Método de Explotación Subterránea: Sublevel stoping

MÉTODO DE EXPLOTACIÓN SUBTERRANEA:
SUBLEVEL STOPING
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Ing. Braulio Castillo Anyosa Perú, Mayo 2015

Introducción
2Underground Mining Methods - Sublevel Stoping
INDICE
1. Características del Método.
2. Diseño del Método.
3. Desarrollo y preparación del Método.
4. Explotación de mineral.
5. Costos del Método.
6. Las variantes del Método.
Esta presentación muestra una visión
completa del método de explotación
Sublevel Stoping que es uno de los más
utilizados en la explotación de mineral de
manera subterránea.
Los métodos de explotación Sublevel
Stoping más usados son: Sublevel open
stoping, Long-hole stoping y Vertical crater
retreat (VCR). Existen variaciones de este
método como el Avoca (Bench and Fill
Stoping) y el Transverse Longhole Stoping.

1
Tema:
SUBLEVEL STOPING
Underground Mining Methods

Características
• Se excava el mineral en porción de
tajadas verticales dejando el tajeo vacío,
por lo general, de grandes dimensiones,
particularmente en el sentido vertical.
• El mineral arrancado se recolecta en
embudos o zanjas emplazadas en la base
del tajeo, desde donde se extrae según
diferentes modalidades.
• La expresión "subnivel" hace referencia a
las galerías o subniveles a partir de los
cuales se realiza la operación de
arranque del mineral. La distancia entre
subniveles de perforación es de 15-30 m.
FIGURA 1. Sublevel Stoping

Características
• Productividad: > 25 ton / h-Gdia
• Producción tajeo: >25,000 ton / mes
• Método no selectivo.
• Bajo costo de minado (7-14 $/ton).
• Diámetro de taladros: 50 mm (2”) -
200mm (7 7/8”). Las longitudes pueden
ser hasta 30 m.
• Recuperación 60-80% (depende de los
muros y losas).
• Dilución varía entre 3-10% de material
diluyente de la pared colgante y techo.
• Muros y losas pueden ser recuperados,
se planifica como parte del método de
explotación.
• Requiere un alto nivel de preparaciones
mineras las cuales se realizan en
mineral.
FIGURA 2. Esquema Sublevel Stoping

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La economía peruana: coyuntura y
perspectivas
Esquema Sublevel Stoping
Fuente: Medina, E. (2013)
FIGURA 3. Método de Minado Sublevel Stoping en UMCL

perspectivas
Aplicación
• Ore bodies con buzamiento superiores al
ángulo de reposo del material roto
(aproximadamente mayor a 50°), de manera
que el material se transporta por gravedad a
los puntos de colección. La caja techo en
los tajeos con menor buzamiento serán
menos estables debido a las influencias de
la gravedad lo cual resulta en un mayor
potencial para la dilución.
FIGURA 4. Método de Minado Sublevel Stoping
• Resistencia del Mineral: alto a moderado.
• Limites regulares del mineral.
• Mineral de forma tabular o lenticular, con un
ancho de 3m a 30m y longitudinalmente
extensa.
• Resistencia de las rocas encajonantes: alto
a moderado.

perspectivas
Aplicación
FIGURA 5. Modelamiento Geomecánico en UMCL

2
Tema:
SUBLEVEL STOPING

Disposición de los tajeos - Longitudinal
FIGURA 6. Longitudinal Longhole retreat mining
Fuente: Queen´s University

Disposición de los tajeos - Transversal
FIGURA 7. Transversal Longhole Stoping
Fuente: Queen´s University

12
perspectivas
Dimensionamiento de los tajeos
Objetivos del diseño geomecánico mediante la aplicación de criterios empíricos y numéricos:
• Determinar las dimensiones óptimas de las cámaras de tajeos, pilares y puentes.
• Realizar una explotación estable y segura.
• Minimizar la dilución y maximizar la recuperación.
Dimensionamiento de
cámaras
Método Gráfico de Estabilidad
introducido por
Mathews (1980), versión más
reciente, actualizado por C.
Mawdesley y R. Trueman
(2000).
FIGURA 8. Método Grafico de Estabilidad

13
perspectivas
Dimensionamiento de Pilar Puente
Para la determinación del espesor del pilar
entre niveles de mina se emplea
el método de Carter.
Dimensionamiento de Pilares
Para el cálculo de la resistencia de pilares
mineros se utiliza la metodología de Lunder y
Pakalnis (1997).
FIGURA 9. Espesor de Placa FIGURA 10. Ancho de Pilares

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perspectivas
RESULTADOS – Ejemplo Proyecto San José
FIGURA 11.
Dimensionamiento y
Análisis de Estabilidad
Fuente: SVS Ingenieros S.A. (2012)

15
perspectivas
(L) = Longitud de tajeo 40 m.
(W)= Ancho de tajeo 12.5 a 20 mts.
(H)= Altura de tajeo 30 m.
RH= Radio Hidráulico desde 4.76 a 6.7
Las dimensiones son el resultado de un trabajo Geomecánico de prueba y error de seis años,
realizado tomando en consideración el factor de seguridad requerido y al cálculo del radio
hidráulico.
FIGURA 12. Diseño de Mina UMCL
(L)
(W)
(H)

Blasthole Stoping
Desde el nivel de perforación en la parte
superior del block (Figura 13), filas de
taladros paralelos son perforados hacia
abajo hacia la parte superior del canal de
extracción. Una chimenea es echo en el
final del block y ensanchado para la
explotación.
El diámetro de los taladros típicamente
están en el rango de 3” to 6.5”, para blocks
anchos se usan frecuentemente 6.5”.
La rectitud del taladro afecta la
fragmentación, perdida de mineral y
dilución. En general se seleccionara el
mayor diámetro posible del taladro para la
geometría del tajeo. La rectitud del taladro
es dependiente del diámetro del taladro.
General Mine Design Considerations
FIGURA 13. Diagramatic representation of blasthole stoping
Fuente: Hustrulid W., Bullock R. ( 2001)

FIGURA 14. Multinivel blashole Stoping
Sublevel Stoping
Los estudios geomecánicos indican a que altura
de blocks pueden ser extraídos usando el mismo
nivel de extracción. Si las alturas exceden a la
longitud de perforación recta, entonces varios
niveles de perforación en varias alturas del block
deben ser creadas (Figure 14).
El minado puede tener lugar overhand, en la cual
los blocks de perforación inferiores son extraídos
antes que los superiores o underhand, en la cual
la extracción de los bloques de perforación
superiores precedes a los que están debajo.
Se asume que la potencia del ore body es como
la anchura completa, es undercut y se dispone
para acceso de la perforación. Taladros paralelos
pueden ser perforados en este caso.

FIGURA 15. Typical fan patterns for sublevel stoping
Una alternativa es perforar taladros
en abanico (Figura 15) en vez de
los taladros paralelos desde los
subniveles (Figura 14). Además
puede haber uno o multiples
cámaras de perforación en cada
subnivel, y los taladros radiales
pueden ser perforadas hacia abajo,
hacia arriba o en toda la
circunferencia.
El reforzamiento de la caja piso y
de la caja techo puede ser hecho
antes o durante el minado.

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Tema:
SUBLEVEL STOPING

Desarrollo
FIGURA 16. Proyecto Mina Casa Berardi (Quebec)
Fuente: Aurizon (2005)

Desarrollo
FIGURA 17. Mine Plan – Proyecto Santander
Fuente: Trevali Mining Corporation

Desarrollo
FIGURA 18. Mina Taivaljarvi
(Finlandia)- Proyecto Desarrollo
Subterráneo Sublevel Stoping
Fuente: Sotkamo Silver (2013)

Desarrollo
FIGURA 19. Mina Izcaycruz
– Desarrollo Sublevel
Stoping

Preparación
Subniveles de Perforación
Galería de transporte
secundario
Chimenea de
Ventilación
Subnivel de
VentilaciónPunto de descarga
a pique
Chimenea de
Traspaso
Buzón de descarga
Zanja
Stope
Galería
de Zanja
Estocada de Carguío
Nivel Principal de Transporte
• Nivel base o producción
(Nivel de transporte)
cada 45 – 120 m.
• Estocadas de carguío.
• Embudos o zanjas recolectoras
de mineral
(desarrollo de galería).
• Chimenea o rampa de acceso a
los subniveles de perforación.
• Subniveles de perforación
conforme a la geometría del
cuerpo mineralizado, cada 10 -
30 m.
FIGURA 20. Labores de Preparación – Sublevel Stoping

Preparación
FIGURA 21. Mina El Soldado – visión esquemática
Fuente: Atlas Copco (2007)

Preparación
FIGURA 22. Mina El Soldado – Preparaciones

Preparación
FIGURA 23. Preparación de un tajeo

Preparación - Chimenea Slot
Con el objetivo de crear la cara libre para
la voladura masiva luego de la
preparación de galería se procede a la
construcción de la chimenea para la
preparación del Slot de minado.
FIGURA 24. Chimenea Slot

Preparación - Slot del Tajeo
Una vez culminada la chimenea Slot y con el objetivo
de crear la cara libre para la voladura masiva se
procede a construir el Slot del Tajo, que consiste en
derribar un bloque de nivel a nivel con dimensiones
de acuerdo a cada sector.
FIGURA 25. Slot del tajeo

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Tema:
SUBLEVEL STOPING

Rotura de mineral
31Underground Mining Methods – Sublevel Stoping
FIGURA 26. Rotura de mineral
Fuente: Gold Fields (2009)

Rotura de mineral
FIGURA 27. Rotura de mineral

Rotura de mineral
FIGURA 29. Perforación de taladros paralelos
FIGURA 28. Perforación en anillos

Drilling – Diseño de Perforación
FIGURA 30. Perforación de cuerpos en Minsur
Fuente: Cipriani, F. (2013)

FIGURA 31. Perforación radial en Mina Cerro Lindo
Índice de perforación: 8.56 ton/m

FIGURA 32. Mina El Soldado – Dowhole production drilling pattern

Drilling - Equipo de perforación top hammer
FIGURA 33. Simbas series 1250, 32m, Ø: 51-89mm
Mina Minsur : Simba H-1354, 25m, Ø: 3.5”
Mina Cerro Lindo: Simba H-1254, 17.5 m, Ø: 3”
Mina Brocal : Simba S7D , 15m, Ø: 2.5”
Mina Santander : Simba S7D, 18m, Ø: 2.5”
Mina Izcaycruz : Simba S7D, 18 m, Ø: 2.5”
FIGURA 34. Simbas S7D, 20m, Ø: 51-89 mm
Ø: 51mm (2”) – 102mm (4”)
Ventajas
• Alta productividad.
• Equipos pequeños y medianos.
• Alto adaptabilidad en vetas
angostas y cuerpos pequeños.
Desventajas
• Desviación en taladros largos.
• Bajo tonelaje por metro
perforado.

Drilling - Equipo de perforación DTH
Mina Fresnillos : Simba M4C – DTH, 32m, Ø: 4.5”
Mina El soldado : Simba M6C – DTH, 80m, Ø: 5.5”
FIGURA 35. Simba M4C – ITH, 51m, Ø: 95-178mm
Ø: 102mm (4”) – 178mm (7”)
Ventajas
• Taladros rectos con
perforación DTH.
• Alto tonelaje por metro
perforado.
Desventajas
• Daños por voladura.
• Equipos grandes y costosos.
• Baja utilización de los equipos.
• Baja adaptabilidad en vetas
angostas.
FIGURA 36. Simba M6C – DTH, 51m, Ø: 95-165mm

Drilling – Desviación de taladros
FIGURA 37. Influencia de métodos de perforación en la desviación

Equipo muy versátil, se emplea en la apertura de chimeneas “SLOTS” de los
diferentes tajeos que deben entrar en producción (diámetros de 4 y 5 pies), tiene
barras de 1.2 metros de longitud, normalmente perfora chimeneas de 30m de
altitud, pero puede realizar agujeros hasta 80 m de longitud.
Figura 38. Raise Boring Robbins 34 RH
Drilling - Equipo de perforación Raiseboring

Blasting - Voladura – Diseño de carguío
12.00 m 168 kg
14.00 m 25 und
1.5 m 168 kg
1.4 m 1.53 kg/m
147 m CARGA OPERANTE 13.7 kg/ret
20 und 70.20 3 und
230 m3 505 kg
736 tn 2208 tn
5.0 tn/m
0.73 kg/m3
0.23 kg/tn
1° FILA
Nº
OF DRILL
LENGTH OF
DRILL
MARK
BASE
MARK
AIRDECK
MARK
END
LENGTH TO
LOAD
ANFO
OFAMOUNT
CONSTANTS
BOOSTER
1/3 LB
EXIT
SEQUENCE
1 4.02 - - 0.50 3.52 5.4 - 1 R - E
2 4.04 - - 0.50 3.54 5.4 - 1 R - E
3 4.24 - - 0.50 3.74 5.7 - 1 R - E
4 4.85 - - 0.50 4.35 6.7 - 1 R - E
5 6.22 - - 1.56 4.66 7.1 - 1 R - E
6 8.48 - - 3.39 5.09 7.8 K2 1 R - E
7 11.07 - 1.00 1.11 8.96 13.7 K1 1 R - E
8 10.54 - - 4.22 6.32 9.7 K3 2 R - E
9 10.19 - 1.00 1.02 8.17 12.5 K1 1 R - E
10 10.02 - - 4.01 6.01 9.2 K3 2 R - E
11 10.02 - 1.00 1.00 8.02 12.3 K1 1 R - E
12 10.19 - - 4.08 6.11 9.4 K3 2 R - E
13 10.54 - 1.00 1.05 8.49 13.0 K1 1 R - E
14 11.07 - - 4.43 6.64 10.2 K2 2 R - E
15 8.48 - - 2.12 6.36 9.7 K3 1 R - E
16 6.22 - - 1.56 4.66 7.1 K2 2 R - E
17 4.85 - - 0.50 4.35 6.7 - 1 R - E
18 4.24 - - 0.50 3.74 5.7 - 1 R - E
19 4.04 - - 0.50 3.54 5.4 - 1 R - E
20 4.02 - - 0.50 3.52 5.4 - 1 R - E
subtotal 147 110 168 25
TONS METER
FACTOR DE POTENCIA
FACTOR DE CARGA
BROKEN TONS TONELAJE TOTAL
HEIGHT OF BANK BOOSTER 1/3 LB
BURDEN KG. TOTAL
ESPACIAMIENTO KILOGRAMO X METRO
PERFORATED TOTAL METERS
Nª OF DRILLS N° DE FILAS A DISPARAR
TOTAL VOLUMEN ANFO TOTAL
DESIGN OF BLAST LONG DRILLS TJ 1282 N
DATAAND FACTORS OF THE BLAST EXPLOSIVES AND ACCESSORIES
WIDE ANFO
Figura 39. Diseño de carguío

Voladura
FIGURA 40. Parámetros de voladura radial Mina Cerro Lindo

Voladura
FIGURA 41. Voladura de cuerpos en Mina San Rafael - Minsur
Fuente: Cipriani, F. (2013)

Loading
FIGURA 42. Scooptram a Control remoto
Fuente: Atlas Copco (2007-1)

Loading
FIGURA 43. Scooptram a Control remoto

Loading and Haulage
Se utilizan preferentemente equipos LHD para la extracción, carguío y transporte del mineral
hacia estaciones de traspaso, donde es cargado a carros o camiones para su transporte final a
superficie.
FIGURA 44. Scooptram - Dumper

Reinforcement
La aplicación del Sublevel Stoping exige
buenas condiciones de estabilidad tanto de la
roca mineralizada como de la roca
circundante. Por lo tanto no requiere de la
utilización intensiva o sistemática de
elementos de refuerzo.
Las galerías de producción en la base de los
tajeos se fortifican por lo general – según
requerimiento – mediante pernos cementados
o pernos y malla de acero (incluso shotcrete),
atendiendo a las condiciones locales de la
roca.
En los subniveles de perforación se puede
utilizar localmente elementos de refuerzo
provisorios cuando las condiciones de la roca
así lo requieran.
FIGURA 45. Cable bolting – Zinkgruvan, Sweden

Backfill – Paste Backfill
Relleno de los espacios vacíos:
85% : relleno en pasta.
15%: relleno de labores de avances.
Mina Cerro Lindo
FIGURA 46. Planta de relleno en pasta en UMCL
Parámetros:
P.E. mineral Insitu : 4.55
P.E. Relleno : 2.90
Slamp : 8”
Altura de relleno : 30 m
Ratio (Ton Cemento/Ton–Relave) = 3 %
UCS critica de diseño : 1 Mpa con fs: 1.5
Resistencia : 0.85 – 1 Mpa (luego de
3 meses de secado de los tajeos).
Aplicación del relleno en pasta con la finalidad de :
• Ayudar en la recuperación de los tajeos secundarios adyacentes.
• Proporcionar sostenimiento regional y limitar la subsidencia.
• Proporcionar un método de depositacion de relaves

Backfill – Relleno consolidado
Mina Izcaycruz
FIGURA 47. Relleno con empleo de scooptrams
La mina Iscaycruz cuenta con una planta de
relleno cementado (agregado cementado) la
que permite cubrir las demandas de la
operación.
El ingreso de relleno a la mina es vía camiones
hasta la chimenea de relleno. De esta
chimenea se distribuye el relleno a los
diferentes tajeos mediante equipos de acarreo.
La dosificación del relleno agregado
cementado es la siguiente:
grava : 86 %,
relave cicloneado : 10 %,
cemento : 4 % y
relación agua / cemento: 1 / 1.

5
Tema:
SUBLEVEL STOPING

Costo de rotura de mineral
Ejemplo: Mina de 3,000 ton/día
Volumen de Produccion por tajeo 30,413 ton Perforacion de Produccion 286 taladros/tajeo
Longitud del tajeo 80.00 m Taladros perforados - Precorte tal/tajeo
Ancho de Minado 8.00 m Taladros perforados - Produccion 286 tal/tajeo
Altura de bancos de minado 15.00 m Inclinacion de taladros 90 grados
Densidad 3.20 ton/m3 m por taladro 15.00 m/tal
Dilución 10%
Recuperación 90%
Voladura Taladros Alivio 0 tal/gdia
Diametro de carguio (entubado): 54.4 mm Burden: 1.40 m
Densidad del Anfo 950 Kg/m3 Espaciamiento: 1.60 m
Broca: 64 mm
Kg explosivo/ m 2.21 Kg/m RMR 60
Total de explosivos tajo 8,841 Kg Indice de perf. 7.09 Ton/m
Factor de carga 0.92 Kg/m3
Factor de carga 0.29 Kg/ton Equipos de Limpieza
Rend. Carguio: 18 tal/Gdia Tamaño de los scooptram 6 yd3
Equipos de Perforacion Distancia de acarreo 150 m
Velocidad de percusión 60 m/hora Rendimeinto Scooptram 6 Yd3 72 ton/hr
Horas Trabajadas SIMBA-Percusión 2.5 hr/gdia Horas Trabajadas SCOOP 7 hr/gdia
Horas Trabajadas SIMBA-Percusión 150 hr/mes Horas Trabajadas SCOOP 420 hr/mes
Rendimiento de Simba 10.00 tal/gdia Rendimeinto Scooptram 6 Yd3 30,240 ton/mes
Rendimiento de Simba 150 m/Gdia Consumo de Petroleo 6.5 Gal/hr
Rendimiento de Simba 9,000 m/mes Horas por guardia 10.28 Horas
Consumo de Petroleo 1.50 Gal/hr
COSTO DE EXPLOTACION - SUBLEVEL STOPING
Perforación vertical hacia abajo

Item Descripcion Unidad Cantidad Cantidad Costo Unitario Vida Util Costo Parcial Costo Total
(Personas) US$/Unidad US$/tajeo US$/ton
1.00 PERFORACION 52,242.65 1.72
1.01 Mano de Obra 4,382.23 0.14
Operador de Simba Gdia 1.30 30.64 73.34 2,921.49
Ayudante Operador de Simba Gdia 1.30 30.64 36.67 1,460.74
1.02 Aceros de Perforacion 33,611.06 1.11
Barra SP T38-RD38-T38 x 4'' p.p 10 14,071.20 305.00 4000 10,729.29
Broca Retractil FP T38 x 64MM p.p 1 14,071.20 200.00 550 5,116.80
Broca Retractil FP T38 x 89MM- casing p.p 562.85 0.00 0.00
Shank COP 1838/1638 T38 x 435 MM p.p 1 14,071.20 285.00 5600 716.12
Broca B T38 x 5'' p.p 0.00 0.87 0.00
Copas de Afilado Jgo. 14,071.20 0.40 5,628.48
Aguzadora de copas Pza 14,071.20 0.00 23.45
Tubo de PVC m. 1,430.00 7.02 10,031.45
Bolsa de Polipropileno Kg. 107.25 0.90 96.31
Cancamos de anclaje Pza 2.00 2.00 4.00
Reflectores de 500 watt Pza 4.00 178.57 714.29
conos de plastico naranja para SLS Pza 10.00 19.18 191.77
Manguera de 1" ( 70 m) m. 70.00 3.53 247.10
Manguera de 1/2" ( 70 m) m. 70.00 1.60 112.00
1.03 Equipos 13,450.24 0.44
Simba hr. 76.61 176 13,450.24
Combustible Simba Gal 114.91 5.75 660.74 0.02
1.04 Herramientas y EPP 799.11 0.03
Implementos de seguridad Gdia 2.60 30.64 6.14 489.54
Herramientas Gdia 1.00 30.64 7.10 217.52
Lamparas Mineras Gdia 2.60 30.64 1.16 92.05

Item Descripcion Unidad Cantidad Cantidad Costo Unitario Vida Util Costo Parcial Costo Total
(Personas) US$/Unidad US$/tajeo US$/ton
2.00 VOLADURA 19,923.80 0.66
2.01 Mano de Obra 2,423.75 0.08
Maestro cargador de explosivos Gdia 1.30 15.89 44.00 908.91
Ayudante cargador de explosivos Gdia 2.60 15.89 36.67 1,514.85
2.02 Explosivos y accesorios de voladura 13,020.53 0.43
Semexsa 80% 1 1/4X8 Pza. 1144.00 0.54 618.90
Examon "P" (bls. X 25kg.) Kg. 8,841.10 0.92 8,092.52
Guias Ensambladas Carmex de 7" Pza. 14.00 1.57 22.04
Exel periodo largo del Nº 1 al Nº 400 de 15 mPza. 1,144.00 3.70 4,229.37
Guia de seguridad m. 0.00 3.70 0.00
Mecha ràpida de ignition m. 4.00 0.29 1.16
Cordòn Detonante Pentacord 4gr m. 250.00 0.23 56.54
2.03 Equipos 3,801.60 0.13
Cargador de Anfo Ton 30,412.80 0.13 3,801.60
2.04 Herramientas y EPP 677.92 0.02
3.00 ACARREO 67,827.51 2.23
3.01 Mano de Obra 4,602.47 0.15
Operador de Scooptram Gdia 1.30 60.34 58.67 4,602.47
3.02 Insumos 153.62 0.01
Mangas de ventilación 30" m. 40.00 3.84 153.62
3.03 Equipos 62,070.44 2.04
Scooptram 6yd hr. 422.40 96.88 40,921.48
Combustible Scoop Gal 2,745.60 5.75 15,787.20 0.52
Ventilador de 32,000 CFM hr. 1,091.83 4.91 5,361.77
3.04 Herramientas y EPP 1,000.99 0.03
TOTAL COSTO DIRECTO (US$/tn) 139,993.97 4.60

Costo de Mina
Burden m 1.40
Espaciamiento m 1.60
Area m2 2.24
Perforación $/ton 1.72
Voladura $/ton 0.66
Acarreo $/ton 2.23
Costo de Rotura $/ton 4.60
Transporte $/ton 1.50
Relleno $/ton 4.00
Servicios Auxiliares $/ton 1.00
Costo de Minado $/ton 11.10
Costo de Minado $/ton 11.10
Costo de preparación $/ton 5.00
Costo de desarrollo $/ton 2.00
Costo de Mina $/ton 18.10

6
Tema:
SUBLEVEL STOPING

En el Sublevel open stoping, el mineral se
recupera en tajeos abiertos normalmente
rellenadas después de ser minadas.
Los tajeos son generalmente grandes,
particularmente en la dirección vertical. El ore
body es dividido en tajeos separados.
FIGURA 48. Sublevel open stoping
Sublevel Open Stoping
Entre tajeos, secciones de mineral son
dejados como pilares que soportara la caja
techo. Los pilares normalmente tienen forma
de vigas verticales a través del ore body.
Puentes (secciones horizontales de mineral) ,
son también dejados para soportar los
trabajos de minado encima de los tajeos.
Las grandes dimensiones del tajeo influencia
en la eficiencia de minado. La estabilidad del
macizo rocoso es un factor limitante a ser
considerado cuando se seleccione el tamaño
de los tajeos y pilares.

Sublevel open stoping es usado en depósitos de
mineral con las siguientes características:
• Steep dip – la inclinación de la caja piso debe
exceder el ángulo de reposo.
• Stable rock en caja techo y caja piso.
• Mineral y roca encajonante competentes.
• Limites de mineral regulares.
Sublevel Open Stoping
Las galerías para la perforación de taladros largos
son preparados dentro del ore body entre los
niveles principales.
FIGURA 49. Drawpoint
Un diseño simple de drawpoints esta ganando en
popularidad: El carguío de mineral es echo
directamente en el fondo del tajeo dentro del open
stope. Los equipos LHD trabajan dentro y por
razones de seguridad, es operado por control
remoto por un operador ubicado dentro del
crucero de acceso.

Long-hole Stoping
Long-hole stoping es una variante del
sublevel stoping en la cual son usados
blastholes largos con grandes diámetros
(140 to 165 mm). Los taladros son
normalmente perforadas usando la técnica
in-the-hole (ITH) . La profundidad del
taladro largo puede alcanzar los 100 m. El
taladro de 140 mm de diámetro rompe un
pedazo de roca de 4 m thick con 6 m toe
spacing.
FIGURA 50. Bighole open stoping
La ventaja del long-hole stoping comparado
con el sublevel stoping es el factor de
escala. Los ITH-drilled holes son rectos, y la
perforación con precisión puede ser
aprovechada. Los espacios verticales entre
subniveles pueden ser extendidos desde 40
m con sublevel open stoping a 60 m con
long-hole stoping

FIGURA 51. Bighole sample pattern,
Mount Charlotte, Australia
FIGURA 52. Bighole drill rig with automatic controls and
tube carousel for 50 m long holes, Mount Charlotte,
Australia
Long-hole Stoping

FIGURA 53. VCR mining, primary stopes
Vertical Crater Retreat
VCR esta basada en la técnica crater blasting
en la cual potentes cargas explosivas son
colocados en taladros de gran diámetro y
disparados. Parte del mineral disparado queda
en el tajeo luego del ciclo de producción,
sirviendo como soporte temporal para las cajas.
Los diámetros de los taladros varían desde 140
a 165 mm, . Para 165 mm de diámetro, un
diseño de perforación de 4m x 4 m es típico.
VCR mining es aplicable en condiciones
similares al sublevel open stoping. VCR es una
técnica simple con perforación ITH.
Los taladros son rectos y las desviaciones son
mínimos. La “cara libre” ya no es el slot vertical
sino la cara horizontal inferior del block que esta
siendo minado . Las potentes cargas del VCR
envuelve altos riesgos para dañar las
estructuras de la roca similar al sublevel open
stoping.

FIGURA 54. VCR mining, recovery of secondary stopes
Cargas explosivas adyacentes ayudan en romper
la roca, normalmente aflojando una rebanada de
3m de mineral que cae en el vacío.
El mineral es cargado desde los tajeos a través
del undercut usando los equipos LHD con
control remoto o recuperados por un drawpoint
system debajo del tajeo. Los tajeos pueden o no
ser rellenados.
Los taladros son cargados usando potentes
cargas contenidas en una sección corta. Esas
crater charges están ubicadas a una especifica
distancia encima de la superficie libre.
Los taladros se agrupan de tal manera que las
cargas estarán en la misma elevación y
profundidad.
Primero, la profundidad del taladro es medido,
luego el es bloqueado en la altura apropiada. Las
cargas explosivas son bajadas, y el taladro es
taconeado con arena y agua ubicadas en la parte
superior de la carga.

El slot vertical es reemplazado por un slot
horizontal (undercut) creado en el fondo del
block en el nivel de extracción.
Desde el nivel de perforación son perforados
taladros paralelos de gran diámetro (6.5”)
hacia el undercut (figura 55).
Cargas cortas de explosivos son bajadas
ligeramente encima del techo del undercut.
Esas cargas son detonadas creando un
crater. El tajeo avanza verticalmente hacia
arriba.
En este sistema, el nivel de mineral roto
remanente en el tajeo puede ser controlado
proporcionando variados niveles de soporte
de las cajas del tajeo.
FIGURA 55. Diagramatic representation of vertical retreat mining

FIGURA 56. Sección longitudinal – Avoca Longhole Stope
Avoca Mining (Longitudinal Mining)

Avoca Mining (Longitudinal Mining)
• El método Avoca permitirá cortes de acuerdo a las condiciones de estabilidad de la
caja prevaleciente.
• Son utilizados en cuerpos de menor competencia y mayor continuidad en la corrida
del mineral.
• Los tajeos pueden ser de 15m a 30 m de altura y el ancho de la veta será tajeada por
completo.
• El subnivel superior contiene una galeria utilizada para rellenar el tajeo desde el
extremo opuesto al corte.
• El mantenimiento de un espacio de 15 a 20 m entre el minado de avance y la cara del
relleno, reducirá el potencial de dilución. Mientras se va produciendo mineral, se va
rellenando.
• El mineral quebrado será acarreado desde el sub-nivel inferior por equipos LHD de
control remoto.
• El Avoca Minig que es una de las variaciones del Sublevel Stoping es conocido como
Sublevel Benching y como Bench and Fill Stoping.

Transverse Long-hole Stoping
FIGURA 57. Transverse Long-hole Stoping Method
Fuente: Tahoe Resources Inc. ( 2012)

Transverse Long-hole Stoping
• Transverse longhole stoping es un método de explotación masiva en la cual el eje
largo del tajeo y las galerias de acceso están perpendicular al rumbo del orebody.
• En general el método transverse longhole stoping es usada donde la calidad de la
masa rocosa de la caja techo limita la longitud del tajeo en la explotación y el ancho
del tajeo es mayor de 20 m.
• Esta metodologia requiere un mayor desarrollo en desmonte en la caja piso (para
cruceros en la caja piso y drawpoints), sin embargo debido a que cada tajeo tiene un
acceso independiente, se tiene mayor flexibilidad para la secuencia y programación
de la producción.
• Los tajeos denominados primarios pueden ser explotados por sublevel stoping y luego
rellenados con relleno consolidado que puede ser compuesto de relleno hidráulico,
pasta o relleno de roca cementado. Luego se recuperan los tajeos secundarios entre
los block explotados.

Conclusiones
• Sublevel stoping es uno de los métodos más usados en la explotación de mineral de forma
subterránea. El uso de este método ha ido considerablemente en aumento en los últimos
años debido a la aparición de nuevas tecnologías de perforación y voladura subterránea de
taladros largos de gran diámetro.
• Debido a sus características, se necesita de un conocimiento muy riguroso y una
interpretación adecuada del modelo geológico del yacimiento para asegurar el éxito de la
aplicación de este método.
• Aplicable en mediana y gran minería, con un costo de minado relativamente bajo (7 a 14
USD/ton) y una alta productividad mina (> 25 ton/hombre-turno).
• Es necesaria una alta inversión en el desarrollo y la preparación para la explotación, ya que
representa un 30 a 40% de los costos totales.
• La principal ventaja de este método es la eficiencia debido a que la perforación, la voladura
y la extracción del mineral se pueden realizar independientemente entre sí.
• Las variaciones del método se seleccionan para adaptarse a las condiciones del terreno y
las necesidades operacionales de la mina.
• Este método es seguro porque los trabajadores nunca están expuestos a zonas no
aseguradas o inestables.

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