Explotación Subterránea por corte y relleno descendente (página 2)

• Uniformidad de mineralización:
  Moderadamente, variable (puede encasillar material
  estéril en tajeo).

• Factores Técnicos

• Equipos de perforación.- Corte y
  relleno descendente es adaptable a equipos convencionales
  (jack leg y stoper).

• Método de rotura de mineral.- La
  rotura se puede hacer con maquinas patilladoras o Pickhammer,
  en terrenos suaves; en terrenos que necesita explosivos se
  perfora con un trazo de acuerdo al tipo de dureza.

• Diseño y técnicas en voladura.-
  Los subniveles y tajeos se perforan con mallas de 14 a 18
  taladros dependiendo del tipo de terreno con barrenos de 5 a
  6 pies de longitud.

• Sistemas de carguío y acarreo.- La
  extracción o limpieza del mineral se practica con
  winchas y rastrillos hasta el subnivel de explotación
  y de allí son rastrillados hasta los echaderos del
  mineral del cual los motoristas van jalando a los carros
  mineros para finalmente llevar a la cancha de gruesos de la
  planta concentradora, también se usa scooptrams y
  autocargadoras cavo en vez de winches.

• Tipo de sostenimiento en tajeos.- El
  sostenimiento utilizado en este método es el relleno
  hidráulico.

• Parámetros del relleno:

• a) Recuperación y
  clasificación del relave.- La recuperación
  depende de los hidrociclones, por medio de estos, se logra la
  separación de sólidos contenidos en la pulpa
  del relave final proveniente de la planta concentradora, las
  partículas solidas de grano grueso son enviadas a la
  mina como relleno y la pulpa con sólidos finos van a
  la cancha de relave.

• b) Permeabilidad.- El relleno
  hidráulico debe ser permeable debido a que el ciclo de
  operación debe consistir en el tiempo mas corto
  posible. Esto se mide con la prueba de velocidad de
  percolación y debe ser igual o aproximadamente a 4
  pulg/hora, si es menor a 2 pulg/hora, ocasiona el
  fenómeno del embalse de agua, y si la velocidad es
  mayor a 8 pulg/hora, aparece el fenómeno del embudo
  que consiste en la formación de embudos
  pequeños en el interior del relleno, donde el relleno
  fluye a alta velocidad ensanchándose progresivamente
  hasta derrumbarse.

• c) Tamaño de partículas.-
  Es aquella que corresponde al estado natural del material y
  relaciona el volumen de poros y el volumen de los
  sólidos. Este parámetro por ser esencialmente
  una relación de volúmenes es una medida que
  controla la compactación de un relleno.

• Factores Económicos

Recuperación del Mineral.- La
recuperación del mineral en este método
puede llegar al 100% ya que el método permite mayor
selectividad.

• Condiciones de
  aplicación del método

• Resistencia de Mineral:.- EL
  mineral utilizado en este método puede ser desde
  Moderadamente débil a resistente.

• Resistencia de Roca.- La roca
  utilizada en este método puede ser débil a
  medianamente débil.

• Forma del depósito:
  tabular, irregular y también discontinuo.

• Buzamiento del deposito:
  Moderado a medianamente pronunciado
  (>45º).

• Dimensión del deposito:
  Estrecho a moderadamente ancho (6" a 100" o 2 a 30m),
  extensiones medianamente grandes.

• Grado de mineralización:
  Medianamente alto.

• Uniformidad de
  mineralización: Moderadamente, variable (puede
  encasillar material estéril en tajeo).

• Profundidad: Moderada a muy
  profunda (típicamente < 400 a 8000 ft o 1,2 a 2,4
  km).

• Diseño de
  construcción del método de
  explotación

Preparación

La preparación para el método corte y
relleno consiste en la elaboración de las siguientes
labores:

• Galerías o cruceros.

• Chimeneas y caminos.

• Rampas.

• Sub nivel de extracción.

• Tajeos.

• La preparación del Sill.

Galerías o Cruceros.

Para bloquear se necesita la apertura de galerías
o cruceros, de acuerdo al tipo de yacimiento (cuerpos o vetas).
Cuando se trata de vetas, el desarrollo se
realiza fuera de veta, denominándose cruceros o labores
paralelas, los que van a servir de acceso, transporte,
conducción de tuberías de aire, agua y relleno
hidroneumático, cuya sección puede ser de 8"x8" o
7"x8" (2.1×2.4 m.). En los cuerpos, las galerías se pueden
construir en el centro del cuerpo o también fuera del
cuerpo con las dimensiones ya conocidas, solo en el caso de las
galerías se hará con sostenimientos de cuadros de
madera o arcos
de acero en toda la
longitud de la labor. Estas galerías sirven de transporte
y de servicio
(servicios
auxiliares) indistintamente.

3.3 Chimeneas y Caminos

Las chimeneas se utilizan en la extracción las
cuales se comunican de nivel a nivel, fuera o dentro del
yacimiento. Se perforan con dos o tres compartimientos,
sostenidos con cuadros de madera de 5"x5"x7" (1.5×1.5×2.1 m.) uno
de los cuales es el camino donde se encuentran los descansos y
las escaleras; el otro compartimiento forma parte del echadero
del mineral, con una buena estructura de
sostenimiento y diseño
especial; los que podrían ser anillos de madera;
también podrían ser Sheck Board, los que tienen
descansos en cada piso en forma alternada en los que el mineral
va formando inclinados de tal manera que la caída del
mineral va siendo amortiguada por el mismo material, protegiendo
la estructura del echadero. Con tuberías de acero de 38""
(96.5 cm) de diámetro, construida con planchas de acero
cuyo espesor puede ser de 1/4 o 1/8 de pulgada. Cada chimenea
tiene un radio de acción
de 400 pies (122 m.) aproximadamente.

Entre los criterios que se toman en cuenta para
determinar la ubicación de las chimeneas se consideran la
cantidad de tonelaje que habrá de transportarse por cada
una de ellas y la distancia de transporte con locomotoras. Las
chimeneas pueden estar ubicadas en el centro o extremo del
área de explotación; la distancia entre chimeneas
oscila entre 40 a 80m dependiendo del diseño de minas. El
Chut y camino va a ser fundamental en la extracción del
mineral, sirve para la ventilación y reconocimiento del
cuerpo, instalación de tuberías de agua y aire;
cables eléctricos y tuberías de relleno
hidroneumático. Sirve también para la
evacuación del agua proveniente del relleno.

3.4 Rampas.

Se construyen rampas que intercomunican el nivel
superior (de servicio), con los horizontes de trabajo, que
se encuentran debajo de este nivel; de este modo las rampas
sirven únicamente para que los equipos salgan a mantenimiento
y reparaciones mayores y se ubican fuera del cuerpo mineralizado
en terreno duro. Estas rampas tienen una sección de 10
pies x 9 pies en promedio y una gradiente de 20%
aproximadamente.

3.5 Sub Nivel de extracción

A partir de la chimenea se construyen los subniveles de
extracción, totalmente con cuadros standard para
galerías con una longitud que depende del tipo de
yacimiento o del diseño de minas.

3.5.1 Rotura del subnivel

A medida que se avanza con la rotura se va colocando
puntales de sostenimiento o postes en los extremos de los
redondos que se han tendido en la etapa de relleno en el piso
superior.

La perforación se realiza con maquinas
perforadoras Jacklegs, con mallas que varian de 14 a 18 taladros,
dependiendo del tipo de terreno con distancias entre 2 a 3 pies y
con barrenos de 5 o 6 pies de longitud (fig.2), se dispara con
dinamita de 45%, con fulminantes Nº6 y mechas de seguridad.

Figura Nº2

Trazo de perforación en
U.C.F

3.5.2 Limpieza del subnivel.

La limpieza se realiza con winchas de arrastre de 2
tamboras. Esta operación se realiza hasta llegar al
contacto o la longitud que se ha proyectado de acuerdo al
diseño de minas.

El subnivel es el que varia de dirección de acuerdo a las variantes del
método de corte y relleno descendente (diferente
dirección en la variante C.Y.R.D Michi y la variante
C.Y.R.D. Superpuesto. El subnivel de extracción va a unir
todos los paneles o tajeos y sirve para la, extracción del
mineral proveniente de la explotación de los tajeos
paneles. Este subnivel se construye para cada piso de
explotación y se mantienen abiertos hasta concluir el
minado de todo el horizonte.

3.6 Tajeos

3.6.1 Rotura de los tajeos

La explotación misma se inicia a partir del
subnivel de ataque, pudiendo iniciarse simultáneamente de
una disposición similar al método de cámaras
y pilares, dejando intercalados y una cámara y un pilar y
una vez completado esta disposición se rellena las
cámaras y luego se cortan las restantes y el rellenado se
realiza en forma similar.

Los tajeos no utilizan sostenimiento provisional exepto
cuando se encuentra problemas de
lozas defectuosas o dañadas u otras causas, para las que
se utiliza sostenimiento con cuadros de madera de 10×10 pies de
la siguiente manera.

A medida que se avanza con la rotura se va sosteniendo
con redondos dejados en el Sill, con puntales de sostenimiento
que llevan plantillas en el piso, para que no se hunda el puntal
en el terreno suave.

Los cortes se van haciendo en retirada, primero se rompe
el panel del fondo y se va retrocediendo en forma alternada hasta
el echadero.

La rotura se puede hacer con maquinas patilladora o
pickhammer, en terrenos suaves. En terrenos que necesitan
explosivos se perforan con un trazo de acuerdo al tipo de
dureza.

La sección de tajeos llega hasta 14×14 pies, la
longitud no sobrepasa os 150 pies.

3.6.2 Limpieza del tajeo

La extracción o limpieza del mineral se practica
con winchas y rastrillos hasta el subnivel de explotación
y de allí son rastrillados hasta los echaderos del
mineral, del cual los motoristas van jalando a los carros mineros
para finalmente llevar a la cancha de gruesos de la planta
concentradora

3.7.1 Preparación del Sill (Relleno del
tajeo).

La preparación para el relleno, se inicia cuando
se ha terminado de limpiar el mineral de un panel (fig.
3),

Figura Nº3

Redondos colocados en U.C.F

Se nivela el piso el piso, se va tendiendo redondos de
8" de diámetro por 10 pies de longitud, en forma
transversal al eje del panel y espaciados a 5 pies de cada
redondo, luego se, luego se colocan dos cables en forma
longitudinal. Se entabla en forma transversal a los redondos con
espaciamiento de 6 pulgadas. También se entablan las
paredes laterales. La entrada se cierra, con puntales y se
entabla; finalmente con poliyute, para contener el relleno
hidroneumático.

La cantidad de represas varía de acuerdo a la
longitud de la labor y se prepara cada 40 pies. Finalmente se
instala una línea de relleno con una tubería de 5"
de diámetro que parte desde la bomba de relleno ubicada en
cada nivel.

El relleno se realiza en dos etapas:

• Se echa la mezcla rica en una proporción de
  1:6 (cemento y agregado) hasta la tercera parte de la altura
  de la labor aproximadamente de aproximadamente 3 pies
  y.

• Apenas fragua este relleno, Se completa con una
  mezcla pobre de 1:26 de 6 pies de altura aproximadamente que
  alcanza el techo del tajeo. La construcción de
  represas escalonadas permiten controlar que el relleno
  alcance la parte mas alta abierta del tajeo.

Luego se empieza a preparar el panel del otro flanco,
que ya esta limpiado y así sucesivamente, hasta completar
todo el horizonte de explotación del nivel superior,
incluido el subnivel de extracción. Este es el Sill, que
significa umbral o techo que debe resguardar o soportar todo el
block de explotación.

3.7.2 Perforación y Voladura.- La
perforación se hace ya sea con perforadoras "Jackleg" o
"Jumbo".

Los trazos utilizados son simples debido a las
características del terreno. Generalmente, los taladros se
espacian a una distancia de 3 pies; los cortes que se utilizan
generalmente, son el "corte quemado" y "corte V".

Los explosivos usados son los convencionales. Cuando el
terreno se presenta duro y consistente se emplea ANFO mientras
que en terrenos suaves y con presencia de agua, se emplean
cartuchos de dinamita con 60% y cargados manualmente, con
fulminante Nº6, guías de seguridad, conectores
simples y cordón de encendido.

3.7.3 Acarreo y transporte

Para el acarreo del mineral de los tajeos hacia los
echaderos se usan las palas CAVO 310 y 511 y los "scooptram"
eléctricos o diesel. El transporte de mineral en
galerías es con locomotoras "trolley" y carros
"gramby".

3.8 Variantes del método

Las variantes del método Corte y relleno
descendente, se aplican unas a cuerpos, otras a vetas, las mismas
que dependen de la correlación que exista entre el eje del
subnivel de explotación o el eje del panel de
explotación del piso inmediatamente superior.

3.8.1 Corte y Relleno descendente
superpuesto.

En esta variante los tajeos utilizan tanto en el
subnivel de explotación o en el panel de
explotación ejes con la misma dirección u
orientación del piso inmediatamente superior, hasta la
terminación del bloque o hasta el nivel inferior. Se
emplea en la explotación de vetas o la recuperación
de pilares.

3.8.2 Corte y Relleno descendente
alterno

En esta variante para iniciar la rotura en el piso
inmediatamente inferior, los ejes de los tajeos son desplazados
paralelamente con respecto a los ejes del tajeo superior una
distancia igual a la mitad del ancho del tajeo, no hay
superposición del eje de los tajeos, por ello cuando uno
avanza con la rotura del techo va apareciendo la mitad de los
redondos tendidos en el piso del relleno superior. Y cuando se ha
terminado en toda la longitud del tajeo se apreciara en el techo
dos lozas con sus respectivos redondos, trabajando en voladizo
(fig. 4).

Figura Nº3

CORTE Y RELLENO DESCENDENTE
ALTERNO

3.8.3 Corte y relleno cruzado o michi

Se caracteriza porque para iniciar la rotura de piso
inferior, el eje del subnivel de explotación se desplaza
en forma perpendicular al eje del subnivel de explotación
del piso superior. Por ello en estos tajeos el sostenimiento
provisional utiliza las lozas apoyadas en las paredes de los
tajeos adyacentes. La loza trabaja como una viga perfectamente
empotrada en ambos extremos o como un puente, por lo que ya no es
necesario reforzar con redondos en la loza, ni con puntales de
sostenimiento.

Al terminar la explotación de un piso, se baja al
nivel inferior girando nuevamente los ejes en 90º, de tal
manera que dichos ejes y lozas siempre aparecen como vigas
cruzadas en los techos de los nuevos tajeos en explotación
(fig. 5).

Figura Nº5

Corte y Relleno Descendente
Michi

• Problemas
  aplicativos

4.1 Costo total por
tonelada métrica explotada

Según el siguiente grafico y los
datos de
explotación por cada tonelada métrica de mineral
extraído, sabiendo que las galerías, chimeneas y
subniveles se construyeron en esteril.

• Costo de enmaderado y poliyute para
  tajeo o subnivel = 14.868 $/m horizontal.

• Costo de explosivos en subniveles y
  tajeos =6.703 $/m horizontal.

• Costo de cemento o arena para tajeo y
  subnivel = 14.157 $/m lineal.

• Costos de mano de obra, energía
  y equipo por día de explotación de tajeos y
  subniveles en operaciones de explotación y relleno =
  161.610 $/día.

• Costos de supervisión = 720.000
  $/día.

• Costos de barrenos en
  perforación en tajaos y subniveles = 120 $/m
  horizontal.

• Costos totales de construcción
  de chimenea = 200 $/m vertical.

• Costos totales de construcción
  de galería = 100 $/m horizontal.

• Costo de otros materiales = 0.08
  $/TM

• Producción diaria = 300
  TM

• P.e. =2.8 TM/m3

Solución

Reservas minables =
42mx39mx2.8TM/m3=68796TM

Sumatoria de longitudes de subniveles y
tajeos=

70tajeosx39m+5x42m=2940m

Sumatoria de longitud de chimeneas = 3mx7x2chimeneas =
42m

Sumatoria de longitud de galerías =
42m + (7m+42m)=91m

Otros materiales =
0,08 $/TM

Costo total por tonelada métrica =
0,598$/TM+0,286$/TM+0,605$/TM+0,537$/TM+5,128$/TM+0,122$/TM+0,132$/TM+0,08$/TM=
7,488 $/TM

4.2 Rendimiento de un
scooptram.

Se tiene un tajeo de explotación por el
método "Michi" de 15" de ancho por 20" de alto; para la
determinación se emplea yumbos hidráulicos que
perforan taladros con una longitud promedio de 12", con una
eficiencia de
disparo del 90%; el peso especifico del material insitu es 2,2
TM/m3, el material después del disparo se esponja 40%.
Este material es evacuado por un scooptram eléctrico de
2,7 m3 de capacidad de cuchara dado por la fabrica, con un grado
de llenado del 82%. Su velocidad de
transporte cargado es 7 km/h y su velocidad sin carga es 10,8
km/h. La distancia promedio del lugar del disparo al echadero es
188m (del echadero que se encuentra en la parte más
lejana). La carga, descarga y maniobra del operador duran 2,6
min/ciclo, la eficiencia de tiempo es 88%,
la disponibilidad mecánica 91%.

• a) Calcular el tiempo de limpieza y el
  número de viajes necesarios.

• b) El rendimiento del scooptram y el tonelaje
  evacuado por día

Solución

Transformando pies a metros.

15"= 4,57 m

20" = 6,10 m

12" = 3,66 m

Longitud de avance =

3,66 m x 0.9 = 3,29 m

Volumen disparado por disparo=

4,57 m x 6,10 m x 3,29m = 91,72 m3

Volumen a Evacuarse =

91,72 m3 + 91,72 m3 x 40% =128,41 m3

Carga útil de cuchara=

2,7 m3 x 0,82 = 2,21 m3

Tiempo que demorara el scoop en evacuar
material de voladura sin considerar menor tiempo disponible para
uso de scoop por eficiencia mecánica, ni eficiencia de
tiempo=

b)

Rendimiento del
scooptram=

3,47 TM/ciclo x 9,37 ciclos/h =32,51 TM/h
Rpta.

Tonelaje evacuado por
día=

32,51 TM/h x 8 h/turno x 3
turnos/día= 780,24 TM/día Rpta.

4.3 Dilución en
tajeos

En el siguiente grafico se muestra un
horizonte de explotación del método corte y relleno
descendente donde el area mineralizada se representa sombreada.
Representar la dilución mediante un diagrama de
dispersión: "Área mineralizada vs D", para
cada uno de los paneles del horizonte de
explotación.

A1=382,34ft2, A2=409,66ft2, A3=27,31ft2, A4=737,38ft2,
A5=27,31ft2, A6=60,00ft2, A7=693,68ft2, A8=38,23ft2, A9=43,70ft2,
A10=715,53ft2

A11=32,77ft2, A12=65,54ft2, A13=666,37ft2, A14=60,08ft2,
A15=27,31ft2

A16=731,92ft2, A17=32,77ft2, A18=76,47ft2,
A19=677,30ft2, A20=38,23ft2, A21=262,18ft2, A22=529,82
ft2

Solución

• Primeramente se observa que el
  área de cada tajeo es igual a 12ft x 66 ft =792ft2,
  para fines de calculo este valor será asignado a
  Ab.

• Los tajeos se denominan B1,
  B2,…..B8 de izquierda a derecha, y las diluciones para
  cada bloque de izquierda a derecha son
  D1,D2,…D8.

Por ello:

Las aéreas mineralizadas son A2, A4,
A7, A10, A13, A16, A19, A22 de izquierda a derecha, para los
bloques B1 hasta B8.

Ahora se muestra el diagrama de
dispersión.

• Ventajas y
  desventajas del método

5.1 Ventajas

• Permite la explotación de cuerpos
  irregulares, deleznables o inconsistentes.

• La recuperación del mineral es alta, llega al
  100%.

• Poco consumo de madera, en la variedad Michi no se
  emplea madera, en la cama ni los puntales de
  seguridad.

• La seguridad es relativamente buena, en la variedad
  Michi es mejor, ya que el techo de concreto es una loza que
  atraviesa como una viga en toda la extensión del
  tajeo.

• Poco consumo de explosivo por la suavidad del
  mineral.

• La variedad Michi ha favorecido aumentar el ancho
  del tajeo por lo que se ha mecanizado este
  método.

• Se puede afirmar que este método es mas
  seguro con relación a los riesgos de accidentes que
  puede representar. Las condiciones inseguras se pueden
  controlar y eliminar, porque están a la vista. Se
  trabaja con techo seguro y piso seguro.

5.2 Desventajas

• Se necesita bastante tiempo para los trabajos de
  preparación (4 a 5 meses).

• No se puede dejar desmontes o caballos que se
  encuentran dentro del mineral, por lo que el tajeo se limpia
  totalmente para iniciar el relleno.

• Es costoso por el gran consumo de cemento madera y
  labor diaria.

• No se puede cambiar a otro método.

• Paraliza la explotación de las áreas
  cuando hay escasez de cemento en el mercado.

• El gran consumo de aire por las bombas
  neumáticas utilizadas en el bobeo de relleno causa
  problemas a la perforación.

• Conclusiones

El método de explotación de corte y
relleno puede ser la solución a cuerpos mineralizados que
tengan mala calidad de
resistencia a
esfuerzos mecánicos y/o roca encajonarte de mala calidad,
además ofrece una mayor facilidad para el control de la
seguridad dentro de las labores de explotación.

• Bibliografía

• Ing. Estanislao de la Cruz Carrasco,
  "Revista Cielo Perú" (publicada en internet en
  la pagina
  Nacional Mayor de San Marcos.

• EXPLOTACIÓN
  SUBTERRÁNEA métodos y casos
  prácticos, Instituto de Ingenieros de Minas del
  Perú y la Facultad de Minas de la Universidad Nacional
  del Altiplano, Puno 1999

• Hartman, Howard L., Mutmansky, Jan M.;
  "Introductory Mining Engineering", Secon Edition, JHON
  WILLEY y SONS, INC, USA, 2002.

Autor:

José C. Bustamante
Morales

Marco A. Bustamante
Morales

Dani M. Sotomayor Puma

Alfredo A. Ayma Cruz

DOCENTE: Ing. Odilon Contreras
Arana

CUSCO – 2009

UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN ANTONIO
ABAD DEL CUSCO

FACULTAD DE INGENIERIA ELECTRICA,
ELECTRONICA, MECANICA Y DE MINAS

CARRERA PROFESIONAL: INGENIERIA DE
MINAS