Método de Explotación Subterránea: Sublevel stoping

MÉTODO DE EXPLOTACIÓN SUBTERRANEA:

SUBLEVEL STOPING

1

Ing. Braulio Castillo Anyosa Perú, Mayo 2015

Introducción

2 Underground Mining Methods - Sublevel Stoping

INDICE

1. Características del Método.

2. Diseño del Método.

3. Desarrollo y preparación del Método.

4. Explotación de mineral.

5. Costos del Método.

6. Las variantes del Método.

Esta presentación muestra una visión

completa del método de explotación

Sublevel Stoping que es uno de los más

utilizados en la explotación de mineral de

manera subterránea.

Los métodos de explotación Sublevel

Stoping más usados son: Sublevel open

stoping, Long-hole stoping y Vertical crater

retreat (VCR). Existen variaciones de este

método como el Avoca (Bench and Fill

Stoping) y el Transverse Longhole Stoping.

1 Tema: SUBLEVEL STOPING Underground Mining Methods

Características

• Se excava el mineral en porción de tajadas verticales dejando el tajeo vacío, por lo general, de grandes dimensiones, particularmente en el sentido vertical.

• El mineral arrancado se recolecta en embudos o zanjas emplazadas en la base del tajeo, desde donde se extrae según diferentes modalidades.

• La expresión "subnivel" hace referencia a las galerías o subniveles a partir de los cuales se realiza la operación de arranque del mineral. La distancia entre subniveles de perforación es de 15-30 m.


FIGURA 1. Sublevel Stoping

Características

• Productividad: > 25 ton / h-Gdia

• Producción tajeo: >25,000 ton / mes

• Método no selectivo.

• Bajo costo de minado (7-14 $/ton).

• Diámetro de taladros: 50 mm (2”) - 200mm (7 7/8”). Las longitudes pueden ser hasta 30 m.

• Recuperación 60-80% (depende de los muros y losas).

• Dilución varía entre 3-10% de material diluyente de la pared colgante y techo.

• Muros y losas pueden ser recuperados, se planifica como parte del método de explotación.

• Requiere un alto nivel de preparaciones mineras las cuales se realizan en mineral.


FIGURA 2. Esquema Sublevel Stoping

6 La economía peruana: coyuntura y

perspectivas

Esquema Sublevel Stoping

Fuente: Medina, E. (2013)

FIGURA 3. Método de Minado Sublevel Stoping en UMCL


La economía peruana: coyuntura y

perspectivas

Aplicación

• Ore bodies con buzamiento superiores al

ángulo de reposo del material roto

(aproximadamente mayor a 50°), de manera

que el material se transporta por gravedad a los puntos de colección. La caja techo en

los tajeos con menor buzamiento serán

menos estables debido a las influencias de

la gravedad lo cual resulta en un mayor

potencial para la dilución.


FIGURA 4. Método de Minado Sublevel Stoping

• Resistencia del Mineral: alto a moderado.

• Limites regulares del mineral.

• Mineral de forma tabular o lenticular, con un

ancho de 3m a 30m y longitudinalmente

extensa.

• Resistencia de las rocas encajonantes: alto

a moderado.

La economía peruana: coyuntura y

perspectivas

Aplicación


FIGURA 5. Modelamiento Geomecánico en UMCL



Disposición de los tajeos - Longitudinal

FIGURA 6. Longitudinal Longhole retreat mining

Fuente: Queen´s University


Disposición de los tajeos - Transversal

FIGURA 7. Transversal Longhole Stoping

Fuente: Queen´s University



perspectivas

Dimensionamiento de los tajeos


Objetivos del diseño geomecánico mediante la aplicación de criterios empíricos y numéricos:

• Determinar las dimensiones óptimas de las cámaras de tajeos, pilares y puentes.

• Realizar una explotación estable y segura.

• Minimizar la dilución y maximizar la recuperación.

Dimensionamiento de

cámaras

Método Gráfico de Estabilidad

introducido por

Mathews (1980), versión más

reciente, actualizado por C.

Mawdesley y R. Trueman

(2000).

FIGURA 8. Método Grafico de Estabilidad


perspectivas



Dimensionamiento de Pilar Puente

Para la determinación del espesor del pilar

entre niveles de mina se emplea

el método de Carter.

Dimensionamiento de Pilares

Para el cálculo de la resistencia de pilares

mineros se utiliza la metodología de Lunder y

Pakalnis (1997).

FIGURA 9. Espesor de Placa FIGURA 10. Ancho de Pilares


perspectivas



RESULTADOS – Ejemplo Proyecto San José

FIGURA 11.

Dimensionamiento y

Análisis de Estabilidad

Fuente: SVS Ingenieros S.A. (2012)


perspectivas


(L) = Longitud de tajeo 40 m. (W)= Ancho de tajeo 12.5 a 20 mts. (H)= Altura de tajeo 30 m. RH= Radio Hidráulico desde 4.76 a 6.7

Las dimensiones son el resultado de un trabajo Geomecánico de prueba y error de seis años,

realizado tomando en consideración el factor de seguridad requerido y al cálculo del radio

hidráulico.

FIGURA 12. Diseño de Mina UMCL


(L) (W)

(H)



Blasthole Stoping

Desde el nivel de perforación en la parte

superior del block (Figura 13), filas de

taladros paralelos son perforados hacia

abajo hacia la parte superior del canal de

extracción. Una chimenea es echo en el

final del block y ensanchado para la

explotación.

El diámetro de los taladros típicamente

están en el rango de 3” to 6.5”, para blocks

anchos se usan frecuentemente 6.5”.

La rectitud del taladro afecta la

fragmentación, perdida de mineral y

dilución. En general se seleccionara el

mayor diámetro posible del taladro para la

geometría del tajeo. La rectitud del taladro

es dependiente del diámetro del taladro.

General Mine Design Considerations

FIGURA 13. Diagramatic representation of blasthole stoping

Fuente: Hustrulid W., Bullock R. ( 2001)



FIGURA 14. Multinivel blashole Stoping


Sublevel Stoping

Los estudios geomecánicos indican a que altura

de blocks pueden ser extraídos usando el mismo

nivel de extracción. Si las alturas exceden a la

longitud de perforación recta, entonces varios

niveles de perforación en varias alturas del block

deben ser creadas (Figure 14).

El minado puede tener lugar overhand, en la cual

los blocks de perforación inferiores son extraídos

antes que los superiores o underhand, en la cual

la extracción de los bloques de perforación

superiores precedes a los que están debajo.

Se asume que la potencia del ore body es como

la anchura completa, es undercut y se dispone

para acceso de la perforación. Taladros paralelos

pueden ser perforados en este caso.



FIGURA 15. Typical fan patterns for sublevel stoping


Una alternativa es perforar taladros

en abanico (Figura 15) en vez de

los taladros paralelos desde los

subniveles (Figura 14). Además

puede haber uno o multiples

cámaras de perforación en cada

subnivel, y los taladros radiales

pueden ser perforadas hacia abajo,

hacia arriba o en toda la

circunferencia.

El reforzamiento de la caja piso y

de la caja techo puede ser hecho

antes o durante el minado.


Desarrollo

FIGURA 16. Proyecto Mina Casa Berardi (Quebec) Fuente: Aurizon (2005)


Desarrollo

FIGURA 17. Mine Plan – Proyecto Santander

Fuente: Trevali Mining Corporation


Desarrollo

FIGURA 18. Mina Taivaljarvi

(Finlandia)- Proyecto Desarrollo

Subterráneo Sublevel Stoping

Fuente: Sotkamo Silver (2013)


Desarrollo


FIGURA 19. Mina Izcaycruz

– Desarrollo Sublevel

Stoping

Preparación


Subniveles de Perforación

Galería de transporte secundario

Chimenea de Ventilación

Subnivel de Ventilación Punto de descarga

a pique

Chimenea de Traspaso

Buzón de descarga

Zanja

Stope

Galería

de Zanja

Estocada de Carguío

Nivel Principal de Transporte

• Nivel base o producción

(Nivel de transporte)

cada 45 – 120 m.

• Estocadas de carguío.

• Embudos o zanjas recolectoras de mineral

(desarrollo de galería).

• Chimenea o rampa de acceso a los subniveles de perforación.

• Subniveles de perforación conforme a la geometría del cuerpo mineralizado, cada 10 - 30 m.

FIGURA 20. Labores de Preparación – Sublevel Stoping

Preparación


FIGURA 21. Mina El Soldado – visión esquemática

Fuente: Atlas Copco (2007)

Preparación


FIGURA 22. Mina El Soldado – Preparaciones



Preparación

FIGURA 23. Preparación de un tajeo

Preparación - Chimenea Slot

Con el objetivo de crear la cara libre para

la voladura masiva luego de la

preparación de galería se procede a la

construcción de la chimenea para la

preparación del Slot de minado.


FIGURA 24. Chimenea Slot

Preparación - Slot del Tajeo

Una vez culminada la chimenea Slot y con el objetivo

de crear la cara libre para la voladura masiva se

procede a construir el Slot del Tajo, que consiste en

derribar un bloque de nivel a nivel con dimensiones

de acuerdo a cada sector.


FIGURA 25. Slot del tajeo


Rotura de mineral

31 Underground Mining Methods – Sublevel Stoping

FIGURA 26. Rotura de mineral

Fuente: Gold Fields (2009)

Rotura de mineral


FIGURA 27. Rotura de mineral

Rotura de mineral


FIGURA 29. Perforación de taladros paralelos

FIGURA 28. Perforación en anillos


Drilling – Diseño de Perforación

FIGURA 30. Perforación de cuerpos en Minsur

Fuente: Cipriani, F. (2013)



FIGURA 31. Perforación radial en Mina Cerro Lindo


Índice de perforación: 8.56 ton/m



FIGURA 32. Mina El Soldado – Dowhole production drilling pattern



Drilling - Equipo de perforación top hammer

FIGURA 33. Simbas series 1250, 32m, Ø: 51-89mm

Mina Minsur : Simba H-1354, 25m, Ø: 3.5” Mina Cerro Lindo: Simba H-1254, 17.5 m, Ø: 3” Mina Brocal : Simba S7D , 15m, Ø: 2.5” Mina Santander : Simba S7D, 18m, Ø: 2.5” Mina Izcaycruz : Simba S7D, 18 m, Ø: 2.5”

FIGURA 34. Simbas S7D, 20m, Ø: 51-89 mm

Ø: 51mm (2”) – 102mm (4”)

Ventajas • Alta productividad. • Equipos pequeños y medianos. • Alto adaptabilidad en vetas

angostas y cuerpos pequeños.

Desventajas • Desviación en taladros largos. • Bajo tonelaje por metro

perforado.


Drilling - Equipo de perforación DTH

Mina Fresnillos : Simba M4C – DTH, 32m, Ø: 4.5” Mina El soldado : Simba M6C – DTH, 80m, Ø: 5.5”

FIGURA 35. Simba M4C – ITH, 51m, Ø: 95-178mm

Ø: 102mm (4”) – 178mm (7”)

Ventajas • Taladros rectos con

perforación DTH. • Alto tonelaje por metro

perforado.

Desventajas • Daños por voladura. • Equipos grandes y costosos. • Baja utilización de los equipos. • Baja adaptabilidad en vetas

angostas.

FIGURA 36. Simba M6C – DTH, 51m, Ø: 95-165mm


Drilling – Desviación de taladros

FIGURA 37. Influencia de métodos de perforación en la desviación



Equipo muy versátil, se emplea en la apertura de chimeneas “SLOTS” de los

diferentes tajeos que deben entrar en producción (diámetros de 4 y 5 pies), tiene

barras de 1.2 metros de longitud, normalmente perfora chimeneas de 30m de

altitud, pero puede realizar agujeros hasta 80 m de longitud.

Figura 38. Raise Boring Robbins 34 RH

Drilling - Equipo de perforación Raiseboring


Blasting - Voladura – Diseño de carguío

12.00 m 168 kg

14.00 m 25 und

1.5 m 168 kg

1.4 m 1.53 kg/m

147 m CARGA OPERANTE 13.7 kg/ret

20 und 70.20 3 und

230 m3 505 kg

736 tn 2208 tn

5.0 tn/m

0.73 kg/m3

0.23 kg/tn

1° FILA

Nº

OF DRILL

LENGTH OF

DRILL

MARK

BASE

MARK

AIRDECK

MARK

END

LENGTH TO

LOAD

ANFO

OFAMOUNT CONSTANTS

BOOSTER

1/3 LB

EXIT

SEQUENCE

1 4.02 - - 0.50 3.52 5.4 - 1 R - E

2 4.04 - - 0.50 3.54 5.4 - 1 R - E

3 4.24 - - 0.50 3.74 5.7 - 1 R - E

4 4.85 - - 0.50 4.35 6.7 - 1 R - E

5 6.22 - - 1.56 4.66 7.1 - 1 R - E

6 8.48 - - 3.39 5.09 7.8 K2 1 R - E

7 11.07 - 1.00 1.11 8.96 13.7 K1 1 R - E

8 10.54 - - 4.22 6.32 9.7 K3 2 R - E

9 10.19 - 1.00 1.02 8.17 12.5 K1 1 R - E

10 10.02 - - 4.01 6.01 9.2 K3 2 R - E

11 10.02 - 1.00 1.00 8.02 12.3 K1 1 R - E

12 10.19 - - 4.08 6.11 9.4 K3 2 R - E

13 10.54 - 1.00 1.05 8.49 13.0 K1 1 R - E

14 11.07 - - 4.43 6.64 10.2 K2 2 R - E

15 8.48 - - 2.12 6.36 9.7 K3 1 R - E

16 6.22 - - 1.56 4.66 7.1 K2 2 R - E

17 4.85 - - 0.50 4.35 6.7 - 1 R - E

18 4.24 - - 0.50 3.74 5.7 - 1 R - E

19 4.04 - - 0.50 3.54 5.4 - 1 R - E

20 4.02 - - 0.50 3.52 5.4 - 1 R - E

subtotal 147 110 168 25

TONS METER

FACTOR DE POTENCIA

FACTOR DE CARGA

BROKEN TONS TONELAJE TOTAL

HEIGHT OF BANK BOOSTER 1/3 LB

BURDEN KG. TOTAL

ESPACIAMIENTO KILOGRAMO X METRO

PERFORATED TOTAL METERS

Nª OF DRILLS N° DE FILAS A DISPARAR

TOTAL VOLUMEN ANFO TOTAL

DESIGN OF BLAST LONG DRILLS TJ 1282 N

DATA AND FACTORS OF THE BLAST EXPLOSIVES AND ACCESSORIES

WIDE ANFO

Figura 39. Diseño de carguío


Voladura

FIGURA 40. Parámetros de voladura radial Mina Cerro Lindo



Voladura

FIGURA 41. Voladura de cuerpos en Mina San Rafael - Minsur

Fuente: Cipriani, F. (2013)

Loading


FIGURA 42. Scooptram a Control remoto

Fuente: Atlas Copco (2007-1)

Loading


FIGURA 43. Scooptram a Control remoto

Loading and Haulage


Se utilizan preferentemente equipos LHD para la extracción, carguío y transporte del mineral

hacia estaciones de traspaso, donde es cargado a carros o camiones para su transporte final a

superficie.

FIGURA 44. Scooptram - Dumper

Reinforcement


La aplicación del Sublevel Stoping exige

buenas condiciones de estabilidad tanto de la

roca mineralizada como de la roca

circundante. Por lo tanto no requiere de la

utilización intensiva o sistemática de

elementos de refuerzo.

Las galerías de producción en la base de los

tajeos se fortifican por lo general – según

requerimiento – mediante pernos cementados

o pernos y malla de acero (incluso shotcrete),

atendiendo a las condiciones locales de la

roca.

En los subniveles de perforación se puede

utilizar localmente elementos de refuerzo

provisorios cuando las condiciones de la roca

así lo requieran. FIGURA 45. Cable bolting – Zinkgruvan, Sweden


Backfill – Paste Backfill


Relleno de los espacios vacíos:

85% : relleno en pasta.

15%: relleno de labores de avances.

Mina Cerro Lindo

FIGURA 46. Planta de relleno en pasta en UMCL


Parámetros:

P.E. mineral Insitu : 4.55

P.E. Relleno : 2.90

Slamp : 8”

Altura de relleno : 30 m

Ratio (Ton Cemento/Ton–Relave) = 3 %

UCS critica de diseño : 1 Mpa con fs: 1.5

Resistencia : 0.85 – 1 Mpa (luego de

3 meses de secado de los tajeos).

Aplicación del relleno en pasta con la finalidad de :

• Ayudar en la recuperación de los tajeos secundarios adyacentes.

• Proporcionar sostenimiento regional y limitar la subsidencia.

• Proporcionar un método de depositacion de relaves

Backfill – Relleno consolidado


Mina Izcaycruz

FIGURA 47. Relleno con empleo de scooptrams

La mina Iscaycruz cuenta con una planta de

relleno cementado (agregado cementado) la

que permite cubrir las demandas de la

operación.

El ingreso de relleno a la mina es vía camiones

hasta la chimenea de relleno. De esta

chimenea se distribuye el relleno a los

diferentes tajeos mediante equipos de acarreo.

La dosificación del relleno agregado

cementado es la siguiente:

grava : 86 %,

relave cicloneado : 10 %,

cemento : 4 % y

relación agua / cemento: 1 / 1.


Costo de rotura de mineral


Ejemplo: Mina de 3,000 ton/día

Volumen de Produccion por tajeo 30,413 ton Perforacion de Produccion 286 taladros/tajeo

Longitud del tajeo 80.00 m Taladros perforados - Precorte tal/tajeo

Ancho de Minado 8.00 m Taladros perforados - Produccion 286 tal/tajeo

Altura de bancos de minado 15.00 m Inclinacion de taladros 90 grados

Densidad 3.20 ton/m3 m por taladro 15.00 m/tal

Dilución 10%

Recuperación 90%

Voladura Taladros Alivio 0 tal/gdia

Diametro de carguio (entubado): 54.4 mm Burden: 1.40 m

Densidad del Anfo 950 Kg/m3 Espaciamiento: 1.60 m

Broca: 64 mm

Kg explosivo/ m 2.21 Kg/m RMR 60

Total de explosivos tajo 8,841 Kg Indice de perf. 7.09 Ton/m

Factor de carga 0.92 Kg/m3

Factor de carga 0.29 Kg/ton Equipos de Limpieza

Rend. Carguio: 18 tal/Gdia Tamaño de los scooptram 6 yd3

Equipos de Perforacion Distancia de acarreo 150 m

Velocidad de percusión 60 m/hora Rendimeinto Scooptram 6 Yd3 72 ton/hr

Horas Trabajadas SIMBA-Percusión 2.5 hr/gdia Horas Trabajadas SCOOP 7 hr/gdia

Horas Trabajadas SIMBA-Percusión 150 hr/mes Horas Trabajadas SCOOP 420 hr/mes

Rendimiento de Simba 10.00 tal/gdia Rendimeinto Scooptram 6 Yd3 30,240 ton/mes

Rendimiento de Simba 150 m/Gdia Consumo de Petroleo 6.5 Gal/hr

Rendimiento de Simba 9,000 m/mes Horas por guardia 10.28 Horas

Consumo de Petroleo 1.50 Gal/hr

COSTO DE EXPLOTACION - SUBLEVEL STOPING

Perforación vertical hacia abajo



Item Descripcion Unidad Cantidad Cantidad Costo Unitario Vida Util Costo Parcial Costo Total

(Personas) US$/Unidad US$/tajeo US$/ton

1.00 PERFORACION 52,242.65 1.72

1.01 Mano de Obra 4,382.23 0.14

Operador de Simba Gdia 1.30 30.64 73.34 2,921.49

Ayudante Operador de Simba Gdia 1.30 30.64 36.67 1,460.74

1.02 Aceros de Perforacion 33,611.06 1.11

Barra SP T38-RD38-T38 x 4'' p.p 10 14,071.20 305.00 4000 10,729.29

Broca Retractil FP T38 x 64MM p.p 1 14,071.20 200.00 550 5,116.80

Broca Retractil FP T38 x 89MM- casing p.p 562.85 0.00 0.00

Shank COP 1838/1638 T38 x 435 MM p.p 1 14,071.20 285.00 5600 716.12

Broca B T38 x 5'' p.p 0.00 0.87 0.00

Copas de Afilado Jgo. 14,071.20 0.40 5,628.48

Aguzadora de copas Pza 14,071.20 0.00 23.45

Tubo de PVC m. 1,430.00 7.02 10,031.45

Bolsa de Polipropileno Kg. 107.25 0.90 96.31

Cancamos de anclaje Pza 2.00 2.00 4.00

Reflectores de 500 watt Pza 4.00 178.57 714.29

conos de plastico naranja para SLS Pza 10.00 19.18 191.77

Manguera de 1" ( 70 m) m. 70.00 3.53 247.10

Manguera de 1/2" ( 70 m) m. 70.00 1.60 112.00

1.03 Equipos 13,450.24 0.44

Simba hr. 76.61 176 13,450.24

Combustible Simba Gal 114.91 5.75 660.74 0.02

1.04 Herramientas y EPP 799.11 0.03

Implementos de seguridad Gdia 2.60 30.64 6.14 489.54

Herramientas Gdia 1.00 30.64 7.10 217.52

Lamparas Mineras Gdia 2.60 30.64 1.16 92.05



Item Descripcion Unidad Cantidad Cantidad Costo Unitario Vida Util Costo Parcial Costo Total

(Personas) US$/Unidad US$/tajeo US$/ton

2.00 VOLADURA 19,923.80 0.66

2.01 Mano de Obra 2,423.75 0.08

Maestro cargador de explosivos Gdia 1.30 15.89 44.00 908.91

Ayudante cargador de explosivos Gdia 2.60 15.89 36.67 1,514.85

2.02 Explosivos y accesorios de voladura 13,020.53 0.43

Semexsa 80% 1 1/4X8 Pza. 1144.00 0.54 618.90

Examon "P" (bls. X 25kg.) Kg. 8,841.10 0.92 8,092.52

Guias Ensambladas Carmex de 7" Pza. 14.00 1.57 22.04

Exel periodo largo del Nº 1 al Nº 400 de 15 mPza. 1,144.00 3.70 4,229.37

Guia de seguridad m. 0.00 3.70 0.00

Mecha ràpida de ignition m. 4.00 0.29 1.16

Cordòn Detonante Pentacord 4gr m. 250.00 0.23 56.54

2.03 Equipos 3,801.60 0.13

Cargador de Anfo Ton 30,412.80 0.13 3,801.60

2.04 Herramientas y EPP 677.92 0.02




3.00 ACARREO 67,827.51 2.23

3.01 Mano de Obra 4,602.47 0.15

Operador de Scooptram Gdia 1.30 60.34 58.67 4,602.47

3.02 Insumos 153.62 0.01

Mangas de ventilación 30" m. 40.00 3.84 153.62

3.03 Equipos 62,070.44 2.04

Scooptram 6yd hr. 422.40 96.88 40,921.48

Combustible Scoop Gal 2,745.60 5.75 15,787.20 0.52

Ventilador de 32,000 CFM hr. 1,091.83 4.91 5,361.77

3.04 Herramientas y EPP 1,000.99 0.03




TOTAL COSTO DIRECTO (US$/tn) 139,993.97 4.60

Costo de Mina


Burden m 1.40

Espaciamiento m 1.60

Area m2 2.24

Perforación $/ton 1.72

Voladura $/ton 0.66

Acarreo $/ton 2.23

Costo de Rotura $/ton 4.60

Transporte $/ton 1.50

Relleno $/ton 4.00

Servicios Auxil iares $/ton 1.00

Costo de Minado $/ton 11.10

Costo de Minado $/ton 11.10

Costo de preparación $/ton 5.00

Costo de desarrollo $/ton 2.00

Costo de Mina $/ton 18.10


En el Sublevel open stoping, el mineral se recupera en tajeos abiertos normalmente rellenadas después de ser minadas.

Los tajeos son generalmente grandes, particularmente en la dirección vertical. El ore body es dividido en tajeos separados.

FIGURA 48. Sublevel open stoping


Sublevel Open Stoping


Entre tajeos, secciones de mineral son dejados como pilares que soportara la caja techo. Los pilares normalmente tienen forma de vigas verticales a través del ore body. Puentes (secciones horizontales de mineral) , son también dejados para soportar los trabajos de minado encima de los tajeos.

Las grandes dimensiones del tajeo influencia en la eficiencia de minado. La estabilidad del macizo rocoso es un factor limitante a ser considerado cuando se seleccione el tamaño de los tajeos y pilares.

Sublevel open stoping es usado en depósitos de mineral con las siguientes características:

• Steep dip – la inclinación de la caja piso debe exceder el ángulo de reposo.

• Stable rock en caja techo y caja piso.

• Mineral y roca encajonante competentes.

• Limites de mineral regulares.


Sublevel Open Stoping

Las galerías para la perforación de taladros largos

son preparados dentro del ore body entre los niveles principales.

FIGURA 49. Drawpoint

Un diseño simple de drawpoints esta ganando en popularidad: El carguío de mineral es echo directamente en el fondo del tajeo dentro del open stope. Los equipos LHD trabajan dentro y por razones de seguridad, es operado por control remoto por un operador ubicado dentro del crucero de acceso.


Long-hole Stoping

Long-hole stoping es una variante del

sublevel stoping en la cual son usados

blastholes largos con grandes diámetros

(140 to 165 mm). Los taladros son

normalmente perforadas usando la técnica

in-the-hole (ITH) . La profundidad del

taladro largo puede alcanzar los 100 m. El

taladro de 140 mm de diámetro rompe un

pedazo de roca de 4 m thick con 6 m toe

spacing.

FIGURA 50. Bighole open stoping


La ventaja del long-hole stoping comparado

con el sublevel stoping es el factor de

escala. Los ITH-drilled holes son rectos, y la

perforación con precisión puede ser

aprovechada. Los espacios verticales entre

subniveles pueden ser extendidos desde 40

m con sublevel open stoping a 60 m con

long-hole stoping

FIGURA 51. Bighole sample pattern,

Mount Charlotte, Australia

FIGURA 52. Bighole drill rig with automatic controls and

tube carousel for 50 m long holes, Mount Charlotte,

Australia

Long-hole Stoping




FIGURA 53. VCR mining, primary stopes

Vertical Crater Retreat



VCR esta basada en la técnica crater blasting en la cual potentes cargas explosivas son colocados en taladros de gran diámetro y disparados. Parte del mineral disparado queda en el tajeo luego del ciclo de producción, sirviendo como soporte temporal para las cajas.

Los diámetros de los taladros varían desde 140 a 165 mm, . Para 165 mm de diámetro, un diseño de perforación de 4m x 4 m es típico.

VCR mining es aplicable en condiciones similares al sublevel open stoping. VCR es una técnica simple con perforación ITH.

Los taladros son rectos y las desviaciones son mínimos. La “cara libre” ya no es el slot vertical sino la cara horizontal inferior del block que esta siendo minado . Las potentes cargas del VCR envuelve altos riesgos para dañar las estructuras de la roca similar al sublevel open stoping.

FIGURA 54. VCR mining, recovery of secondary stopes




Cargas explosivas adyacentes ayudan en romper la roca, normalmente aflojando una rebanada de 3m de mineral que cae en el vacío.

El mineral es cargado desde los tajeos a través del undercut usando los equipos LHD con control remoto o recuperados por un drawpoint system debajo del tajeo. Los tajeos pueden o no ser rellenados.

Los taladros son cargados usando potentes cargas contenidas en una sección corta. Esas crater charges están ubicadas a una especifica distancia encima de la superficie libre.

Los taladros se agrupan de tal manera que las cargas estarán en la misma elevación y profundidad.

Primero, la profundidad del taladro es medido, luego el es bloqueado en la altura apropiada. Las cargas explosivas son bajadas, y el taladro es taconeado con arena y agua ubicadas en la parte superior de la carga.



El slot vertical es reemplazado por un slot

horizontal (undercut) creado en el fondo del

block en el nivel de extracción.

Desde el nivel de perforación son perforados

taladros paralelos de gran diámetro (6.5”)

hacia el undercut (figura 55).

Cargas cortas de explosivos son bajadas

ligeramente encima del techo del undercut.

Esas cargas son detonadas creando un

crater. El tajeo avanza verticalmente hacia

arriba.

En este sistema, el nivel de mineral roto

remanente en el tajeo puede ser controlado

proporcionando variados niveles de soporte

de las cajas del tajeo.

FIGURA 55. Diagramatic representation of vertical retreat mining




FIGURA 56. Sección longitudinal – Avoca Longhole Stope

Avoca Mining (Longitudinal Mining)


Avoca Mining (Longitudinal Mining)

• El método Avoca permitirá cortes de acuerdo a las condiciones de estabilidad de la

caja prevaleciente.

• Son utilizados en cuerpos de menor competencia y mayor continuidad en la corrida

del mineral.

• Los tajeos pueden ser de 15m a 30 m de altura y el ancho de la veta será tajeada por

completo.

• El subnivel superior contiene una galeria utilizada para rellenar el tajeo desde el

extremo opuesto al corte.

• El mantenimiento de un espacio de 15 a 20 m entre el minado de avance y la cara del

relleno, reducirá el potencial de dilución. Mientras se va produciendo mineral, se va

rellenando.

• El mineral quebrado será acarreado desde el sub-nivel inferior por equipos LHD de

control remoto.

• El Avoca Minig que es una de las variaciones del Sublevel Stoping es conocido como

Sublevel Benching y como Bench and Fill Stoping.


Transverse Long-hole Stoping

FIGURA 57. Transverse Long-hole Stoping Method

Fuente: Tahoe Resources Inc. ( 2012)


Transverse Long-hole Stoping

• Transverse longhole stoping es un método de explotación masiva en la cual el eje

largo del tajeo y las galerias de acceso están perpendicular al rumbo del orebody.

• En general el método transverse longhole stoping es usada donde la calidad de la

masa rocosa de la caja techo limita la longitud del tajeo en la explotación y el ancho

del tajeo es mayor de 20 m.

• Esta metodologia requiere un mayor desarrollo en desmonte en la caja piso (para

cruceros en la caja piso y drawpoints), sin embargo debido a que cada tajeo tiene un

acceso independiente, se tiene mayor flexibilidad para la secuencia y programación

de la producción.

• Los tajeos denominados primarios pueden ser explotados por sublevel stoping y luego

rellenados con relleno consolidado que puede ser compuesto de relleno hidráulico,

pasta o relleno de roca cementado. Luego se recuperan los tajeos secundarios entre

los block explotados.


Conclusiones

• Sublevel stoping es uno de los métodos más usados en la explotación de mineral de forma

subterránea. El uso de este método ha ido considerablemente en aumento en los últimos

años debido a la aparición de nuevas tecnologías de perforación y voladura subterránea de

taladros largos de gran diámetro.

• Debido a sus características, se necesita de un conocimiento muy riguroso y una

interpretación adecuada del modelo geológico del yacimiento para asegurar el éxito de la

aplicación de este método.

• Aplicable en mediana y gran minería, con un costo de minado relativamente bajo (7 a 14

USD/ton) y una alta productividad mina (> 25 ton/hombre-turno).

• Es necesaria una alta inversión en el desarrollo y la preparación para la explotación, ya que

representa un 30 a 40% de los costos totales.

• La principal ventaja de este método es la eficiencia debido a que la perforación, la voladura

y la extracción del mineral se pueden realizar independientemente entre sí.

• Las variaciones del método se seleccionan para adaptarse a las condiciones del terreno y

las necesidades operacionales de la mina.

• Este método es seguro porque los trabajadores nunca están expuestos a zonas no

aseguradas o inestables.

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