DISEO

METODO DE EXPLOTACIONSublevel Stoping

Tajeo por subnivelesTALADROS LARGOS

Diseo de Perforacin y Voladura

Caso Mina Arcata

INDICE

1.INTRODUCCION

2.CALCULO DE BURDEN PARA TALADROS LARGOS

CASO ARCATA SEGN PEARSE

3.CALCULO DE BURDEN PARA TALADROS LARGOS

CASO ARCATA SEGN LANGERFORS

4.CALCULO DE BURDEN PARA TALADROS LARGOS

CASO ARCATA SEGN KONYA

5.BIBLIOGRAFIA

TALADROS LARGOS - SUB LEVEL STOPING

1. INTRODUCCIN

Es dividir el cuerpo mineralizado en sectores aptos para el laboreo y consiste en arrancar el mineral a partir de subniveles de explotacin mediante disparos efectuados en planos verticales, con taladros paralelos y radial, posteriormente quedando vaco el tajeo despus de la explotacin.

La preparacin de este mtodo contempla galenas de perforacin (GP), galera de base o Undercart y transporte par evacuacin del mineral arrancado y chimeneas VCR para generar una cara libre.

La perforacin se realiza con taladros largos radial, utilizando taladros que van entre 15 -25 mts. hacia arriba y que abarcan 40 - 60 metros hacia abajo que son taladros DTH, con ello se ha conseguido adems alcanzar rendimientos de 40 a 60 metros, perforando con mquinas pesadas o semipesadas lo cual aumenta los niveles de perforacin.

El transporte y evacuacin del mineral se realiza desde la galera Undercart, es decir una zanja recolectora que recibe el mineral arrancado que cae por gravedad a este lugar.

Los Scoop ingresan por los cruceros que tienen una inclinacin con respecto al eje de la Galera de Transporte (G.T.), el mineral es transportado a travs de la G.T. a los piques de traspaso y de all al nivel de carguo y transporte.El campo de aplicacin de este mtodo vara para cuerpos macizos o vetas estrechas, las caractersticas de mecnica de roca deben ser buenas, poseer cajas y techos firmes y estables.La calidad del mineral debe ser competente y su ngulo de buzamiento mayor a 60, generalmente se aplica en yacimientos verticales y que tengan formas y dimensiones regulares.A lo que a costos se refiere, es econmico aplicndose muchas variantes para este mtodo lo que se hace muy productivo.

La altura del tajeo de arranque no tiene limitaciones tericas, deben amoldarse ms bien a las condiciones del yacimiento. Conviene en la mayora de los casos abarcar toda la altura de la mineralizacion a fin de limitar el nmero de galeras bases de extraccin a una sola en lugar de varias.

En cuanto al ancho del tajeo, conviene en general en la caso de vetas potentes o de mantos de fuerte pendiente, abarcar todo el espesor de la mineralizacion. Si se trata de cuerpos masivos se pueden crear varios tajeos separados por zonas estriles o pilares mineralizados que podran ser recuperados con posterioridad utilizando el mismo mtodo.

CARGUO DEL MINERAL: El mineral arrancado cae por gravedad y es recolectado por embudos o por la zanja creadas con tal objeto, abarcando toda la base del tajeo. En el caso de tener una zanja, sta progresa en el mismo sentido y a la velocidad que la explotacin continua. Por el contrario, si se trata de embudos, estos deben prepararse con anticipacin y sus dimensiones van a depender del ancho del tajeo.

Existen varias posibilidades para cargar el mineral a partir de la base de los embudos o subniveles:

a. Buzones de tipo Malmberget: Consiste en colocar buzones que cargan el mineral directamente a carros de ferrocarril. Por ejemplo se necesitan eso s buzones especiales que permitan "cachorrear" los bolones dentro de ellos y cuyo precio influyen de manera importante en el costo del mtodo de explotacin. Otro inconveniente de este sistema es la perdida de tiempo del equipo de transporte durante el cachorreo, lo que obliga a tener mayor nmero de convoyes y carros.

b. Combinacin de parrillas y buzones: En este caso el mineral pasa por un nivel de parrillas antes de ser cargados por los buzones. La separacin entre los elementos de las parrillas van a depender de las dimensiones de la boca del buzn y del tamao de los carros (en especial de la abertura de la compuerta). El rendimiento de una parrilla esta en relacin directa con su abertura.

Para que la parrilla trabaje de un modo correcto, el talud del mineral no debe ocupar ms de un tercio de su superficie, de esta manera el material fino pasa directamente, y que los bolones sean retenidos sobre la parrilla misma donde pueden ser quebrados con mazos o con pequeas cargas de explosivos.

Es evidente que la colocacin de parrillas significa agregar un punto de atochamiento adicional en el camino que sigue el mineral. Sin embargo, se gana en rapidez de carguo en el nivel de transporte. Este sistema pierde gran parte de su ventaja si hay muchos buzones en produccin al mismo tiempo.

c. Palas cargadoras o Scraper: La tendencia actual evoluciona hacia la supresin de las parrillas su escaso rendimiento, su alto costo de mantencin cuando el tonelaje que pasa por ellas es grande y las dificultades que presenta la operacin de destrancar el cuello de los embudos, hacen que se prefiera en la actualidad la cada del mineral a travs de una zanja cargando el mineral con palas mecnicas o scrapers. La pala necesita ms trabajos preparatorios (estocadas ms largas), pero permite tener aberturas ms grandes y adems proporciona una mayor flexibilidad en el trabajo, puesto que puede ir separando los bolones para ser "cachorreados" con posterioridad.

d. Actualmente debido a los grandes avances tecnolgicos el equipo ms usado es el Scoop; est carga el material a travs de los cruceros de extraccin y traslada el mineral a los piques de traspaso, siendo posteriormente e mineral evacuado por camiones cargados por cargadores frontales.

PREPARACIN: Las labores de preparacin comprende: Los sub niveles con sus respectivas comunicaciones con el nivel base, los embudos o subniveles receptores y el primer corte para crear una cara libre.

Este corte de efecta como si se tratara de explotar una veta estrecha por SLS. En cada sub nivel se corre una galera perpendicular al eje longitudinal y a todo ancho del futuro tajeo. Corresponden por lo tanto a los sub niveles de perforacin en un SLS estrecho, una chimenea central une estas galeras que sirve a su vez de primer corte para este pequeo SLS.

Este trabajo se efecta simultneamente con los sub niveles de perforacin y con el nivel base.

REALSE POR SUB NIVELESEl realce por subniveles al igual que la explotacin por cmaras y pilares es un mtodo en que las cmaras quedan permanentemente vacas una vez que se ha extrado el minera tales formas tienen con frecuencia grandes dimensiones especialmente en altura. El mtodo en s mismo slo se utiliza en yacimientos verticales o de fuertes pendientes. Para evitar el derrumbamiento de los hastiales se dividen los yacimientos ms grandes en otros ms pequeos a travs de cmaras independientes. Las secciones de mineral entre cmaras permanecen intactas a modo de macizos verticales que sirven para soportar el techo. Tales soportes pueden ser verticales y horizontales teniendo en algunos caso: espesores considerables. El mineral se fractura mediante perforacin y voladuras desde las galeras de los subniveles. La voladura separa un gran subnivel vertical de mineral que se desmenuza y cae al fondo de la cmara, desde donde se lleva a nivel horizontal principal.

Actualmente, la perforacin de produccin dentro del realce por subnivel se realizaron taladros largos y varillaje extensible o mediante tcnicas de voladura de taladros largos que emplean martillo en fondo para la perforacin.

Cuando se utiliza equipos de perforacin la seccin transversal de la galera se perfora con taladros largos desde las galeras de los subniveles.

El sistema tradicional emplea perforadoras especiales para taladros largos, varillaje extensible y bocas de 51-64 mm en secciones de 1, 2- 1,8 metros. Las longitudes de los taladros varan en funcin del esquema de perforacin que se aplique, pero normalmente no pasan de los 25 metros. Ocasionalmente se perforan taladros ms largos pero surgen ciertas dificultades debido a las desviaciones en la alineacin. La perforacin dentro del realce por subnivel

puede realizarse con anterioridad a la extraccin del mineral, de esta forma pueden perforarse grandes secciones de mineral, volarse cuando mejor convenga y todo ello en base a que este tipo de perforador independiente, con muchos taladros largos desde cada galera, permite la utilizacin de perforacin mecanizada.

ltimamente son bastantes en estas formas de explotacin, los taladros largos de hasta 170 mm. de dimetro los martillos que se destinan a tales efectos son los martillos en fondo. Con tales dimetros se agrega la lnea de menor resistencia y se ampla el espaciamiento entre taladros, lo que permite una reduccin en el nmero de barrenos y un mineral mucho ms fragmentado. Por otra parte no se han observado efectos negativos a pesar de las fuertes cargas de explosivos que se introducen dentro de estos taladros.

El desarrollo de varillaje extensible, perforadoras especiales y ms recientemente la tcnica de perforacin de taladros largos, han hecho del realce por subnivel uno de los mtodos ms utilizados. La fase de desarrollo extensa y complicada, puede considerarse a priori como un inconveniente, pero el gran rendimiento de la produccin de mineral prevalece frente a cualquier otro tipo de consideraciones.

Las operaciones de perforacin, voladura y carga pueden realizarse con total independencia unas de otras. Por otra parte, son pocos los posibles equipos que aqu pueden utilizarse, debido al elevado rendimiento de los mismos y en consecuencia pocos sern tambin los operarios que se precisen en manipulacin.

EVOLUCIN Y NUEVAS TENDENCIASAhora se ha estudiado las principales caractersticas del mtodo, veremos su aplicacin en la mina el Soldado, donde se ha venido utilizando en forma sistemtica desde el ao 1957, y su evolucin tendiente a aumentar los rendimientos y mejorar sus condiciones de aplicacin durante estos ltimos 10 aos.

En un principio se explotaba con tajeos de 15 metros de ancho, una altura que no sobrepasaba de los 30 metros y una longitud limitada a unos 60 metros (lmites de utilizacin de los scrapers de 25 a 40 HP). La preparacin de los embudos en la base del futuro tajeo exiga un trabajo de desquinche a todo lo ancho del tajeo, relativamente peligroso.

Luego se aumento el ancho del tajeo su altura, y tambin la longitud de estos, son evacuacin del mineral con parrillas en lugar de scrapers. Se suprimieron adems los embudos, los cuales fueron reemplazados por subniveles a todo lo largo del tajeo.

SUB LEVEL CON GALERA CENTRAL

El subnivel de srapers, en el cual desembocan los embudos receptores de mineral. Todas las labores se ubican segn un plano vertical en el centro del tajeo y tenan una seccin de 2,5 x 2,5 metros. Los embudos desembocan en el subnivel de scrapers en parejas, uno frente al otro, a intervalos de 7 metros. Para construirlos se corra primero una chimenea inclinada a 50 hasta alcanzar 6 subniveles.

La creacin de un primer corte se efectuaba a partir de un par de chimeneas ubicadas en uno de los extremos del block a explotar. En el otro extremo se habra de construir otra chimenea para permitir el acceso del personal y el abastecimiento de material para los subniveles.Entre los principales inconvenientes de este sistema podemos mencionar las siguientes:

Los taladros perforados a partir de una galera central deben vencer un empotramiento.

El gran nmero de embudos que se necesitan preparar. El escaso rendimiento del scraper debido a las frecuentes detenciones

cada vez que se hace necesario "cachorrear".

SUBNIVELES DOBLESEntre las ventajas de este sistema con respecto al anterior, se puede sealar:

Se elimina el inconveniente del empotramiento en los lmites laterales del tajeo.

El cachorreo se efecta en gran parte sobre las parrillas. La mayor dimensin de los embudos permite recibir bolones ms

grandes. Disminuyen los problemas de destranque.

Sin embargo, ofreca algunos inconvenientes

Mayores trabajos de preparacin. El espesor del puente aumenta de 6 a 14 metros (evidentemente este se

recupera durante la explotacin del nivel inferior) El mayor tonelaje que es necesario evacuar por cada embudo (18000 tons

en lugar de 4250) provocaba un desgaste excesivo de ellos, especialmente en los puntos P.

La mala fragmentacin se traduca en un constante "cachorreo" con el consiguiente problemas de mantencin de las parrillas.

( ver figura 5.2 )

Fig. 5.2.

VARIANTE CONSERVANDO LAS GALERAS DE DISPARO

Despus de cada disparo queda entonces una especie de marquesina, situacin aceptable slo en el caso que se tenga una roca firme (como el Soldado por ejemplo). Es un sistema relativamente peligroso en que no conviene generalizar.

Su principal ventaja es evidente: Permite disminuir notablemente los trabajos de preparacin.

(ver figura 5.3 )

Fig. 5.3.

SUB LEVEL STTOPPING CON SUBNIVELES EN LUGAR DE EMBUDOS

Las ventajas de este sistema con respecto al anterior son las siguientes:

Se elimina el desquinche, bastante demoroso, con el que se consigue una notabledisminucin del tiempo necesario para la preparacin.

Se obtiene un menor escurrimiento de la "saca" con subniveles en lugar de embudos. En efecto, en el caso de una zanja, en torno a cada punto de extraccin se forma un embudo natural dentro de la "seca", de cajas regulares y lisas, a diferencia de los embudos creados en la roca misma cuyas cajas por lo general muy irregulares provocan atascamiento.

A diferencia del sistema anterior, en este caso existe una chimenea a la salida del embudo, ms estrecha que la base misma del embudo. Los atascamientos ser ms frecuentes por lo tanto en dicha chimenea y el trabajo de destranque resulta as mucho menos peligroso.

( ver figura 5.4 )

Fig. 5.4.

SUB LEVEL STOPPING CON DOBLE ZANJA

El ancho del tajeo se aument al doble y la separacin entre ambas galeras en la base de los subniveles va a depender del sistema de evacuacin utilizado: Scrapers o parrillas. Se disminuy adems la distancia entre abanicos a 1,50 mts. con el objeto de mejorar la fragmentacin de la roca, de modo que cada disparo arrancable 1850 tons. Con 368 metros barrenados.

Con este sistema se disminuy notablemente el volumen de los trabajos de preparacin y se conservan las mismas ventajas del anterior.

(ver figura 5.5)

Fig. 5.5.

SUB LEVEL STOPPING CON SUBNIVELES ALTERNADOS

La utilizacin de maquinaria de perforacin semipesada permiti aumentar la longitud de taladros a 20 metros como tambin su dimetro. Esto permiti a su vez: Aumentar la altura de los tajeos a 60 metros. Aumentar la distancia entre dos "abanicos" sucesivos (burden) de 1,50 metros a 2 metros, Aumentar la distancia entre los taladros de un mismo abanico (medida en el fondo) de 2 a 3 metros.

Este sistema actualmente generalizado, con galeras alternadas (una sola por subnivel) ubicadas en los costados de la zona a explotar y que permiten cortar perfectamente loslmites laterales del tajeo.

El volumen de trabajos preparatorios alcanzan en este caso, por cada 13 metros de tajeo o sea 63.000 toneladas de mineral (4,850 por 13) a la siguiente cifra:7 avances de 13 metros2 chimeneas de 7,5 metros6,5 abanico de 1045 metros

Hay que tomar en cuenta que en estos casos el tonelaje preparado por metros de tajeo es duplicado. O sea, el nuevo sistema mantiene los mismo principios del anterior, solo presenta una modificacin en el aspecto tcnico.Potencias de las mquinas perforadoras. Pero, hemos visto que ah reside la ventaja fundamenta! de este nuevo sistema puesto que permite disminuir notablemente los trabajos de preparacin por tonelada de mineral arrancado.

VENTAJAS DE ESTE MTODO

Este mtodo de explotacin se caracteriza por poseer las siguientes caractersticas:

Es muy econmico. Gran rendimiento. Ningn consumo de madera ya que no es necesario fortificar. Buena ventilacin. Gran seguridad durante el trabajo.

DESVENTAJAS DEL MTODO

Entre algunas de las desventajas podemos nombrar las siguientes: Mucha preparacin. No es selectivo (vetas con gran potencia). Grandes tjeos permanentemente abiertos, la recuperacin del pilar no va

ms all del 60%.

MTODO DE EXPLOTACIN (L.B.H.)

El mtodo L.B.H. (Long Blast Hole), (S.L.S. realce) es la aplicacin de los principios de la voladura en bancos a cielo abierto a la explotacin subterrnea.

Consiste en el arranque del puente entre dos niveles con perforacin D.T.H. en sentido descendente.

En este sistema se establece un nico nivel base para varios subniveles superiores, ya que la secuencia de explotacin es inversa al sistema tradicional (en el L.B.H. se mantiene ms adelantado el nivel inferior).La preparacin se reduce al desarrollo de frontones horizontales y paralelos en el techo del cuerpo (o en subniveles intermedios). Las labores superiores son separadas por un pilar tipo muro en toda su longitud.

El nivel base de extraccin, se prepara construyendo inicialmente dos galeras paralelasque cumplen la funcin de galera de transporte y galera inferior de perforacin o undercut. Estas galeras se conectan en estocadas de carguo.

Secuencialmente se construye la zanja de recoleccin la que se perfora en forma ascendente desde la galera de perforacin con disparo en abanico.

RESEA HISTRICA

El sistema de explotacin, por el mtodo Sub Level Stoping se realizaba con perforacin Out the Hole de pequeo dimetro (1 7/8") (ver fig. 5.6), luego se introdujo la perforacin Down the Hole, implementando el arranque con taladros de gran dimetro 4 1/2", variante conocida como Long Blast Hole ( LB.H.)

MTODO SUB LEVEL STOPING TRADICIONAL (fig. 5.6)

APLICACIN DEL MTODO

Este mtodo consiste en la creacin de tjeos abiertos mediante la voladura de grandes tajadas verticales de mineral, desde distintos subniveles de perforacin.El mineral disparado cae por gravedad, siendo recepcionado en la zanja preparada para ste efecto y posteriormente recuperado y transportado (ver fig. 5.7).Generalmente cuando los cuerpos mineralizados presentan grandes dimensiones, stos se dividen en dos o ms tajeos para evitar el colapso o desprendimiento de las cajas, de stas formas se dejan pilares de mineral in situ, el que sirve de soporte para las cajas.Estos pilares pueden ser recuperados, parcial o totalmente al final de la explotacin, ya que, en sta fase existe menor riesgo de crear condiciones de inseguridad para el personal.

La aplicacin de ste mtodo est condicionado a lo siguiente:

- El cuerpo debe presentar cierta pendiente, es decir la inclinacin de la caja yacente, debe exceder el ngulo de reposo del mineral disparado,

La roca circundante debe generar estabilidad de las cajas, La roca debe ser competente. Los limites de la mineralizacin deben ser regulares.

MTODO DE EXPLOTACIN L.B.H ( fig. 5.7 )

DESARROLLO Y PERFORACIN

De acuerdo a la ubicacin de los cuerpos mineralizados se proyectan labores por las cuales se puede acceder a stos cuerpos. Estos por lo general son desarrollados por estril, de la forma que se permite el paso de equipo de carguo y transporte.

PREPARACIN

La preparacin se inicia con el trazado de las galeras de perforacin y la construccin de una chimenea V.C.R. en el nivel superior, lo que, permitir generar la cara libre.( ver fig.5.8 )

PERFORACIN CARA LIBRE DTH ( fig. 5.8 )

Las galeras de undercut (G.U.), son construidas paralelas a la galera (G.T.), segn la geometra del cuerpo. La zanja receptora se genera a partir de la perforacin en abanico desde la galera de perforacin en forma de V a medida que la perforacin progresa.Los cruceros son construidos con una separacin de 15 mts. entre ejes con un ngulo de 60 con respecto al eje de la galera de transporte, (ver fig. 5.9.)

NIVEL DE CARGUO Y TRANSPORTE ( fig. 5.9 )

Galera de Perforacin:La seccin de estas galeras pueden ser 4x4 - 5x4 - 6x4 respectivamente, siempre separados por pilares.

Galera de Transporte:Estas son construidas en forma simultanea con la galena con la galena undercut. Las que adems son paralelas entre si, interceptadas por los correspondientes cruceros de evacuacin de mineral.

Galera Undercut:Esta galera es de seccin 4x4 mts. y es construida en forma simultanea a la galera de transporte.

Chimenea V.C.R. Las chimeneas del tipo V.C.R. (Vertical Crter Retreat) de seccin 2,5 x 2,5 mt2, son construidas para crear la cara libre de un determinado cuerpo en produccin como se muestra en la figura 5.10.

CHIMENEA VCR (fig. 5.10)

Las principales caractersticas de las operaciones de perforacin y voladura para la construccin de una chimenea del tipo V.C.R. son las siguientes:

Perforacin D.T.H. Dimetro : 4 1/2 o 6 1/2 Longitud Tiro : 60 mts. Nmero de Taladros : 5 o 6

Voladura Taco Inferior: 0,5 mts. Carga Columna : 1.0 mts., con 8,2 Kg/mts. de anfo, Iniciador: A.P.D. de 300 grs. Retardo : Detonadores no elctricos Ms. Taco Superior : 1.0 mts.

Carguo y Transporte:Las operaciones de carguo y transporte, se llevan a efecto a travs de los equipos L.H.D.. Estos son capaces de transportar el mineral desde la galera undercut por los cruceros hasta los ore pass acumulando la saca en el nivel de

transporte. Enseguida a partir este nivel inferior el mineral es cargado a los camiones y transportado con destino a la planta.

OPERACIONES UNITARIAS

DESARROLLOS

1.- EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS

Anfo Iremitas Softron Cordn detonante Detonadores no elctricos Detonadores elctricos de retardo

2.- CANTIDAD DE EXPLOSIVOS USANDO LOS DIAGRAMAS

EXPLOSIVO 4,0 X 4,0 mts 5,0 x 4,0 mtsANFO 126 Kgrs 148 Kgrs SOFTRON 42 unid 50 unid IREMITAS 90 unid 120 unid DENACORD 5g 40 mts 40 mts DENACORD 3g 30 mts 30 mts FULM. ELECT. 1 unidad 1 unidad

REALCE

1.- Explosivos y accesorios

Anfo Iremitas o PowerGel A.P.D. 150 Cordn detonante Detonadores no elctricos Detonadores elctricos de retardo

2.- Cantidad de explosivo usados segn el diagrama mostrado en la figura

TIRO LARGO TIRO TACO INFERIOR

CARGA POR TIRO A.P.D.

1 11 4 13,0 Kg. de ANFO 12 15 4 11,3 Kg. de ANFO 13 14 3 19,4 Kg. de ANFO 14 13 4 19,4 Kg. de ANFO 15 12 3 14,6 Kg. de ANFO 16 12 5 14,6 Kg. de ANFO 17 12 3 16,2 Kg. de ANFO 18 13 5 16,2 Kg. de ANFO 19 13 3 13,0 Kg. de ANFO 110 12 4 16,2 Kg. de ANFO 111 8 3 19,4 Kg. de ANFO 1

TOTAL 173,3 Kg. de ANFO 11

3.- Descripcin del carguo (ver fig. 5.11)

En sectores con existencia de agua se usan Iremitas en reemplazo

de Anfo.

La longitud de carga varia de acuerdo a la longitud de los taladros.

DIAGRAMA DE PERFORACIN RADIAL (Fig 5.11)

BANQUEO

1.- Explosivo y Accesorios:

Anfo Blastex A.P.D. Cilindrico 300 Cordn detonante Detonadores no elctricos Detonadores elctricos Detonadores elctricos de retardo

2.- Cantidad de explosivo usados segn el diagrama de la figura

TIRO LARGO TIRO TACO INFERIOR

CARGA POR TIRO A.P.D.

1 34 2 180 Kg. de ANFO 42 34 4 197 Kg. de ANFO 43 34 3 205,3 Kg. de ANFO 44 3 1 16,4 Kg. de ANFO 15 7 2 41,1 Kg. de ANFO 16 16 8 65,7 Kg. de ANFO 17 34 4 197 Kg. de ANFO 48 34 3 205,3 Kg. de ANFO 49 16 7 73,9 Kg. de ANFO 110 7 3 32,8 Kg. de ANFO 111 3 1 16,4 Kg. de ANFO 112 34 3 205,3 Kg. de ANFO 413 34 6 197 Kg. de ANFO 414 34 3 180,6 Kg. de ANFO 4

TOTAL 3.210 Kg. de ANFO 38

3.- Descripcin del carguo (ver fig. 5.12)

En sectores con existencia de agua se usan Iremitas en reemplazo de Anfo. La longitud de carga varia de acuerdo a la longitud de los taladros.

DIAGRAMA DE PERFORACIN DTH ( fig. 5.12 )

VOLADURA SECUNDARIA

Esta complementa la voladura primaria, su objetivo es reducir los sobre tamaos que se producen despus de un disparo, tambin se usa en la construccin y mejora de pisos, caminos y rampa.

1.- Explosivos y Accesorios:

Anfo. Iremitas 1 1/8" x 8". A.P.D. cnicos 225 y 450. Cordn detonante. Detonadores elctricos de retardo.

2.- Cantidad de explosivos usados, citase como ejemplo lo siguiente:

N de perforaciones : 80Profundidad : 30 cm.Anfo : 24 Kg.Iremitas : 40 unidades.Cordn detonante : 180 mts.Detonadores elctricos de retardo : 1 unidad.

3.- Descripcin del Carguo: Tiro compuesto por 1/2 Iremita de 1 1/8" x 8", 1/3 de Anfo y 60 cm. de cordn.

CARGUO Y TRANSPORTE EQUIPO L.H.D.

Estos equipos deben ser capaces de entregar durante la operacin:

Confiabilidad. Capacidad de carga. Costos de operacin razonables.

1.- Caractersticas Generales:

Se trata de equipos que movilizan el mineral hasta los sistemas de traspaso de mineral en los niveles de acarreo.

Algunas de sus innovaciones tecnolgicas ms notables han ocurrido en los sistemas de propulsin, lo que a permitido mayor seguridad en la operacin de estos equipos, tanto en lo que se refiere a horas tiles de mquinas en el frente de trabajo.

2.- Caractersticas Tcnicas

Scoop ST - 8A (ver fig. 5.13 )

2.1.- Dimensiones y aspectos generales:

- Largo total : 10,24 mts

- Ancho : 2,46 mts

- Altura : 2,29 mts

2.2.- Caractersticas Operacionales:

- Volumen til del balde : 8,0 yd3

- Capacidad de transporte : 12.250Kg

- Radio de giro : 85

- Tiempo de transporte : 6,2 seg

- Tiempo de bajada : 5,3 seg

- Tiempo de volteo : 6,0 seg

2.3.- Otras

- Combustible : 138 gal (522 lts)

- Aceite Hidrulico : 137 gls (519 lts)

Scoop ST - 6C2.1.- Dimensiones y aspectos generales:

- Largo total : 9,22 mts

- Ancho : 2,44 mts

- Altura : 1,65 mts

- Altura punta del balde : 4,30 mts

-ngulo de giro del balde : 42,5

2.2.- Caractersticas Operacionales:

-Volumen til del balde : 6,0yd

-Capacidad de transporte : 9,525 Kg

-Radio de giro : 85

-Tiempo de transporte : 4,8 seg

-Tiempo de bajada : 3,2 seg

-Tiempo de volteo : 3,4 seg

2.3.- Otras

-Combustible : 108 gal (407 lts)

-Aceite Hidrulico : 122 gal (462 lts)

MAQUINARIA DE GRAN RENDIMIENTO EN MINERIA SUBTERRANEA (fig. 5.13)

RESUMEN MTODO

1. Geometra de Yacimiento Aceptable OptimoForma Cualquiera Tabular Potencia >5m >10mBuzamiento >45 >65Tamao Cualquiera >10 mt Regularidad Media Baja 2. Aspecto Geotcnico Aceptable OptimoResistencia (techo) Incluye poco >500 k/cm2Fracturacin (techo) Media Baja Campo tensional In-situ (Profundidad)

2. CALCULO DE BURDEN PARA TALADROS LARGOS CASO ARCATA SEGN PEARSE

Objetivo

Determinar el burden y espaciamiento; teniendo en cuenta como parmetros: la presin de detonacin del explosivo, la resistencia tensiva de la roca (funcin de la resistencia comprensiva uniaxial del mineral) y el dimetro de perforacin.

En este modelo matemtico, el burden esta basado en la inter-accin proporcionada por la mezcla explosiva, representada por la presin de detonacin y la resistencia a la tensin dinmica de la roca

FORMULA DE PEARSEFormula modificada de Pearse

Formula modificada de Donde:

B= Burden K= Factor de volatilidad de la roca. Varia entre (0.7 1.0) D= Diametro de taladro (mm) P2= Presin de detonacin de la carga explosiva (kg/cm2) Std= Resistencia dinmica de la roca (kg/cm2)

DISEO DE MALLA DE LA PERFORACIN PARA TALADROS LARGOS

1.- Determinacin de la constancia K en funcin de la calidad de la roca

k= 1.96 0.27 * ln (ERQD)

Donde:

ERQD= ndice de Calidad de Roca Equivalente (%)

ERQD = RQD X JSF

Donde:

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

El RQD y JSF el del mineral en la Unidad Minera Arcata vara de acuerdo al siguiente cuadro:

TAJO RQD (%) CALIDAD DE ROCA

JSF

806-B 60.0 FUERTE 1.001005 60.0 MEDIA 0.901125 60.0 DEBIL 0.80816 50.0 MUY DEBIL 0.70

Hallando el factor K

TAJOS SIMULADOSRQD (%) ERQD K

RQD = 55.0RQD = 55.0RQD = 55.0RQD = 45.0

44.044.044.031.5

0.9830.93830.93831.0285

2.-Determinacin del esfuerzo tensivo dinmico del mineral

Std = 8% * SC

Donde:

Std= Esfuerzo tensivo dinmico (kg/cm2) SC= Resistencia comprensiva uniaxial del mineral (kg/cm2)

RESISTENCIA A LA COMPRENSIN UNIAXIAL DEL MINERAL806-B10051125816

TLTLTLTL

SC986.92 Kg/cm2986.92 Kg/cm2986.92 Kg/cm2986.92 Kg/cm2

Reemplazando en formula, se tiene:

CALCULO DEL ESFUERZO TENSIVO DINMICO 806-B10051125816

TLTLTLTL

SC78.95 Kg/cm278.95 Kg/cm278.95 Kg/cm278.95 Kg/cm2

3.- Clculo de presin de detonacin de explosivos

*10-5

Donde:

PD: Presin de detonacin (Kbar) Pe: Densidad del explosivo (gr/cm3) VOD: Velocidad de detonacin (m/s)

Explosivos Densidad VOD (Vel. Deton.) Presin de Deton.Slurry AP/60Slurry AP/80Examon-VExamon-PSolanfo

1.28 g/cm31.26 g/cm30.80 g/cm30.70 g/cm30.70 g/cm3

5400.00 m/s5600.00 m/s4200.00 m/s4000.00 m/s2800.00 m/s

93.31 kbar98.78 kbar35.28 kbar28.00 kbar13.72 kbar

Factor de conversin de Kbar a Kg/cm2 0.001016728

Explosivos Densidad VOD (Vel. Deton.) Presin de Deton.Slurry AP/60Slurry AP/80Examon-VExamon-PSolanfo

1.28 g/cm31.26 g/cm30.80 g/cm30.70 g/cm30.70 g/cm3

5400.00 m/s5400.00 m/s5400.00 m/s5400.00 m/s5400.00 m/s

91776.74 kbar97158.71 kbar34699.54 kbar27539.32 kbar13494.27 kbar

4.- DIAMETRO DE LOS TALDAROS PERFORADOS

Explosivos Densidad VOD (Vel. Deton.) Presin de Deton.RB 281 + Kit LHD 157Stop Mate

1Cop. 1238Serie 50

2.5 Pulg.2.5 Pulg.

63.5 mm63.5 mm

Examon-V

Examon-P

Examon-V

Examon-P

SIMULACION DE BURDEN

EQUIPO DE PERF EXPLOSIVO TAJO

CALIDAD DE ROCA

(RQD)DIAM(mm)

PRES. DETONAC.

(Kg/cm2)Std K

Simba

Examon-V

806-B10051125816

55.055.055.045.0

63.563.563.563.5

34699.5434699.5434699.5434699.54

78.9578.9578.9578.95

0.93830.93830.93831.0285

Stop MateSimbaStop MateSimba

Examon-P

806-B10051125816

55.055.055.045.0

63.563.563.563.5

27539.3227539.3227539.3227539.32

78.9578.9578.9578.95

0.93830.93830.93831.0285

Stop MateSimbaStop Mate

BURDEN PROMEDIO EN FUNCION DE LOS EQUIPOS Y EXPLOSIVOS

EQUIPOS (Burden en metros)EXPLOSIVOS

Examon-V Examon-PSimba

Stop Master1.251.31

1.111.17

BURDEN PROMEDIO DE LOS TAJOS DE TALADROS LARGOS (TJ TL)

TJ TL BURDEN (m)Min 1.18Max 1.24

CALCULO DE ESPACIAMIENTO EN FUNCION DEL BURDEN

El espaciamiento puede variar de 1.2 a 1.3 veces el burden.

ZONA BURDEN (m) ESPACIA (m)Pall. OestePall. Central

1.181.24

1.4161.488

3. CALCULO DE BURDEN PARA TALADROS LARGS CASO ARCATA SEGN LANGERFORS

Objetivo:

Determinar el Burden y el espaciamiento, considerando la potencia relativa del

explosivo, el grado de compactacin, una constante de la roca y su grado de

fracturamiento.

FORMULA DE LANGERORSFormula modificada de Langerfors

Donde:

Bmax = Burden mximo (m) 63.5 38

D = dimetro de taladro (mm) 0.63 0.7792

PRP=Potencia Relativa del Explosivo en Peso 1.25 1.01 b 0.99691967

C = Constante de roca 0.7 0.7

F 0 factor de fijacin taladro 1 1

S / B = Relacin Burden Espaciamiento 1.5 1.5

DISEO MALLA DE PERFORACION PARA TALADROS LARGOS

1. DETERMINACION DE LA DENSIDAD DE CARGA

dc = (Q * 1,97) / (D2 * L)

Donde:dc = Densidad de carga /gr/cm3)

Q = Masa de explosivo en el taladro (Kg)

D = Dimetro de taladro (in) 0.35632.169984

L = Longitud de la carga (m) 1.5 1.424 1.6 0.7792

Explosivo = Dimetro -

Longitud -

Bolsa 25 kg/Bls

Taladro = Dimetro 2.5 in

Longitud 10 m

Q 1 seco de explosivos 40.21248

Q 20 kg 0.4021248Hallando dc

D (in) Q (Kg) L (m) Dc (gr/cm3)2.5 20.0 10.0 0.63042.5 20.0 10.0 0.6304

Equipo

EQUIPO Perforador Diam. Perf. Diam. Perf.RB 281 + KIT LHD 157Stop Mate

Cop 1238Serie 50

a. Pulg. 2.5 Pulg.

63.5 mm63.5 mm

2. DETERMINACION DE LA CONSTANTE ROCA

El valor de C depende del rango esperado en el burden (calculara partir de c)

Donde:

c = cantidad de explosivos para fragmentar 1m3 de roca = 0.26

Asumiendo un B de menor a 1,5 metros (1,2 m)

0,7 / B + c ; para B = 1,5m

C =

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

Entonces C = 0.70

3.- DETERMINACION DEL FACTOR FUNCION DEL TALADROf = factor de ijacion que depende de la indicacin del taladro

Taladro fInclinados 1,75

Verticales

3:1 0.9

2:1 0.85

SIMULACION DE BURDENEQUIPO DE

PERF EXPLOSIVODIAM.

TALAD.Densidad de Carga PRP C F S/B BURDEN (m)

Simba Examen - V

63.5 0.63 1.25 0.700 1.8 1.50 1.26011Stop Mate 63.5 0.63 1.25 0.700 1.8 1.50 1.26011

Simba 63.5 0.63 1.25 0.700 1.8 1.50 1.26011Stop Mate 63.5 0.63 1.25 0.700 1.8 1.50 1.26011

Sima Examen - P

63.5 0.63 1.10 0.700 1.8 1.50 1.18209Stop Mate 63.5 0.63 1.10 0.700 1.8 1.50 1.18209

Simba 63.5 0.63 1.10 0.700 1.8 1.50 1.18209Stop Mate 63.5 0.63 1.10 0.700 1.8 1.50 1.18209

4. CALCULO DE BURDEN PARA TALADROS LARGOS CASO ARTACA KONYA

Objetivo:

- Determinar el burden y espaciamiento, considerado el dimetro del

explosivo, as como su densidad y la densidad de la roca con la que

interactua

B= Burden en Pies

= Diam explositivo en pulg.

Pe= Densidad del explosivo

Pr= Densidad de la roca

SIMULACIN DEL BURDENTAJO EXPLOSITIVO DIAM

EXPLOPulg

DENS EXPLOgr/cm3

DEANS ROCA Gr/cm3

BURDEN Pies

BURDEN Mts

TJ-2104TJ-1905 TJ-400TJ-2105

SEMEXA 65SEMEXA 65SEMEXA 65SEMEXA 65

1.51.51.51.5

0.780.780.780.78

2.542.542.542.54

2.701169542.701169542.701169542.70116954

0.80.80.80.8

CUADRO CON PARMETRO PARA LA MEJORA

ANCH 0.9m KgAnfo/m 0ALT CORTE 1.6m NDina/Tal 3 Cartuchos LONG TALADRO 1.8m Peso Dinam 0.356 Kg LONG TAJO 50m Tn Roto 187.7 Tn BURDEN 0.55m

Dinam (Kg) Anfo (Kg)

Tipo taladro # Taladros 1 x 12Tal Corte 140 149.52Total 140 149.52 0

Total Explositivos 149.52 Kg

Factor de Potencia 0.80 Kg/Tn

COSTOS UNID CONSUMO P.U($) TOTAL $ %Dinamita Kg. 149,52 1.65 246.708 262.1Examen Kg. 0 0.48 0 0.0Faneles c/u 140 1.07 149.8 37.7Mecha de seguridad m 2 0.08 0.16 0.0Fulminantes c/u 0 0 0.0Carmex c/u 2 0.08 0.16 0.0Mecha rpida m 2 0.26 0.52 0.1Cordn detonante m 2 0.12 0.24 0.1

Total 397.588 100.00

5. BIBLIOGRAFIA

- -Underground Mining Methods Handbook

W.A. Hustrulid (AIME)

- Mecnica de Rocas aplicadas a la Minera Metlica Subterrnea

P. Ramrez/ L. de la Cuadra/ R. Lain/ E Grijalbo (INSTITUTO

GEOLOGICO Y MINERO DE ESPAA)

- Mtodos de Explotacin Subtenrrnea

Departamento de Ingeniera Civil de Minas (Universidad de autofagasta

Chile)

- Laboreo de Minas

Borisov (Editorial Mosc)

- Explotacin de Minas

Vidal (Tomo I, II y III Editorial OMEGA)

- Excavaciones Subterrnea en Roca

Howk E. And Brown ET (Instituto de Minas y Metalurgia de Londres)

- Investigacin de Operaciones

Carlos Agreda (Curso de Post Grado UNI)

- Costo para Minera

CURSO (ESAN PER)

- Trabajo Tcnicos de los Congresos y Convenciones de Ingenieros de

Minas Colegio de Ingenieros de Minas, Instituto de Ingenieros de Minas.