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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 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 semi-

permanentes 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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20 m

.20 m.

RAMPA DE PRODUCCION15%ORE PASS

RAMPA ESPIRAL

15%

57.00 m.

CHIMENEA DE VENTILACION

TAJEO

CORTE Y RELLENO MECANIZADO

METODO DE EXPLOTACION CORTE Y RELLENO CON ACCESO LIBREMETODO DE EXPLOTACION CORTE Y RELLENO CON ACCESO LIBRE

CON PERFORACION EN BREASTINGCON PERFORACION EN BREASTING

5.00 m.

20 m

.20 m.

RAMPA DE PRODUCCION15%ORE PASS

RAMPA ESPIRAL

15%

57.00 m.

CHIMENEA DE VENTILACION

TAJEO

CORTE Y RELLENO MECANIZADO

METODO DE EXPLOTACION CORTE Y RELLENO CON ACCESO LIBREMETODO DE EXPLOTACION CORTE Y RELLENO CON ACCESO LIBRE

CON PERFORACION EN BREASTINGCON PERFORACION EN BREASTING

5.00 m.

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.

- Subniveles:

Sección : 4.0m x 3.5m.

- Rampas de acceso a tajos:

Sección : 4.0m x 3.5m.

Gradiente : -15% a +15%

Longitud : 60 m.

- Chimeneas de Ventilación:

Principal : 3.0m diámetro

Auxiliar : 1.8m diámetro

Echadero : 2.1m diámetro

- 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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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.

Fig. 3.5 Observaciones del diseño de minado

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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.

(a) (b)

Fig. 3.6 Observaciones del diseño de minado

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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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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).

Cara Libre

Cara Libre

Cara Libre

Cara Libre

Cara Libre

CICLO DE MINADO EN TAJEOS “BREASTING MECANIZADO

Operaciones Unitarias con

equipos actuales con que

cuenta la mina.

Perforación: se efectúa con

jumbos de un brazo y dos brazos

de forma horizontal.

Carguío: se realiza con anfoloader

Limpieza y carguío: se efectúa

con scoops de 6yd3 y dumpers de

20Tn.

Desate: el desate es mecanizado

con el Scaler.

Sostenimiento: mecanizado con

Scissor Bolter.

Cara Libre

Cara Libre

Cara Libre

Cara Libre

Cara Libre

CICLO DE MINADO EN TAJEOS “BREASTING MECANIZADO

Operaciones Unitarias con

equipos actuales con que

cuenta la mina.

Perforación: se efectúa con

jumbos de un brazo y dos brazos

de forma horizontal.

Carguío: se realiza con anfoloader

Limpieza y carguío: se efectúa

con scoops de 6yd3 y dumpers de

20Tn.

Desate: el desate es mecanizado

con el Scaler.

Sostenimiento: mecanizado con

Scissor Bolter.

Fig. 3.8: Ciclo de minado tajeos Breasting

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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.

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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 Chilena

espera por relleno

19%

espera de equipo

33%

tiempo de operacion

43%

tiempo muerto

5%