UNIVERSIDAD NACIONAL SAN LUIS GONZAGA DE ICA FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS Y METALURGIA

ESCUELA ACADEMICA DE INGENIERIA DE MINAS

MINADO POR CRATERES VERTICALES EN RETROCESO

INTRODUCCION Este método es conocido comúnmente con el término VCR que proviene de “vertical cráter retreat” cuyo fundamento se basa la teoría de cráteres. Este método ha sido reconocido como el desarrollo más importante de la tecnología moderna del minado subterráneo, esto se debe a la introducción de taladros con diámetros mayores. Es una aplicación de la teoría de C. Livingston de la voladura por cráteres con cargas esféricas. Las ventajas del VCR (cráteres verticales en retroceso) sobre otros métodos de explotación como shrinkage” minado por subniveles, corte y relleno” son las siguientes: Menor desarrollo, empleo de taladros de grandes diámetros, reduciendo los costos de perforación y voladura, uso de cargas esféricas que disminuyen el factor de carga, mayor seguridad ambiental y operativa, la perforación voladura y carguío son operaciones independientes, mejor fragmentación posibilidad de grandes disparos con alta producción de mineral. Antecedentes del método “VCR” La voladura en cráteres se realiza con cargas concentradas, esféricas o cúbicas y con una buena aproximación a cargas cilíndricas. Cabe mencionar que la suma de las cargas esféricas da una cilíndrica que por lo general se emplea en minería subterránea, pero a igualdad de cargas explosiva, las cargas esféricas tienen mayor volumen de mineral 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 encontrado que hay una relación definida entre la energía del explosivo y el volumen del material removido o roto, y esta relación es afectada significativamente por la profundidad donde se ubica la carga, el interrogante es encontrar la profundidad óptima donde se colocara el explosivo para obtener el mayor volumen de roca con una buena fragmentación. A una menor profundidad la energía se pierde en el aire, y mayores profundidades solo producirá menor volumen. En la figura 2.36 se ilustra

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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. b) Cuando la carga está a una profundidad excesiva. Donde toda la energía se aplica sobre la roca fragmentándola y produciendo una alta intensidad de vibración. c) A profundidad intermedia

En este caso el cráter consigue el mayor volumen de roca removida

2.4.2 Partes de cráter producido por voladura 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 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).

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2.4.3 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 boeing” 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 la 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 son efectivos para propósito 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: L/D < = 6; Si D = 6 entonces L = 36”

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Db = ∆ E. W1/3

∆ = db/N 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 Livington es:

N = E. W1/3 ∆ = db/N d = E.V1/3

Donde: ∆ : Radio de profundidad adimensional, generalmente varía. 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:

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- 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.

- 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).

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sería a partir de los 6,0m, puesto que potencias menores darían 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. 2.4.4 Condiciones de aplicación del método Para la aplicación del método VCR, fundamentalmente, es necesario tener en consideración las características operacionales del equipo “down the hole” o de similares características, por lo que el yacimiento debe ser de gran buzamiento y potencia. Las condiciones específicas que debe tener el yacimiento para la aplicación del método VCR son: a) El yacimiento debe ser de regular potencia, de tal modo que el equipo “down the hole”,

pueda perforar por lo menos dos hileras de taladros por sección y guardar cierta

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distancia de los contactos, con la roca encajonante, a fin de evitar la dilución al realizar la voladura. Por ejemplo, dependiendo del tipo de terreno (en cuanto se refiere, a la dureza y condiciones estructurales), diámetro de perforación y tipo de explosivo a usarse; tenemos que para taladros de 6” de diámetro, considerando una malla de perforación de 3,0 X 3,0 metros y una distancia de 1,5 metros, de los contactos, la potencia optima 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 y a 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.

2.4.5 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 cargado en el mismo frente por equipos LHD. El nivel inferior, se perfora también a todo lo largo y ancho del mineral para preparar una cámara inferior de recepción y extracción del mineral disparado. Paralelamente al nivel inferior en la caja piso se desarrolla sobre estéril, una galería lateral de carga y transporte, con dimensiones apropiadas según el equipo a usarse conservando una separación recomendable de 10 a 20m.

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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 20m. 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. 2.4.6 Sistema de carguío de taladros Los taladros son cargados desde el nivel superior, mediante el siguiente procedimiento (ver figura 2.39).

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- Se mide la profundidad del taladro desde arriba. - Se taponea el fondo y se sella con tierra impermeabilizante. - Se 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 4 metros de espesor aproximadamente esto dependiendo de la longitud crítica, a partir del cielo o corona del hueco inferior. El mineral arrancado cae al fondo de la cámara, desde donde se carga con máquinas L.H.D.

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Una vez extraído el mineral, el tajeo queda vacío; pudiéndose rellenarlo posteriormente hacia el nivel superior, para el minado del “block” superior. 2.4.7 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, Centromín Perú S.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 veta 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 como 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 3-4 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 venía utilizando un método de explotación basado en la perforación de taladros verticales de gran diámetro, de nivel a nivel, denominado “vertical cráter retreta” – VCR (Cráteres verticales en retroceso) El reducido costo de este método en sus diversos rubros (mano de obra, explosivos, repuestos, otros materiales) y su alta productividad, indujeron a compañía minera Los Montes S.A. a considerar la posibilidad de adoptarlo 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 subsidiaria de Centromín Perú S.A.., esta ubicada en la costa sur del Perú, en la provincia y departamento de Ica, 20 Km al Nor-Este de la ciudad de Ica y a una altitud de 1100 m sobre el nivel del mar. Es accesible desde la ciudad de Ica mediante una carretera de 20 Km.

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Características geológicas del yacimiento de Monterrosas El depósito Monterrosas, comprende un conjunto de vetas emplazadas en un complejo de cuerpos intrusitos 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 veta 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 60º - 75º Oeste, y su buzamiento varía de 75º NE a vertical. La potencia del mineral económico varía entre 5 y 20 m, extendiéndose la estructura por más de kilómetros de longitud. La mineralización económica corresponde a sulfuros de cobre, principalmente a calcopirita, 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 cuarzomondiorita 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 Centromín Perú S.A. desde dos niveles: el nivel 1130, superior, y el 1070 localizando a 60m. por debajo del primero y que es el nivel principal de extracción. Los trabajos de exploración y desarrollo que comprendieron más de 3000 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 mineral comprendido entre los Niveles 1130 y 1070. Para el efecto se procedió de la siguiente manera (ver figura 2.40):

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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 3,80m (la altura del mástil es de 3,50m). 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 cámara inferior de recepción y extracción del mineral disparado “Ander 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 conservando una separación recomendable de 15m. Esta distancia es para evitar que el mineral disparado invada, obstruya y dañe las instalaciones de la galería lateral (tuberías cables).

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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 3,50m cada 15m.

e) A 20m por debajo de la cámara de recepción se corre, sobre veta, 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 “scooptrams”, 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 máquina “down the hole”. 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 veta, 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. Una vez perforado el tajeo, se procede al carguío y voladura, empezando obviamente por el “drop raise”, luego el “spot” (extensión del “drop raise” hacia las paredes de la estructura) y finalmente las rebanadas horizontales o “slides” de explotación . En la figuras siguientes se aprecia el sistema de carguío para el “drop raise” como para el tajeo propiamente dicho. 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 (más que rebanada podríamos decir banco) es de 10 metros.

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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 se emplea ANFO aluminizado. El mayor ancho de la rebanada de tajeo hace necesario usar dos booster HDP.1 contra uno solo. Se usa para el “drop raise”. Obviamente, al disparar rebanadas de ocho metros se ahorra cordón detonante, booster faneles y tapones. El carguío y disparo se efectúan de tal manera que las rebanadas van practicándose hacia arriba. El material desprendido cae sobre el “Ander 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 la explotación usando “scooptrams” 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 fuera, 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 ½” 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 ½ y d3

Evidentemente el elemento clave para desarrollar el método VCR es la perforadora “down the hole”. Para la explotación prevista de 750 tms/día, es suficiente una máquina en la medida en que la preparación de los tajeos se efectué con suficiente anticipación. La utilización de este tipo de máquina en minería subterránea es limitada y se reduce casi exclusivamente a labores de servicio como chimeneas, conexiones, huecos para cable 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.

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La máquina 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 pies3/min., con una compresora ER618. La tubería de perforación es de 5’ de longitud y 4 ½ de diámetro para brocas de 6” y 61/2”. Las características de la máquina 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’ 1” de longitud y brocas de 15/8”. El carguío y transporte del mineral y material estéril se realiza con tres “scooptrams” y tres volquetes. Para subir a 1000 tms/día se requiere de otro volquete de bajo perfil de 12 toneladas. 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 cordones detonantes, faneles y booster. El porcentaje de aluminio depende de la potencia que se necesite para lograr la fracturación deseada. Para la malla de 3,0 X 3,0 m, en Monterrosas, se 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 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 metro) 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 3 Perforistas 6 Operadores de “scooptrams” 6 Operadores de volquetes 2 Disparadores 2 Compresoristas 2 Operadores de Balanza

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2 Bodegueros 10 Ayudantes 2 Oficiales

TOTAL 38 Obreros Posteriormente, al elevarse la producción a 1000 tms/día y continuar la preparación de mina, ha debido incrementarse este número 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 más altas. 16 t/ hombre – guardia, incluyendo personal supervisor y empleados de la superintendencia de mina (topógrafo, dibujante, asistente y personal de geología). Desarrollo de los trabajos Como se mencionó anteriormente, la mina tiene dos niveles para ser operados: 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 del nivel 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, tipo y cantidad de explosivos, longitud de carguío, espaciamiento de malla, orientación de la misma, estabilidad del terreno. Etc.) Otro propósito del sub nivel 1110 fue permitir el adiestramiento del personal en la perforación de taladros de gran longitud (60m.), empezando con longitudes de 25-28m, toda vez que el éxito en la aplicación del método VCR depende de la precisión 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 fuera.

Reducida distancia entre la galería lateral y el “Ander cut”, razón por la cual el mineral disparado invadía la galería lateral. Se determina en 15 m la distancia ideal.

- El pique Monterrosas está ubicado justamente al centro de la zona de pruebas, creando

riesgo de inestabilidad.

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- Contaminación ya que los trabajos se realizaban cerca de la boca mina. Experiencias operacionales En perforación.- La máquina “down the hole” empezó a perforar taladros de 28m. en febrero de 1982 en el sub nivel 1110. La malla inicial de perforación fue de 2,000 X 2,50m, 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: 23m perforados, de los cuales debieron descartarse 166m por baja ley del mineral perforad. Esto significa una preparación de solo 16 0000 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 3,00m en la otra mitad del tajeo subnivel 1110, usando un explosivo de mayor potencia. Esta nueva malla producía aproximadamente 28 t. por metro perforado. Promedio de 1,586 m/mes que no permitía un margen seguro para operar dados los retrasos existentes en desarrollo y preparación. Teniendo en cuenta las bondades del ANFO aluminizado, que permitió controlar la fragmentación, se adoptó la decisión de ir a una malla de 3,0 X 3,0 m, no ya desde el subnivel 1110, si no desde el nivel 1130 con el cual se iniciaba la perforación de taladros de 60m de longitud, lo cual obviamente, permitiría un avance más rápido. La producción con esta malla es superior a 30 toneladas por metro perforado, lo que, para un promedio de 1500 m daría una preparación de 45000 t/mes. Este tonelaje, no obstante permitir un margen aparente de 50%, en la práctica es menor ya que el método requiere dejar puentes hasta el final de la explotación. Además da lugar a una explotación rígida en cuanto a ley de mineral. Con el fin de recuperar tiempo y hacer de la explotación más flexible y racional, combinando minerales con leyes distintas, se ha decidido alquilar, con opción de compra, otra máquina “down the hole” (DTH). Cabe señalar que la perforación con “down th hole” permite analizar el detritus de perforación (expulsado por la presión del aire) y conocer los valores de metal contenidos en el taladro. En el caso de Monterrosas, el análisis se realiza cada tres metros. Esto permite conocer con anticipación la ley del mineral en el tajeo preparado para la explotación. En el disparo.- Como se ha señalado en Monterrosas se empleó el método voladura de cráteres invertidos (para el tajeo). Las investigaciones sobre la voladura por cráteres, indican que la carga esférica o su equivalente producen los mejores resultados.

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En la práctica las cargas esféricas son definidas como cargas que tienen una relación de longitud/diámetro de 4: 1 ó menos; aunque puede llegar, 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 10m desde la cámara de perforación lo disparos se han realizado cada tres metros. En el caso del “spot” (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 sobre rotura y mineral bien fragmentado. Con estos resultados, se decidió variar el diseño del “drop raise” en la malla de 3,00 X 300 m a solo tres taladros interiores, como se aprecia 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 ANFO aluminizado que es más barato y fácil de carga que el slurrex. La voladura de tajeo se inicio en una malla de 2,00 X 2,50m con una altura de carga de 2,50 m con ANFO sólo con un factor de potencia de 1,20m. 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.

ING. ARTURO GUTIÉRREZ DOCENTE DEL CURSO