una porción justa de perforación vertical con grandes barrenos, hay dos derivas de perforación paralelas en la parte superior de cada rebaje. Estas derivas son 4m (13,1 pies) de alto y 9m (29,5 pies) de ancho, separadas por un 4m (13,1 pies) de ancho pilar en el centro de la bancada. Para facilitar la perforación de agujeros, las derivas extienden 1m (3,3 pies) en el pilar vertical en cada lado de la bancada. El pilar será, pues, sólo el 8m de ancho en el nivel de la deriva de perforación, pero 10m (32,8 pies) de ancho por el resto de la bancada. Las derivas en la parte superior de la bancada están unidos entre sí con cortes transversales en el pared pie y la pared colgante. La ranura se hace estrecha w la pared colgante, utilizando un Alimak recaudar para la apertura. La minería se retira de la pared que cuelga hacia el muro inferior.

La mina se encuentra cerca de un fiordo noruego, y todas las actividades mineras tienen lugar varios cientos de metros bajo el nivel del mar. Debido a cierta inestabilidad, todos los pilares se dejan en la mina y no se hacen intentos para recuperarlos. Los alcances son también Back llenos de una mezcla de roca cementada residuos, morrena, grava, arena y relaves.

APERTURA DE LAS PLAZAS Desde el nivel limpiando, un 1.3rad inclinado aumento Alimak es conducido cerca de la pared colgante. El aumento es de 2,5 x 2,5m y se utiliza como una apertura tanto para la depresión rebajada y la ranura.

El primer paso en abertura de la ranura, donde la ranura se abre hacia la pared que cuelga en cuatro explosiones separadas.

En el segundo paso, ranura che se hace vertical en dos explosiones, cada 12 m (39,4 fc) de altura.

Por último, la ranura se abre en toda la anchura de la bancada en cuatro explosiones. El 12m superior (39,4 pies) de la ranura no se criticó hasta más tarde, cuando el gran stoping barreno se ha retirado un poco.

PERFORACIÓN GLASTHOLES GRANDES La distancia es de 3 m (9,8 pies), la carga es de 4 m (13,1 pies), y los agujeros perimetrales tienen una separación de 2 m (6,6 pies).

En la actualidad, los agujeros son 101 mm (4 pulg.) De diámetro y de arco perforado con el equipo de fondo de pozo. El jumbo de perforación utilizado es un rastreador montado Atlas Copco Roc 306 con alimentación cadena de neumático y rotación. El martillo de perforación es un operativo Cop 4 a 12 kPa de presión/cm2 de un compresor de refuerzo. Para reducir al mínimo la desviación, la plataforma está equipada con un instrumento de perforación exactitud Dit 70. Las barras de perforación tienen una longitud de 1,52 m (5 pies). y el desgaste de la rosca es insignificante. Los 101 mm (4 pulg.) Brocas de botones tienen una vida media de 300 metros (1.000 pies). Para lograr suficiente de lavado de aire en la parte inferior de los agujeros, un adaptador de lavado adicional se ha instalado entre el martillo y las varillas.

Tanto la perforación en seco y húmedo haber sido juzgado. Agua mezclada con el aire comprimido no tuvo éxito, debido a la eliminación de los lubricantes de perforación, por lo que cantidades relativamente grandes de agua son ahora vierte directamente en el agujero adyacente a las barras de perforación.

La desviación es de aproximadamente 1% de la longitud del agujero, y la tasa de perforación normal es de 30 m (100 pies) por turno, con el equipo de perforación siendo operado por una persona.

CARGA DE LOS AGUJEROS La mayoría de los agujeros son perforados hasta el cráter socavada. Estos agujeros son secos, y por lo tanto pagan con aceite de nitrato de amonio y combustible (ANFO) vierten directamente en los agujeros. Los agujeros que no se perforan a través generalmente tienen un poco de agua y por lo tanto están acusados de explosivos de lodos [90 x 900 mm (35 pulg.)].

A 101 mm (4 pulg.) De perforación tiene un volumen de 8,1 dm3 / m (15 pulgadas cúbicas. Por pie). Con una densidad de carga de 1,05 kg ANFO / dm3 (0.04 libras ANFO / in.), Habrá 8,5 explosivos kg por metro (5,6 libras por pie) de pozo de sondeo. Para reducir los daños causados por las vibraciones de explosión, a sólo 12 m (39,4 pies) de altura del rebaje se criticó en cada ronda, con no más de un agujero por demora. Una sección de un sope por lo tanto a veces aparecerá como se muestra en la Figura. Las rondas son iniciados por eléctrica milisegundos de retardo detonadores. Hay dos tapas en cada hoyo; una en la parte inferior y uno en el centro de un 12-m (39,4 pies) de altura de columna de explosivos. Dynamite (50 x 600 mm (23 1/2 pulg.)) Se utiliza como un cebador.

Los orificios perimetrales tienen sólo la mitad de la carga en comparación con los otros agujeros. Se les acusa de explosivos de menor diámetro, y con una mezcla de polvo de ANFO-sierra.

Mucking La fragmentación con este sistema de explotación minera ¡s sausfactory; de hecho, IR es mejor que con el anterior sistema utilizado.

Los drawpoints son impulsados como cortes transversales a la deriva crátertaladro. 966s de Caterpillar o Wagner carga ST-8s y transportar el mineral a orepasses, donde va a la trituradora se encuentra en un nivel inferior. La distancia media de arrastre es de 100 metros (330 pies). Rocas que requieren voladura secundaria son transportadas a otro drawpoint para el tratamiento LAER.

EVOLUCIÓN DEL MÉTODO Cuando la anchura horizontal del yacimiento se encuentra a menos de 25 m (82 pies), el mineral se extrae mediante rebajes longitudinales. El ancho de las

pistas será determinada por el mineral, y la longitud de los rebajes generalmente es de unos 50 metros (164 pies). Para lograr la perforación mínima del ventilador, los agujeros son perforados en paralelo a la no Inclina del yacimiento. El 10 metros (32,8 pies) pilar horizontal situada por debajo del nivel Mucking será dado de baja en el futuro si las condiciones de estabilidad son favorables. La perforación de grandes barrenos a continuación, se hace desde el nivel Mucking baja, por lo que los taladros son de 14 m (46 pies) de largo. El mineral suprayacente en el área del cráter será criticó con pequeñas perforaciones 150 diámetro mm (2 pulg) desde el nivel de desescombro. Una gran parte de la mena es en el cráter (entalladura) en sí. Cuando esto se extrae mediante la perforación del ventilador hacia arriba, los costos de este mineral son relativamente altos. El pensamiento ha sido dado a la perforación del cráter con grandes barrenos desde arriba, mientras que sólo presplirting el muro inferior del cráter por la perforación desde abajo (ver figura). El gran chorro de barreno causa algún agrietamiento en los pilares entre los drawpoints. Es probable que el cráter voladuras con barrenos grandes hará aún más daño a los drawpoint.s. Por tanto, la desviación del cráter-taladro debe elevarse aproximadamente 2 m (6,6 pies) superiores a la deriva limpiando. Junto con cargos reducidos en las secciones inferiores de los barrenos, esta adaptación puede asegurar la estabilidad de los drawpoints. Este método, sin embargo, no ha sido aún probado. Además evolución y modificaciones en el método de minería se hará como la experiencia se recoge, hasta ahora, el método se ha demostrado que aumenta la capacidad de producción y disminuir los costos.

BIBLIOGRAFÍA ELECTRÓNICA https://sites.google.com/a/unc.edu.pe/orbasa/archivos/metodos-deexplotacion-minera

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