UNIVERSIDAD NACIONAL DE PIURA

PROEDUNP – SULLANA

FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS

ESCUELA DE INGENIERIA DE MINAS

“MINERIA NO METÁLICA EN LA REGIÓN PIURA”

PRESENTADO POR

ABIGAIL JUDITH CALLIRGOS APOLO

DOCENTE

ING. GLICERIO TAYPE QUINTANILLA

PIURA – PERÚ

DEDICATORIA

A NUESTROS PADRES

Que con su amor y sacrificio hicieron

Posible nuestra formación profesional

A LA ESCUELA DE INGENIERIA

GEOLOGICA DE LA UNP

AGRADESIMIENTO

Queremos dar las gracias, gracias muy sinceras,A nuestros queridos padres, por su apoyo incondicional

y su aliento en todo momento, al docente del cursoIng. Glycerio Taype Quintanilla , por guiarnos

en la presentación y realización del presente trabajo.

INTRODUCCION

En los métodos de explotación con sostenimiento natural se incluye a los yacimientos que por naturaleza del macizo rocoso, que comprende la roca encajonante y mineralización, en donde el arranque se realiza abriendo cámaras o aberturas, que debidamente dimensionadas se sostienen por si mismos: es decir sin que intervengan medios de sostenimiento artificial o relleno.

Según las consideraciones geomecánicas y las dimensiones del yacimiento; se pueden considerar dos grupos de métodos de explotación, el denominado de cámaras y pilares y el de las cámaras vacías, que realmente solo se diferencian en el tamaño de las cámaras y en la forma de realizar el arranque del mineral. En realidad en los dos métodos se prepara la mina en forma de cámaras permanentes.

MINADO POR CAMARAS Y PILARES

Este método es conocido también con el termino “ROOM AND PILLAR” donde el mineral es excavado la mayor parte del yacimiento minable, dejando parte del mineral como pilares o columnas que sirvieran para sostener el techo. El mineral debe extraerse en la mayor cantidad posible, ajustándose las dimensiones de las cámaras y pilares a las propiedades de la presión y resistencia. El mineral que queda como pilar puede recuperarse parcial o totalmente, reemplazando a los pilares por otro material para el sostenimeiento del techo o puede extraerse en forma de retirada, abandonándolos ya los tajeos para su posterior hundimiento del techo; caso contrario generalmente los pilares con mineral se pierde.

El factor económico más importante en éste método es el tamaño de los pilares y la distancia entre ellos, éste factor depende de:

- Estabilidad de la caja techo.

- Estabilidad del mineral.

- Potencia del yacimiento.

- Presión de la roca subrayacente.

- Discontinuidades geológicas como fallas, pliegues, etc.

- Forma y tamaño del pilar, etc.

CONSIDERACIONES PARA SU APLICACIÓN

Se aplica en las siguientes condiciones. En cuerpos con buzamiento horizontal no debe de exceder de 30°. El mineral y la roca encajonan te deben ser relativamente competente. Minerales que no requieren de clasificación en la explotación. En depósitos de gran potencia y área extensa.

MINADO

El ciclo de minado consiste en:

Perforación Voladura Ventilación Carguío y transporte; ocasionalmente suele realizarse el sostenimiento temporal o

permanente.

VENTAJAS

1. La extracción puede adaptarse con facilidad a las fluctuaciones del mercado.

2. El consumo de madera es pequeño.

3. No se necesita relleno.

4. Las irregularidades del yacimiento afectan poco a la explotación.

5. Cuando existen fallas o dislocaciones en un lugar de explotación, las baja de extracción es reducida.

6. Escaso gasto de conservación.

7. Posibilidad de utilización de baldes de extracción o «skip» de gran capacidad.

8. Fácil regulación de la extracción.

9. No se necesita madera para la entibación.

l0. El arranque y la carga son fáciles.

DESVENTAJAS

1. La ventilación es defectuosa.

2. Los pilares son difíciles de recuperar.

3. El rendimiento por hombre-guardia es en general, moderado.

4. El consumo de madera o pernos de roca puede ser mayor cuando el techo es inestable.

5. Gran número de galerías preparatorias.

6. Consumo de explosivos considerable.

7. El personal está en peligro durante el trabajo a causa de los desprendimientos de rocas del techo, que es de gran altura y difícil de controlar.

8. Los mineros pueden caer fácilmente en los echaderos o parrillas.

9. Dificultad de la clasificación del mineral en las explotaciones.

VARIANTES DEL MÉTODO DE MINADO DE CÁMARAS Y PILARES

Como resumen de puede indicar los sistemas diferentes que pueden ser usados:

a) El más común es en mantos horizontales y en depósitos inclinados de mayor potencia.

b) En cuerpos con buzamiento de 20° a 30°, los tajeos se prosiguen en forma ascendente, en gradientes o escalera.

c) El tercer sistema es adaptado a tajeos horizontales para cuerpos inclinados (forma de escalera descendente).

MINERALES DUROS

La minería de cámaras y pilares se realizara en secciones, paneles o cuarteles que habitualmente son rectangulares y regulares en plano. Es importante rectangulares y regulares en plano. Es importante diferenciar entre la minería en carbón y en minerales duros. En la minería de minerales duros de yacimientos horizontales este método es similar al de cámaras y pilares irregulares. En estos casos la distribución de leyes en el cuerpo mineralizado es el principal requisito de diseño de la explotación, y el control del terreno y la ventilación son criterios secundarios. Esto conduce a una distribución adecuada de los pilares con dimensión irregular que se adaptan y sitúan en las zonas marginales ó estériles.

En las

minas de carbón la ventilación y el control del terreno son factores principales de diseño y por lo tanto se requiere un diseño cuidadoso de los cuarteles a explotar por cámaras y pilares, aislándolos del resto de la mina y con un adecuado diseño de la ventilación.

También puede requerirse planes para la explotación en retirada de los pilares por hundimiento.

La minería de cámaras y pilares en roca y minerales duros es pues un método de explotación de apertura de cámaras con un ángulo pequeño con respecto a la horizontal que escava huecos y deja pilares distribuidos aleatoriamente en los yacimientos en los que la ley es variable. En los que la ley es constante o varia poco, la disposición y sección de los pilares es regular y uniforme.

Este método difiere de los demás en que la utilización de la gravedad en el flujo del mineral es muy limitada, y el mineral debe ser cargado en la excavación en la que ha sido arrancado y transportado desde ese punto. En las grandes operaciones esto incluye el uso de cargadoras, camiones, LHD (Load-Haul-Dump), aunque también puede usarse raspas o Scrapers.

MINERALES BLANDOS

La unidad básica en la minería por cámaras y pilares en minerales blandos( carbón, potasa y sales sódicas) es el panel o cuartel que define el área de la mina que debe ser minada y ventilada. Una vez preparado el cuartel para obtener una ventilación eficaz mediante las guías perimetrales necesarias se realiza el arranque en avance de las cámaras dejando pilares regulares previamente diseñados. Termina la explotación de las cámaras puede explotarse en retirada los pilares pueden combinarse e incluso simultanearse de diferentes maneras dando lugar a variantes del método.

Cualquiera que sea el sistema habrá de cuidarse en extremo la ventilación instaland drenajes de gas en lalobores hundidas mientras sus proximidades no sean abandonadas definitivamente. Para el arranque de estos minerales cuando existe grisú ( carbo, potasa), se utilizan minadores continuos ya que el arranque con explosivos, en este caso, puede ser extremadamente peligroso.

CAMARAS Y PILARES (PISO HORIZONTAL)

Tajos ya explotados sirven como vías de transporte Perforacion con Jumbos o jumbos y carro Carga y transporte con LHD o LHD y camión

CÁMARAS Y PILARES (PISO INCLINADO)

Difícil Mecanización Perforación Manual (martillo de mano y columna neumática) Carga y Arrastre con scraper o raspa ( cuchara de arrastre) Transporte sobre vía por galería inferior de transporte.

CÁMARAS Y PILARES (PISO ESCALONADO PARA DEPOSITOS INCLINADOS)

Galerías de acceso orientadas según pendientes asecibles a los equipos sobre neumáticos.

Perforación con Jumbo Carga y transporte con LHD o LHD y camión

CRITERIO DE DISEÑO DE LOS PILARES

Como estos métodos se caracterizan por la necesidad de dejar pilares que sostienen el cálculo de las dimensiones de los pilares para tener un determinado coeficiente de seguridad, y comprobar la tasa de recuperación del yacimiento en las condiciones establecidas.

Los resultados experimentales de ensayos de compresión uniaxiales realizados en rocas y carbones muestran que existe un efecto de reducción de la tensión de rotura cuando se

incrementa el tamaño de la probeta. Bieniawski introdujo en 1968 el concepto de tensión el tamaño de probeta en el que un incremento continuado del ancho de la probeta o del pilar no produce una disminución significativa de la tensión en el pilar. La inmediata conclusión del concepto de tamaño critico es el valor de la tensión del tamaño crítico es directamente aplicable al tamaño real de los pilares. Para carbón, Bieniawski halló en 1968 que el tamaño crítico es 1.5 m en pilares cúbicos de sección cuadrada y Pariseau y Hustrulid han demostrado que a efectos de diseño de los pilares puede tomarse 0.9144m (36in* 0,0254 m /in ) como tamaño crítico. Ver la figura siguiente para diferentes materiales.

El efecto tamaño caracteriza la diferencia entre la tención de la probeta de laboratorio de pequeño tamaño y el tamaño de los pilares reales de la mina.

El problema que se plantea habitualmente es el de calcular la tensión de rotura Sp de los pilares y sus dimensiones conociendo solamente la resistencia a la rotura por compresión Sc de las probetas de laboratorio hechas con el mismo material que el de los pilares.

Si llamamos Sl a la tención uniaxial vertical de un pilar cúbico de altura h se tiene de acuerdo con las experiencias realizadas (Hustrulid 1976):

La constante K se determina en función del material del pilar y se obtiene de acuerdo con la igualdad: K= Sc √ D, donde Sc es el esfuerzo de rotura a compresión uniaxial de la probeta de diámetro o con el lado del cubo D en mm ensayada en el laboratorio. Debe notarse que aunque existe una diferencia en los resultados de laboratorio entre las probetas cilíndricas y cubicas, no son significativas para la practica del diseño de los pilares siempre que D esté comprendido entre 50 y 100mm.

A partir de resultados experimentales se han establecido diversas fórmulas que relacionan la resistencia de los pilares Sp con el ancho w y la altura H del pilar en función de Sl (que es la tensión de un pilar de tamaño critico o superior) aunque la que aquí usaremos es la de Bieniawski:

Esta fórmula es realista hasta valores de w/h = 10 , y a partir de ahí proporciona valores demasiado conservadores. Como esta fórmula es aplicable a cualquier pilar con un valor de Sl que caracterice la tensión in situ de la roca se toma un factor de seguridad F de 2 para el diseño de los pilares si estos han de permanecer un largo plazo y 1,5 para pilares de corto plazo. Estas recomendaciones se tomarán con cautela y en todo caso se tendrá en cuenta la experiencia previa de la mina en cuestión.

DETERMINACION DE LA CARGA

Para determinar la carga que ha de soportar un pilar la aproximación más simple es la del área atribuida que incluye un importante número de simplificaciones. En esta se supone que el pilar aguanta un peso igual al de la columna de la sección del pilar hasta la superficie más la colimada del hueco atribuible le pilar.

SECUENCIA DE DISEÑO

Se trata de calcular el factor de seguridad F de los pilares en función de los parámetros geométricos de las cámaras y de los pilares y ver si los valores obtenidos están entre 1,5 y 2 como se ha indicado anteriormente.

F= Sp / Sp = 1,5 a 2

Se siguen los siguientes pasos:

1.- Se tabula el esfuerzo de compresión uniaxial Sc en función del diámetro D de la probeta ó del lado del cubo-probeta ( se suelen tomar probetas de 50 mm de lado).

2.- Se determina el valor de K para los pilares en cuestión : K = Sc √ D

3.- Se calcula Sp mediante la fórmula de Bieniawski:

4.- Se selecciona el ancho de la Cámara.

5.- Se calcula la carga Sp del pilar :

Donde Sp es la tensión del pilar en KPa, H es la profundidad por debajo de la superficie en m, W es el ancho de los pilares en m, L es el largo de los pilares en m.

6.- Se selecciona el factor de seguridad, entre 1,5 y 2, se hace Sp / F = Sp y se resuelve para el ancho w del pilar, suponiendo que L/W varía entre 1 y 1,5.

7.- Por cuestiones económicas y de recuperación se comprueba la tasa de extracción “e” para ver si da un valor aceptable.

8.- Si la tasa “e” de extracción no es aceptable(menor del 50 %) y se necesita incrementarla disminuyendo el ancho W de los pilares, se selecciona en el paso 7 un nuevo ancho W y un nuevo largo L que den una tasa “e” de extracción aceptable y se calcula si estos valores son aceptables desde el punto de vista de la estabilidad de la mina. Para ello se calcula el factor de seguridad, F= Sp/ Sp, Donde Sp es la tensión del pilar del cas 3 y Sp es la carga del pilar del paso 5. El factor de seguridad estará entre 1,5 para los pilares de corta duración y 2 para pilares de larga duración o que hallan de ser recuperados.

9.- Se harán loas consideraciones ingenieriles adecuadas mediante la aplicación de los conocimientos mineros y geólogos necesarios para establecer una adecuada planificación minera.

DISEÑO DE LOS PILARES BARRERA

Las cámaras y pilares se desarrollaron habitualmente mediante una serie de cuarteles o paneles rectangulares separados por pilares barrera. No hay un método especifico de diseño de estos pilares pero cobra gran importancia cuando no se busca el hundimiento del techo y cuando se dejan los pilares de las cámaras. La tensión en los pilares no está distribuida uniformemente y cuando el techo y el muro son más resistentes que el material e los pilares, los esfuerzos tienden a concentrarse en los apoyos o empotramientos, por efecto puente o viga, y puede provocarse el colapso de los pilares porque estos no resisten. Los pilares barrera pueden controlar estos fenómenos. Hudson y col, han demostrado en una serie de ensayos en el ármol, que pueden repetirse en carbón, que un pilar se comporta de forma flexible en vez de rígidamente si la razón de la altura al ancho es menos de 1/3, indicado que el pilar se deformará antes de romper, evitando un rápido colapso. En consecuencia, un pilar barrera debe de tener una anchura de 3 a 4 veces mayor que la altura del hueco, y se comportará de forma flexible antes de romperse.

MINADO POR CAMARAS Y PILARES EN EL PERU

En el Perú son muy pocas las minas que aplican el método de Cámaras y Pilares entre ellas tenemos las Compañías Mineras Condestable S.A. y San Ignacio de Morococha (SIMSA)

La Mina Condestable es productora de Cobre, se encuentra ubicada en el Distrito de Mala, Provincia de Cañete, Departamento de Lima, a 90 Km, de Lima.

Parámetros del Método de explotación

Productividad en el tajo 7.1 t/h-g Consumo de explosivo 0.29 kg/t Metros de Taladros perforados 1.22 m/t Labores preparatorias 4.8 m/100 t Producción de labores prep. 8 % Dilución 5 – 10 % Recuperación de las reservas 75 % Restablecimiento del equilibrio del macizo rocoso Vacio abandonado Mineral roto por disparo 110 t Sostenimiento temporal No es necesario Duración promedio de un block 8 -10 meses

En la Mina San Ignacio de Morococha

Es primera mina productora de Zinc. Esta ubicada en el distrito de Vitoc, provincia de Chanchamayo, Departamento de Junín, a 17 km, al sur de la Ciudad de San Ramón, y a una altura de 1400 msnm.

El acceso es por la vía carretera central siguiendo la ruta Lima-La Oroya-Tarma-San Ramón, con una longitud de 310 Km de recorrido con aproximadamente 6 horas de viaje.

DISEÑO DEL METODO DE EXPLOTACIÓN MINA GIGANTE – MARSA

UBICACIÓN

La Mina GIGANTE se halla situada en el Anexo de Lalacuabamba, distrito de Parcoy, provincia de Pataz y departamento de la Libertad, emplazada en las vertientes del flanco Oriental de la Cuenca hidrográfica del Marañon, sector Norte de la Cordillera Central.

ACCESIBILIDAD

Se puede llegar al área de operaciones de las siguientes forma:

Lima – Trujillo 562 Km, Asfaltado

Trujillo – chirán 34 Km, asfaltado

Chirán - Chagual 307 Km, carretera

Chagual – Mina Gigante 70 Km, carretera

GEOLOGIA

La zona aurífera de Parcoy, Gigante y Buldibuyo(considerado como distrito minero), está ligada a una faja de rocas intrusivas conocida como “ BATOLITO DE PATAZ” ,que cortan a los esquistos, filitas, pizarras y rocas metavolcanicas del complejo Marañon. El Batolito se extiende 50 Km, entre VIJUS al Norte y Buldibuyo al Sur, con ancho promedio de 2.5 Km.

Las Zonas de fallamiento y fracturamientos pre – existentes dentro del intrusivo, han servido de canales de circulación de las soluciones mineralógicas hidrotermales, depositándose en las “trampas” estructurales, dando lugar a la formación de vetas. Posteriormente han sido falladas y plegadas en m’as de dos eventos tectónicos; razón por la cual, se presentan irregulares en su comportamiento estructural y continuidad.

FALLAMIENTO

Se han diferenciado tres sistemas principales de fallamientos:

Sistema de fallaminetos NW-SE (Longitudinales) Sistema de fallamientos Ne – SW a N-S (Diagonales) Sistema de fallamiento principal E – W o Fallas Mayores (Transversales)

Este último sistema, las estructuras desplazan hasta 100 m, en vertical y 300m en horizontal (sinextral), siendo el bloque Norte el que cae o hunde.

MINERALOGIA

La mena está constituida por pirita aurífera, que se presenta acompañada de arsenopirita, galena y marmatita en proporciones menores; también consideramos el cuarzo sacaroide como mineral de mena por hospedar oro libre.

Como mineral de ganga se tiene cuarzo lechoso (primer estadio), calcita, caolín, calcopirita, etc.

DESCRIPCIÓN DE OPERACIONES

El nivel de producción de mineral es de 1250 TMS/dia, con ley promedio de 13 Au Gr/TM. Las operaciones están distribuidas en 25 niveles principales, entre las cotas 4100 y 2950 m.s.n.m. El laboreo minero es netamente convencional.

CAMARAS Y PILARES

Definido el block rectangular de mineral por chimeneas y galerías a partir de un subnivel base, se divide el tajeo en cámaras alternadas los pilares rectangulares de 3 m de ancho.

Estas Cámaras tienen la dirección del buzamiento y altura que depende a la potencia de la veta. Una vez que la cámara llega al nivel superior, se retorna desquinchando y sosteniendo los hastiales para completar el ancho de diseño .Una vez concluida la cámaraa se rellena. La siguiente etapa es la recuperación de los pelares; al termino de estas, se completa el relleno delos espacios que quedan.

El método es adecuado para alturas litostáticas menores a 700m, resistencia compresiva de la roca mayores a 50 Mpa, Vetas sub horizontales y de moderado espesor, caja techo razonablemente competente el cual es sostenido principalmente por pilares, además de que es posible dejar de estéril como pilar.

LABORES DE DESARROLLO Y PREPARACIÓN

En los yacimientos horizontales o casi horizontales, las labores de desarrollo y preparación consisten en la ejecución de pozos de izaje, chimeneas de ventilación y de servicios, galerías de acceso y vías para el transporte del mineral, echadero de mineral, talleres para servicios, bodegas, etc. Algunas de estas labores pueden ejecutarse paralelo al arranque o explotación. Los yacimientos inclinados se dividen verticalmente en niveles con galerías de transporte a lo largo de la caja piso.

Es común preparar el sector mediante un sistema de galerías paralelas es desir, de galerías en dirección transversal, de tal modo que por una de estas galerías penetra la corriente de ventilación y por la segunda sale, una galería sirve para transportar mineral la otra se emplea para el tránsito del personal . En minas grandes y donde las necesidades de ventilación son mayores, se llega a trazar incluso cuatro galerías o más, una al lado de otra, en la mayoría de los casos la separación entre estas galerías es de 20 a 20m.

DISEÑO DE LOS PILARES

Cuando se quiere dimensionar los pilares, el problema es encontrar una solución de equilibrio por una parte la seguridad y la estabilidad de la excavación nos obligan a sobredimensionar los pilares y por otra parte la rentabiliadad de la explotación y la relación de extracción nos obligan a extraer el máximo tonelaje de mineral del yacimiento.

El problema es enfocado considerando globalmente los esfuerzos que se ejercen sobre un pilar, sobre este enfoque se han desarrollado varias teorías como:

Teoria de área atribuida. Teoria de arco. Modelo de la cavidad creada en un modelo infinito. Modelo de la viga o de la placa (cuando existen estratos horizontales). Métodos numéricos, con elementos infinitos.

Factor de seguridad Diseño: Fs= Sp/Gp , el factor es mayor que 1

CÁLCULO DE ANCHURA DE PILARES

Sp = 1,1*(B + w /w)*2*Sv Fs = Gc/ Sp >=4 Sp(mpA): es la tensión en el pilar. Sv(Mpa): es el peso del prisma ficticio de terreno que descansa sobre cada pilar. W(m) es el ancho del pilar. B(m9 es la anchura de la cámara. Gc(Mpa) es la resistencia a compresión del mineral del pilar.

EJEMPLO DE CALCULO DE PILARES

Datos:

Pilares aislados, de sección cuadrada. Ancho de cámaras: B=20m. Altura de cámara: H= 5m. Resistencia a compresión simple (RCS) del mineral: Gc= 60 Mpa. Densidad del material de cobertura: peso específico = 2,7 ton /m3 Factor de seguridad del pilar: FS>=4. Cobertura de terreno: de Z = 16m

Resultados:

o Peso terreno sobre el pilar: Sv= y*Z= 0.027*16= 0.432 Mpa.o Tensión sobre cada pilar( para obtener un FS=4) : Sp= Gc/4 = 15Mpao Dando valores y despejando en la formula el valor de W(ancho pilar)

Sp= 1,1*(B+W/W)2*Sv

15= 1,1*(20+W/W)2*0.432

W= 4m

CRITERIOS GEOMETRICOS DE APLICACIÓN

Este método de laboreo es factible para los tipos de roca A,B y Cque corresponden a los índices de RMR= 47-65; 44-47, 35-44 y Q= 1,5 -9.5; 1.0 – 1,5; 0.40 – 1,0; respectivamente. Los parámetros de resistencia de roca para estos tipos de roca han sido calculados teniendo en cuenta las características geomecánicas de la roca y/o mineral del yacimiento.

PARÁMETROS DE DISEÑO DE LA ROCA

Densidad de roca : 2,7 Ton/m3 Densidad del mineral: 3 Ton /m3 Angulo de fricción: 31-40 Cohesión, c(Mpa): 3,160 – 30000 Módulo de Poisson, v: o,25.

PARAMETROS GEOMETRICOS DEL METODO

Dimensiones del sub block(m): 20*30 Número de cortes verticales: 4 Ancho de cortes verticales(m): 3 Ancho de cámara(m): 14 Numero de pilares: 3 Dimensiones de los pilares temporales(m): 3*30; 3*20.

ABERTURAS PERMISIBLES

Para los tipos de roca A,B YC, las máximas aberturas permisibles estimadas son: 9,5 – 20 m, 8 – 9.5 m; 5,5-8m; los tiempos de auto-sostenimiento son de: 1-2 semanas, 3 días -1 semana 10Hrs-3 dias, respectivamente.

SOSTENIMIENTO RECOMENDADO

Los sitemas de sostenimiento recomendados para estos tipos de roca son:

Tipo A: Puntales de 7” de diámetro y/o pernos de 6”, ocasionalmente.

Tipo B: Puntuales de 7” y 8” de diámetro, e= 1,2*1.5m, gatas e= 1.30*1.50 y/o pernos de 6’ e=1.2*1.2m, sistemáticos.

Tipo C: Cuadros de madera de 8” de diámetro, e= 1,2m, puntales de 7” y 8” de diámetro, e=1,0*1,2m, y/o, gatas hidroneumáticas e= 1,0*1,2m, sistemáticos.

OPRACIONES UNITARIAS

1. PERFORACION Y VOLADURA

Por las características de la rotura de mineral, se emplea el diseño de perforación y voladura de un frente, diferenciándose en el control de los taladros de corona, que son ubicados debajo del contacto mineral – desmonte, distancia que varía de acuerdo a la calidad de roca.

En la perforación se emplean perforadoras livianas tipo Jack-leg, que operan con una presión de 80 PSI y 130 CFM. La longitud de barrenos es de 5 pies y 39mm, de diámetro de broca. En la explotación de las primeras cámaras, es importante el control topográfico para evitar distorsiones en a dirección de la misma.

En la voladura, se emplean dinamitas pulverulentas y semigelatinas, dependiendo de la calidad del mineral, empleándose en muchos casos espaciadores de agua en los taladros de corona.

2. LIMPIEZA

Este método de explotación tiene la ventaja de tener dos o tres cámaras en ataque, los que favorece en la mayor utilización de los winches eléctricos de arrastre, que tienen motores de 10 o 15 HP, con rastra de 32”, 6 pies cúbicos de capacidad, utilizando para el arrastre cables de acero ½” * 6*19 y poleas de 6” ú 8” de diámetro.

3. SOSTENIMIENTO

El sostenimiento temporal a realizar depende de la calidad de roca pueden ser desde; Puntales de seguridad, gatas hidráulicas, cuadros de madera y pernos de anclaje.

4. EFICIENCIAS Rendimiento: 2.00 m3/tarea (con winche). Factor de voladura: 1.22 m3 /tarea (limpieza natural) Factor de Perforación: 4.61 m/m3 Producción por taladro : 0.94 TM/ taladro

MINADO POR SUBNIVELES

(Sublevel Stoping)

Este método es conocido también con el nombre se Sublevel Stoping y consiste en dejar cámaras vacías después de la extracción del mineral.

El método se caracteriza por su gran productividad debido a que las labores preparatorias se realizan en su mayor parte dentro del mineral.

Para prevenir el colapso de las paredes los cuerpos grandes normalmente son divididos en 2 o mas tajos la recuperación de los pilares se realiza en la etapa final de minado.

En este método, el minado se ejecuta desde los niveles para predeterminar los intervalos verticales. Los subniveles son desarrollados entre los niveles principales, el mineral derribado con taladros largos o desde los subniveles, cae hacia la zona vacía y es recuperado desde los “draw-point” para luego transportarlos hacia la superficie.

CONSIDERACIONES DE DISEÑO

En forma general puede ser aplicado bajo las siguientes condiciones:

- El depósito debe ser vertical o próximo a ella, debiendo exceder el ángulo de reposo del mineral.

- La roca encajonante deben ser competentes y resistentes.

- El mineral debe ser competente y con buena estabilidad.

- Los límites del yacimiento deben ser amplios y regulares.

DESARROLLO Y PREPARACIÓN

Comprende los siguientes trabajos:

- El acceso a los tajeos se efectúa por inclinados o piques, siendo estos ubicados normalmente en la caja piso.

- Es importante definir los intervalos entre niveles, ya que esto influye en el tamaño óptimo de la cámara; esta altura oscila entre 60 a 130 m dependiendo de la altura del yacimiento.

- La galería de transporte debe ser desarrollada en la parte más baja del tajeo paralela a la zona mineralizada y en roca estéril.

- Las chimeneas deben ser desarrolladas como acceso a los sub niveles para el subsecuente desarrollo de estos.

- Las galerías de perforación deben ser llevadas dentro del mineral como subniveles.

- El corte o arranque debe hacerse desde el fondo del tajeo.

- Para la recuperación del mineral derribado se desarrollan los llamados «draw-points».

-Los embudos o «raise slot» deben desarrollarse debajo del tajeo, los que sirven para abrir el área de voladura.

DISEÑO DEL TAJO

Ubicación de los “draw points” y Diseño

Se deben tener presente los siguientes criterios.

El espaciamiento entre los draw points debe ser optimo sin restricciones para una recuperación máxima del tajeo.

La gradiente debe variar de + 3 % a +4% siendo este aspecto muy importante.

Los draw points deben ser colocados en la caja piso .

CHIMENEAS

Se puede construir:

• Con métodos convencionales, raise boring, drop raising, alimak o vertical crater retreat.

• Las chimeneas generalmente se ubican a los costados o al centro del tajo.

Corte inferior Horizontal o Under cut

Es esencial para la producción de un subnivel convencional, el cual comunica a los slot o embudos haciendo un espacio para voladura posterior y producción.

• Los detalles mencionados se pueden apreciar en la fig.

.

Producción

a) Con taladros largos en paralelo

Es ventajoso emplear este sistema en yacimientos verticales de buena potencia. Las operaciones de perforación en subniveles, se realiza exclusivamente por medio de taladros largos en paralelo usando barras de extensión para lograr una profundidad apropiada, con diámetros entre 2" a 7,7/8" hasta una longitud de 90 metros.

b) Con taladros en anillo o abanico

El minado se inicia a partir de la rosa frontal preparado en la parte inferior del tajeo; la perforación se realiza. a través de los subniveles con barrenos dispuestos en abanico o anillo, el mineral disparado cae al fondo del tajeo o a los embudos, y se evacua por las tolvas a los vagones o volquetes, o bien se carga con equipos «Ioad haul dump», por medio de los «draw-point», según el sistema empleado.

CARGUIO Y TRANSPORTE

VENTAJAS

Las principales ventajas del método son:

• Buena recuperación,

• Dilución moderada,

• Buena seguridad,

• Costes unitarios bajos,

• Moderada flexibilidad,

• Buena ventilación .

• Grado de mecanización alto.

DESVENTAJAS

Las desventajas más importantes son:

• Costo de las labores de preparación alto.

• Dilución cuando los hastíales son poco competentes.

• Posibles atascos en conos tolva por sobre tamaños.

• Los yacimientos deben tener una potencia mínima 3m.

• Una inclinación superior a los 50º .

• Contactos claros entre el estéril y el mineral.

Minado por subniveles en el Perú

En el Perú son pocas las compañías mineras que aplican este método de explotacion entre ellas tenemos:

Mina Raul.

Mina Milpo.

Mina Uchucchacua.

DISEÑO DE APLICACIONES DEL METODO DE CAMARAS POR SUBNIVELES (SUBLEVEL STOPING)

El método de arranque desde subniveles normalmente se emplea solo en criadores muy regulares, en los que el mineral y la roca de los hastiales son resistentes. El método se

caracteriza por su gran productividad debido a que las labores de preparación se realizan en su mayor parte dentro del mineral. Se aplica a criaderos de pendiente alta, en los que el mineral cae por gravedad en el hueco abierto y que permiten la perforación de barrenos largos de banqueo o en abanico. Estos métodos necesitan una preparación larga y se requiere en general que el criadero sea potente.

, lo que necesita un taqueo considerable. Cuando menos, se puedan cortar barrenos de voladura A este método permanecen las variantes de barrenos en abanico y verticales y voladuras por cráter. Es un método de cámaras abiertas, grandes producciones para yacimientos regulares con minerales y rocas encajantes competentes que no requieren entibación o sostenimiento.

Es una alternativa al método de hundimiento por subniveles cuando se requiere disminuir la dilución del mineral. Este método es muy intensivo en labores preparatorias, aunque se compensa porque gran parte de ellas han de realzarse en mineral. El método queda limitado a unos yacimientos verticales o de fuerte buzamiento en los que tanto el mineral como la roca encajante son muy competentes y el mineral fluye fácilmente bajo la acción de la gravedad.

En ocasiones puede utilizarse con pendientes menores pero entonces el mineral debe moverse con scrapers. Los grandes y altamente mecanizados equipos de perforación que se requieren exigen una potencia mínima del yacimiento para la implantación del método y los altos costes de perforación asociados requieren el mantenimiento de altos ritmos productivos. El empleo eficaz de grandes voladuras hace del método de cámaras por subniveles uno de los métodos de menor coste por tonelada en minería subterránea.

El yacimiento típico para garantizar el éxito con este método debe ser regular, ancho, competente y no necesitar sostenimiento

La resistencia de la roca puede variar considerablemente pero deberá ser al menos 55 Mpa , el buzamiento del muro será mayor que el ángulo de reposo del mineral volado de modo que este fluya por gravedad por los coladeros y cargaderos.

La potencia del yacimiento debe ser al menos 6 m y se usa en potencias mucho mayores. La distancia optima entre subniveles depende de dos parámetros: el costo y la dilución, y entre los que buscara una solución de compromiso. Los costos, en general, disminuyen al aumentar la altura (tendencia actual) pero aumentan con ello la dilución y algún costo particular, sobre todo al recuperar los macizos de protección y pilares. Las cámaras longitudinales, al descubrir una superficie mayor de hastiales, son peores para la dilución que las transversales. Pero estas ultimas necesitan unos pilares que representan normalmente el 50 por ciento del mineral del criadero, mientras que las longitudinales es mucho menor.

Actualmente la distancia entre niveles oscila entre 100 a 130 m para toda la cámara y los subniveles se situan cada 30 m de altura. Excepcionalmente se ha utilizado este método en criaderos de poca pendiente, pero su eficacia es mucho menor. Se puede emplear se puede emplear en criaderos verticales de poca potencia, hasta un minimo de 7 m con subniveles paralelos a los hastiales. En criaderos potentes pueden trazarse las cámaras en dirección

perpendicular a los hastiales, como “labores de través”. En general, el método básico se adapta a las condiciones de cada criadero.

Por la amplia preparación previa que necesita se precisa disponer de medios para realizar una fuerte inversión, pero en compensación es uno del menor costo y de mayor garantía de seguridad. Hay que tener en cuenta estas condiciones al elegir el método, que, por otra parte, es de los mejores en condiciones adecuadas del macizo rocoso.

Es deseable una configuración regular del criadero, ya que la perforación y voladura con barrenos largos, que es la tendencia moderna, es poco compatible con el seguimiento de contornos irregulares.

Es importante seleccionar correctamente la altura del nivel de la preparación de la mina, ya que esto influye en el tamaño óptimo de las cámaras. Esta altura oscila en este método entre 60 m 130 m.

Puesto que este método se crean grandes huecos, que quedan sin rellenar ni sostener y que están sometidos a los choques sísmicos causados por las grandes voladuras, el macizo rocoso debe ser estructuralmente estable. Esto requiere una alta resistencia de la roca a la comprensión, unido a unas características estructurales favorables, sin juntas, fallas o planos de estratificación excesivos.

El desplome o el desprendimiento de roca de un hastial puede comprometer la explotación, o al menos causar dilución en el mineral que se va a extraer. Un derrumbe de mineral a gran escala ocasiona perdidas de subniveles y bloqueo de coladeros y cargaderosya preparados, dificultando su empleo o perdiendo las cargas ya realizadas.

Es importante que se establezca bien la estructura geológica del criadero, pues de ello depende fundamentalmente la altura de pisos y el tamaño de las cámaras.

DISEÑO DE APLICACIONES DEL METODO DE EXPLOTACION POR CAMARAS ALMACEN

1.- CAMARAS ALMACEN (SHRINKAGE STOPES)

El método de cámaras almacén es un método minero ascendente en el que la mayor parte del mineral abatido permanece en la cámara constituyendo el piso de trabajo del personal para realizar la perforación y voladura de la rebanada siguiente: otra razón para dejar el mineral volado en la cámara es que sirve de soporte adicional de los hastiales en tanto se completa la extracción del mineral por la parte inferior de la misma.

Las cámaras son explotadas mediante un proceso de rebanadas ascendentes. Habitualmente un 35% del mineral abatido puede ser extraído antes de completar la totalidad de la perforación y voladura de la cámara, puesto que responde al esponjamiento y al necesario espacio de trabajo. Consecuentemente no puede obtenerse beneficio alguno del mineral restante hasta que no se ha completado la totalidad la explotación de la cámara.

CAMARAS DE ALMACEN

Este método es intensivo en mano de obra y no puede ser fácilmente mecanizado. Se emplea mas en los yacimientos con filones estrechos o en aquellos en los que no pueden emplearse otros métodos. Se puede aplicar fácilmente en zonas con mineralizaciones verticales o con una fuerte pendiente desde 1 m de potencia, aunque se ha aplicado satisfactoriamente en zonas de hasta 30 m de potencia.

El mineral debe correr libremente y no atascarse en la cámara. El mineral y la roca encajante no deben contener arcillas ni otros minerales pegajosos susceptibles de crear atascos o de cuelgues en la cámara que dificulten el descenso del mineral. El mineral no debe oxidarse rápidamente, como los que contengan sulfuros, lo cual puede cementar o

Según la potencia del criadero o anchura de cámara se pueden adoptar tres formas de geometría de la base de la cámara, en la primera consolidar el abatido y cerrar la cámara provocando el cuelgue definitivo y la perdida del mineral arrancado. La oxidación puede además crear dificultades en el proceso de tratamiento. La mineralización debe ser suficientemente continua a lo largo de la corrida del filon o capa para evitar que hayan de minarse cantidades considerables de esteril con la consiguiente dilución del mineral. En algunos casos se mina algo de esteril que se deja sin extraer como relleno o pilares aleatorios.

Debe también tenerse en consideración el buzamiento, en la dirección del yacimiento, muy especialmente, cuando la totalidad del mismo se explota mediante una sola cámara en vez de por medio de cuarteles de cámaras preestablecidas con líneas de borde verticales. Una cámara con un buzamiento menor de 50 puede ser difícil de minar.

Por este método debido a que el mineral se moverá demasiado rápido por el sistema de extracción preestablecido en la zona de angulo de caída demasiado pequeño. Por otra parte, las cámaras en las que el mineral se extiende mucho mas alla de los limites teóricos diseñados de la cámara, también presentan dificultades de minería al extenderse excesivamente preparatorias, bien sea en horizontal o en vertical.

Este método es apropiado para filones verticales, con no mucha potencia y suficiente regularidad y estabilidad de hastiales para permitir la caída por gravedad del mineral. El

criadero debe tener unas características geométricas análogas a las necesarias para los métodos de subniveles. Se trata de un método de transición.

Se utiliza como sostenimiento el propio mineral arrancado, que se deja en la cámara y a esto deben su nombre. Cuando la superficie de la roca queda expuesta a la meteorización, se disgrega y afloja y con los trabajos mineros se inducen tensiones en ella. Si la roca en la que se abre la cámara es de consistencia media se desprenderán lisos o bloques, pero si se va rellenando la cámara con el mineral arrancado se frena el despegue de la roca y no cae. Sin embargo, las cámaras almacen no deben emplearse en el caso de hastiales con rocas friables porque pueden presionar sobre el mineral arrancado y dificultar su salida en la carga. Al quebrantar el mineral virgen con la voladura, los fragmentos ocupan mayor volumen que in situ. Esta expansión se conoce como índice de esponjamiento y suele variar de 1.3 a 1.5 (lo que quiere decir que el volumen se incrementa entre el 30 y el 50 por ciento), según el grado de fragmentación.

a) Se suprimen los macizos de la galería de base y el mineral se carga sobre una encamada de madera, reforzada por entibación (para ello la potencia tiene que ser pequeña)

b) Con potencias mayores se suprime la entibación y se abren embudos en el macizo de galería

En el caso de producirse bloques grandes que deben taquearse se emplean unas sobreguias de taqueo entre la guía y la explotación. El intervalo practico conveniente entre cargaderos es de 8 m a 10 m lo cual permite una carga en buenas condiciones y también un piso de trabajo llano sobre el mineral almacenado. Para iniciar la preparación de la explotación se empieza por perforar una chimenea en el centro de la futura cámara y otra en el centro de los macizos laterales de separación entre cámaras y estas chimeneas sirven también para la ventilación, otras veces, se monta dentro de la cámara, entre el mineral en la parte del muro, coladeros entubados cada 45 o 60 m para paso de personal y entrada de aire y se puede también utilizar ventiladores auxiliares para forzar la ventilación del aire en la cámara. Otras veces se preparan solo las chimeneas extremas.

Finalmente el sistema mas moderno:

c) Consiste en suprimir el macizo de la guía de base y colocar una galería de transporte al muro desde la que se recorta la base de la cámara y se extrae el mineral con palas y maquinas L.H.D

Con hastiales y techos apropiados se ha llegado a anchuras de cámaras de 25 m pero en estos casos debe considerarse la conveniencia de utilizar los métodos por tiros largos

LAS VENTAJAS DE LAS CAMARAS ALMACEN SON:

En condiciones apropiadas pueden ser mas baratas que el método de corte y relleno

El mineral almacenado actua como piso de trabajo, incluso para andamiarse en el arranque

La perforación y voladura en las cámaras almacen es mas eficaz que en el método de rebanadas rellenas pues no es un trabajo cíclico como en este

No hay coladeros dentro de la cámara ni, por tanto trabajos de conservación de los mismos

No hay que mover el mineral durante la explotación, aunque a veces, hay rastrearlo para nivelar las plataformas de trabajo de las perforadoras móviles

LOS INCONVENIENTES SON:

La corona y costados de la cámara deben ser sanos y firmes. La pendiente ideal es la vertical, pero se considera aplicable hasta 50

En algunos casos es difícil dejar el muro al descubierto, ya que habría que producir irregularidades en el mismo que pueden ser causa de “huecos colgados” al retener el mineral, por ello hay necesidad de abandonar.

Algo de mineral o franquear parte de roca del hastial, según las circunstancias

Las rocas que desprenden de los hastiales ensucian el mineral. El mineral esta sujeto a oxidación en la cámara, lo que puede ocasionar dificultades en a flotación y también producir fuegos si el contenido en azufre es suficiente.

RESUMEN DESCRIPTIVO DEL METODO:

Explotación:

Cámaras de 45-90 m alto, 1-30 m ancho, separadas por pilares horizontales y verticales

Extraccion paulatina del mineral arrancado (35-40% para un 50-60% de esponjamiento)

Preparación:

Niveles de transporte con galerías en esteril a muro 5-10 m por debajo de la cota inferior del tajo, separados 45-180 m verticalmente

Subniveles de servicio con piqueras de mineral si la altura de las cámaras es menor Transversales de carga cada 5-15 m Sistema de carga-evacuacion mediante pozos tolva o pozo de evacuación corrido Chimeneas de acceso y ventilación entre niveles

Sistema:

PERFORACION V/H + VOLADURA+ CARGA + TRANSPORTE martillo manual con empujador o columna neumática +carga por gravedad +transporte por tren con vagonetas, LHD o camión volquete

Variantes:

Explotación sobre el piso inclinado con un mayor numero de tajos Arranques por tiros largos desde chimenea

Aplicaciones:

Yacimientos verticales / semiverticales (buzamiento angulo de reposo)

VENTAJAS:

Método sencillo Baja inversión en equipamiento Minimo sostenimiento No excesiva preparación Ata recuperacon (75-100%) Baja dilución (10-25%)

INCONVENIENTES:

Difícil mecanización =minas pequeñas Mucha mano obra Riesgo de atranque en las cámaras Dificiles condiciones de trabajo 60% de mineral almacenado hasta el final

BIBLIOGRAFIA

Libro de Explotación Subterránea y Métodos y casos Prácticos