Minado Por Crateres Verticales en Retroceso

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ASIGNATURA: MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN MINERA DOCENTE: Ing. HERNÁN FERNÁNDEZ GÁLVEZ ALUMNOS: BAZÁN SOTOMAYOR, Juan Carlos CHAPILLIQUEN CELIS, Victor Raphael RODRÍGUEZ VILLANUEVA, Alexander Galvani AÑO/CICLO: QUINTO/NOVENO FACULTAD DE INGENIERÍA ESCUELA ACADÉMICO PROFESIONAL DE INGENIERÍA GEOLÓGICA CAJAMARCA, 01 DE JULIO DEL 2014

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ASIGNATURA:

MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN MINERA

DOCENTE:

Ing. HERNÁN FERNÁNDEZ GÁLVEZ

ALUMNOS:

BAZÁN SOTOMAYOR, Juan Carlos

CHAPILLIQUEN CELIS, Victor Raphael

RODRÍGUEZ VILLANUEVA, Alexander Galvani

AÑO/CICLO:

QUINTO/NOVENO

FACULTAD DE INGENIERÍA ESCUELA ACADÉMICO PROFESIONAL

DE INGENIERÍA GEOLÓGICA

CAJAMARCA, 01 DE JULIO DEL 2014

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DEDICATORIA

Dedicado a la Escuela Académico Profesional

de Ingeniería Geológica, que nos brinda sus

claustros para la enseñanza diaria. A los

docentes que guían el camino del estudiante a

ser un profesional exitoso.

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MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN MINERA

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CONTENIDO

DEDICATORIA ................................................................................................................ 2

CONTENIDO .................................................................................................................... 3

ÍNDICE DE FIGURAS ...................................................................................................... 4

INTRODUCCIÓN ............................................................................................................. 5

OBJETIVOS ...................................................................................................................... 6

1. OBJETIVO GENERAL .......................................................................................... 6

2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS .................................................................................. 6

MINADO POR CRATERES VERTICALES EN RETROCESO ....................................... 7

I. ANTECEDENTES DEL MÉTODO VCR ............................................................... 7

II. PARTES DEL CRÁTER PRODUCIDO POR LA VOLADURA ............................ 8

III. TEORÍA DE LOS CRÁTERES. ........................................................................ 11

3.1. PRUEBA DE LOS CRÁTERES ..................................................................... 14

IV. CONDICIONES DE APLICACIÓN DEL MÉTODO ........................................ 15

V. DESCRIPCIÓN DEL MÉTODO ........................................................................... 16

5.1. PRINCIPALES VENTAJAS DEL MÉTODO ................................................ 18

5.2. DESVENTAJAS MÁS IMPORTANTES ....................................................... 18

5.3. PROCEDIMIENTO DE PREPARACIÓN Y MINADO ................................. 19

5.4. ANÁLISIS DE LAS VARIABLES DEL MÉTODO VCR .............................. 21

5.4.1. Seguridad del método V.C.R. .................................................................. 21

5.4.2. Longitud del desarrollo con el método V.C.R. ......................................... 21

5.4.3. Sección del desarrollo. ............................................................................ 21

5.4.4. Flexibilidad en cuanto a cambio de rumbo e inclinación. ......................... 21

5.4.5. Infraestructura ......................................................................................... 22

5.4.6. Sostenimiento cuando se usa el método V.C.R. ....................................... 22

VI. MINADO POR VCR EN EL PERÚ................................................................... 22

6.1. CONSORCIO MINERO HORIZONTE ......................................................... 22

6.2. GENERALIDADES ....................................................................................... 23

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6.2.1. UBICACIÓN GEOGRÁFICA Y VIAS DE ACCESO ............................. 23

6.2.2. NOTAS HISTÓRICAS ........................................................................... 24

6.2.3. GEOGRAFÍA Y GEOMORFOLOGÍA ................................................... 25

6.2.4. GEOLOGÍA ............................................................................................ 25

6.3. DETERMINACIÓN DE LOS PARÁMETROS DE DISEÑO PARA LA

EJECUCIÓN DE CHIMENEAS USANDO EL MÉTODO VCR. ............................. 25

6.3.1. PRUEBAS DE LOS CRATERS: ............................................................. 25

6.3.1.1. ELECCIÓN DEL LUGAR DONDE SE REALIZARON LAS

PRUEBAS: ........................................................................................................ 26

6.4. DESARROLLO DE CHIMENEAS USANDO EL MÉTODO VCR EN

CHIMENEAS ........................................................................................................... 27

6.4.1. PERFORACIÓN: .................................................................................... 28

6.4.2. VOLADURA: ......................................................................................... 30

CONCLUSIONES ........................................................................................................... 31

BIBLIOGRAFÍA ............................................................................................................. 32

LINKOGRAFÍA .............................................................................................................. 32

ÍNDICE DE FIGURAS

Figura 1. Influencia de la energía del Explosivo. .............................................................. 10

Figura 2. Parte de cráter producido por voladura con cargas esféricas............................... 11

Figura 3. Ensayo de radio de profundidad en un cráter. .................................................... 14

Figura 4. Equipo de perforación Down the Hole ............................................................... 15

Figura 5. Esquema del método de minado de cráteres verticales ....................................... 17

Figura 6. Ventilación de una labor en minería subterránea................................................ 18

Figura 7. VCR Caserón Primario ..................................................................................... 20

Figura 8. VCR Caserón Secundario ................................................................................. 20

Figura 9. Seguridad en el personal de trabajo ................................................................... 21

Figura 10. Sostenimiento en la labor minera en el método VCR ....................................... 22

Figura 11. Localización del Consorcio minero Horizonte ................................................. 24

Figura 12. Ubicación de los taladros para las pruebas de los cráteres. ............................... 26

Figura 13. Malla de perforación ....................................................................................... 27

Figura 14. Chimenea usando el Método VCR en Mina Milagros ...................................... 28

Figura 15. Equipo de perforación Mustang A-32 (DTH) Atlas Coopco ............................ 29

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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.

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OBJETIVOS

1. OBJETIVO GENERAL

Determinar la importancia del minado por cráteres verticales en retroceso.

2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS

Definir en qué casos se puede utilizar el método de cráteres verticales en retroceso.

Determinar las características del método VCR.

Brindar alcances acerca de las ventajas y desventajas del método de VCR.

Conocer las fórmulas y parámetros más utilizados para el cálculo de diseño de los

VCR.

Indicar las aplicaciones más resaltantes en las que se utiliza el método de VCR.

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MINADO POR CRATERES VERTICALES EN RETROCESO

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.

I. 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

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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.

II. 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

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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.

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Figura 1. 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: Que se subdivide a su vez en:

Zona de rotura completa

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Zona de rotura extrema o tensional.

Figura 2. Parte de cráter producido por voladura con cargas esféricas.

III. 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

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Óptima”.

(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:

(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)

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:

(Ec.4)

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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:

(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:

(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:

(

)

(

)

( ) (Ec. 7)

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

(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.

Figura 3. Ensayo de radio de profundidad en un cráter.

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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.

IV. 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.

Figura 4. Equipo de perforación Down the Hole

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

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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.

V. 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

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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.

Figura 5. Esquema del método de minado de cráteres verticales

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 sobreexcavación 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 sea

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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.

Figura 6. Ventilación de una labor en minería subterránea

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.

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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

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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.

Figura 7. VCR Caserón Primario

Figura 8. VCR Caserón Secundario

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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 LAS VARIABLES DEL MÉTODO VCR

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.

Figura 9. Seguridad en el personal de trabajo

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

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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.

Figura 10. Sostenimiento en la labor minera en el método VCR

VI. 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

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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.

6.2.GENERALIDADES

6.2.1. UBICACIÓN GEOGRÁFICA Y VIAS DE ACCESO

Se encuentra en el anexo de Retamas, distrito de Parcoy, provincia de Patáz, departamento

de La Libertad.

Coordenadas geográficas:

Latitud: 08ª 01’ 50’’ sur

Longitud: 77ª 28’ 45’’ oeste

Altitud: 2750 msnm.

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Figura 11. Localización del Consorcio minero Horizonte

6.2.2. NOTAS HISTÓRICAS

En el periodo preincaico es posible que se hayan explotado algunas minas en vetas, además

de lavaderos. La región aurífera de Pataz se encontraba dentro de los límites de la Cultura

Chimú, que como es arqueológicamente conocido, utilizaron el oro principalmente para

artículos religioso-sacramentales.

En los albores del siglo XX el ingeniero Polaco Tarnawiecki se establece en la zona de

Parcoy a fin de realizar diversos trabajos topográficos y geológicos, que le permitieron

reconocer la mineralización del área comprendida entre Pataz y el cerro El Gigante.

Desde 1934 hasta 1960, Eulogio Fernandini, fundador del Sindicato Minero Parcoy

desarrolló en el área la mina subterránea más grande del país, la cual se convirtió en

pionera del proceso de cianuración.

El sindicato dejó de operar en el año 60, al agotarse los recursos minerales que podía

explotarse económicamente con la tecnología de la época En 1978, Rafael Navarro Grau y

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Jaime Uranga deciden procesar los relaves del área y fundan el Consorcio Minero

Horizonte, a pesar de que ellos eran empresarios agrarios y no mineros. Para la realización

de sus proyectos adquieren los derechos mineros que correspondían al sindicato y

posteriormente tramitan nuevos petitorios. Actualmente el Consorcio Minero Horizonte

posee más de veinticinco mil hectáreas de petitorios en la zona.

6.2.3. GEOGRAFÍA Y GEOMORFOLOGÍA

El yacimiento se encuentra emplazado en la vertiente del flanco occidental de la Cordillera

Oriental, perteneciente a la cuenca del Marañón. Teniendo una topografía agreste, con

valles agudos y profundos que se formaron según las corrientes principales. En la Región

de Pataz, los picos alcanzan alturas de hasta 4,000 m.s.n.m. Así, en las cabeceras de las

quebradas principales se observa valles en forma de U, valles colgados, depósitos

glaciáricos, formando en la actualidad pequeñas lagunas que alimentan los ríos que corren

ambas márgenes de la Cordillera.

6.2.4. GEOLOGÍA

Las principales estructuras mineralizadas se orientan según la dirección de fallamiento NO-

SE y con un buzamiento variable al noreste. Las fracturas pre-existentes a la mineralización

han sido rellenadas con cuarzo, pirita, que posteriormente fueron afectadas por fallas

transversales en bloques, esto dio origen a que las vetas presenten modelos tipo rosario,

estas fallas transversales en este depósito es de corto desplazamiento.

6.3.DETERMINACIÓN DE LOS PARÁMETROS DE DISEÑO PARA LA

EJECUCIÓN DE CHIMENEAS USANDO EL MÉTODO VCR.

En la etapa de pruebas para la implementación de chimeneas con el método del VCR en

Consorcio Minero Horizonte, se desarrolló una chimenea en la mina Milagros de sección

2mx2m, longitud 64m, inclinación 75° con fines de chimenea de traspaso.

6.3.1. PRUEBAS DE LOS CRATERS:

Para la determinación de los parámetros tales como burden, espaciamiento, malla de

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MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN MINERA

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perforación se realizaron pruebas de los cráters, a continuación se describe los resultados

obtenidos.

6.3.1.1.ELECCIÓN DEL LUGAR DONDE SE REALIZARON LAS PRUEBAS:

El lugar elegido fue el CX042 en el Nv. 2600 de la Mina Milagros por presentar roca

representativa del sector donde se realizarán las chimeneas usando el método VCR, se

contaba con el espacio suficiente para las pruebas además de no interferir con la operación

minera actual.

Figura 12. Ubicación de los taladros para las pruebas de los cráteres.

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Figura 13. Malla de perforación

DIAMETRO DE LA PERFORACIÓN : 4 1/2”

EXPLOSIVO : Emulsión Iremita 62

BURDEN : 1.7 m

ESPACIAMIENTO (<= 1.9 m) : 1.4 m

No. TALADROS : 5

CARGA POR TALADRO : 4 kg

CARGA TOTAL : 20 kg

VOLUMEN ROTO : 24 TM

FACTOR DE CARGA : 0.8 kg/TM

6.4.DESARROLLO DE CHIMENEAS USANDO EL MÉTODO VCR EN

CHIMENEAS

Teniendo en cuenta las consideraciones luego de concluidas las pruebas de los cráters, se

planeó la ejecución de una serie de chimeneas usando el método VCR en la Mina Milagros,

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en la ejecución de la primera chimenea se ha tenido inconvenientes operacionales,

desviaciones excesivas de los taladros, daño excesivo a labores cercanas y un accidente

fatal por caída de una persona. Para fines del presente trabajo se describirán las

experiencias en la ejecución de la segunda chimenea usando el método VCR en Consorcio

Minero Horizonte de longitud 64m e inclinación 75° ejecutada con fines de echadero;

sección de chimenea 2m x 2m.

PROYECTO DE CHIMENEAS USANDO EL MÉTODO VCR

Figura 14. Chimenea usando el Método VCR en Mina Milagros

6.4.1. PERFORACIÓN:

Equipo utilizado.

Mustang A-32 (DTH) Atlas Copco

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Figura 15. Equipo de perforación Mustang A-32 (DTH) Atlas Coopco

Peso estimado: 4 880 Kg.

Motor : Eléctrico

Velocidad de traslado: 2,2 Km./HR.

Pendiente máxima: 35 %.

Torque de rotación : 388 – 600 Nm

Pull down : 150 – 200 bar

Velocidad de rotación: 45 - 92 RPM.

Ciclos y rendimientos en la perforación.

Mano de obra:

- 01 maestro perforista.

- 02 ayudantes.

Variables operacionales.

- R. P. M.: 16

- Presión de aire: 15 bare

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- Baja: 70 lbs/pulg2

- Alta: 240 lbs/pulg2

- Velocidad de penetración neta: 0.25 metro / min

- Tiempo en perforar un metro: 4 min

- Instalación: 60 min / taladro

- Desacoplar barras: 2 min / barra

- Acoplar barras: 1 min / barra

6.4.2. VOLADURA:

I) Explosivos y accesorios utilizados.

Explosivos: Emulsión Iremita 62: 3” de diámetro por 16” de largo; 4 Kilos.

Accesorios: Fanel de 40 y 20 m

- Booster de 1 lb

- Cordon detonante 5p

- Guía de seguridad de 8’.

Varios: Taco de retención madera 3,5” de diámetro.

- Cordel plástico de 4 mm.

- Wincha de 100 m.

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CONCLUSIONES

El método VCR (cráteres verticales en retroceso) presenta mayores ventajas sobre

otros métodos de explotación como “shrinkage” minado por subniveles, corte y

relleno.

La voladura en cráteres se realiza con cargas concentradas, esféricas o cubicas y con

muy buena aproximación a cargas cilíndricas.

El método de explotación VCR es un método masivo de gran escala, basado en la

teoría de voladura de cráteres empleando cargas esféricas.

Para poder desarrollar dicho método, los yacimientos deben tener una potencia

mínima 3m, una inclinación superior a los 50º y contactos claros entre el estéril y el

mineral.

En la voladura del método VCR 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 optima donde se colocará el explosivo

para obtener el mayor volumen de roca con una buena fragmentación.

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BIBLIOGRAFÍA

DISEÑO DE EXPLOTACIONES E INFRAESTRUCTURAS MINERAS

SUBTERRÁNEAS, Noviembre2007-Universidad Politécnica de Madrid Escuela

Técnica Superior de Ingenieros de Minas.

Carlos López Jimeno. “Manual de Evaluación y Diseño de Explotaciones Mineras”.

Instituto Tecnológico Geominero de España. “Manual de Perforación y Voladura de

Rocas”.

Instituto de Ingenieros de Minas del Perú. Curso Corto Sobre: “Técnicas Modernas

de Perforación y Voladura”.

LINKOGRAFÍA

http://elingenierogeologominero.bligoo.pe/nueva-aplicacion-del-metodo-v-c-r-en-

el-peru#.U7KROtJLOQA

http://www.slideshare.net/edurojas10/pptperfo-y-voladura

http://www.grupoavanti.com.pe/libros/LIBRO-

Manual_PRACTICO_de_voladura.pdf