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METODO DE EXPLOTACIÓN DE CORTE Y RELLENO ASCENDENTE MECANIZADO (Cut and Fill Stoping) 1. OBJETIVO:
Aplicable a depósitos verticales (vetas) o depósitos de gran tamaño e irregulares.
2. CONDICIONES DE APLICACIÓN Se aplica por lo general en cuerpos de forma tabular verticales o subverticales, de espesor variable desde unos pocos metros hasta 15 o 20 m en algunos casos. Se prefiere a otras alternativas cuando la roca encajadora (paredes) presentan malas condiciones de estabilidad (incompetente). En cambio, la roca mineralizada debe ser estable y competente, especialmente si se trata de cuerpos de gran espesor. El mineral extraído debe ser suficientemente valioso de modo que el beneficio obtenido por su recuperación compense los mayores costos del método.
2.1.
PRINCIPIOS
Consiste en excavar el mineral por tajadas horizontales en una secuencia ascendente (realce) partiendo de la base del caserón. Todo el mineral arrancad es extraído del caserón. Cuando se ha excavado una tajada completa, el vacío dejado se rellena con material exógeno que permite sostener las paredes y sirve como piso de trabajo para el arranque y extracción de la tajada siguiente. El mineral se extrae a través de piques artificiales emplazados en relleno, que se van construyendo a medida que la explotación progresa hacia arriba. Como relleno, se utiliza el material estéril proveniente de los desarrollos subterráneos o de la superficie, también relaves o ripios de las plantas de beneficio, e incluso, mezclas pobres de material particulado y cemento para darle mayor resistencia.
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2.2.
DESARROLLOS
Una galería principal de transporte emplazada a lo largo de la base del caserón, dotada de las correspondientes instalaciones de carguío (buzones). Subnivel de corte inicial (undercut), ubicado entre 5 a 10 m sobre el nivel de transporte, y sus correspondientes chimeneas de acceso. Piques o chimeneas de ventilación, acceso y traspaso del material de relleno, comunicadas con la superficie o con un nivel superior.
2.3.
ARRANQUE
Se puede realizar con perforación horizontal como también vertical hacia arriba (bancos invertidos). Ambas Ambas soluciones tienen ventajas y desventajas. Dependiendo de las dimensiones del cuerpo mineralizado, espacios disponibles y capacidad productiva, es posible utilizar perforación manual (jack-legs o stopers) como también equipos tales como jumbos o wagon-drills.
2.4.
MANEJO DEL MINERAL
El manejo del mineral arrancado en el caserón consiste en cargarlo y transportarlo hasta los piques artificiales de traspaso. Dependiendo de las dimensiones del caserón y de la capacidad productiva de la faena, esta operación puede ejecutarse con palas manuales y carretillas (minería artesanal), palas de arrastre o scrapers, y también con equipos cargadores sobre neumáticos LHD. En la base del caserón, los piques de traspaso descargan el mineral por intermedio de buzones a carros de ferrocarril o camiones.
2.5.
VENTILACIÓN
Por lo general, el aire es inyectado a los caserones desde el nivel de transporte a través de chimeneas de acceso. En los frentes de trabajo, al interior del caserón, se utiliza ventilación secundaria mediante ventiladores auxiliares y ductos. El aire viciado se extrae por las chimeneas de ventilación y/o de acceso hacia el nivel superior, y luego es evacuado incorporándolo en el circuito general de ventilación de la mina.
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2.6.
SOSTENIMIENTO
Teniendo en cuenta que este método se aplica en cuerpos tabulares con roca encajadora poco competente, la práctica habitual es el apernado sistemático de las paredes, incluyendo cintas metálicas, malla de acero o cables según las condiciones de terreno. El techo mineralizado se mantiene estable con elementos de fortificación semipermanentes tales como pernos y/o malla de alambre. Entre sus debilidades se pueden señalar las siguientes: • Discontinuidad de las operaciones para permitir la colocación del relleno y los elementos de refuerzo. • El volumen de mineral arrancado en un ciclo de trabajo es relativamente pequeño. • Los requerimientos de mano de obra en actividades no productivas es alto, por lo tanto la productividad del método es baja.
Sin embargo, con los equipos sobre neumáticos disponibles hoy en día, se puede alcanzar un buen nivel de mecanización. La habilitación de rampas de acceso facilita el desplazamiento de los equipos de un caserón a otro, lo que permite mejorar sus rendimientos y, por consiguiente, la productividad del método. En suma, es un método de alto costo, cuya aplicación se justifica cuando el mineral extraído tiene un valor asociado importante y las condiciones de estabilidad de la roca encajadora son precarias.
3. DESARROLLO Y PREPARACIÓN La zona sur y norte del nivel –600 tiene una rampa en espiral con gradiente de 15%, paso de rampa de 20 m. Sección de 4 m x 3.5 m. Y un Ore Pass tal que permite el transporte de mineral de todos los tajeos. A partir de la rampa se tiene cada 20 m. Un bucero de estas sub niveles paralelos a la ubicación de los cuerpos mineralizados. La preparación para la explotación de un tajeo consta de la construcción de una chimenea de ventilación; construcción de la rampa de acceso 15% denigración negativo, sección de 3.5 m x 3.5 m. A partir del sub nivel hacia el cuerpo y en mismo que sea realzando conforme avanza la explotación hasta tener un acceso del 15% de gradiente positivo: La altura de banco es de 5 mt. Aproximadamente la altura de la cara libre respecto al piso es de 1 m y del ancho de tajo promedio es de 6 m.
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3.1.
PERFORACIÓN Y VOLADURA
La perforación se realiza con jumbo Electro hidráulico, diámetro de 45 mm, malla de perforación 1.30 m x 1.40 m, en los taladros de techo y /o perímetro de espaciamiento 0.65 a 0.70 m. Para el efecto de voladura controlada en el techo del tajo, altura de la cara libre 1.0 m, ancho del tajo 5.6 m, longitud del taladro 4.5 m y altura de corte 6.0 m . Se usa como cebo
la Iremita
62 (dinamita), como carga de columna el agente
de voladura es el Nitrocem “O”
(Anfo)
y de accesorio de voladura cordón
detonante 3GN, tecnel (fulminante antiestático no eléctrico MS de 5.2 m), mecha de seguridad y fulminante # 6, el carguio de los taladros con el cargador neumático del anfo Penberthy sobre el del Scissor Lift.
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4. EVOLUCIÓN DE LOS MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN El yacimiento explotado con este método es conocido desde el siglo XV, ha sido trabajado en forma artesanal hasta el año de 1942. En el año de 1979, se culmina con la ejecución de la actual planta de flotación contando con sistemas modernos de izaje, chancado y concentración de mineral controlado electrónicamente.
La mecanización en la construcción de chimeneas mediante plataformas Alimack; mecanización en el avance de frentes de desarrollos y explotación con jumbos Neumáticos e Hidráulicos, la adquisición de equipos de perforación Upper Drill y al adquisición de Scoops Diesel de 3.5yd3 .Volquetes de bajo perfil de 13,5 y 16 Ton; permitió la mecanización del corte y relleno ascendente con perforación en breasting llegando a concentrar la explotación en 10 tajeos.
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Figura 3.1 Vista General de Método Cut and Fill A mediados de 1996 se implemento el corte y relleno ascendente con acceso libre mediante rampas involucrando el 50% de los tajeos, tal cambio permitió mejorar los índices de productividad; se experimento en dos tajeos pilotos el Sublevel Stoping con resultados satisfactorios. En 1997 por primera vez en Perú (Cia Minera MILPO) se inicia la explotación Mecanizada con Jumbos Electro hidráulicos en dos tajeos con el método de corte y Relleno Ascendente con perforación en Breasting.
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4.1.
MÉTODO DE EXPLOTACIÓN
El mineral roto es cargado y extraído completamente del tajo, cuando toda la tajada a sido disparada, el volumen extraído es rellenado con un material estéril para el soporte de las cajas, proporcionando una plataforma mientras la próxima rebanada sea minada. El material de relleno puede ser una roca estéril proveniente de las labores de desarrollo en la mina y es distribuido mecánicamente sobre el área tajeada: así mismo en el minado moderno de corte y relleno es práctica común el uso del relleno hidráulico; este material procede de los relaves de la planta concentradora, mezclando con agua y transportando a la mina a través de tuberías; cuando el agua del relleno en tajeos es drenado entonces queda un relleno competente con una superficie uniforme, en algunos casos el material es mezclado con cemento que proporciona una superficie mas dura, que mejora las características del soporte. El método de minado actual usado por la Compañía Minera Milpo- Unidad El Porvenir, es el Corte y Relleno Ascendente con acceso libre y perforación en breasting altamente mecanizada, por lo que se espera un alto nivel de productividad y mejor estabilidad de los hastíales y de la caja techo. El minado de corte y relleno es en forma de tajadas horizontales comenzando del fondo y avanzando hacia arriba.
5. DISEÑO DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN A partir de una rampa principal se desarrollan accesos de 57mts de longitud en promedio con gradientes de -15% hacia el cuerpo y tendrá un acceso a cada corte sucesivo, disminuyendo la inclinación, primero a -7.5%, +7.5% hasta el acceso final con inclinación de +15%, estos nos permitirán realizar 4 cortes; el solo hecho de tener siempre el acceso libre, permitirá mejorar la utilización de los equipos.
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METODO DE EXPLOTACION CORTE Y RELLENO RELLENO CON CON ACCESO ACCESO LIBRE LIBRE
CON PERFORACION EN BREASTING CHIMENEA DE VENTILACION
57.00 m. TAJEO RAMPA ESPIRAL 15% 5.00 m
.
.
m 0 2
. m 0 2
ORE PASS
R AM PA D E P R OD U CC I ON 15 %
CORTE Y RELLENO MECANIZADO
Fig. 3.2: Diseño de Corte y Relleno en Breasting
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Los accesos son de seccione de 4X3.5mts hacia la parte central de los cuerpos, entonces por cada tajeo se diseña 2 o 3 frentes de ataque en breasting a lo ancho del yacimiento. Con el corte y relleno mecanizado en la profundidad de la mina espera que alcance a 62 ton/h-g.
5.1.
LOS ESTÁNDARES DE DISEÑO:
- Galerías Principales: Sección
: 4.0m x 3.5m.
Sección
: 4.0m x 3.5m.
Sección Gradiente Longitud
: 4.0m x 3.5m. : -15% a +15% : 60 m.
Principal
: 3.0m diámetro
Auxiliar
: 1.8m diámetro
Echadero
: 2.1m diámetro
- Subniveles: - Rampas de acceso a tajos:
- Chimeneas de Ventilación:
- Tajos: Altura corte : 5.0m. Altura cara libre: 1.0 m Altura total Tajeo: 6.0 m. Altura de línea de relleno: 1 m. del techo. Nuevo corte: acceder de acuerdo a la gradiente correspondiente al corte.
Cortes estándar del Breasting, alturas y gradientes
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5.2.
GEOMETRÍA DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN
5.2.1. MECANIZADO: – Se accede desde los niveles de desarrollo directamente con equipo LHD – Las dimensiones son de hasta 40m de largo con alturas de caserón que pueden llegar hasta 8m. – El relleno consiste en relaves con algún nivel de cemento dependiendo de la competencia de la roca de caja – Los equipos consisten en jumbos, LHDs, Stopers, jumbos apernadores – El costo de este método varía en el rango 25-40 $/t
5.2.2. CAUTIVO:
El equipo se deja cautivo en el caserón Extremadamente costoso y se aplica en vetas de baja potencia Generalmente los caserones se rellenan con rellenos hidráulicos Los equipos utilizados consisten en:jacklegs, stopers, slushers, Cargadores Cavo. – El costo de este método varía en el rango 35-60 $/t
– – – –
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Fig. 3.3: Cortes estándar del Breasting
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La siguiente Fig. 3.4 nos muestra en planta y en sección el acceso hacia veta 3N en el Nivel 1120, zona Sur. Esta labor se tubo que proyectar con -17% para comunicar al corte anterior en el -1140 ya que no se inició adecuadamente, como se puede notar en esta figura se desarrolló 15 m con una pendiente de 0%, debiéndose haber realizado con -15% desde el inicio del acceso. En este caso no se podrá corregir por lo que la labor ya se encuentra en realce.
Fig. 3.4 Observaciones del diseño de minado
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Fig. 3.5 Observaciones del diseño de minado
La Fig. 3.5 nos muestra en planta la distancia de transporte del Scoop R1600 de 6 yd3; según estudios e informes sobre el rendimiento de estos equipos, se tiene que la distancia óptima de transporte es de 130m. Esto se debe a que el único OP que llega hasta el nivel 1170 es el OP2A; para mejorar este inconveniente es necesario rehabilitar el OP2 desde el Sn -870 al Sn -970 y posterior desarrollo del mismo hasta el nivel -1170.
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(a)
(b)
Fig. 3.6 Observaciones del diseño de minado
La Fig. 3.6 nos muestra en planta las labores actuales que se viene aperturando, también se hace un comparativo con respecto a la información geológica, que es un punto importante para un buen diseño de los accesos. En función a la información entregada por geología diciembre del 2006, se procede al diseño de los accesos, como se observa en el grafico (a) estábamos a 50 m del Nivel principal, ya con la información de mayo del 2007 ahora nos encontramos a 35m del Nivel principal. Esto hace que se cambie tanto el proyecto como también se reajuste la gradiente.
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Fig. 3.7 Secuencia de cortes estándar de Breasting mecanizadoo
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6. CICLO DE MINADO El ciclo de minado está conformado por perforación, voladura, acarreo y limpieza, además se debe mencionar que la ventilación, el desatado y sostenimiento son fundamentales durante todo este ciclo. Luego de que se llegue al extremo del cuerpo, se procede al relleno detrítico dejando una altura de 1.5 m. inicialmente entre el relleno y el techo, para luego ser rellenado con una capa de relleno hidráulico dejando finalmente 1.0 m. al techo. Este sistema ayuda a mejorar la utilización de los equipos, debido a que es posible utilizar los mismos equipos para trabajar 2 ó 3 tajeos en una misma zona.
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CICLO DE MINADO EN TAJEOS “BREASTING MECANIZADO
Operaciones Unitarias con equipos actuales con que cuenta la mina.
Cara Libre
Perforación: se efectúa con jumbos de un brazo y dos brazos de forma horizontal.
Carguío: se realiza con anfoloader
Cara Libre
Limpieza y carguío: se efectúa con scoops de 6yd3 y dumpers de 20Tn.
Cara Libre
Desate: el desate es mecanizado con el Scaler.
Sostenimiento: mecanizado con Scissor Bolter.
Cara Libre
Cara Libre
Fig. 3.8: Ciclo de minado tajeos Breasting Para que haya una mayor estabilidad en los tajeos, se debe evitar la sobre excavación y el daño superficial de la roca ocasionado por los disparos. Para esto es necesario conseguir un contorno especial del techo lo más cercano a lo teórico, con la perforación en breasting y el uso de técnicas de corte como el Smooth Blasting se logra este objetivo (hacer un arco de perforación con vista de las cañas).
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CONTROL DE CICLO DE MINADO Se llevó el control del ciclo de minado de algunos tajeos en la zona norte como son: Veta 1204 acceso 2 Area1, Veta 1204 acceso 2 Area2, Veta CN1-2, Veta CN4 acceso 2 Area3. Se obtuvieron datos de todos los equipos mecanizados que involucran el ciclo de minado.
OBJETIVOS:
Conocer los problemas que puedan ocurrir dentro del ciclo de minado, los cuales retracen al mismo.
Calcular un promedio de duración del ciclo total de minado.
Calcular la duración de cada etapa del ciclo de minado (perforación, voladura, sostenimiento, limpieza, etc.), así mismo hacer los cálculos respectivos y hallar los parámetros o estándares de producción (m/hr. de perforación, m/hr. de perforación para sostenimiento, Tn/hr. de limpieza del scooptram, factor de carga para la voladura).
Calcular las paradas y demoras así como los tiempos muertos que involucran la operación.
Se presenta los cálculos del tajo Veta 1204 acceso 2 Area1, el cual se inició el ciclo de minado el 07 de febrero del 2007 en la primera guardia día y a continuación se describe el ciclo de perforación:
6.1.
PERFORACION: Equipo Jumbo de dos brazos, Axera 117
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6.1.1. MALLA DE PERFORACION:
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6.2.
VOLADURA: Equipo Anfoloader L 111
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Cálculo del factor de carga: Para el carguío del frente se empleó 6 sacos de Anfo de 25kg cada uno, haciendo un total de 150kg. Dimensiones del tajo: 5.5 m. x 7.5 m. y considerando 4.5 m. de profundidad de taladro (15 pies aproximadamente), se obtiene un volumen de 185.63 m3 y con un peso especifico de 3.5 Tn/m3. resulta 649.69 Tn. Factor de carga para el tajo = 150 Kg/649.69 Tn = 0.23 Kg/Tn.
6.3.
LIMPIEZA: Equipo Scooptram 115
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6.4.
DESATADO: Equipo Scaler 119
6.5.
SOSTENIMIENTO: Equipo Scissor Bolter.
P á g i n a | 23
espera de equipo 33% tiempo de operacion 43%
tiempo muerto 5%
espera por relleno 19%
7. CONCLUSIÓN 1. Es un método bastante versátil, con un rango de aplicación amplio, especialmente en condiciones de roca incompetente o de características impredecibles. Permite una buena recuperación y selectividad de las
reservas , se pueden obviar sin problemas las irregularidades del yacimiento . Los sectores estériles pueden quedar como pilares, como
asimismo es posible dejar en el mismo caserón mineral tronado de baja ley. La dilución es controlable utilizando sistemas de soporte adecuados.
8. BIBLIOGRAFIA: 2. Guía de la Minería Subterránea Métodos Y Aplicaciones 3. Informes de las Diferentes Empresas Mineras del Perú y de la Minería Chil ena
