trabajo minado crateres
TRANSCRIPT
MINADO POR CRATERES VERTICALES EN
RETROCESO
Instrucciones
Este método es conocido comúnmente con el término VCR
que proviene de “vertical cráter retreat” cuyo
fundamento se basa la teoría de cráteras.
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 carga
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.
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 1977-78 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 quipos; allí mismo posee una mina Nopper
Cliff - North Mine, enteramente dedicada a estas
investigaciones, la que fue reabierta en 1983, después
de haberla cerrado en 1977 por su alto costó y baja
productividad parte de la mina está en operación como
modelo de trabajo donde se realizan pruebas a escala de
producción para proyectos d investigación. En esta mina
se realiza pruebas del método VCR obteniéndose una
producción de 3 000 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
Monterrosa en los años 1982-85, 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 (1961), 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.
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 dan una cilíndrica que
por lo general se emplea en minería subterránea, pero a
igualdad de carga explosiva, las cargas esféricas
tienen mayor volumen de material roto que las cargas
cilíndricas. La configuración geométrica de la carga
explosiva, esta 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 encentrado que hay una
relación definida entre la energía del explosivo y el
volumen del material removido ha roto, y esta relación
es afectada significativamente por la profundidad donde
se ubica la carga, el interrogante es encontrar la
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 1olwnen. En la figura 2.36 se ilustra
la influencia de la energía transmitida a la roca,
según la profundidad de la carga y el volumen del
material roto o removido por la voladura.
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.
a) 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.
b) La profundidad intermedia
En este caso el cráter consigue el mayor volumen de
roca removida.
Partes del cráter producido por voladura con cargas
esféricas
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
Zona de rotura extrema o tensional.
En las voladuras con 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. (Ver figura 2.37).
Teoría de 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. Se puede observar el diseño en las figuras.
C.W. Livingston dedicó toda su vida al estudio de los
efectos de disparos de cargas esféricas. Los disparos
de carga concéntrica o esférica son los que
proporcionan mayor volumen de material que la carga
cilíndrica, así como también la presión de detonación
de una carga cilíndrica no es efectiva para propósitos
de fragmentación.
En la práctica se ha demostrado: Que las cargas
cilíndricas deben tener una relación de 1/6 entre el
diámetro y la altura de carga; cuya fórmula es la
siguiente:
Falta
Donde la profundidad óptima se determinará entre la
relación de profundidad (∆ = db/N ) y entre el
volumen/peso del explosivo (V/W),que determinará la
curva la cual se obtiene mediante pruebas, ver en la
figura 2.37b.
La ecuación general que describe la relación de la
energía de deformación según Livingston es:
N = EW1/3
A = db/N
d = E.V1/3
Donde:
∆ : Radio de profundidad adimensional, generalmente
varia
db : Distancia de la superficie (cara libre) al centro
de la gravedad de la carga.
N : Distancia crítica (a mayor o menor distancia
crítica no hay efecto de cráter).
L: Longitud de carga esférica dentro del taladro..
D: Diámetro del taladro
V. Volumen del explosivo
E: factor de energía de deformación
W: Peso de la carga explosiva.
db = do: Conocida como distancia óptima, cuando se
obtiene el mayor volumen de roca con buena
fragmentación.
Para determinar la profundidad óptima y la distancia
óptima de las cargas, con respecto a la superficie, se
realiza ensayos en los que se debe seguir las
siguientes recomendaciones:
Las pruebas se harán sobre el mismo material, con el
mismo explosivo a emplearse en la producción; es decir
el explosivo, el peso del explosivo y la roca tendrán
que ser constantes, sólo tendrá que variar la distancia
“db” a la que se ubica el explosivo.
El diámetro de los taladros deberá ser en lo posible
mayor o igual a 4 pulgadas.
Los taladros deben ser perpendiculares a la cara libre
en lo posible.
La serie de longitudes de los taladros será lo mas
grande posible para disponer de amplio rango de
profundidad de carga.
Las cargas explosivas tendrán una relación
Longitud/Diámetro de 6/1.
La distancia crítica (N) se obtiene por observación;
los cráteres son excavados y medidos sus volúmenes, con
los datos obtenidos de la relación de profundidad
(∆=db/N) y el nivel de energía (V/W) se gráfica la
curva (ver figura 2.37b).
Esta curva idealizada, nos muestra la transición de la
zona de pérdida de energía hacia el aire, rango de
rotura de volúmenes de roca, hasta la región de la
disminución del volumen del cráter.
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.
Condiciones de del método
Para la aplicación del método VCR. Fundamentalmente, es
necesario tener en consideración las características
operacionales equipo “down the hole” o de similar
características, por lo que el yacimiento debe s de
gran buzamiento y potencia.
Las condiciones específicas que debe tener yacimiento
para la aplicación del método VCR so:
a) El yacimiento debe ser de regular potencia, c tal modo
que el equipo “down the hole”, pueda perforar por lo
menos dos hileras de taladros por sección y guardar
cierta distancia de Ir contactos, con la roca
encajonante, a fin d evitar la dilución al realizar la
voladura.
Por ejemplo, dependiendo del tipo de terreno (en cuanto
se refiere, a la dureza y condicione estructurales),
diámetro de perforación y tip de explosivo a usarse;
tenemos que para taladro de 6” de diámetro,
considerando ursa malla d 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 m, puesto
que potencias menores darían lugar a la dilución del
mineral. De forma similar, para taladros de 4” de
diámetro, considerando una malla de perforación de 1,5
x 1,5 m ya una distancia de 1,0 m de los contactos, la
potencia óptima sería a partir de los 3,5 metros.
b) 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 la 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.
Descripción del método “VCR”
Este método de explotación por VCR, es un método masivo
de gran escala, basado en la teoría de voladura de
cráteres empleando cargas esféricas.
El método tiene una semejanza al método “shrinkage” ya
que 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.
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 cagado en e mismo frente
por equipos U-ID.
El nivel inferior, se perfora también a todo lo larga 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 Literal de carga
y transporte, con dimensiones apropiadas según el
equipo a usarse conservando una separación recomendable
de 10 a 20 m.
Terminada la galería lateral se comunica esta con la
cámara de recepción, a través de cruceros para la
extracción del mineral, la distancia recomendable entre
cruceros es de 15 a 20 m.
El trabajo posterior a las labores indicadas, viene a
ser la perforación de taladros de nivel a nivel con la
máquina “down the hole” con diámetros grandes. La malla
de perforación esta 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. (ver figura
2.38).
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.
SISTEMA DE CARGUIO DE TALADROS.
Los taladros sin cargados desde el nivel superior,
mediante el siguiente procedimiento (ver figura 2.39).
Se mide la profundidad del taladro desde arriba. Se
taponea el fondo y se sella con tierra
impermeabilizante.
Carga el explosivo, con un cebo apropiado unido a un
cordón detonante. El centro de gravedad de la carga
debe estar bien calculado en el fondo del taladro, esto
depende del diámetro y de las pruebas realizadas.
Se retaca con 2 metros de agua sobre la carga, o con
arena y grava de 25 mm de diámetro aproximadamente.
Se coloca el retardo del centro, y los subsiguientes
siguiendo el esquema, hasta las cajas y fondos.
Se inicia la secuencia de voladura. En cada voladura se
arranca una rebanada horizontal, de unos cuatro metros
espesor aproximadamente esto dependiendo de la longitud
critica, a partir del cielo o corona del hueco
inferior.
El mineral arrancado cae al fondo de la cámara, desde
donde se carga con máquinas LI-ID.
Una vez extraído el mineral, el tajeo queda vacío;
pudiéndose rellenarlo posteriormente hacia el nivel
superior, para el minado del “block” superior.
Minado por VCR en el Perú
Método de explotación VCR en la mina
Monterrosas
Introducción
Cuando en 1979 se adopta la decisión de llevar adelante
el proyecto cuprífero Monterrosas, Centromin Perú S.A.
inicialmente, y compañía minera los Montes 5. A., con
posterioridad, se mantiene latente la necesidad de
lograr un método de explotación de mayor eficiencia, a
pesar de haberse incluido en el correspondiente estudio
de factibilidad un sistema de minado de alto
rendimiento como el “open stope”, consistente en
dividir la yeta en sub niveles cada 20 metros.
La necesidad de buscar un método de explotación de
mayor eficiencia, expresada ésta en términos de mayor
productividad y costo reducido, se deriva no sólo de la
necesidad que tiene la actividad minera de mantener un
margen seguro de excedente económico para contrarrestar
los efectos de la naturaleza cíclica que tiene el
comportamiento de la cotización de los metales, además
por tratarse de un yacimiento básicamente mono metálico
(cobre) de baja ley, cuyo proyecto se financiaría con
un alto porcentaje de préstamos, es decir a un alto
costo financiero. Las reservas probadas, probables,
limitaban la vida del yacimiento a 3- años, no obstante
el potencial minero local, demandaban también una
pronta generación de flujo efectivo.
Es así como se intercambian ideas con asesores
Canadienses y se visitan algunas minas de Canadá, en
donde ya se venia utilizando un método de explotación
basado en la perforación de taladros verticales de gran
diámetro. de nivel a nivel, denominado vertical cráter
retreat – VCR cráteres verticales en retroceso).
El reducido costo de es: método en sus diversos rubros
(mano de obra, explosivos, repuestas, otros materiales)
y su alta productividad, indujeron a compañía minera
Los Montes SA. a considerar la posibilidad de adaptarlo
para la explotación de su yacimiento Monterrosas, aún a
riesgo, ciertamente calculado, de no tener experiencia
en este método netamente nuevo. Con equipo rara vez
aplicando en el país y de utilizar recursos humanos con
reducida experiencia en la primera mina de importancia
que se desarrollaba en una zona esencialmente agrícola
como Ica.
El. trabajo no ha sido sencillo, pues demandó el máximo
esfuerzo de la empresa en su conjunto, especialmente de
los Ingenieros de Minas que tuvieron a su cargo el
diseño y sobre todo la preparación, prueba y
explotación.
La unidad Monterrosas, propiedad de la compañía minera
los Montes S. A., una subsidiaría de Centromin Perú S.
A., esta ubicada en la costa sur del Perú, en la
provincia y departamento de Ica, 20 lun al Nor-Este de
la ciudad de Ica y a una altitud de 1 100 m sobre el
nivel del mar. Es accesible desde la ciudad de Ica
mediante una carretera de 20Km.
Características geológicas del yacimiento de
Monterrosas
El depósito Monterrosas, comprende un conjunto de vetas
emplazadas en un complejo de cuerpos intrusivos
pertenecientes al batolito de la costa. En el área de
la mina se han identificado las siguientes rocas:
diorita, cuarzo monzodiorita y cuarzo monzonita.
La estructura mineralizada más importante es la yeta
Monterrosas, aunque existen otras menores, (Montekeka.
Guillermo, Etc.).
La veta Monterrosas se caracteriza por que su
mineralización económica está localizada en un
“ore-”shoot de más de 450 m. de longitud, tiene un
rumbo Norte 60° - 75° Oeste, y su buzamiento varía de
75° NE a vertical.
La potencia del minera! económico varía entre 5 y 20 m,
extendiéndose la estructura por mas de 3 kilómetros de
longitud.
La mineralización económica corresponde a sulfuros de
cobre, principalmente a chalcopirita, bornita y
chalcocita (parte superior) y algo de molibdeno en
ganga de magnetita, pirita, actinolita y cuarzo, Esta
mineralización se presenta en bandas masivas, vetillas
y diseminaciones hacia las cajas,
La roca encajonante la constituye la diorita en la
parte central, pasando a cuarzomonzodiorita y cuarzo
monzonita al SE.
La mineralización económica de cobre está relacionada a
la diorita y asociada a magnetita, pirita, actinolita y
cuarzo.
Los trabajos de exploración y desarrollo que se han
ejecutado en el yacimiento Monterrosas muestran cajas
consistentes, apropiadas para una explotación por el
sistema de minería sin rieles:
La veta Monterrosas fue explorada por Centromin Perú
SA. Desde dos niveles: el nivel 1130, superior, y el
1070 localizando a 60 m por debajo del primero y que
ese! nivel principal de extracción. Los trabajos de
exploración y desarrollo que comprendieron más de 3 000
m de labores subterráneas (galerías, cruceros,
chimeneas y piques), permitieron cubicar alrededor de
1,3 millones de toneladas con 1,7% como ley de
cubicación con cobre de valores menores de oro,
principalmente, molibdeno y plata.
Procedimiento de preparación
La mina Monterrosas ha sido preparada para su
explotación en el minera! comprendido entre los Niveles
1130 y 1070. Para el efecto se procedió de la siguiente
manera (ver figura 2.40)
a) Desarrollo de un nivel superior, en este caso el 1130,
a lo largo y ancho de la estructura mineralizada para
preparar una Cámara Superior de Perforación (“over
cut”), desde la cual opera la perforadora “down the
hole”, con una altura mínima de 3,80 m (la altura del
mástil es de 3,50 m). Esta altura permite también que
el mineral, producto del desarrollo, sea cargado en el
mismo frente por el equipo “trackless” en cada avance
b) Desarrollo de un nivel inferior, en este caso el 1070,
también a todo lo largo y ancho del mineral, para
preparar una cántara inferior de recepción y extracción
del mineral disparado “under cut”.
De esta manera se determina también el buzamiento de la
estructura mineralizada y por lo tanto el ángulo
preciso de perforación para minimizar la dilución al
momento de la voladura.
Esta cámara también lleva una altura de 3,80 metros
c) Paralelamente a la cámara de recepción, y al mismo
nivel, se corre sobre estéril una galería lateral de
3,00 x 3,50 m, conservando una separación recomendable
de 15 m. Esta distancia es para evitar que el mineral
disparado invada, obstruya y dañe las instalaciones de
la galería lateral (tuberías cables).
Es recomendable que la galería lateral corra por el
lado caja piso, para evitar el riesgo de
desprendimiento por erosión de la caja techo.
d) Terminada la galería lateral, se comunica ésta con la
cámara de recepción a través de cruceros de 3,00 x 3,50
m cada 15 m.
e) A 20 m por debajo de la cámara de recepción se corre,
sobre yeta, un nivel; en este caso el 1050 a utilizarse
como nivel de recolección y extracción, que se comunica
con el 1070 mediante echaderos “ore-pass” cada 80 m.
Esto permitirá un carguío fluido hacia los volquetes y
una mejor utilización de los “scooptram”, aunque con la
desventaja, en el caso de Monterrosas, de que los
volquetes tendrían que trepar por una rampa con
gradiente de 10% que comunica el nivel 1050 (ciego) con
el 1070 que llega a superficie.
Este nivel 1050 será utilizado como cámara de
perforación “over cut” cuando la explotación se
traslade a los niveles inferiores.
Procedimiento de minado
El trabajo posterior a las labores indicadas viene a
ser la perforación de taladros de nivel a nivel (figura
2,40), con la maquina ‘” down the hote” en el caso de
monterrosas, los taladros son perforados con 6 de
diámetro.
Como se ha indicado anteriormente, la malla de
perforación está ligada al diámetro del taladro y
también a la potencia de la estructura mineralizada.
De cualquier manera, la malla debe seguir la dirección
de la yeta, para cuyo fin se hacen levantamientos
topográficos: y, en gabinete, se planea la ubicación de
las diversas secciones transversales que corresponden a
cada hilera. Con ello se logrará la dirección e
inclinación adecuada de cada taladro.
Con el fin de tener cara libre para los disparos, se
prepara una chimenea “drop raise”, para cuyo efecto se
toma el cuadrilátero formado por cuatro taladros y.
dentro del mismo, se perforan otros tres, como se
indica en la figura 2.42.
Una vez perforado el tajeo, se procede al carguío y
voladura, empezando obviamente por el “drop raise”,
luego el “slot” (extensión del “drop raise” hacia las
paredes de la estructura) y finalmente las rebanadas
horizontales o “sudes” de explotación (ver figura
2.43).
En las figuras siguientes se aprecia el sistema de
carguío tanto para el “drop raise” (figura 2.42) como
para el tajeo propiamente dicho (figura 2.43). El
sistema es muy similar para ambos casos, como puede
apreciarse, con la diferencia de que el “drop raise” se
carga para rebanadas de tres metros, en tanto que para
tajeos la rebanada (mas que rebanada podríamos decir
banco) es de 10 metros.
Por tener solo una cara libre, que es hacia abajo,
el “drop raise” se carga con explosivo de mayor
potencia como el slurrex, en tanto que para tajear s
emplea ANFO aluminizado.
E! mayor ancho de la rebanada de tajeo hace necesario
usar dos booster HDP.I contra uno solo.
Se usa para el “drop raise”. Obviamente, al disparar
rebanadas de ocho metros se ahorra cordón detonante,
booster, fanales y tapones.
El carguío y disparo se efectúan de tal manera que las
rebanadas van practicándose hacia arriba.
El material desprendido cae sobre el “under cut” cámara
de recepción y forma un talud natural para desplazarse
hacia los costados y salir por los cruceros para su
extracción por la galería lateral.
Este talud natural es recuperado al final de l
explotación usando “scooptram” guiados a control
remoto, debido a que el operador estaría expuesto a un
techo demasiado alto.
Como regla general es recomendable que el orden de
explotación de los tajeos sea desde adentro (final de
la mineralización) hacia afuera, es decir en retirada
haciendo más ágil la preparación y desarrollo de otras
labores.
Equipo empleado
El equipo originalmente previsto para una producción de
750 t/día fue el siguiente:
Una perforadora “down the hole” para taladros de 6” o 6
1/2” para los tajeos.
Una compresora de alta presión (18 bares) para
trabajar con la perforadora.
Un “Jumbo” Hidráulico de dos brazos para el desarrollo
y preparación.
Una motoniveladora para el mantenimiento del piso de
las labores y carreteras.
Tres volquetes de bajo perfil para cargar 12 toneladas
Tres “scooptrams de 3 1/2 y d3
Evidentemente el elemento clave para desarrollar el
método . VCR es la perforadora “down the hole”
Para la explotación prevista de 750 tms/ días, es
suficiente una maquina en la medida en que la
preparación de los tajeos se efectué con suficiente
anticipación.
La utilización de este tipo de maquina en minería
subterránea es limitada y se reduce casi exclusivamente
a labores de servicio como chimeneas, conexiones,
huecos para cables y tuberías, drenaje, etc, De ahí que
la experiencia sobre su utilización y manejo sea muy
reducida tanto a nivel de operador como de supervisor.
La maquina seleccionada para este propósito fue una del
tipo RCO306 con perforadora COP62 para trabajar a 230
- 260 psi y consumo de aire de 77-750 pies 3/min, con
una comprensora ER618.
La tubería de perforación es de 5’ de longitud y 4
1/2’ de diámetro para brocas de 6” y 6 ½”.
Las características de la maquina pueden apreciarse en
la figura 2.44.
El desarrollo de la mina se realiza con un “jumbo”
electro-hidráulico Boomer, H115 de dos brazos
hidráulicos BUT6 y dos perforadoras hidráulicas semi -
pesadas COP 1032 HD, con barrenos de 13’l” de longitud
y brocas de 1 5/8”.
El carguío y transporte del mineral y material estéril
se realiza con tres “scooptram” y tres volquetes. Para
subir a 1 000 tms/día se requiere de otro volquete de
bajo perfil de 12 tonelad
Material necesario
El material más importante es indudablemente el
explosivo. Según se trate de “drop raise”, rebanada o
banco; se usa Slurrex o ANFO aluminizado, además de
cardones detonantes, fanales y BOOSTER.
El porcentaje de aluminio depende de la potencia que se
necesite para lograr la fracturación desea Para la
malla de 3,0 x 3,0 m, en 1’monterrosas, empleó
aluminio al 10% en zonas de dureza media y al 13% en
zonas duras.
Con el fin de permitir la carga del taladro se usan
cuñas de madera cilíndricas cortadas diagonalmente
para poder ajustarse usando soguillas de yute como se
aprecia en las figuras 2.39 y 2.43.
Como taco se usa mineral fino de - 5/8” tanto. Encima
(1,5 metros) como debajo de la carga del explosivo.
Mano de obra
Dada la alta productividad del método VCR, el empleo de
mano de obra es reducido. La concepción original para
una producción de 750 tms/día consideró el siguiente
personal obrero para trabajo en mina en dos turnos de
ocho horas.
2 Capataces
4 Perforistas
6 Operadores de “scooptrams”
6 Operadores de volquetes
2 Disparadores
2 Compresoristas
2 Operadores de Balanza
2 Bodegueros
10 Ayudantes
2. Oficiales
38 Obreros
TOTAL
Posteriormente, al elevarse la producción a 1000
tms/días y continuar la preparación de mina, ha debido
incrementarse este numero a 50 obreros para servir a
tres turnos de ocho horas.
La menor experiencia del personal también, influye en
la mayor demanda. sin embargo, la productividad
obtenida es una de las mas altas. 16 t/hombres –
guardia, incluyendo personal supervisor y empleados de
la superintendencia de mina (topógrafo, dibujante,
asistente y personal de geología).
Desarrollo de trabajos
Como se mencionó anteriormente, la mina tiene dos
niveles para ser operados: el 1130 y el 1070, 60 metros
por debajo.
La razón por la que no pudo iniciarse la explotación
en retirada, como debió ser, es que la preparación en
los niveles 1130 y 1070 aún no había llegado al límite
de la mineralización.
Con el fin de ganar tiempo en la producción y evitar
problemas de estabilidad del terreno comprendido entre
la bocamina del nivel 1130 y el nivel 1070, se
construyo el sub-nivel 1110 (20 metros por debajo
denive1 1130 y 40 metros sobre el 1070) que permitió,
además, realizar pruebas de explotación, ya que el
método VCR presentaba diversas incógnitas que deberían
despejarse (fracturación, diámetro de taladro, tipoy
cantidad de explosivos, longitud de carguío,
espaciamiento de malla, orientación de la misma,
estabilidad del terreno, etc.)
Otros propósitos del sub – nivel 1110 fue permitir el
adiestramiento del personal en la perforación de
taladros de gran longitud (60m.), empezando con
longitudes de 25 – 28 m, toda vez que el éxito en la
aplicación del método VCR depende de la presión con que
se perfore, esto con un mínimo de desviación.
Los resultados de la investigación alcanzaron
prácticamente todos sus objetivos a pesar de haberse
presentado algunos problemas en el orden operativo,
atribuibles más que nada a lo novedosos de la
experiencia que se tradujo en demoras difíciles de
recuperar.
Entre los problemas operativos se observo:
Colocación y renovación de líneas de agua, aire y
electricidad en cada disparo, ya que la explotación
debe hacerse desde adentro hacia afuera.
Reducida distancia entre la galería lateral y el “under
cut”, razón por la cual el mineral disparado invadía la
galería lateral. Se mina en 15 m la distancia ideal.
El pique Monterrosas esta ubicado justamente al centro
de la zona de pruebas, creando riesgo de inestabilidad.
Contaminación ya que los trabajos se realizaban cerca
de la bocamina.
Experiencias operaciones
La perforación.- La máquina “down the hole” empezó a
perforar taladros de 28 m. en febrero de 1982 en el
sub. Nivel 1110. La malta inicial de perforación fue de
2,00 x 2,50 m, lo que producía 19 t/m perforado.
La falta de experiencia en el trabajo con esta máquina
en los tres primeros meses originó un avance lento:
2315 tu perforados, de los cuales debieron descartarse
166 m por baja ley del mineral perforado. Esto
significa una preparación de solo16 000 t/mes, que no
atendía la demanda de la operación.
Esta lentitud y el hecho de haberse controlado la
fragmentación, llevaron a la decisión de ampliar la
malla a 2,50 x 3,00 m en la otra mitad del tajeo
producen los mejores resultados.
En la practica las cargas esféricas son definidas
como cargas que tiene una relación de longitud
simétrica de 4 : 1 o menos; aunque pude 11ena, más no
exceder a 6: 1. Significa que para un taladro de 6” de
diámetro, como en Monterrosas, una longitud de 36”
(tres pies) puede constituir una carga esférica. Esto
es lo que se hace para la voladura del “drop raise”
como se aprecia en el croquis correspondiente.
Estas chimeneas se disparan, al igual que las rebanadas
o bancos de abajo hacia arriba hasta dejar un puente de
10 m desde la cámara de perforación los disparos se han
realizado cada tres metros.
En el caso del “slot” (ampliación del “drop raise”
hacia las cajas), los taladros vecinos se han disparado
como bancos de 8 - 10 metros.
Los primeros “drop raise” se hicieron en malla de 2,50
x 2,50 m, y en cuatro taladros interiores, cargados con
slurrex, resulta un gran cráter con mineral bien
fragmentado. La segunda evaluación se hizo en malla de
2,50 x 3,00 m con cuatro taladros interiores, cargados
con slurrex, con resultados de sobrerotura y mineral
bien fragmentado.
Con estos resultados, se decidió variar el diseño del
“drop raise” en la malla de 3,00 3,00 de solo tres
taladros interiores, como se aprecie en el croquis
correspondiente, con resultados satisfactorios en
cuanto a rotura y fracturación además de ahorrar la
perforación de un taladro interior se ha venido
evaluando el uso del Ai’.F0 aluminizado que es más
barato y fácil de cargar que el slurrex.
La voladura de tajeo se inicio en una malla de 2,00 x
2,50 m con una altura de carga de 2,50 m con ANFO sólo
con un factor de potencia de 1,20 m. Los resultados no
fueron satisfactorios por la cantidad de grandes
bancos, realizándose luego una voladura con ANFO
aluminizado al 10% y ANFO sin aluminio en los taladros
próximos a las cajas para evitar la dilución. Los
resultados fueron mejores.