diseño sls modulo 3
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Sub Level StopingTRANSCRIPT
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Diploma GMM, U de Chile
Diseño minero en Sublevel
Stoping
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Diploma GMM, U de Chile
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
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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.
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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
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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
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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
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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
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Sublevel Stoping – VCR
Recuperación de pilares con relleno VCR
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Caserones/losas y pilares en SLS
Pilares entre Caserones
Pilares entreestocadas
CASERÓN
Accesos enPilares entre
Caserones
Pilares entre Caserones
Pilares entreestocadas
CASERÓN
Accesos enPilares entre
Caserones
Pilares entre Caserones
Pilares entreestocadas
CASERÓN
Pilares entre
Pilares entreestocadas
Pilares entre Caserones
Pilares entreestocadas
CASERÓN
AccesosenPilares entre
Caserones
Pilares entre caserones
20 -
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Losas y pilares
Pilares entreEstocadas
CaserónSuperior
CaserónInferior
Pilar entre estocadas 7 -10 m
Losa
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Métodos para dimensionar
caserones/ losas y muros
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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)
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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.
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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!!)
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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
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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
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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
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100 m
Hydraulic Radius = 25.0 m
Radius Factor = 27.8 m
Hydraulic Radius = 50.0 mRadius Factor = 39.3 m
Hydraulic Radius = 41.7 mRadius Factor = 38.5 m
Hydraulic Radius = 37.5 mRadius Factor = 37.3 m
Hydraulic Radius = 33.3 mRadius Factor = 35.1 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
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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.
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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
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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
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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
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Pared lateral
sh2
sh1
30 m
H=30 m
W=25
H/W=1.2
K=1
Si=38 Mpa
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Diploma GMM, U de Chile
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
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Diploma GMM, U de Chile
Esfuerzos inducidos- paredcolgante
A lo largodel manteo
A lo largo
del rumbo
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Diploma GMM, U de Chile
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
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Diploma GMM, U de Chile
Factor Gravitacional: C• mayor inclinación menor
tendencia a que ocurra undeslizamiento de cuñas pre-formadas.
8 7cos( )
_ _
C
manteo desde horizontal
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Diploma GMM, U de Chile
Original Mathews
Estable: sin
soporte o
localizado
Inestable:
Falla localizada
La excavación
fallara
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Diploma GMM, U de Chile
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
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Diploma GMM, U de Chile
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
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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)
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Diploma GMM, U de Chile
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
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Diploma GMM, U de Chile
Método – gráfico de estabilidad
Mawdesley et al, 2001
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Diploma GMM, U de Chile
Método de estabilidad- casos de falla
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Método de estabilidad- casosde falla mayor
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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
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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.
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Diseño Nivel de Producción
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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).
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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
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Chimenea slot- El Soldado
Perforación 2,5”
ascendente
Chimeneacara libre
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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
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Construcción zanjas
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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
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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
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A l d
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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)
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Diseño base caseron SLS: punto vaciado a camion
Criterios de diseño
-Tamaño de equipo de carguío
-Tamaño equipo de transporte
-Espacios
-Fortificación requerida
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Nivel de producción LHD
Referencia: Mina El Soldado (Chile)
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Diseño nivel perforación y
calculo de parámetros de P&T
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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.
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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
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Parámetros de perforación
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:
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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
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Casos de estudio faenas
Diametro de perforación (mm)
B u r d e n ( m
m )
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Parámetros de perforación
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)
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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
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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
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Optimización de resultados
Mét d d ál l d di t i t
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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
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Diploma GMM, U de Chile
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
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Diploma GMM, U de Chile
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
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Diploma GMM, U de Chile
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
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Diploma GMM, U de Chile
Ventilación
La ventilación en SLS debe tratarde usar los desarrollosdisponibles para ventilar todos losniveles
Infraestructura general de la
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Diploma GMM, U de Chile
Infraestructura general de laexplotación
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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
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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
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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