CURSO: MINERÍA SUBTERRÁNEA PROBLEMA PROBLEMADE APLICACIÓN APLICACIÓN DEL METODO METODOCOR CORTE TE Y RELLENO RELLENO 1) Una veta polimetálica se explota por el método corte y relleno ascendente convencional, dividido en 3 tajeos; cada tajeo está separado por una chimenea chimenea de ventilación ventilación y un ore ore pass que que ademá además s sirve para relleno, relleno, la longitud longitud real del tajeo tajeo es de 48 m., con un desnivel de 45 m incluido las galerías de extracción de 2.1 m de altura c/u. Para el plan de minado se cuenta con los siguientes datos: 1. Buzam Buzamiento de veta veta 70º, 70º, poten potencia cia 1.5 m. 2. Equipo Equipo de perforación perforación JacK JacK Leg, Leg, con barreno barrenos s integrales de 5 pies, pies, con una una eficiencia de perforación perforación de 95% 95%, con taladros paralelos al buzamiento. 3. Equipo Equipo de acarreo acarreo y relleno: relleno: convoy convoy con carros mineros mineros de 35 pies3 de capac capacidad; idad; 10 carros/conv carros/convoy. oy. 4. Fill factor factor = 0.85%; Swell Swell factor = 0.75 0.75 para para mineral mineral y 0.88 para material de relleno. 5. Tiempo Tiempo de carga: carga: 1 min/carro min/carro y descarga descarga es es de 0.5 min/carro; tiem tiempos pos muertos = 1.5 min/ciclo. min/ciclo. 6. Velocidad Velocidad prom promedio estimad estimada a del del comvoy comvoy : 20 Km/hr con carga carga y 15 Km Km/hr sin carga. carga. 7. Distancia promedio promedio estimada del comvoy= comvoy= 3.2 3.2 Km desde los ore pass hasta hasta la tolva de gruesos y 3.5 Km Km desde la cantera de relleno hasta la chimenea de relleno en promedio. 8. 30%de rell relleno eno se obtiene obtiene de de las estoca estocadas das y labores labores de desarroll desarrollo o de los tajeos. 9. Eficiencia Eficiencia de de ope operac ración ión prom promedio edio = 68% 68% 10. Se deja deja un puente puente de 1.2 1.2 m a ambos extremos extremos del tajo (nivel (nivel superior e inferior) inferior) Se pide calcular: 1) El número número de viajes viajes del mineral mineral y de de relleno/ relleno/tajeo. tajeo. 2) Tiempo estimad estimado o de relleno/tajeo relleno/tajeo si si se emplea emplea 2 horas por por convoy para la distribuci distribución ón del relleno relleno en el tajeo. tajeo. 3) No. De taladros taladros/corte /corte y pies perforados/co perforados/corte, rte, si se tiene tiene 130 TM/disparo TM/disparo,, cuya cuya densidad densidad del mineral mineral esponja esponjado do es de 1.8, para un radio de influencia por taladro de 0.45 m2
2)
Una estructura mineralizada se proyecta explotar por el método de corte y relleno convencional, dividido en 3 ALAS de 30 m cada ala y el desnivel es de 40 m sin incluir incluir las galerías galerías de extracción, en el tajeo t ajeo se dejan puentes de 2 men el nivel superior e inferior. Las ALAS ALAS (paneles) son divididos por Ore Ore Pass y camino por chimeneas chimeneas en los extremos. extremos. Las características características del yacimiento yacimiento y los demás datos para para el sistema de de minado minadoson soncom como sigue: Buzamiento de la veta = 70°; ancho de la veta = 1.3 m. • Equipos de perforación jack leg, con barrenos integrales de 5 pies, con una eficiencia de perforación de 96%, con • taladros paralelos al buzamiento. Para el disparo se emplea dinamita EXSA semigelatinosa de 65%, se cargan ¾ de la longitud del taladro. Durante • el disparo disparo se rompe 10%hacia 10%hacia las cajas. Se realizan 2 disparos por ALA y con un rendimiento de 0.70 m3/taladro. La limpieza se realizan con winches y el • transporte es con convoy de 8 carros con una capacidad de 1.1 m3/carro y con un fill factor de 0.85 tanto para mineral y para relleno. El relleno es abastecido desde las canteras y el 20% es producto de las estocadas. • El esponjamiento para el mineral es de 30% y para relleno de 32%. • Los tiempos de transporte suman 1 hora/viaje para el mineral y 1.2 horas/viaje para el relleno. •
Se pide calcular: 1) factor de carga, en base a la densidad de carga 2) cajas de cartucho de dinamita y metros de guias de seguridad y cajas de fulminantes por disparo y para el tajeo. 3) N° de viajes por disparo y por corte tanto de mineral y para rellenar el tajeo. DATOS: •
• •
SGe = 1.12gr/cc. D = 22mm. 2
SGe(d ) * π
, ( Kg / m) . 4000 SGe = Densidad del explosivo gr/cc. D = diámetro del explosivo = mm. Dc = Densidad de carga = Kg/m.
Dc =
Dinamita EXSA 65%.}
1
2m
m 0 4
2m
70°
PUENTE
3m
1.3m CAMINO OP
Dc
=
1.12( 22) 2 * 3.1416 4000
=
0.4257
Kg . exp losivo m − taladro m 3 5 . 1 = 5
m 8 3 . 1 = h
70°
Longitud de taladro neto perforado * eficiencia de perforación. m. p. 1.53*0.96= 1.47 tal Kilogramos de explosivo por taladro. Kg . exp losivo Kg m. p 3 * 1.47 * = 0.4257 taladro m. p taladro 4
=
0.469 = 0.47
Kg . exp losivo taladro
Volumen disparado. volumen
=
disparo
15m disparo
* 1.3 * 1.38 = 26.91
m3 disparo
Numero de taladros por disparo. N °taladros disparo
=
26.91m 3 / disparo 3
0.70m / taladro
=
38.44
taladros disparo
≅
38taladros / disparo
2
kilogramos de explosivo por disparo Kg . exp losivo disparo
38
taladros disparo
* 0.47
Kg taladro
= 17.86
Kg disparo
Volumen neto roto. 3 Vol. Neto roto = 26.91 (1.1) = 29.60m Factor de carga F .c
=
17.86 Kg . exp losivo 3
=
29.60m / disparo
0.60
kg m
3
2. 2.1 cajas de cartucho de dinamita y metros de guias de seguridad y cajas de fulminantes por disparo y para el tajeo. kg
1 caja de dinamita 65% SGe = 308
=
cartucho
0. 0812
Numero de cartuchos por taladro. 0.47kg
Si tenemos
=
taladro
0.47kg / taladro
=
0.0812kg / cartucho
5.8
cartuchos
≅
taladro
6
Numero de cartuchos por disparo. cartuchos
=
disparo
38
taladros disparo
*6
cartuchos
=
taladro
228
cartuchos disparo
Cajas de dinamita por disparo. cajas.dinamita
=
228cartuchos / disparo
=
308cartuchos / caja
disparo
0.74
caja disparo
Cajas de dinamita por tajeo. 3alas
cajas tajeo
→
=
2
disparos
4.44
ala cajas corte
cajas
;
* 26
corte cortes tajeo
=
0.74
caja disparo
= 115.44 ≅ 115.5
*2
disparo ala
3
ala corte
=
4.44
cajas corte
cajas tajeo
3
2.2 Metros de guía de seguridad. total − guia
=
taladro metro − guia disparo
= 1.77
metros − guia tajeo cajas − guia tajeo
4.8 + 1 = 5.8 pies
=
metros taladro
67.26
= 10.5
= 1.7m/taladro.
* 38
metros disparo
taladros
=
disparo
*2
disparos ala
67.26
*3
metros disparo
alas cortes
* 26
cortes disparo
= 10492,56
metros tajeo
metros tajeo
2.3 cajas de fulminante Se tiene 38taladros/disparo. En cada taladro entra un fulminante. 1 caja = 100 fulminantes. ful min ante
=
38 fulm / disp.
=
38
disparo ful min ante tajeo
ful min disparo
*2
disparos ala
*3
alas corte
* 26
cortes
=
tajeo
5928
ful min
≅
tajeo
59.28
ful min tajeo
1.38 1..3
1.43 30m
volumen disparo
= 15m * 1.43m *1.38m =
29.6
m3 disparo
= 29.6
m3 disparo
*2
alas disparo
=
59.2
m3 ala
Como datos se tiene 2
Capacidad de carro = 1.1m /carro. N° de carros = 8 carros/viaje. %Esponjamiento = 36% mineral = 32% relleno 4
Swell − factor = m 3 transp viaje N °viajes
= 1.1
1
=
1 + %s m3
=
m3
*8 * 0.85 = 7.48 carro viaje viaje
=
3
disparo
0.76
carros
38348m 3 / disp. 7.48m 3 / viaje
m / viaje
=
=
1 + 0.32
m 3 rotos / disp.
disparo vol.suelto
1
29.6(1.3) = 38.48m 3
=
5.14
viajes disparo
suelto disparo
N° de viajes de relleno. vol.insitu
=
29.6m 3 / disparo
vol.neto − rellenar
=
disparo
22.49
3
m transp − relleno viaje
=
7.48
m
3
disp. m
= 100%
3
Estocada
viaje
vol.neto − transportar = 22.49 * 0.8 = 17.93
N °viajes disparo
3
=
17.93m 3 / disp. 3 7.48m / viaje
=
2.4
→
20%
m disp.
viajes disparo
En base a la figura adjunta, que se explota por el método Corte y Relleno Ascendente mecanizado, se aclara que las chimeneas 1, 4 y 6 de servicio y ventilación son de 1.5 x 1.5 m de lado, y se han ejecutado durante el desarrollado y preparación; mientras las otras labores al costado de las chimeneas y uno al centro son los ore pass (2, 3 y 5): Se estima la densidad in-situ del mineral en 2.55 TM/m 3, además se especifican algunos parámetros en el recuadro. Para lo cual se pide determinar: 1. Número de cortes/tajeo, número de disparos/corte y el número de taladros perforados/disparo. Si la perforación es paralela al buzamiento en el tajeo, con una eficiencia de disparo de 95% en dirección a los taladros. El primer corte sobre el puente se considerara con una sección de 12 x 3.6 m, la perforación es horizontal y es con el mismo equipo que el tajeo. 2. Numero de brocas, Varillas de extensión, manguitos y adaptadores requerido para el tajeo, si se emplean brocas de botones de 51 mm de diámetro, Estimándose una vida promedio de: 1350 metros perforados (m.p) para brocas, 1000 m.p para varillas y manguitos, 1400 m.p para adaptadores. 3. Kilogramos de explosivo necesario para el primer corte y en el segundo corte.
5
1. Productividad en el tajeo: 12.5 TM/h-g - Consumo de explosivos : 0.34 Kg/TM. - Metros perforados : 0.89 m.p/TM. 2. Labores preparatorias : 1.7 m/1000TM extraídas 3. Producción Lb. Preparac : 4.1 % 4. Recuperación de reservas : 86% 5. Sostenimiento : Relleno y puentes 6. Mineral roto/disparo : 250 TM/disparo. 7. Sostenimiento temporal : pernos 8. Duración promedio del block : 2 años
Solución Altura minable = 60 – (2.4 +3+3+3.6) = 48 m. A partir del 2do corte Longitud minable = 100 m.
1.2 No. Disparos/corte 7302.69 TM/corte ---------------------- = 29.21 Disp./corte 250 TM/disparo.
Las CH: 1, 4 y 6 son de servicio y ventilación y se desarrollan en la preparación Las CH: 2, 3 y 5 son los Ore Pass
Como dato se tiene: 0.89 m.p./TM.
1.1 No. De Cortes/tajeo A partir del 2do corte.
1.3 Número de taladros perf/disparo.
No. Cortes = 48 m/2.4 m/corte = 20 corte Total de cortes = 20 +1 = 21 cortes/tajeo Se tiene que calcular el volumen de chimeneas a partir del 2do corte, son 3 chimeneas Vol.= 1.5 x 1.5 x 2.4 x 3 = 16.2 m 3 TM = 16.2 x 2.55 = 41.31 TM/Chs. Vol./corte = 12 x 2.4 x 100 = 2,880 m 3 TM =2,880 x 2.55 = 7344 TM/corte TM netas/corte = 7,344 – 41.31 = 7302.6 TM/corte Como se tiene: 250 TM/disparo.
(0.89 m.p/TM) x (7,302.69 TM/corte = 6499.4 m.p/corte Considerando los taladros paralelos al buzamiento, debemos calcular la longitud inclinada del taladro. Long. Inclinada = 2,554 m/tal. Donde : 2.554 ----- 95% X <-------- 100%
L
2.4 m 70º
X = 2.688 = 2.7 m/tal.
6
6499.4 m.p/corte Tal/corte = ---------------------- = 2407.2 2.7 m.p/tal. 2407.2 tal/corte Tal/disp. = ---------------------- = 82.4 0 82 29.21 disp./corte. En el primer corte será: Considerando un avance de 2.554 m y en el primer disparo se resta la chimenea = 1.5 x 1.5 x 3.6 m.
136941.7 m.p No. Varillas = ------------------------ = 137 1000 m.p/varilla 136941.7 m.p No. manguitos = ------------------------ = 137 1000 m.p/manguito 136941.7 m.p No. adaptadores = ------------------------ = 98 1400 m.p/adaptdr.
No. Tal/disp. = 10(12 x 3.6) 1/2 = 65.7 = 66 Tal/disp. Se puede incrementarse un 20% a cada accesorio. m.p/disp = 66 x 2.7 = 178.3
3
Kilogramos de explosivos
No. Disparos/corte = 100 m/2.55m/disp = 39.2 = 39 Total = 178.3 x 39 = 6953.7 m.p/1er corte
Kg de explosivos en el 1er corte.
2
Vol = 12 x 3.6 x 100 = 4320 m3.
No. De brocas, No. De varillas de extensión, No de maguitos y adaptadores.
Vol Ch. = 1.5 x 1.5 x 3.6 x 3 = 24.3 m3. Primeramente se debe calcularse metros perforados reales. m.p/Tajeo = 6499.4 m.p/corte x 20cortes/tajeo = 129,988
Vol. Neto = 4320 – 24.3 = 4,295.7 m3. TM = 4,295.7 m3 x 2.55 TM/m3 = 10954 TM Como dato se tiene: 0.34 Kg/TM.
En el primer corte se tiene = 6953.7 m.p Total = 129,988 + 6953.7 = 136,941.7 m.p. Vida de los accesorios: Varilla y manguitos : 1000 m.p. Broca : 1350 m.p. Adaptadores : 1400 m.p.
Kg. Explosivo en primero corte: 10,954 TM x 0.34 Kg/TM = 3724.37 Kg. En segundo corte: Se tiene 7302.6 TM/corte Kg de Explosivo = 7302.6 x 0.34 =2482.88 Kg/corte. Kg de explosivo por tajeo:
136941.7 m.p No. Brocas = ------------------------ = 102 1350 m.p/broca
2482.88kg/corte x 20 cortes/tajeo = 49657.6 Kg de explosivo total
= 49657.6 + 3724.37 = 53381.97 Kg de explsv.
PROBLEMA No. 4 Considerando la figura de la mina huaron, en donde los Ore pass y la chimenea de acceso y ventilación de 1 m. de lado se ha ejecutado en el desarrollo. El ciclo de minado es: perforación y voladura, limpieza y relleno, se realizan estrictamente en 2 guardias cada una, con una eficiencia de operación de 65%, se pide determinar: 1. Número de taladros/disparo y número de equipos de perforación; si se dispara al final de cada guardia. 3 2. Número de equipos de LHD de 2.5 yad de capacidad 3. factor de potencia y cantidad de explosivo necesario 4. Parámetros del relleno hidráulico
7
Cuando: El ángulo de inclinación del taladro es de 60°; o cuya eff. De avance es de 1 min/p.p; con eff. De perforación de 95%. o La velocidad del Scoop es de 10 Km/hr con carga y de 12 Km/hr sin carga con un tiempo fijo por viaje de 2 minutos, cuyo fill factor es de 0.75% y un esponjamiento de 25%. El tiempo de preparación y secado para el o relleno hidráulico en el tajeo suman una guardia; estimándose la velocidad de la pulpa en 6 m/seg., con un diámetro preliminar de 2.5 pulgadas de tubería y cuya relación sólido/líquido es de 55/45.
Los parámetros del tajeo son : 1. productividad en el tajeo = 9.6 Ton/h.g. Consumo de explosivo = 0.4 kg/Ton o o Metros perforados = 1.29 m/ton. 2. Labores preparatorias = 8.2 m/100 ton. Extraídas. 3. Producción L. preparc. = 9.8% 4. Recuperación de reservas = 90% 5. Sostenimiento = Relleno. 6. Mineral roto/disparo = 135 Ton/disp. 7. Sostenimiento temporal = puntales de madera 8. Duración promedio del block = 1 a 1 ½ años.
Solución: De la figura se puede observar que no se deja algún puente por encima de la galería de extracción; se supone que la galería no mide los 3 m. posiblemente sea de 2.5 m y medio metro de losa que total sumarían 3metros. Donde la altura minable = 40 – (3 +2.4) = 34.6 m. El primer corte tiene una altura de 2.5 metros; entonces la altura minable desde 2do corte será = 35.6 – 2.5 = 32.1 m. Longitud minable = 100 – (2 x 1 +1/2) = 97.5 m. Divididos en tres paneles será = 32.5 m/panel. El ciclo de divide en: 2 guardias por etapa. Es decir:
o o o
Disparo = 2 guardias Limpieza = 2 guardias Relleno = 2 guardias (incluido preparación y secado.
L = 1.5/sen60° = 1.73 La longitud inclinada a romper = 1.73 m La longitud real perforado es = 1.73/0.95 = 1.82 m/tal.
8
Si sabe que se realiza 2 disparos/panel Ciclo = Tf + Tv Vol/panel = 1.5 x 2 x32.5 = 97.5 m3 /panel = 2 disparos. = 48.75 m3/disparo. Vol. Suelto = 48.75 x 1.25 = 60.94 m3 /disparo
TV = 0.05 km/(10 km/h) + 0.05 km/(12 km/h) = 0.55 min/viaje
Comodato tenemos = 1.29 m. perf/ton y = 135 ton/disparo. Donde : 1.29 x 135 = 174.15 m. per/disparo
Tiempo total = 0.55 + 2 = 2.55 minutos/viaje.
Por lo cual podemos calcular el No. de taladros/disparo:
Hrs. Efectivas de operac. = 312 minutos/gdia.
174.15 m. per/dis --------------------- = 95.68 = 96 tal/disp. 1.82 m.per/tal.
Como una guardia = 8 horas = 480 min/guardia Y eff. Operación = 65%
312 min/gdia viajes/gdia = ---------------- = 122 viajes/odia-scoop 2.55 min/viaje
Número de equipos necesarios:
Volumen transprt/equipo-gdia =
Eff. De avance
(122 via/odia)(1.425 m3/viaje.) = 174 m3/odia-eqp.
Teimp/tal
= 1 min/p.p = 3.28 min/m. pef. = 3.28 x 1.82 = 5.97 min/tal = 6 min/taladro
60.94 m3/disk. No. de equipos = ------------------------ = 0.34 = 1 equipo 174 m3/odia-eqpo
3)
si la eff. De operación es 65% entonces :
Factor de potencia y Kg de explosivo necesario por disparo
6/0.65 = 9.23 min/tal. Densidad = (135 ton/dis)/(48.75 m3/disp.) = 2.77 480 min/gdia ----------------- 52 tal/odia. 9.23 min/tal.
Como dato: tenemos = 0.4 kg exp/tonelada.
96 tal/disparo. No. de equipos = ----------------- = 1.85 equip/disparo 52 tal/eqpo-gdia
2) número de equipos LHD de 2.5 yad3 .
96 taldros/disparo (135 ton/disparo)/(96 tal/disparo) = 1.4 ton/tal. Kg. De explosivo/taladro = 0.4 x 1.4 = 0.56 kg/tal.
Como tenemos 60.94 m3 /disparo Capacidad del scoop = 2.5 yd 3 = 1.9 m3 Fill factor = 0.75% Capacidad neta del scoop = 1.9 x 0.75 = 1.425 m3
(96 al/disparo)x(0.56 kg/tal) = 53.76 Kg/disparo
Problema No. 5 Para un plan de minado por corte y relleno ascendente se requiere estimar el número de equipos de acarreo y el tiempo que se necesita para rellenar el tajeo por ciclo, siempre en cuando que se tenga un solo tajeo y en centro se cuenta con un Ore Pass. Las especificaciones técnicas es como sigue: a)Datos del tajeo Longitud de tajeo = 120 m. Potencia = 5.5 m. Altura de corte = 2.0 m. Altura libre de perforación = 3.0 m. Buzamiento = 75° Desnivel = 80 m. Puente = 2.5 m
b) Datos del relleno hidráulico . Diámetro de la tubería = 3 pul. Velocidad de la pulpa = 5 m/seg. Relación sólido/h20 = 60/40 Preparando para relleno = 1 guardia. Secada (percolación) = 3 hrs.
c)Datos del Scoop . Velocidad con carga = 50 m/min. Velocidad sin carga = 80 m/min. Fill factor = 0.8 Capacidad = 2.5 yd 3. Tiempos fijos = 1.5 min/viaje. Eficiencia de operación = 60%. Porcentaje de esponjamiento = 30%
9
Solucion
80 m
5.5m
Puente = 2.5 m Galería extracción
75º 5.7 m
120 m Perf. Volad. Limpieza
Cara libre (L) = 5.5/sen75°
Relleno 3
; Volumen = 40 x 2 x 5.7 = 456 m /disparo.
3
3
3
3
Capacidad Scoop = 2.5 yd x (1m /1.31 yd ) = 1.9 m 3
Volumen esponjado = 456 x 1.3 = 592.8 m
3
Capacidad neta de acarreo = 1.9 x 0.8 = 1.52 m 3
592.8 m /disparo No. de viajes/disparo = --------------------------- = 390 viajes necesarios/disparo 3 1.52 m /viaje-scoop Número de viajes por guardia ¿?. Tiempo de ida = d/v = 40 m/ (80 m/min) = 0.5 minutos Tiempo de vuelta = d/v = 40/(50m/min) = 0.8 minutos Tiempo total = (0.5 + 0.8 )min + 1.5 min = 2.8 minutos/viaje-Scoop Minutos netos/viaje = 8 hr x (60 min/hr) x 0.6 = 288 min/guardia 288 min/guardia Número de viajes/guardia-scoop = --------------------------- = 103 viajes/guardia-Soop 2.8 min/viaje-Soop
390 viajes necesarios/disparo No. de Scoop necesario = ----------------------------------- = 4 Scoops/guardia 103 viajes/guardia -Scoop 10
CALCULO DEL TIEMPO PARA RELLENAR EL TAJEO POR CICLO Volumen a rellenar 456 m3. 2
2
Q = V.A = (Πd /4) x V =
Q = 79. 5 m3/hr
(3.1416 ) [3 pulg x 0.025 m/pulg] 5m/seg x 3600 se/hr ------------------------------------------------------------------4
60% sólidos + 40% h2O
Q (neto solidos) = 79.5 x 0.6 = 47.7 m 3 /hr. Horas de relleno = 456 m3 /47.7 m3 /hr = 9.6 hrs. Horas netas de relleno = 9.6/0.6 = 16 horas/ panel.
11
