Diseño SLS Modulo 3

7/21/2019 Diseño SLS Modulo 3

http://slidepdf.com/reader/full/diseno-sls-modulo-3 1/73

Diploma GMM, U de Chile

Diseño minero en Sublevel

Stoping




Contenidos

• Motivación

• Aplicación/ variantes del método

• Diseño de caserones

• Diseño niveles de producción y perforación

• Sistemas de manejo de materiales SLOS• Ventilación

• Parámetros típicos de diseño

• Lecturas recomendadas




Sub Level Stoping• Cuerpos mineralizados con orientación semi vertical y debe exceder el angulo de

reposo del mineral

• Roca mineral y de caja competente

• La perforación se realiza con martillos que varían desde 50 mm a 200mmdependiendo del largo de perforación

• Recuperación 50-80% principalmente debido a pilares y losas

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

• Muros y losas pueden ser recuperados a través de tronadura masiva la cual debe serdiseñada y planificada como parte del método de explotación

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

• La productividad del método es del orden de 500-2500 tpd por caserón enproducción.




Sublevel Stoping con tiros radiales

2,5 – 4,5”

Perforación radial se utiliza cuando el

cuerpo es irregular y se requiere

seguir su contorno. Largo perforación

es de no mas de 30 m.

1.Accesos a niveles

2.Nivel de transporte

• Galería transporte secundario

• Estocadas de carguío

• Galería de zanja

3.Nivel de Perforación1. Varios niveles

2. Galería de perforación

4.Zanjas recolectoras




Sublevel Stoping convencional

• Se utiliza en cuerpos de sección transversal irregular

• La distancia entre subniveles de perforación es de 10-20m

• Se utiliza una zanja recolectora la cual se conecta aun nivel de producción a través de puntos deextracción

• Burden: 2m (se debe calcular)

• Espaciamiento : 3 m




Sublevel stoping con tiros largosradiales

Preparación incluye todos losdesarrollos requeridos previos a laproducción propiamente tal:

1. Accesos a niveles2. Nivel de transporte• Galería transporte secundario• Estocadas de carguío• Galería de zanja

3. Nivel de Perforación

1. Galería de perforación4. Zanjas recolectoras

4,5” – 6”


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LBH Open Stoping

• Se utiliza en cuerpos de altapotencia y regulares

• Se utiliza perforación LBH de altodiámetro para alcanzar largos de

perforación de hasta 80m.• La zanja se perfora en retroceso

desde la galería de zanja• En un extremo del caserón se

crea una chimenea cara libre paragenerar el corte inicial

• El burden en este método variaen el rango 1.5-3m



Método VCR

• La sección transversal es igualal método de LBH

• No posee cara libre• La tronadura se hace contra la

zanja• Varios ptos de extracción

pueden estar en producción a lavez.

• Las dimensiones de loscaserones pueden ser de hasta

40m de alto para evitar dañopor vibraciones y desviacionesexcesiva de los tiros

Corte Longitudinal



Sublevel Stoping – VCR

Recuperación de pilares con relleno VCR



Caserones/losas y pilares en SLS

Pilares entre Caserones

Pilares entreestocadas

CASERÓN

Accesos enPilares entre

Caserones



CASERÓN

Accesos enPilares entre

Caserones



CASERÓN

Pilares entre




CASERÓN

AccesosenPilares entre

Caserones

Pilares entre caserones

20 -



Losas y pilares

Pilares entreEstocadas

CaserónSuperior

CaserónInferior

Pilar entre estocadas 7 -10 m

Losa



Métodos para dimensionar

caserones/ losas y muros



Dimensionamiento de loscaserones

• Depende básicamente de las características delmacizo rocoso y el entorno de esfuerzos

• Se diseña para minimizar dilución y maximizarrecuperación.

• El largo y el ancho del caserón estándeterminados por la cantidad de dilución aincluir en el método los cuales son función delmacizo rocoso (número de estabilidad) y el área

a abrir (radio hidráulico)• El alto del caserón está también definido por ellargo máximo a perforar (típicamente max 80m)



Diseño Geotecnico de Caserones enMinería

• Los caserones son la unidad básica de explotación enminería.

• Estos se pueden dejar vacíos (sub level stoping), rellenos

(cut and fill) o dejarlos colapsar (caving)

• El diseño de caserones se realiza con la metodología deMathews (1981) quien incorpora una relación entre la

estabilidad del macizo rocoso y el tamaño/forma de laexcavación expuesta.



Stability Graph Method

• Se acepta alrededor del mundo para eldiseño subterráneo.

• Se puede ocupar para: – Estudios de prefactibilidad – Planificación – Back análisis

• Se puede usar SOLO en las condicionesen las cuales fue construido (ver puntosque respaldan las regresiones!!)



Numero de estabilidad (N)

wr

n a

J J RQDQ

J J SRF

_

mod _ _ _

_

int_ _

_

N numero estabilidad

Q ified tunel quality index

A stress factor

B jo orientation factor

C gravity factor

N Q A B C

r

n a

J RQDQ

J J

Q modificado

RQD= rock quality

designation

Jn=numero de sets

Jr= rogusidad de

fracturas

Ja= alteración



Número de Estabilidad de Mathews

• N=Q´*A*B*C

– Q es el índice de la roca (Deere, 1964) - NGI

– A es el ajuste por esfuerzo inducido

– B es el ajuste por estructuras interceptando lapared a estudiar

– C es el ajuste por orientación de laexcavación



Forma excavaciones

Perimetro

Area RH

techo RH

pared RH

Radio hidráulico

Plan area of a stope crown

1

1

2 1n RF

n r

Factor de Radio



100 m

Hydraulic Radius = 25.0 m

Radius Factor = 27.8 m

Hydraulic Radius = 50.0 mRadius Factor = 39.3 m




1 0 0

m

200 m

300 m

500 m

1 0 0 m

1 0 0 m

1 0 0 m

1 0 0 m

Diferencia HR y RF

Se usa Rh

porque es mas

simple



Ajuste por Esfuerzo Inducido = A

• A se determina graficamente determinando laresistencia uniaxial de la roca intacta (UCS) y elesfuerzo inducido en la linea central del caseron.




Determinación de esfuerzosinducidos

• Soluciones analíticas : considerar casoelipses en 2D

• Métodos numéricos: 2D o 3D

• Métodos gráficos – Determinar esfuerzos in-situ: medidos o regionales

(sv y sh o k) – Determinar dimensiones en planos (vertical y

horizontal) del caseron – analisis es en 2D – Determinar esfuerzos inducidos en paredes laterales,

colgante/pendiente y techo – Para cada caso se calcula A




Esfuerzos inducidos

Caserón a 1000 metros

de profundidad en un

cuerpo que tiene un

ancho de 25 metros,

largo 30 metros, altura75 m, mantea 80°

25 m

Plano 2

Plano 1




Esfuerzo inducidos- método grafico(crown y side wall)

Ejemplo (caso techo):

Caseron a de altura 75 metros y 25metros de ancho ubicado a 1000 metros

de profundidad

Se calculan esfuerzos inducidos en

plano vertical

Sv=27 Mpa (in-situ)

K=1.4

Sh=38 Mpa (in- situ)

Caseron en ese plano:

H=75 m

A=25 m

H/A=3

s1/sv=2.6 (esfuerzos en el techo)

S1=2.6 x 27 Mpa= 70 Mpa (esfuerzo

inducido)sh2

svtecho




Pared lateral

sh2

sh1

30 m

H=30 m

W=25

H/W=1.2

K=1

Si=38 Mpa




Esfuerzos inducidos pared colgante(hanging wall)

Se estiman los esfuerzos inducidos:

•a lo largo del plano vertical

perpendicular al rumbo (H=75 m,

W=25, k=1.4)

•Si valores <0 i=0, A=1

•En el plano horizontal (H=30m;W=25m; k=1)

•K=1; altura/span=1,2

•S1/sh1=0,75s1=27,8 MPa

•

Sc/s1=120/27,8=4,3

• A=0,35

•Se elige el menor valor de A para

ambas paredes del caseron




Esfuerzos inducidos- paredcolgante

A lo largodel manteo

A lo largo

del rumbo




Factor de Ajuste por Orientación de Estructuras: B

• Se ajusta el número de estabilidad deacuerdo a la orientación rumbo ymanteo de las estructuras conrespecto a la pared en estudio




Factor Gravitacional: C• mayor inclinación menor

tendencia a que ocurra undeslizamiento de cuñas pre-formadas.

8 7cos( )

_ _

C

manteo desde horizontal




Original Mathews

Estable: sin

soporte o

localizado

Inestable:

Falla localizada

La excavación

fallara




Gráfico de Estabilidad

• Se utiliza para estimar la estabilidaddel techo del caserón y el tamaño dela pared colgante• El radio hidráulico es una medidadel tamaño de la excavación

Potvin, 1998 – 175 casos de estudio




Gráfico de estabilidad/caving

After Stewart and Forsyth, 1995

Estable: 10% diluciónPotencial inestable: 10-

30 % dilucion

Falla Potencial:

dilución mayor a 30%

Caving: derrumbe total

hasta llenar el caseron




Predicción usando probabilidades de falla

Se habla de probabilidad de estar en alguno de los estados:

1. Estable

2. Falla/falla mayor

3. Caving (colapso del caserón)

2.9603 -1.4427 ln S + 0.7928 ln N z

z e p

11 Logit values

Ref: Mawdesley, et al (2000)




Cálculo de probabilidad de falla

p

Probabilities Density Functions

0.00

0.10

0.20

0.30

0.40

0.50

0.60

0.70

0.80

0.90

1.00

0 . 0

0

0 . 1

0

0 . 2

0

0 . 3

0

0 . 4

0

0 . 5

0

0 . 6

0

0 . 7

0

0 . 8

0

0 . 9

0

1 . 0

0

Logit Values

P r o b a b i l i t y

Stable

Failure

Caving

Stable zone

C a v i n g

Z o n

e

Combined failure and

major failure zone

Crown (0.567)

10% Stable

90% Failure & MF

0% Caving

North Endwall (0.895)

78 % Stable

22% Failure and MF0% Caving

South Endwall (0.939)

93% Stable

7% Failure & MF0% Caving

Footwall (0.951)

96% Stable

4% Failure & MF

0% Caving

Hanginwall (0.682)

14% Stable

86% Failure & MF

0% Caving

Failure &

Major Failure




Método – gráfico de estabilidad

Mawdesley et al, 2001




Método de estabilidad- casos de falla




Método de estabilidad- casosde falla mayor




Resumen

• Diseño de caserones – Estimar la geometría del caseron (ley de

corte)

– Estimar esfuerzos in situ e inducidos – Establecer luz máxima de techo y paredes – Determinar tamaño de losas y muros con

método de Pakalnis

– Analizar orientación de caseroneslongitudinales o transversales




Referencias métodos deestabilidad

• Mawdesley, C., Trueman, R, Whiten, W.J., Extending the stability graphfor open stope design, Trans. Inst. Min. Metall. 110: January-April, 2001.

• Potvin, Y., Hadjigeorgiou, J., The stability graph method for Open StopeDesign. Underground Mining Methods Engineering fundamentals andInternational Case Studies, pp. 513.




Diseño Nivel de Producción




Nivel de producción

• El nivel de producción o de extracción en unSLS es el nivel por donde se extrae el materialtronado proveniente de la producción de los

caserones.

• En este nivel se encuentran las zanjasrecolectoras de mineral, estocadas de carguío y

nivel de transporte secundario (puntos decarguío o descarga a puntos de vaciado).




Factores a considerar en eldiseño

• Recuperación de mineral proveniente de caserones

• Estabilidad de labores

• Dimensiones de los equipos de carguío

• Capacidad de producción• Capacidad de carguío y transporte

• Capacidad de reducción secundaria

• Cantidad de desarrollos

• Seguridad




Chimenea slot- El Soldado

Perforación 2,5”

ascendente

Chimeneacara libre




Diseño de Zanjas

45° -50°

Formula de Rustan

Diámetro de perforación máximo de 2,5”

B= 1,18 x d^0,63

E= 1,75 B

E




Construcción zanjas




Estocadas de carguío

• Las estocadas sirven para cargar el mineral deforma segura.

• Factores a considerar en el diseño: – Dimensiones del equipo de carguío

– Rapidez de carga directamente relacionado con elradio de giro (ángulo calle-estocada)

– Abrasividad del material (desgaste visera) – Costos de construcción y recuperación de mineral




Diseño Estocadas

Esquem a de una estocada de carg uío

LELSLT

LS

A

Visera

LH + LI

LE

Marcos de acero

A

LT LH + LI

LT=distancia pila

(A x cotan( ))

35° – 40°

(material particulado)

LS=desgaste visera (1-2 m)

LE=largo equipo (10-12 m)

LH=largo holgura (1-2 m)

LI=distancia impulso equipo



A l d




Angulo deestocada

El angulo de estocada con respecto a lagalería de trasnsporte se diseña paraalcanzar buenas velocidades de losequipos de carguío.

Consideraciones prácticas del layout conLHD en minería por hundimiento (altaproductividad):

• Ancho galería: ancho del equipo + 1.5 (m)• Altura galería: altura del equipo + 1.3 (m)•Largo estocada (visera – centro calle):altura tunel + largo de la maquina•Radio de curva (para velocidadesadecuadas) : 2.5 * (IR + OR)/2•IR: radio de curva interno equipo (m)•OR: radio de curva externo equipo (m)




Diseño base caseron SLS: punto vaciado a camion

Criterios de diseño

-Tamaño de equipo de carguío

-Tamaño equipo de transporte

-Espacios

-Fortificación requerida




Nivel de producción LHD

Referencia: Mina El Soldado (Chile)




Diseño nivel perforación y

calculo de parámetros de P&T




Consideraciones en el diseño delnivel de perforación

• El objetivo del nivel de perforación es perforar y tronar el material sólido delcaserón de manera eficiente.

• Se debe determinar la distancia vertical y horizontal de los subniveles deperforación para lograr el objetivo anteriormente definidos:

– Determinar el largo máximo de perforación la cual depende a su vez del diametro

de perforación – La desviación de tiros esta relacionado con el método de perforación (DTH o Top

Hammer y diámetro de perforación

– A menor diámetro de perforación se espera mayor desviación de tiros

– El criterio es el de usar un largo de perforación tal que que asegure que los tirosno se juntaran. Para ello se debe tener que la desviación de los tiros sea no

mayor a la mitad del burden.




Parámetros de perforación

D=DIAMETRO PERFORACIÓN

KB= 25 - Rajo abierto (Ash, 1963)

20 – Minería SubterráneaKs= 1,0 – 2,0

D K B B

se K B

Burden

Espaciamiento

Perforación paralela de gran diametro





2

4

* *1

c ANFO

roca

M D

V B e

w V

Mc FC

w

kg ANFO/m

Volumen roca/m

Kg roca/m

Kg explosivo/mFactor de carga:

Factor de roca:

Volumen específico:

Cantidad explosivo:




Ejemplo cálculo

Existen dos formas de determinar B y e

Ejemplo: Determine el Burden y espaciamiento a utilizar en una operación queutiliza tiros paralelos de gran diamétro si se tienen los siguientes datos:

D= 100 mm (4”)

ANFO= densidad 0,8 gr/cm3

roca= 2,7 ton/m3

Caso I: utilizando la formula de Ash Caso I: utilizando un factor de carga determinado

roca

losivo

FC

D Bxe 4

exp

2 D K B B

se K B

KB=20; KS=1,3 Ks=1,3




Casos de estudio faenas

Diametro de perforación (mm)

B u r d e n ( m

m )





Diseño disparos radiales (Metodo AECI)

Hk

LM BxS c

L= largo de la columna explosiva (m)

H= largo medio de perforación radial (m)

K= factor de carga (kg/m3)




Ejemplo de diseño

D= 108 mm

explosivo= 1180 kg/m3

Mc=9,64 kg explosivo/m

K= 0,8 kg/m3

B x S = 9,64/ 0,8

S= 1,3 B

1,3 B2=12,05

B=3,0 m

S=4,0 m




Carguío explosivo

Taco:

Ts= 20 D

Tm= 50 D

Tl 125 D

D= diametro perforación radial

Orden de carga:

Ts, Tm, Ts, Tm, Ts, Tl, Tm, Tl, Ts, Tl,Tm,Ts,Tm,Ts,Tm,Ts




Optimización de resultados

Mét d d ál l d di t i t




Método de cálculo de distancia entresub-niveles

1. Determinar burden, B

2. Determinar espaciamiento, e

3. Determinar distancia entre sub-niveles

D Burden

r L 2

7.3

1

max

r= 0.02 para martillos in the hole

Ref: Dyno, 2005. Optimal drill and blasting techniques for Undergroundmining.

Distancia entre subniveles de




Distancia entre subniveles deperforación

0

5

10

15

20

25

30

35

40

0 1 2 3 4 5 6 7

Diametro perforación (pulgadas)

L m a x (

m )

C id i l di ñ d




Consideraciones en el diseño denivel de perforación

– Accesos a nivel de perforación• Armonía en los desarrollos

• Minimizar la cantidad de metros desarrollados

• Dimensiones de galerías de acuerdo a equipos –Galerías de perforación

• Dimensiones de galerías determinadas por elequipo y espaciamiento entre tiros (en la corrida)

• Dimensiones del pilar entre galerías• Minimizar desarrollos

Distancias nivel perforación




Distancias nivel perforación-tiros paralelos

e

dg

dh

dh= distancia holgura (>= 0,5 m)

e= espaciamiento (m)

Ancho galería, a= e + 2*dh (m)

Distancia galerias, dG= 2e (m)

Ancho pilar, aP = e-2*dh

e e e e

aaP




Ventilación

La ventilación en SLS debe tratarde usar los desarrollosdisponibles para ventilar todos losniveles

Infraestructura general de la

http://localhost/var/www/apps/conversion/tmp/scratch_5/Videos%20metodos/SS_Ventilation.avi




Infraestructura general de laexplotación




Ejemplos estructura de costos

Desarrollos: 32%

Infraestructura: 28%

Perforación y Tronadura: 17%Extracción: 12%

Transporte: 11%

Desarrollos: 31%

Infraestructura: 9%

Perforación y Tronadura: 17%

Manejo materiales: 10%

Servicios mina: 4%

Administración: 12%

Relleno: 16%

Estructura de costos SLS sinrelleno

Estructura de costos SLS con

relleno

Estándar de diseño SLOS




índice Descripción Unidades Valoraceptable

Índice de preparación Razón entre tonelaje a extraer del caserón en diseñoy los metros de labores de preparación delcaserón. Este parámetro incluye el 100% dechimeneas de corte y un 75% de laschimeneas de ventilación

Ton/mprep >250

Índice de perforación pordisparo

Metros totales de perforación requeridos en un roundde disparo de galería.

Mperf./disparo 164

Metros de avance pordisparo

Longitud de la galería resultante por cada disparo deavances.

mavance/disparo 3.8

Eficiencia de disparo Razón porcentual entre la longitud de la galeríaresultante en un disparo de avances y lalongitud de la perforación.

% 92

Toneladas de marina pormetro de avance

Razón promedio entre el tonelaje de marinasgenerados en un disparo de avances y lalongitud de la galería resultante en el mismo.

Tonmarinas/mavance 180

Factor de carga entronadura de avance

Razón entre los kilogramos de explosivo cargadosen tronadura de avance y los metros deavance resultantes en dichas tronaduras.

Kgexplosivo/m 52

Factor de carga entronadura dechimeneas

Razón entre los kilogramos de explosivo cargadosen tronadura de chimeneas y los metros dechimenea resultantes en dichas tronaduras

Kgexplosivo/m 75

Factor de carga entronadura UC

Razón entre los kilogramos de explosivo cargadosen una tronadura UC y el tonelaje de materialtronado

gexplosivo/Ton 320-340

Factor de carga entronadura CP

Razón entre los kilogramos de explosivo cargadosCP y el tonelaje de material tronado (ej. ANFO)

Kgexplosivo/Ton 290



Índice de perforación LBH Razón entre tonelaje a extraer de la zona LBH del caserónen diseño y los metros de perforación DTH segúndiámetro.

Ton/mperf51/2” >27

Índice de perforación UC Razón entre tonelaje a extraer de la zona de UC delcaserón en diseño y los metros de perforación radial de 3” diámetro

Ton/mperf.3” >7

Índice de perforación CP Razón entre tonelaje a extraer de la zona de CP delcaserón en diseño y los metros de perforación radial de 3” diámetro

Ton/mperf. 3” >9

Factor de carga en tronaduraLBH

Razón entre los kilogramos de explosivo equivalente,cargados en una tronadura LBH y el tonelaje de materialtronado

gexplosivo/Ton 220

Estándar de diseño SLS

Diseño SLS Modulo 3

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