Mineria subterranea criterios de diseño y planificacion

Ingeniería de Minas
Minado subterráneo
IX semestre
Msc.Carlos Reátegui Ordóñez

Componentes de una Mina Subterránea
Acceso horizontal ( Drift): Excavación horizontal
de acceso a la mina
Piques (shafts): Excavación vertical de acceso a
la mina
Chimenea (Ore passes): Excavaciones sub-
verticales dedicadas al traspaso de mineral,
personas y en algunas ocasiones utilizadas como
cara libre
Rampas (Declines): Son excavaciones
horizontales orientadas en espiral con el
propósito de conectar dos niveles o acceder a la
mina
Caserones (Stopes): Corresponden a unidades
básicas de explotación de las cuales se extrae
mineral. En algunos casos estos caserones son
rellenados con material estéril.
MSc. Fulton Reátegui Ordoñez

Planeamiento en minería subterránea

Problemas de diseño:
I. Geometría de la mina subterránea
II. Estabilidad y soporte
III. Ubicación de los accesos
IV. Logística para el transporte y movimiento de mineral subterráneo

Dimensionamiento
de una mina
subterránea
Taylor estudió más de 200 propiedades mineras,
después de lo cual desarrolló una fórmula para
dimensionar una mina usando análisis de regresión.
En realidad, esta fórmula es un muy buen lugar para
empezar, pero debe probarse con todas las demás
variables.
Vida de la mina: 0,20*(Toneladas de mineral
esperadas) ^(1/4) =
Vida de la mina (años) + 1,2 años

Factores a evaluar
MINEROS
Evaluación Geo mecánica del
yacimiento
Método de Explotación
Factor de Recuperación por
Método de Minado,
Dilución,
Accesibilidad, etc.
METALURGICOS
Tecnología orientada a
maximizar la recuperación
metalúrgica
tipo de mineralización
supuestos o tolerancias
efectuados para elementos
nocivos o contaminantes,
maximizar el ratio de
concentración, etc.

Mineria subterranea criterios de diseño y planificacion

Factores a evaluar
FACTORES ECONÓMICOS
Derivado de los costos de
operación proyectados con
relación al capital o los
supuestos que se han hecho
sobre ellos., los precios de
los productos, tasas de
cambio, costos de transporte
y tratamiento (maquila),
penalidades, etc.
Los factores económicos
pueden ser expresados a
través de un Cut Off o ley
mínima de corte

Factores a evaluar
FACTORES DE MERCADO
Oferta, demanda,
Situación del stock para el
producto Tendencias de
consumo y factores que
podrían afectar la oferta y la
demanda en el futuro.
Pronósticos de precios y
volúmenes así como base para
estos pronósticos.
En lo que respecta a minerales
industriales, especificación del
cliente, pruebas y requisitos
de aceptación previos al
contrato de suministros

Factores a evaluar
FACTORES LEGALES,
AMBIENTALES, SOCIALES Y
GUBERNAMENTALES:
Considera factores de riesgo
natural (Sismos, erupción
volcánica, etc.), factores de
infraestructura, ambientales
(EIA, Permisos,
autorizaciones, etc.), legales
(Concesiones Mineras y
derechos mineros, etc.),
factores sociales y
gubernamentales.

Esquema de explotación en una Mina Subterránea
A
B
A
B
A, B Yacimientos
Rampa
Accesos
Niveles
Sección Transversal
Sección Longitudinal

Esquema de preparación en una Mina Subterránea
A1 A2
A3 A4
Vista de planta
Puntos de extración
A1, A2
A3, A4
Acceso Nivel
Pilar
Unidades básicas
de explotación
Accesos
Áreas
Productivas
Niveles
Unidades
básicas
explotación
Puntos o
frentes de
extracción

Parámetros
Utilizados en
el Diseño de
Minas
Subterráneas

Geometría
• Tabulares
• Irregulares
• Masivos

Macizo Rocoso
• RMR de la roca mineral y
de caja
• Es MUY relevante la
distribución de la calidad
de macizo rocoso en la
roca de caja y mineral
• Diseñar para los valores
extremos y también los
promedios
Caja techo
(HW)
Caja Piso
(FW)
2B 2B
2A
4B
4A
3B

Continuidad
Perfil Transversal
Perfil Longitudinal

Evaluación
geo
mecánica
La excavación de una labor minera altera las
condiciones de los esfuerzos en el medio
original, que inicialmente están en un
equilibrio.
Cuando se excava un túnel se produce una
región de esfuerzos cambiantes, en la que
generalmente se incrementan las presiones
verticales y que se localizan en el frente de
la excavación, desplazándose con ella.
Msc. Carlos Reátegui Ordoñez

Los estados de esfuerzo son netamente
tridimensionales y los cambios de estado en
estos esfuerzos, que produce la excavación,
originan deformaciones en el medio; cuando
hay revestimientos, estos también se
deforman.
Para la construcción de un túnel se requiere
de la clasificación geo mecánica de las rocas
cuyos parámetros fundamentales son:

I. Resistencia y comportamiento de la roca.
II. Familias de discontinuidades existentes.
III. Espaciado de los planos de discontinuidad y
fracturación del macizo.
IV. Caracteres geo mecánicos de las
discontinuidades: continuidad, rugosidad,
separación y resistencia de los labios,
meteorización y relleno.
V. Condiciones del agua en las juntas.
VI. Tensiones in situ, naturales o inducidas.
VII. Alteraciones producidas en el macizo
rocoso por las excavaciones.

Clasificación
geo
mecánica:
Las clasificaciones geo mecánicas se basan
principalmente en las observaciones de
campo y datos empíricos, con los cuales se ha
construido valores que nos sirven para evaluar
la excavación y sostenimiento del túnel. Los
principales clasificaciones geo mecánicas son:

Índice de la calidad de roca (RQD).
El índice RQD (Rock Quality Designation) fue
definido en 1967 por Deere y otros para
estimar cuantitativamente la roca de calidad
existente en un sondeo (testigo diamantino).
Se define como el porcentaje de piezas de
roca intacta mayores de 100 mm que hay en la
longitud total de un sondeo.

Ejemplo de clasificación de roca
según RQD

Hay que considerar que el RQD es un parámetro que
depende de la dirección del sondeo pudiendo variar
mucho según su orientación.
Para determinar el RQD existen dos tipos de
métodos:
1. Directos: son los que se calculan del testigo
extraído, la Sociedad Internacional de
Mecánica de Rocas (ISRM) indica que se
debe usar un tamaño de broca diamantina
de al menos 54.7 mm con sondeo de doble
tubo.

2. indirectos: Están los métodos sísmicos y el sugerido por Palmstrom (1982)
el RQD puede ser estimado a partir del número de discontinuidades por
unidad de volumen, visibles en afloramientos rocosos o socavones. La
relación sugerida para masas rocosas libres de arcillas es.

Clasificación de Barton
EL Instituto Geotécnico Noruego (N.G.I.), propuso un índice para determinar la calidad del
macizo rocoso en túneles y taludes. El valor numérico de éste índice Q se define por:

Msc.
Carlos
Reátegui
Ordoñez
Esta clasificación utiliza seis parámetros para definir la clase
de macizo:
1. – RQD índice de calidad de la roca.
2. – Jn índice del número de familias de fracturas
3. – Jr índice de rugosidades en las fracturas
4. – Ja índice de alteración de las paredes de las
fracturas
5. – Jw índice del caudal afluente
6. – SRF índice del estado de tensión del macizo

Msc.
Carlos
Reátegui
Ordoñez
La interpretación del numero Q se puede resumir en:
I. El termino RQD/Jn representa la estructura del
macizo rocoso y se basa en el tamaño medio de los
bloques que lo conforman, se considera que los
tamaños varían de 0.5 cm a 200 cm, entendiendo
que a mayor tamaño mayor estabilidad de la
estructura cuando se excava.
II. Jr/Ja es la medida de fricción de paredes entre
juntas o fisuras, si las paredes son rugosas e
inalteradas, el desplazamiento cuando se somete a
esfuerzos será mas difícil por lo tanto favorece la
estabilidad. Si estas tienen rellenos de arcilla
delgado se reduce la estabilidad y si están
separadas la estabilidad se ve complicada.

Msc.
Carlos
Reátegui
Ordoñez
La interpretación del numero Q se puede resumir en:
III. Jw/SFR, este cociente evalúa los parámetros de
fuerza con la influencia del agua dentro del macizo
rocoso. El SFR representa tres esfuerzos:
a. La carga que se disipa cuando se excava en una
zona de falla o roca empacada en arcillas.
b. Los esfuerzos en una roca competente o
c. Las cargas compresivas en rocas plásticas
incompetentes.
Jw mide la presión de agua que tiene un efecto
negativo en la resistencia al efecto cortante entre las
fisuras

Evaluación de
Parámetros:
Nro. de Familia de Juntas
(Jn)

Alteración de las Juntas (Ja)

Agua en las juntas (Jw)

Factor de estado tensional
(SFR)

Msc.
Carlos
Reátegui
Ordoñez
El valor Q describe el macizo rocoso e indica un tiempo de
estabilidad de la excavación, luego de esto se tendrá que
soportar la excavación de acuerdo al uso de esta.
Las dimensiones de la sección del túnel determinarán el
diseño de soporte y las condiciones de seguridad se
determinan en función al uso del túnel. Esta relación se
expresa con el Radio de Soporte de Excavación (ESR).

Con el ESR y el ancho requerido del túnel podemos determinar
la dimensión equivalente (DE)

Con esta “Dimensión equivalente” y el valor
Q, el sostenimiento se puede estimar
mediante el ábaco, presentado por Grinstad
y Barton (1993) y posteriormente,
actualizado por Barton y Bieniawski (2008).

Msc.
Carlos
Reátegui
Ordoñez

Minería
Subterránea
Es sólo una excavación bajo la superficie,
Existen sólo 3 métodos de explotación
I. Soportados por pilares
(recuperación minera reducida)
II. Artificialmente soportados o
relleno (alto costo)
III. Sin soporte o hundimiento: natural
e inducido (alta incertidumbre)

Preparación
y desarrollo
en mina UG

Detalle de
ventilación,
chimenea

Métodos de Explotación Subterráneos
Soportado
Por Pilares
Artificialmente
Soportado
con Relleno
Sin soporte o
Hundimiento
Room and Pilar
Sublevel and
Longhole
stoping
Bench and Fill
stoping
Cut and Fill
Stoping
Shrinkage
Stoping
VCR
Stoping
Lonwall
Mining
Sublevel
Caving
Block
Caving
Desplazamiento de la roca de caja
Energía de deformación almacenada en las proximidades de una excavación

Aspectos a
cuidar en la
selección del
método
• Definir el retorno sobre la inversión como
una meta
• Forzar los parámetros de diseño y
condiciones de roca para alcanzar un
método determinado
• Se diseña un método de explotación de
modo de aprovechar una planta existente
que posee una determinada capacidad

Determinación
del método de
explotación
Para determinar la factibilidad del método de
minado a aplicar en un cuerpo mineralizado, es
necesario comparar las características del
depósito o cuerpo mineralizado, con las
propiedades requeridas para la aplicación de
dicho método de minado.
De esta forma el método o los métodos que
mejor se ajusten, serán considerados
técnicamente factibles y podrán ser evaluados
económicamente.

Para la selección del método o métodos de
minado existen varias técnicas que evalúan
entre otras cosas :
Forma del cuerpo mineralizado o
yacimiento
Espesor o potencia
Inclinación del cuerpo mineralizado
Profundidad
Distribución
RMR (rock mass ratings)
RRS (rock substance strength)

Estas técnicas de selección para evaluar el
método de minado considera generalmente
dos aspectos fundamentales:
a. Las características físicas y geológicas
del cuerpo mineralizado, y
b. Las condiciones geotécnicas del cuerpo
mineralizado y de sus rocas
encajonantes.

Método de la
Universidad
Bristish
Columbia

Adicionalmente a este proceso las dimensiones
y geometrías de explotación deben ser
evaluadas geotécnicamente con el Método
Gráfico de Estabilidad de Laubscher (1990) a
fin de establecer los radios hidráulicos que
eviten la activación de un potencial derrumbe
o inestabilidad del macizo rocoso.

Criterios para
el diseño de
pilares
MSc.
Fulton
Reátegui
Ordoñez
Los objetivos principales del diseño correcto de pilares son:
I. La mayor tasa de recuperación del mineral.
II. La mayor estabilidad de las labores de
extracción, esta se traduce en un factor de
seguridad del pilar.
Para poder determinar las dimensiones de un pilar Beniawski
(1968) introdujo el concepto de tamaño crítico, este se
refiere a que … “el incremento del ancho del pilar no produce
una disminución significativa de la tensión aplicada a este”

Esto nos indica que el valor de la tensión del tamaño critico en laboratorio es
directamente aplicable al tamaño real de los pilares.

Según Pariseuid y Hustrulid para poder relacionar el UCSt del testigo con el UCSp del pilar se debe
usar el tamaño critico cuyo valor es 0.9144m entonces el
𝑈𝐶𝑆𝑝 =
𝐾
0.9144
Donde
K= UCSt*√D
D= diámetro del testigo

En la actualidad de la resistencia de un pilar se
realiza mediante fórmulas empíricas, que
relacionan la resistencia con la geometría del
pilar.
El problema de estas formulas es que muchas
veces solo representan datos de una sola mina,
por lo que podrían presentar valores sesgados
a un tipo de roca, forma de los pilares o a un
régimen de esfuerzos.
Es por esto que al comparar las fórmulas para
una misma dimensión de pilar estas pueden
presentar diversos resultados para la
estimación de la resistencia.

Formulas basadas en “efecto forma”
Estas consideran que pilares que tengan igual
razón ancho/alto (W/H) tendrán la misma
resistencia, sin importar del volumen del pilar,
además indica que la resistencia del pilar va a
estar relacionada de forma lineal con la razón
W/H o forma del pilar como se muestra en la
figura

Fórmulas “Efecto Tamaño”
Estas plantean que a medida que el volumen
del pilar aumenta, la resistencia disminuye
para una misma forma , representado por la
razón ancho/alto (W/H).
Esta relación se obtuvo a partir de los datos
observados en laboratorio donde se muestra
que a medida que aumenta el volumen, se
incorporan más discontinuidades por lo que la
resistencia debería disminuir.

Determinación de los esfuerzos sobre el pilar:
El esfuerzo real actuando sobre el pilar es un
parámetro difícil de determinar, por lo que se
han desarrollado métodos para su estimación.
Los métodos mas importantes son:
método de área tributaria
modelamiento numérico.

Método del área tributaria:
Asume que un pilar soportará la carga que se
redistribuye luego de realizar una excavación.
La carga sobre el pilar quedará en función del
tamaño de la excavación y el tamaño del pilar

Representación del esfuerzo aplicado sobre
un pilar según su área tributaria:

El cálculo del esfuerzo in situ es:
𝜎𝑣 = 𝛾. 𝑍
Donde:
ϒ gravedad específica = [(9.81
m/s2 * densidad de l
roca)/1000]
Z profundidad del yacimiento

Para el diseño de las dimensiones de los
pilares se usa el factor de seguridad (Fs)
que es la relación entre la resistencia
del pilar (Sp) y el esfuerzo aplicado
sobre el pilar (σv)
𝐹𝑠 =
𝑆𝑝
𝜎𝑝𝑣

Los factores de seguridad están en función a
la utilidad planeada de los pilares así:
Factor de
Seguridad
Tipo de pilares
2 Pilares en áreas de
desarrollo
1.1- 1.5 Pilares para recuperación en
retirada
1 Pilares planeados para que
fallen

Control de los pilares:
Maybee (2000) expone que hay tres modos de
falla de pilares:
1. falla estructuralmente controlada
2. falla por esfuerzos inducidos
progresivos
3. Explosión de pilares (pillar bursts),

Diseño de pilares horizontales
• Típicamente se utilizan para
separar dos caserones en
explotación
• En este pilar se prepara la
infraestructura de producción,
embudos de extracción, piques
de traspaso, cruceros, etc
• Se debe identificar el esfuerzo
principal este. Puede ser
horizontal o vertical
X
Perfil Transversal de un cuepo
3

2

1


Tectonica y Relación entre esfuerzos
• La relación entre el esfuerzo vertical y el horizontal se
define por la constante de actividad tectónica k
• Esta constante es función de la evolución que han tenido las
rocas en el tiempo y la actividad tectónica circundante.
• Por lo tanto:
1
2
3; 



 =
=
= Hz
z
H
z
3
10
−
= 

v
Hz k
 =

Esfuerzos actuando en el pilar horizontal
X
Perfil Transversal de una cuerpo
v

Hz
 Hz

w
d
X
H
Geometría del Pilar
Diseño del Pilar en la longitudinal
H
d
Diseño del Pilar en la transversal
w
d
Hz

Hz


Esfuerzos sobre pilares verticales
X
Perfil Transversal de una veta
v

Hz
 Hz

w
d
X H
Geometría del Pilar
Diseño del Pilar en la longitudinal
d
w
Diseño del Pilar en la transversal
w
H
Hz

v


Disposición de Caserones
Caserones Transversales Caserones Longitudinales

Diseño de
tajeos
(stoping)
El diseño de tajos se realiza con la metodología de Mathews quien incorpora una relación entre el
número de estabilidad N y el tamaño de la excavación
N=Q*A*B*C
Donde:
A: Factor de esfuerzos que representa inestabilidades en las paredes de la excavación debido a
esfuerzos compresivos altos relativo a la resistencia a la compresión uniaxial de roca intacta. Varía
entre 0.1 a 1.0.
B: Factor de orientación de discontinuidades. Representa la influencia de la orientación de
discontinuidades relativo a la superficie de la excavación. Varía entre 0.3 a 1.0.
C: Factor de ajuste por gravedad. Representa la influencia de la gravedad en la estabilidad de la
superficie de la excavación. Varía entre 1 a 8.
Q: Índice de Barton modificado (Barton et al., 1974) dado por:

Evaluación por
medio de
gráficos

Grafico de
estabilidad
MSc.
Fulton
Reátegui
Ordoñez
El primer gráfico de estabilidad (Mathews et al., 1981) es el
resultado de un estudio que intentaba predecir la estabilidad
de excavaciones para profundidades mayores a 1000 [m]. El
principal objetivo del estudio fue determinar si existía
relación entre las propiedades del macizo rocoso, la
profundidad a la cual se realizaban las labores mineras y la
máxima superficie estable.
La base de datos contaba con 26 casos obtenidos de una
mina australiana y dos minas canadienses. El gráfico es
estabilidad original cuenta con 3 estados de estabilidad
separados por 2 zonas de transición como se aprecia en
Figura

MSc.
Fulton
Reátegui
Ordoñez
Los tres estados de clasificación fueron definidos como:
I. Estable (Stable Zone): La excavación se mantendrá en
buen estado sin soporte.
II. Inestable (Potentially Unstable Zone): La excavación
presentará fallas localizadas pero tenderá a formar
arcos estables. Modificando el diseño o agregando
soporte podría reducir su riesgo.
III. Caving (Caving Zone): La excavación fallará y no podrá
estabilizarse antes de ser rellenada por completo.
En el eje horizontal la medida de la geometría de la superficie es
el radio hidráulico y en el eje vertical el número de estabilidad N

Radio hidráulico (RH) es
una medida del tamaño de
la excavación

La última proposición de gráfico de estabilidad utilizando el número N fue hecha por Mawdesley (2001) utilizando
regresión logística para una base de datos de 485 casos no soportados volviendo a las definiciones de estabilidad
utilizadas por Mathews.
Cabe destacar que el estado inestable queda denominado como “Falla”. Las fronteras quedan definidas según las Ec

Ejemplo de
aplicación
Se requiere el diseño de un caserón aislado
con las dimensiones presentadas en la Figura.
El ancho del caserón queda dado por el ancho
del cuerpo a explotar y el alto por la
operatividad de la perforación y distancia entre
niveles para una operación Sub Level Stoping.
El macizo rocoso donde se encuentra inserto
este caserón presenta una calidad según el
índice Q´ de Barton de 28, una resistencia a la
compresión uniaxial de 220 [MPa] y está
intersectado por discontinuidades sub
verticales tanto en el techo como la pared.

El modelo de esfuerzos in-situ queda
descrito en las Ec.1, 2 y 3.

Detalle del
método drift
and half

Open stoping
Transversal
con taladros
largos

Diseño de
perforación y
voladura

Método de Sub Level Caving (hundimiento de sub niveles)

i. Si volamos el cuerpo
mineralizado para hacerlo
fluir por una abertura en la
parte inferior, en la parte
superior se produce una
elipsoide de relajación que
envuelve al elipsoide de
extracción ( en negro) (fig. a
y b)
ii. El contenido del elipsoide de
extracción sale por la
apertura inferior y el
elipsoide de relajación
avanza, produciendo un
hundimiento del material
(fig. c y d)

Si esquematizamos este comportamiento del material que fluye
podemos interpretar:
l

i. Que el máximo volumen de mineral (R) que
podemos extraer sin diluir con el desmonte
(W) es el área del elipsoide de extracción.
ii. Teóricamente se considera que la altura (Hb)
del elipsoide de relajación es 2,5 veces mas
que del de extracción.
iii. Que para la misma altura Hb, puede existir
diferentes volúmenes de material debido a
la excentricidad (ɛ =
1
𝑎
(𝑎2 + 𝑏2) donde a
es el eje mayor y b el eje menor ) debido a la
granulometría del material.
iv. El la figura se ve la relación entre la
granulometría y el ancho del elipsoide

Condiciones de aplicación del Método de SLC.
El mineral debe tener una competencia media,
solo necesaria para que las labores de
desarrollo permanezcan estables con un
mínimo de elementos de sostenimiento.
La roca la superpuesta, debe ser poco
competente, de modo que se derrumbe con
facilidad ocupando el vacío dejado por la
extracción del mineral.
En lo posible el mineral y el estéril superpuesto
deben diferenciarse, para que la dilución del
mineral sea mínima

El diseño del ancho del sub nivel
de extracción (WD) esta
directamente relacionado al
ancho del elipsoide formado
(Wt). Por tanto el vaciado del
material depende de WD

El calculo del ancho del subnivel
depende de la forma de la
corona del sub nivel
(específicamente del valor dl
radio r con respecto al ancho
WD) y así se puede determinar
el % de extracción el material
volado

La forma de la corona del sub nivel
también influye en el flujo por
gravedad y por consiguiente en la
forma de las elipses. La forma se debe
acercar lo mas posible a se plana, (r=
1/10 WD), cuando esto sucede a
totalidad de la apertura se utiliza en la
sección y es favorable porque el frente
de desmonte se aleja del punto de
extracción

El elipsoide de extracción tiene su
ancho máximo (Wt), un poco mas
arriba de la mitad de la altura total.
Para determinar el Wt se usa una
formula empírica
WT= W´+a -1.8
a= apertura efectiva
a= WD * %WD

Espaciamiento horizontal de los sub niveles (SD): Existen dos formulas
empíricas en función entre sub niveles (hs):
Si hs >18m 𝑆𝐷 =
𝑊𝑇
0.65
Si hs ≤18m 𝑆𝐷 =
𝑊𝑇
0.60
Si el diseño es convencional
SD≤hs

El perfil de una explotación de
SLC, nos indica que el material
tienen una movilidad mayor en
la parte inferior y disminuye con
el aumento del ancho del
elipsoide.

La distancia dt determina el espesor de la
rebanada a explotar ( es el equivalente al
burden que se usa en OP).
𝑏 ≤
𝑑𝑡
2
La inclinación
debería ser de 80° para
minimizar la dilución
y facilitar la
perforación y carga de taladros

Para optimar la limpieza con scoop o
LHD, es necesario calcular la
penetración de excavación del
equipo (Px). Según Rakin el ángulo
que se formará el material que
ingresa por la abertura es:
𝛽 =
90°−∅
2
𝛽 = angulo con la vertical
∅ = angulo de reposo del materiale

Entonces la Penetración de excavación
del LHD:
𝑃𝑥 = ℎ𝑑 ∗ 𝑐𝑡𝑔 𝜃 − ℎ𝑑 ∗ 𝑡𝑔 𝛽
hd = altura del sub nivel

Ejemplo:
Determinar la geometría aproximado
de una explotación por SLC si tenemos
la siguiente información:
Ancho sub nivel WD= 5m
Altura de SN hd= 3.5
Mineral alta
densidad
Altura de extracción Ht=21m
Forma del techo subnivel Plano r=
1/10 WD

Hundimiento
por Bloques
(Block Caving)
Este método se usa para arrancar desde la
base (nivel de explotación) un bloque de
gran dimensión, solo aprovechando la
fragmentación natural del yacimiento.
El hundimiento de bloques se basa en una
combinación del grado de fracturas
internas del cuerpo mineralizado y la
gravedad que hacen que este colapse.
Por esta razón la perforación y voladura es
mínima y solo se realiza en el nivel de
corte (under cut level), luego la gravedad se
encarga de fracturar todo el bloque.

Este tipo de método se aplica en:
I. Yacimiento de grandes dimensiones,
tanto horizontales como verticales.
II. La mineralización debe estar
altamente fracturada y debe colapsar
cuando se rompa el equilibrio
tensional.
III. Es un método que se aplica a ciertos
tipos de mena:
i. Hierro
ii. Cobre de baja ley
iii. Molibdeno
iv. Diamantes asociados a
chimeneas de kimberlita

Desarrollo
Se divide el yacimiento en secciones
horizontales que pueden ser mayores a
1000 m2.
Se construye una serie de galerías de
transporte entrelazadas ( tipo paneles)
que servirán para perforar las
chimeneas de traspaso verticales
(transfer raise) e inclinados (finger
raise) que se conectan con los embudos
del nivel de producción. Este conjunto
se le denomina puntos de extracción.

Entre la galería de transporte y las
chimeneas inclinadas se construye
los puntos de extracción (draw point)

Estos trabajos se hacen antes de ingresar al
nivel de corte, es importante que se tenga
en cuenta lo siguiente:
a. Las paredes verticales sufrirán gran
presión y deben ser reforzadas
para que soporten.
b. La preparación debe terminarse
antes de iniciar el debilitamiento
en el nivel de corte.
c. Se debe prever un buen sistema de
bombeo ya que puede filtrar agua
debido al fracturamiento de la
roca.

Nivel de corte
Preparado el nivel de producción se
ingresa al nivel de corte y se perfora
con taladros largos toda el área
necesaria para romper el material
que está encima de los embudos o
“draw bell”

Proceso de diseño
de block caving
MSc.
Fulton
Reátegui
Ordoñez
El diseño de la explotación de blockcaving
requiere de un análisis detallado de las
condiciones geo mecánicas del yacimiento.
El método usado es la tabla de estabilidad
planteada por Laubscher que relaciona el
modificated rock mass rating (MRMR) con el
radio hidráulico.
En la siguiente tabal se ve el calculo de
MRMR en una mina de hierro

Estos resultados se deben verificar con el con el grafico de
estabilidad de Mathews, en el caso los parámetros son:

Fragmentación
MSc.
Fulton
Reátegui
Ordoñez
En el método de hundimiento de bloque la fragmentación es
clave para el diseño de:
I. Espacio del Drawpoint (punto de extracción)
II. La dilución
III. Control de extracción
IV. Productividad
V. Voladura secundaria
VI. Daño por la voladura secundaria.

El diámetro del drawpoint depende
de la clasificación de la masa rocosa,
del numero de fracturas por metro,
del rango del tamaño de los
fragmentos y el ancho de la carga

La fragmentación también influye en
el tamaño de las cucharas del los
LHD. Así, si la fragmentación es
menor a 2 m3 se pueden usar LHD
de 6yd3

Relación del
RMR y la
columna de
extracción
MSc.
Fulton
Reátegui
Ordoñez

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