Chapter 5 USD-FH: Jamming-resistant Wireless Communication using Frequency Hop-
5.4 Comparison
5.4.1 Setup
3.6.5 Limpieza, acarreo y transporte de mineral
El método de explotación planteado para la mina San Cristóbal es
Tajeo por Subniveles con Taladros Largos, en su variante “Bench and Fill” (AVOCA), para bancos de trabajo de 10,0 metros. La limpieza y extracción de mineral se realiza utilizando Scoops diesel de 6,0 yardas cúbicas de capacidad con telemando, y en los puntos de carguío despachan a volquetes de 10 m3, que transportan al mineral en interior mina hacia superficie. Una vez realizada la etapa de limpieza de mineral se utiliza el relleno detrítico proveniente principalmente de los desarrollos y preparaciones para continuar con el ciclo de minado (ver Figura 3.15).
Considerando, previo a la siguiente voladura (3 filas = 5,0 m adicional de abertura) se tenderá una capa de geo membrana para cubrir el relleno, este paso es necesario para no contaminar el mineral con el relleno se realiza el colocado de geomembrana hdpe en tajo de taladros largos la altura del banco forma un ángulo de reposo de 50°
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La explotación de los tajos es en forma ascendente con 03 bancos preparados, en el ciclo de minado el relleno se realizará en forma constante de acuerdo al avance del tajo y después que se termine la limpieza total de la voladura realizada, teniendo en cuenta la misma longitud disparada, esto con el fin de garantizar la abertura de diseño representada gráficamente.
El ciclo de minado considera la perforación, voladura (disparo), limpieza y relleno en forma sistemática.
Fuente: Área de Operaciones mina San Cristóbal
Figura 3.15 Ciclo limpieza
3.6.6 Sostenimiento
Una vez cerrado el espacio abierto del tajo dejando la cara libre necesaria para el próximo disparo de taladros largos, se procede a realizar un nuevo desatado general y a completar todo sostenimiento deteriorado por la voladura, reforzando las nuevas zonas inestables producto del minado.
Es necesario habilitar la labor y dejarla como estaba antes de la voladura, ya que servirá de subnivel de extracción en el siguiente corte (ver Figura 3.16 y 3.17).
55 Fuente: Área de Operaciones mina San Cristóbal
Figura 3.16 Sostenimiento con Shotcrete
Fuente: Área de Operaciones mina San Cristóbal
Figura 3.17 Sostenimiento con pernos
3.6.6.1 Relleno detrítico con Dumper
Cuando se alcance con la limpieza del mineral roto el máximo spam permitido en los tajos de taladros largos, se procede inmediatamente al proceso de relleno con desmonte con ayuda de equipos de bajo perfil (Scooptram y Dumper), y donde segun la altura de la labor lo permita, se usara volquetes con descarga directa, para lo cual debe haber una berma de seguridad para evitar que ceda el volquete en la plataforma de descarga. Ver Figura 3.18.
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56 Fuente: Área de Operaciones mina San Cristóbal
Figura 3.18 Ciclo de relleno con Dumper
3.6.6.2 Relleno detrítico con Scoop
La etapa de relleno se realizará con desmonte producto de las labores de avance con un Scoop a control remoto luego de realizado la limpieza del segundo tramo disparado formando un talud de 45° (ángulo de reposo) una vez concluida la explotación de todos los tramos se completará el relleno en un 95% de la excavación. Ver Figura 3.19.
Fuente: Área de Operaciones mina San Cristóbal
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CAPÍTULO IV
DESARROLLO DEL TEMA
4.1 ANTECEDENTES
En minera Volcan S.A. en la zona alta y zona de profundización se realiza la explotación con el método de Bench and Fill con taladros en positivo y negativo haciendo uso de la emulsión (Emulnor 3000 1 ½ x 12”, Emulnor 1000 1 ½ x 12”) para los trabajos en taladros largos, donde el consumo de explosivo excede al consumo programado por mes en los tajos explotados puesto no se cumplen con los estándares, ésta fue una de las circunstancias relevantes en los costos operativos, por lo que se agravó más debido a la sobre dilución de los tajos y al daño de las cajas y/o la pérdida del tajo debido al mal uso de carguío y voladura en los tajos y la falta de relleno oportuno, sin embargo se debe mantener la producción en 150 000,00 tn/mes entre el área de taladros largos y operaciones que incluye la preparación y desarrollo, es por ello que se optó por implementar un nuevo sistema de carguío de taladros con el método Sublevel Stoping,
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en su variante Bench and Fill con explosivo (Emulnor de 3000 1 ¼ x 12”) lográndose obtener estándares aceptables.
Para realizar la nueva forma de carguío se usó tubos de pvc de 41 mm de diámetro colocándolo dentro del tubo de 54 mm de tal manera que se realizó un desacoplamiento de taladros y la vez un menor consumo de explosivo por taladro consiguiendo disminuir el daño a las cajas, techo y piso.
La implementación de este sistema de carguío en vetas angostas experimentalmente se inició con alturas de banco entre 8 y 10 metros, los que fueron propicios para llevar a cabo las pruebas, en la actualidad la altura de banco en promedio está en 15 metros. El buzamiento de las vetas se encuentran entre 55° y 60°, una inclinación favorable en el desplazamiento del material dentro del tajo. Existe una regular continuidad en la mineralización lo cual hace factible la aplicación de éste método. En algunos tramos existen planos de falla y está regularmente fracturado por lo que en la etapa de preparación se les identifica de tal forma que esos tramos quedan como pilares. La potencia minable para la aplicación de este método fue de 1,5 – 3,5 metros. La sección de los niveles de perforación tanto para el desplazamiento del Scooptram de 6 yd3 de limpieza como del equipo de perforación Simba S7D fue de 3,5 x 3 metros. Las chimeneas Slot utilizadas como cara libre son preparadas con taladros largos a una sección de 2,0 m x 2,0 m aplicando el Corte Brasilero y Semibrasilero para su ejecución. Estas chimeneas fueron ubicadas a los extremos del tajo de tal forma que la explotación se hace en retirada y en rebanadas verticales.
Para el diseño de la malla de perforación se toma en cuenta: La competencia de las rocas encajonantes, presencia de los aspectos estructurales y técnicos más importantes como: geodas, fallas, planos topografía actualizada y el equipo de perforación disponible.
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Es importante el levantamiento topográfico de los tajos explotados y de los taladros perforados, los que permitió cuantificar la dilución y la desviación respectivamente. Para el diseño de las secciones de perforación se tomó en cuenta: Levantamiento topográfico actualizado, la ubicación de la veta y la estructura del equipo disponible.
La implementación de la nueva forma de carguío de taladros largos en vetas angostas se desarrolla principalmente en base a la necesidad de reducir el factor de potencia (consumo de explosivo), daño a las cajas y estabilidad del tajo.
4.2 CARACTERIZACION GEOMECÁNICA
Para el desarrollo del trabajo, se han elegido los tajos Tj SP-04 W y Tj SP- 04 E - Veta 658 procediendo a la toma de datos de campo y su tratamiento en gabinete; luego se han realizado los análisis, en su mayoría por herramientas de calidad, posteriormente se han llevado a campo las propuestas de solución. El trabajo estuvo a cargo del Departamento de Geomecánica. Dicho personal integrante realizó el estudio geomecánico de la zona y su entorno físico en base a datos litológicos – estructurales tomados en el campo a través de un mapeo geológico – geotécnico, utilizando el método de “Líneas de detalles” para cada dominio estructural en el subnivel 651, estimando parámetros resistentes de la roca. En el trabajo de gabinete se empleó técnicas como la proyección estereográfica, métodos estadísticos para el análisis y representación de la información recopilada en el campo. Ver Tablas 4.01, 4.02 y 4.03.
60 Fuente: Departamento de Geomecánica
61 Fuente: Departamento de Geomecánica
62 Fuente: Departamento de Geomecánica
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4.2.1 Evaluación geomecánica
Para la adecuación del minado con taladros largos Bench and Fill se ha tomado como parámetro inicial que las vetas con un RMR mayor a 30 y ancho de minado de 3,0 m. Según la orientación de sus discontinuidades y su resistencia a la compresión son susceptibles a la utilización del método de taladros largos.
En base a ello para realizar el diseño del método de taladros largos en mina San Cristóbal se ha tomado en consideración el siguiente comportamiento estructural.
4.2.2 Análisis estructural de Tajo SP-04 (Veta 658)
4.2.2.1 Aspectos técnicos
Se utilizó el paquete Rocscience (Unwedge V.3.0, Phase2 V8.0, Dips V6.0) para determinar las familias de discontinuidades principales y secundarias, obtener el factor de seguridad en base a la calidad del macizo rocoso, la formación de cuñas y el ancho de descaje promedio en su explotación; para estos modelamientos se utilizaron 2 secciones, la primera sección transversal a la veta y su preparación y una segunda sección de diseño de taladros largos en la zona de estudio.
4.2.2.2 Mapeo estructural
En base al estereograma y la concentración de polos, se tiene como resultado una discontinuidad principal la cual es paralela al avance del SN dando una condición muy desfavorable de estabilidad, una discontinuidad secundaria con una orientación perpendicular al avance y la foliación de la filita es perpendicular con un Bz en contra al avance siendo una condición regular según el RMR. Ver Figura 4.01.
64 Fuente: Departamento de Geomecánica
Figura 4.01 Estereograma y concentración de polos
4.3 ANÁLISIS E INTERPRETACIÓN
4.3.1 Modelamiento de sección transversal
Fuente: Departamento de Geomecánica
65 Fuente: Departamento de Geomecánica
Figura 4.03: Modelamiento y sección transversal del SN 651(Tajo SP-04)
Se realizó el modelamiento en base a la sección transversal de la veta 658 (TJ SP 04) como resultado en base a la calidad del macizo rocoso in situ y una altura de banqueo de 10 m se logró un factor de seguridad de 0,95, lo que indica una condición de riesgo controlable, esta condición se puede aminorar con los factores operativos, como voladura controlada, pilares de seguridad y un ciclo de relleno eficiente, una vez rellenado el tajo alcanza un factor de seguridad de 1.26.
4.3.2 Aspecto geomecánico
Para la aplicación del de método de explotación es muy fundamental la caracterización geomecánica, para lo cual se hizo el levantamiento de campo de las estructuras y el macizo rocoso.
El RMR (tanto del tipo de roca presente en la Caja techo y piso, como de la misma mineralización, para cada veta).
Se determinó el tipo de sostenimiento a emplearse en los sub-niveles de preparación para taladros largos.
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Mediante el radio hidráulico (Laubcher), y las condiciones presentadas se determinó la altura máxima del banco a preparar, y la abertura máxima de cresta a cresta, para el relleno, dejando siempre la abertura para la siguiente cara libre.
Se tiene la simulación del comportamiento de las labores abiertas tiempo hasta su relleno y los de esfuerzos, a medida que la mina se va preparando, en el software Phases.
4.3.3 Resultado de análisis e interpretación geomecánico del Tajo SP- 04
Las propiedades de las discontinuidades que afectan en mayor grado la calidad del macizo rocoso, son la persistencia, la apertura y el relleno; adicionalmente se tiene un factor de corrección alto por orientación debido a que la familia principal de fracturamiento es paralelo al avance.
Según la calidad del macizo rocoso y la altura de banco actual de 10 m, el factor de seguridad de 0,95, lo que indica una condición desfavorable, pero que puede ser controlada por el cumplimiento de LMA = 18 m, TAS= 2 días, siendo el relleno, pilares de seguridad y voladura controlada factores influyentes.
4.4 CÁLCULO DE ABERTURAS MÁXIMAS DE TAJEOS DE TALADROS LARGOS MINA SAN CRISTÓBAL
Objetivo
Determinar las aberturas máximas para los tajeos de taladros largos que se encuentran actualmente en explotación, utilizando el método gráfico de estabilidad.
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4.4.1 Método gráfico de estabilidad
El “Método Gráfico de Estabilidad” fue desarrollado por Potvin (1988), Potvin y Milne (1992) y Nickson (1992), siguiendo los trabajos iniciados por Mathews (1981). La versión actual del método, basado en el análisis de más de 350 casos históricos recolectados de minas subterráneas canadienses, toma en cuenta los principales factores de influencia del diseño de tajeos. Información sobre la estructura y resistencia de la masa rocosa, los esfuerzos alrededor de la excavación, y el tamaño, forma y orientación de la excavación, es utilizada para determinar si el tajeo será estable sin sostenimiento, o con sostenimiento, o inestable aún con sostenimiento.
Fundamento
El método gráfico de estabilidad para dimensionamiento de tajeos se fundamenta en el estudio realizado en una serie de casos en minas subterráneas. Esta técnica toma en consideración los principales factores de influencia en el diseño estable de los tajeos.
Procedimiento de cálculo
El procedimiento para dimensionar los tajeos aplicando el método gráfico de estabilidad se fundamenta en el cálculo de los siguientes parámetros:
Número de estabilidad (N’). Radio hidráulico (S).
Número de estabilidad (N’).
El número de estabilidad “N”, representa la respuesta del macizo rocoso para permanecer estable bajo una condición de esfuerzo dado.
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Para el cálculo de este valor se emplea la ecuación Nº 01, el cual considera la calidad del macizo rocoso expresado en el índice Q’ modificado, el factor de reducción por esfuerzos en la roca, el factor de ajuste por orientación de los sistemas de discontinuidades con respecto a la orientación del eje del tajeo, el factor de ajuste por efecto de la gravedad sobre las cuñas de techo y pared que forman el arreglo estructural de los sistema de discontinuidades con el tajeo.
N´=Q´ x A x B x C…... (1) Dónde:
Q’: Índice de calidad “Q” modificado. A: Factor de esfuerzo en la roca.
B: Factor de ajuste por orientación de discontinuidades. C: Factor de ajuste gravitacional.
Radio hidráulico (S)
El radio hidráulico viene a ser el factor de forma para la superficie del tajeo, se obtiene como el cociente del área de la sección transversal de la superficie del tajeo entre su perímetro. Para calcular este valor se emplea la siguiente ecuación (2).
…(2) Donde:
W: Longitud del tajeo en el rumbo de la estructura. H: Altura del tajeo (espaciamiento entre los niveles).
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4.4.2 Factor de ajuste “A” de esfuerzo en la roca
Este factor refleja los esfuerzos que actúan sobre la cara libre expuesta del tajeo. Se determina como el cociente de la resistencia a la compresión uniaxial de roca y el esfuerzo compresivo máximo inducido en el macizo rocoso.
Para calcular el valor del factor de esfuerzo “A”, como se mencionó líneas arriba se emplean los datos de la resistencia a la compresión uníaxial de la roca y el valor del esfuerzo máximo inducido. Ver Gráfico 4.01.
….(3)
Fuente: Departamento de Geomecánica
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4.4.3 Factor de ajuste “B” por orientación de discontinuidad crítica
El ajuste por orientación de los sistemas de discontinuidades B, toma en cuenta la influencia de estas sobre la estabilidad de las caras del tajeo. Muchos casos de fallas estructuralmente controladas ocurren a lo largo de las discontinuidades críticas, las cuales forman un pequeño ángulo con la superficie libre. Mientras el ángulo entre la discontinuidad y la superficie sea más pequeño, será fácil que el puente de roca intacta se rompa por efecto de la voladura. Ver Figura 4.04 y Gráfico 4.02.
Fuente: Departamento de Geomecánica
Figura 4.04 Factor de ajuste “B” por orientación de discontinuidad
Fuente: Departamento de Geomecánica
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4.4.4 Factor de ajuste “C” por efecto de la gravedad
El factor “C”, es un ajuste por efecto de la gravedad. La falla del terreno puede ocurrir desde el techo debido a caídas inducida por la gravedad o, desde las paredes del tajeo, debido a lajamientos o deslizamientos.
Potvin (1988), sugirió que tanto las fallas inducidas por gravedad como las fallas por lajamiento, dependen de la inclinación de la superficie del tajeo es de 75°-78°, el factor C para estos casos puede ser calculado a partir de la relación C = 8 – 6Cos α, o determinado a partir del diagrama graficado. Este factor tiene un valor máximo de 8 para paredes verticales y un valor mínimo de 2 para techos horizontales de tajeo.
Las fallas por deslizamiento dependerán de la inclinación β de la discontinuidad crítica, y el factor de ajuste C.
El factor C toma en cuenta la influencia de la orientación del tajeo. Realizando una comparación de la geometría del tajeo principal. Ver Gráfico 4.03.
Fuente: Departamento de Geomecánica
Gráfico 4.03 Factor de ajuste “C” para caídas por gravedad y lajamiento
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4.4.5 Gráfico de estabilidad
El gráfico de estabilidad se utiliza para estimar la zona de estabilidad en base a los parámetros encontrados previamente, número de estabilidad y radio hidráulico.
En la ecuación Nº 02 existen dos incógnitas que son la longitud del tajeo en el rumbo de la veta (W) y el valor del radio hidráulico “S”. Considerando esta restricción se emplea la técnica de iteración sucesiva para el cálculo del valor del radio hidráulico.
Esta operación consiste en ingresar con el número de estabilidad N’ al diagrama del gráfico 4.04 para iniciar en esta la iteración respectiva asignando valores crecientes de la longitud del tajeo “W” en la ecuación Nº 02; de este procedimiento se obtienen los valores del radio hidráulico “S” para los distintos escenarios de diseño (desde el auto soporte hasta el hundimiento del terreno).
Fuente: Departamento de Geomecánica
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4.5 ESTIMACIÓN DE ABERTURAS MÁXIMAS
4.5.1 Cálculos para la determinación de la abertura máxima según el método gráfico de estabilidad Tajo SP-04 x AC-254
4.5.1.1 Cálculo del índice de calidad “Q” modificado
Este parámetro se obtuvo mediante la correlación que existe entre el RMR y Q, el valor RMR del macizo rocoso se calculó de los resultados del mapeo geomecánico realizado en los subniveles. Para estimar el valor del índice Q’ modificado se usó la siguiente ecuación:
Entonces: Q = 2,177
4.5.1.2 Cálculo del factor de ajuste “A” de esfuerzo en la roca
Para calcular el valor del factor de esfuerzo “A” se emplearon los datos de resistencia a la compresión uníaxial de la roca y el valor del esfuerzo máximo inducido empleando la ecuación Nº 03.
Resistencia a la Comprensión Uniaxial Caja Techo
95 Mpa.
A) Encampane 980 metros
B) Peso específico (Ƴ) 0,0026
C) Esfuerzo máximo inducido= A*B 25,48 Mpa
Fuente: Departamento de Geomecánica
Tabla 4.04 Resistencia a la compresión uniaxial
Empleando la ecuación Nº 03, se obtuvo el ratio de esfuerzo “A” el cual se resume en la tabla 4.05:
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Relación Resistencia uniaxial a esfuerzo inducido Caja Techo del Tajeo
95MPa / 25,48 MPa = 3,73 Fuente: Departamento de Geomecánica
Tabla 4.05 Cálculo del factor de esfuerzo “A”
En la Tabla 4.05 se tiene que la relación de resistencia uniaxial a esfuerzo inducido es igual 3,73 en la Caja Techo, ese dato fue ubicado en el ábaco desarrollado por Potvin & Milne, para obtener el factor de esfuerzo en la roca “A” = 0,35, el cual se indica gráficamente en el Gráfico 4.05.
Fuente: Departamento de Geomecánica
Gráfico 4.05 Factor de esfuerzo “A”, para el Tajo SP-04. Caja techo=0,35
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4.5.1.3 Cálculo del factor de ajuste “B” por orientación de discontinuidades
Se determinó haciendo uso del respectivo ábaco (Gráfico 4.06), a partir de la información de mapeo estructural de la principal familia de discontinuidades en la caja techo, obteniéndose el valor de 0,2.
El sistema dominante es paralelo al rumbo de la veta por lo tanto el valor del factor de ajuste “B” se resume en la siguiente Tabla 4.06.
Fuente: Departamento de Geomecánica
Tabla 4.06 Cálculo del factor de ajuste “B”
Fuente: Departamento de Geomecánica
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4.5.1.4 Cálculo del factor de ajuste “C” para caídas por gravedad y lajamiento
Se determinó a través del siguiente ábaco (Gráfico 4.07), considerando una inclinación promedio de la pared o superficie en la