Subido por Cesar Andree Jara Astahuaman

G7 - Optimziacion corte y relleno decendente

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“Año del Fortalecimiento de la Soberanía Nacional”
UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ
FACULTAD INGENIERIA DE MINAS
Optimización del método Corte y relleno descendente
CATEDRA: DISEÑO DE EXPLOTACION SUBTERRANEA
CATEDRATICO: Ing. VICTOR JAVIER MENDIOLA OCHIANTE
INTEGRANTES:





BASURTO LAPA, HAROLD
CAHUAYA JULIAN, JUNIOR
JARA ASTAHUAMAN, CESAR
MATOS CALDERON, VICTOR
YANCE RAMOS, LUIS
SEMESTRE: VIII
HUANCAYO- PERÚ
DEDICATORIA
El siguiente trabajo está dedicado a la
Facultad de Ingeniería de Minas de la
UNCP, la cual, a cada día nos prepara
para ser grandes profesionales y
mejores personas.
INDICE
INDICE ............................................................................................................................. 3
RESUMEN ....................................................................................................................... 7
INTRODUCCIÓN ............................................................................................................ 8
OBJETIVOS ..................................................................................................................... 9
1. PRESENTACION DE LA MINA .............................................................................. 10
1.1 Ubicación Geográfica ........................................................................................... 10
1.2 Geología del Block ............................................................................................... 10
1.3 Características de block mineralizado probado , probable y accesible: .............. 10
2 PROCESO DE DISEÑO ............................................................................................. 12
2.1 Formulación del problema .................................................................................... 12
2.2 Análisis del problema ........................................................................................... 12
2.3 Investigación ......................................................................................................... 12
2.4 Decisión ................................................................................................................ 12
2.5 Especificación de la alternativa ............................................................................ 12
3 FORMULACION DEL PROBLEMA ........................................................................ 13
4 ANALISIS DEL PROBLEMA ................................................................................... 14
4.1 Variable de entrada ............................................................................................... 14
4.2 Restricciones......................................................................................................... 16
4.3 Variable de salida ................................................................................................. 16
5 INVESTIGACION ...................................................................................................... 17
5.1 Alternativa N°01 (Corte y relleno descendente cruzado o michi) ........................ 17
5.1.1 Método de Trabajo......................................................................................... 17
5.1.2 Descripción general del método .................................................................... 17
5.1.3 Preparación de tajeos ..................................................................................... 18
5.1.4 Perforación y Disparo .................................................................................... 21
5.1.5 SISTEMA DE EXTRACCION EN TAJEOS "MICHI" ............................... 21
5.1.6 TRANSFERENCIA DE MINERAL ............................................................. 23
5.1.7 RELLENO DE LOS TAJEOS....................................................................... 24
5.1.8 RECUPERACIÓN ........................................................................................ 24
5.1.9 SEGURIDAD ................................................................................................ 25
5.1.10 VENTAJAS Y DESVENTAJAS DEL MÉTODO ..................................... 25
5.1.11 Costos .......................................................................................................... 26
5.1.12 PLANO DE LA RED DE TUBERIAS ....................................................... 27
5.2 Alternativa N°02 (Corte y relleno descendente por el método superpuesto con
chimenea en el centro) ................................................................................................ 27
5.2.1 Planteamiento del problema .......................................................................... 27
5.2.2 Descripción .................................................................................................... 27
5.2.3 Preparación .................................................................................................... 28
5.2.4 Explotación .................................................................................................... 28
5.2.5 Método de minado optimo............................................................................. 28
5.2.6 Preparación del block .................................................................................... 30
5.2.7 Preparación de galerías sobre veta ................................................................ 30
5.2.8 Preparación de chimeneas principales ........................................................... 30
5.2.9 Preparación de chimenea central ................................................................... 30
5.2.10 Preparación de cruceros ............................................................................... 30
5.2.11 Sostenimiento .............................................................................................. 31
5.2.12 Relleno ......................................................................................................... 31
5.2.13 Perforación .................................................................................................. 31
5.2.14 Voladura ...................................................................................................... 32
5.2.15 Limpieza y acarreo ...................................................................................... 32
5.2.16 Seguridad ..................................................................................................... 32
5.2.17 Recuperación ............................................................................................... 33
5.2.18 Condiciones de ventilación.......................................................................... 33
5.2.19 Dilución ....................................................................................................... 33
5.2.20 Costos .......................................................................................................... 33
6 TOMA DE DECISION ............................................................................................... 34
6.1 Resultado de alternativas ...................................................................................... 34
6.2 Criterios obligados ................................................................................................ 34
6.3 Criterios deseados ................................................................................................. 34
7 ESPECIFICACIONES DE LA ALTERNATIVA OPTIMA ...................................... 34
7.1 Preparacion del Block ( 15m x 30m) ................................................................... 34
7.1.1 Operación ...................................................................................................... 34
7.1.2 Relleno en pasta ............................................................................................. 34
RESUMEN
El presente trabajo se detalla como la elaboración del proceso de diseño con el fin
de poder optimizar el método de explotación de LONGWALL MINING en un block
mineralizado en la UEA Minera Aurífera Retamas SA.
Para ello, se toman las características de un block mineralizado de esta mina, esto
permite conocer el estado inicial del área en cuestión, que en este caso viene a ser el block
probable, probado y accesible. Posteriormente, se plantea el problema pensando en el
estado final al cual se desea llegar (el block minado mediante Longwall mining).
La conexión entre estos dos estados permitirá plantear una alternativa general –
encontrar la alternativa óptima de minado del block por el método de longwall mining –
la cual nos podrá precisar la alternativa óptima, más adelante en la fase de decisión.
En la etapa de análisis del problema se consideran variables con sus respectivas
limitaciones en base a restricciones de la mina, estas indican si el cambio fue exitoso o,
por lo contrario, generan una pérdida o ninguna variación. En este caso algunas de
variables que se consideraron fueron la recuperación, costo de operación, producción,
dilución, etc.
Luego, la búsqueda de solución se enfoca en ver todas las alternativas posibles
(Longwall mining con equipo minador, Longwall mining convencional, Longwall mining
convencional con pilares y Longwall mining con rozadora unidireccional) en base a las
variables analizadas que después, entre estas, se seleccionará de la alternativa óptima en
la fase de toma de decisiones, demostrando el porqué de su elección.
Finalmente, la alternativa seleccionada será presentada para explicar cómo es el
mecanismo de funcionamiento en el block mineralizado, para ello se presentan planos,
un diagrama de Gantt y una maqueta, las cuales facilitan el entendimiento.
INTRODUCCIÓN
La operación de una actividad; ya sea minera o no, requiere de cambios continuos
los cuales puedan presentar mejoras para dicha labor. Es por ello que, el análisis de los
elementos o variables que componen una operación deben ser medidas y controladas, para
así verificar los errores que posean, posteriormente modificarlas y mejorarlas para su
próxima ejecución.
La minería es un campo amplio que contiene diferentes áreas especializadas, pero
a pesar de ello, siempre hay elementos por mejorar; ya sea en su seguridad, perforación y
voladura, transporte, costos, etc. Esto demuestra que, en una mina, siempre existirán
factores que mejorar para realizar una operación minera más efectiva.
La presente información muestra la optimización del método de LONGWALL
MINING en un block mineralizado la UEA Minera Aurífera Retamas SA, con el fin de
realizar un ciclo de minado adecuado para el block mencionado.
Hay que tener en cuenta que, este método se utiliza en los yacimientos
estratificados, de poca potencia, uniformes y poco buzamiento. Inicialmente se aplicó en
minas de carbón y posteriormente se ha extendido a otro tipo de yacimiento como vetas
auríferas, como en el Perú, donde el arranque se efectúa por perforación y voladura.
Este método elimina el empernado del techo del frente de arranque para soportar
el techo de la mina. No implica ninguna voladura con sus peligros consiguientes, además
recupera más mineral de capas de yacimiento más profundas que cualquier otra
explotación. El sistema de transporte de mineral es más simple, la ventilación es mejor
controlada. Además, el laboreo por tajeos largos ofrece la mejor oportunidad para la
automatización.
Lo aclarado se considera al momento de querer optimizar este método de
explotación, además de las características del block mineralizado.
En conclusión, la optimización de una mina siempre es factible, y en este caso con
el método de explotación de Longwall mining, se puede apuntar a una mejora por sus
características propias que apuntan a alta recuperación y a una automatización.
OBJETIVOS
• Optimizar el método de explotación de Longwall mining en un block
mineralizado de la mina UEA Minera Aurífera Retamas SA.
• Formula el problema el cual no pueda ayudar a determinar a la solución
óptima del suceso en cuestión.
• Encontrar la alternativa óptima que se adecue al block mineralizado.
• Dar entender en su totalidad la aplicación de la alternativa óptima de
solución.
• Demostrar, que el método Longwall se puede ejecutar en la explotación
de las vetas auríferas angostas ya que es más operativo, económico y
seguro que el método utilizado en MARSA.
1. PRESENTACION DE LA MINA
1.1 Ubicación Geográfica
Uchucchacua (100% BVN) se ubica en el distrito de Oyón, provincia de Oyón, región
Lima a una altura de 4500 m.s.n.m. Es una operación subterránea descubierta por
Buenaventura que produce plata, plomo y zinc. Inició operaciones en 1975.
Coordenadas geográficas
Latitud Sur
10°37'25.77"S
Longitud Oeste
76°41'19.20"O
Tabla 1: Coordenadas geográficas
1.2 Geología del Block
Es un yacimiento argentífero con metales base y alto contenido de manganeso
hospedado en rocas carbonatadas de la formación Jumasha del cretáceo superior,
relacionado a intrusivos del mioceno. Consiste de vetas y cuerpos de reemplazamiento
asociados a sistemas de estructuras NE-SW, E-W y NW-SE. Destacan las fallas
Uchucchacua, Socorro-Cachipampa, Rosa y Sandra, entre otras. La mineralogía es
variada y compleja con la ocurrencia de plata en sulfuros y sulfosales, con abundante
alabandita y calcosilicatos de manganeso. El plomo y zinc se incrementan en las
inmediaciones de los intrusivos. Se trabaja en las minas Socorro, Carmen-Casualidad y
Huantajalla.
1.3 Características de block mineralizado probado , probable y accesible:

Dimensiones del block: 15 m x 30 m

Potencia: 0.3 – 2.4 m
-
Potencia promedio: 2 m

Buzamiento: 30°

Roca encajonante: Granodiorita


-
Densidad: 2.7 Tn/m3
-
RMR sin sostenimiento: 61 (IIB)
-
Máxima abertura sin sostenimiento: 9 m
-
Tiempo máximo de auto sostenimiento: 2 días 21 horas
Mineral:
-
Densidad: 3 Tn/m3
-
RMR: 51 (IIIA)
Reservas: 16000 m3
2 PROCESO DE DISEÑO
2.1 Formulación del problema
La primera etapa plantea los estados antes y después de aplicar la solución, y la
alternativa óptima de solución. El objetivo de esta primera etapa es poder plantear ideas
y/o alternativas generales de cómo podría solucionarse al objeto en cuestión.
2.2 Análisis del problema
Lo posterior es analizar las variables de entrada, salida, las limitaciones en cada caso y
restricciones que se consideran en el proceso de optimización, en este caso. Estas
variables sirven como indicadores para demostrar el éxito del planteamiento de
solución.
2.3 Investigación
A continuación, se busca información sobre las alternativas que puedan dar solución al
problema planteado; estos deben ser, en lo posible, descritos en su totalidad para tener
un mejor dominio al momento de la selección de la alternativa óptima.
2.4 Decisión
En esta fase se selecciona y se decide la alternativa óptima, a través de criterios o
comparaciones entre las alternativas planteadas. En base a ello, valga la redundancia, se
ve por conveniente la aplicación de la alternativa que se acerque en lo más posible a lo
que idealmente se espera.
2.5 Especificación de la alternativa
Por último, se explica la alternativa seleccionada y el mecanismo de cómo da solución
al problema planteado; así, finalmente, demostrando su efectividad y eficacia.
3 FORMULACION DEL PROBLEMA
La solución de la optimización del método de explotación Longwall mining requiere
conocer el estado en el que se encuentra y el estado al cual se le idealiza en el block
mineralizado explotado por dicho método. Para ello, se plantea una formulación del
problema, la cual se muestra a continuación:
Variable de entrada
Block probado,
probable accesible
con corte y relleno
Problema
Encontra una
alternativa óptima
para minar el block
por corte y relleno
Variable de salida
Optimizar el block
por el método de corte
y relleno ascendente
4 ANALISIS DEL PROBLEMA
4.1 Variable de entrada
VARIABLES DE ENTRADA
LIMITACIONES
HOMBRE(Talento Humano)
Perforista Jack Leg
>= 2 Años de Experiencia certificada
Operador de winche de rastrillo
>=2 Años de experiencia
Operador Motorista
>=2 Años de experiencia certificada
MAQUINARIA Y/O EQUIPO MINERO
MAQUINARIA
CARACTERÍSTICAS
Jack Leg marca1
RNP y modelo S-250
Winches eléctricos
De 15 HP y de capacidad 15”
Locomotora eléctrica
Capacidad 20 toneladas
Carros mineros
Tipo U - 35
BLOCK MINERALIZADO
CARACTERISTICA
Forma
Profundidad
Dimensiones del Block
Buzamiento
Potencia de Veta
VALOR
Veta Y cuerpos
200m
50m x 400m
30°
0.3 - 2.4 m
2m
Potencia promedio
16000m3
Reservas
6.45- Oz/Tm
Leyes Ag
Graniadorita
Roca encajonante
51(IIIA)
RMR Mineral
61(II-B)
RMR Cajas
2.8 Tn/m3
Densidad del Mineral
2.5 Tn/m3
Densidad de la Roca
Valor del mineral(Ag)
BLOCK MINERALIZADO
VALOR
CARACTERISTICA
Explosivo
Semexa 65%
Fulminante
Fulminante #08
Accesorio de voladura
Mecha rápida y carmex
Accesorios de perforación
• Brocas
• Barrenos de 6’
• Afilador de brocas
Sistema de ventilación
OTROS
Labores de acceso
Labores de preparación y
desarrollo
By pass • Galerias • Chimeneas
Chimeneas 2 o 3 compartimientos
Sostenimiento de labores
Puntales de madera y jackpot
Seguridad
Cumplimiento del reglamento
Capital disponible
Sin limitación – intangible
4.2 Restricciones
 Reglamento de seguridad de 1
 Factor de seguridad y buenas infraestructuras para mayor producción
 Mayor radio beneficio – costo > 1
4.3 Variable de salida
VARIABLES DE SALIDA
LIMITACIONES
RECUPERACIÓN
>=95 %
DILUCIÓN
<5%
PRODUCCIÓN
>= 8 000 Tn
PRODUCTIVIDAD
40 Tn/hgda
BENEFICIO/COSTO
>1
COSTO DE MINADO
125 $/Tn
SEGURIDAD
Buena
VENTILACIÓN
Buena
FRAGMENTACIÓN
< 8 pulg
UTILIZACIÓN MÁXIMA DE
EQUIPOS
>95 %
TIEMPO DE MINADO DEL
BLOCK MINERALIZADO
1 mes
5 INVESTIGACION
5.1 Alternativa N°01 (Corte y relleno descendente cruzado o michi)
5.1.1 Método de Trabajo
Como una variante a los sistemas anteriores y con el propósito de hacerlo más
competitivo fue creado el sistema "Michi" que consiste en hacer cortes transversales a
los cortes superiores de manera que cada tajeo superior rellenado actúe como puente
independiente en lugar de los voladizos que son los cortes a mitad de sección en el
sistema de paneles con lo cual se pueden aumentar el ancho de los tajeos a 15' y la
altura a 20' pudiéndose llevar la operación de nivel a nivel.
El sistema "Michi" viene a reemplazar el sistema de paneles, el cual se aplica
generalmente a cuerpos mineralizados, fracturados o de rocas encajonantes suaves, que
no permiten otro sistema distinto al de cuadros.
5.1.2 Descripción general del método
El método "Michi" es un método de corte y relleno descendente que consiste en la
extracción de blocks de mineral por medio de cortes de capas de 10', 12' y hasta 20' de
alto en forma sucesiva, comenzando la explotación de la parte superior a la inferior;
cada corte es independiente del subsiguiente, ya que los cortes son perpendiculares entre
sí, lo que significa que antes de continuar con cualquier corte inferior, tiene que haberse
terminado el corte completo. Terminada esta fase se comienza a preparar para el
Relleno Hidráulico. El primer metro de altura en el relleno es mezclado con cemento en
una proporción de 1:6, con la finalidad de conseguir una buena loza, que tiene la
resistencia suficiente como para soportar la carga que se generará por subsidencia
cuando se trabajen las partes inferiores. Después se termina de rellenar, con lama o
mezclado con cemento, en una proporción de 1 :23 que sirva como soporte temporal o
aglutinante cuando los tajeos adyacentes avancen paralelos al tajeo ya rellenado. El
relleno· de los tajeos deben hacerse de tal forma que no quede ningún espacio vacío
entre el tajeo rellenándose y el ya rellenado del piso anterior; para evitar en esta forma
fallas de tensión en la loza que se podrían generar debido al ángulo de subsidencia
formada por vacíos continuos en cada corte.
Cuando se ha terminado de rellenarse todo un
piso, la explotación se realiza en forma
perpendicular al último piso teniendo el tajeo
anterior, a manera de viga empotrada; como
techo, de esta forma se obtiene que los soportes de
puntales o postes son minimizados y en caso de
fallar cualquiera de las losas, éstas son
independientes entre sí de manera que el
fallecimiento no podría prolongarse del ancho del
tajeo anterior.
La extracción del mineral, el sistema de relleno, perforación y disparo o sea las
operaciones de explotación propiamente dichas son repetidas sucesivamente hasta
terminar el block.
5.1.3 Preparación de tajeos
Para la preparación de los cuerpos mineralizados se comienza en el mismo nivel,
generalmente desde los arcos o cuadros de sostenimiento de galerías, continuando con
cuadros normales de tajeo. es decir, que la altura no debe ser mayor de 2.10 m y el
ancho no mayor de 1.50 m. por cuadro, la diferencia está en que el área en que se va a
preparar; para esta clase de tajeos es necesario primero panelarlo. es decir, dividir el
área en tajeas de 10 pies o 3 metros de ancho, 40 metros o 120 pies de largo en la figura
se puede observar una serie de tajeas preparados y los contactos geológicos.
del cuerpo mineralizado nótese que en las preparaciones no rebasan estos contactos,
haciendo entonces una especie de explotación selectiva.
también se puede observar que cada tajea tiene un número distinto y esto va
aumentando a medida que se avanza al este. Como se observa es una perspectiva de los
tajeos mostrándose la chimenea principal de extracción a un winche auxiliar, que
seguirá cargando a medida que se va avanzando la explotación, esto quiere decir que
por cada piso que se va explotando se dejan winches principales de extracción a los
extremos del área si el área continua tanto al sur y al norte de los tajeos en preparación,
de manera que al final de la explotación de un block queden winches de extracción que
servirán como chimeneas principales de las áreas adyacentes al block ya explotado.
Las preparaciones se efectúan en forma distinta a los otros sistemas ya que no necesita
cama de redondos. sólo requiere dejar una cama de mineral de ± 6" de alto, luego se
tienden las mallas, pero a lo largo del tajeo; si es posible se debe tender las mallas con
separadores de 4" de alto, para que la mezcla cubra la malla. En zonas en que el cuerpo
mineralizado es muy suave, se colocan redondos cada 6' a lo ancho de la preparación y a
lo largo dejando una luz de 5'
5.1.4 Perforación y Disparo
Nuevamente se debe diferenciar la forma de perforación en cada sistema ya que
dependen fundamentalmente de la naturaleza de la roca y sobre todo como en el caso de
pilares, las grandes fracturaciones debido a los disparos continuos hechos con
anterioridad o más que todo a la función que ha desempeñado como zona de
sostenimiento rígido, el cual ha sido sometido durante mucho tiempo a concentración de
grandes esfuerzos.
El sistema de tajeos descendentes se adopta
como ya se ha dicho, a las áreas que tienen
dificultades de sostenimiento a gases o
recuperación de pilares en el cual e l terreno
está completamente fracturado. por lo tanto,
ningún trazo puede ser utilizado como modelo
único, salvo como guía de perforación, ya que
la perforación tiene que ser hecha en los
lugares· en que se pueda perforar y no sólo eso,
también en que se pueda cargar y disparar por
esta razón se ha usado barrenos de 1 " en lugar
de 7 / 8", cuando se perfora en pilares.
La perforación y disparo en tajeos " Michi " se
realizan en forma transversal al tajeo.
disparándose primero la parte inferior y luego
la superior o viceversa, dependiendo de la
salida que se ha dejado. Dos tipos de máquinas
perforadoras fueron usadas con relativo éxito.
las tigres-leonas y las JR-300, barrenos de 6 ' y
8', normalmente la profundidad de perforación
es de 6' en pilares y 8' en paneles.
5.1.5 SISTEMA DE EXTRACCION EN TAJEOS "MICHI"
Un sistema especial es usado para la extracción
de cuerpos cuyo tonelaje de explotación vanará
entre las 250,000 a 300,000 toneladas.
Como se puede comprender un tonelaje de esta
magnitud necesita de por lo menos de una
chimenea de extracción, la cual debe estar hecha
en tal forma que pueda durar por lo menos 4
años, teniendo en cuenta que la velocidad de
extracción varía entre 6,000 a 12,000 toneladas
mensuales por cada área separada, dependiendo principalmente del número de tajeos
que se ha dividido cada área.
se muestra la forma como se prepara cada uno cuando se utilizan winchas. Cuando se
usan máquinas autocargardoras tal como la Cavo 310 que han probado ser altamente
eficientes en tajeos de esta naturaleza, las perforaciones para la extracción del mineral
son mucho más simples y se efectúa de la siguiente manera:
Desarrollo de una chimenea principal de extracción de nivel a nivel que puede estar
localizado en el centro del área o al borde mismo del área dependiendo de números de
tajeos que se van a trabajar simultáneamente; esta chimenea a la vez que sirve de
extracción serviría de acceso al área principal en la que se pueden observar el primer
subnivel de extracción en los tajeas, cuando se inicia la preparación, posteriormente el
subnivel de extracción se hará paralelo y debajo del piso anterior llevándose como
tajeos de corte y relleno descendente en recopilación de pilares esto es que la altura de
los cortes está limitado hacia la altura del corte "Michi", digamos si la altura del corte
en "Michi" es de 20 pies, los cortes para el subnivel de extracción tendría que ser de 1O
pies continuados cada uno de manera que el piso del subnivel tenga el mismo piso que
los tajeas normales "Michis", la razón de esto es que en el uso de las máquinas
autocargardoras éstas puedan desplazarse tanto en recta como a cualquier ángulo, por lo
tanto la extracción será directamente del frente del tajeo a la chimenea de extracción.
5.1.6 TRANSFERENCIA DE MINERAL
La gran mayoría de estos métodos
de tajeas usan winchas eléctricas, las
que varían desde los 7 1/2 HP hasta
los 40 HP. Winchas de dos tamboras
(7 1/2, 10, 30, 40 HP) y tres
tamboras (15 HP). Las winchas de 7
½ HP han sido descartadas ya que la
mayoría de tajeas pasan de los 100'
de largo. Las winchas más eficientes
son las de dos tamboras con 40 HP
de potencia. Los tamaños de
rastrillos varían desde los 36" hasta
los 48".
Al tener mayores dimensiones estas tajeas (15' x 20' x 150') las winchas no son muy
eficientes, por lo cual se está usando un autocargardor de 1 m3 de capacidad. Por lo
tanto, el subnivel de extracción está al mismo nivel de los tajeos en cada corte
transversal.
el subnivel de extracción debe ser un tajeo que se haya extraído antes que los "Michis",
de tal forma de tener nuestro techo bien seguro.
Estos autocargadores han probado ser eficientes hasta los 300' sobrepasando con
eficiencia a las winchas casi en una proporción de 1 :5.
5.1.7 RELLENO DE LOS TAJEOS
Un requisito indispensable para el buen
resultado del método es el relleno usado
que debe estar colocado lo más pegado
a la cama de redondos del piso
inmediato superior; para esto. sólo el
Relleno Hidráulico o el neumático
(Tipo Yauricocha) reúnen los requisitos
indispensables que hacen posible la
continuación del método que se
describe.
Sabemos que cada material tiene un
ángulo de reposo determinado, lo cual
el Relleno Hidráulico no escapa a esta
ley, por lo tanto, un tajeo horizontal es teóricamente imposible rellenarlo sin dejar
espacios vacíos.
El sistema actual de relleno puede
subdividirse en dos partes, la primera
para relleno en recuperación de pilares
y la segunda para relleno en paneles, en
cualquier caso, el uso de crudo
sintético es indispensable para el
drenaje del agua. Algunas veces se
usan enrejados de tablas de 2" x 6" x
60”, dejando una luz de 2" entre tablas,
el crudo sintético se coloca encima de
la tabla, por lo general a 7' más lejos de
la extracción y a ambos lados del tajeo
para evitar posibles escapes de la lama. El uso del crudo sintético ha sido adoptado
porque es más resistente a los ácidos y a las presiones hidráulicas.
5.1.8 RECUPERACIÓN
La recuperación de este método llega al 100%, porque todo el mineral se reemplaza con
el relleno
5.1.9 SEGURIDAD
Se puede afirmar que el método es más 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 bajo techo seguro y piso seguro.
5.1.10 VENTAJAS Y DESVENTAJAS DEL MÉTODO
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 más 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.
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 bombeo de
relleno causa problemas a la perforación.
5.1.11 Costos
Reservas minables = 50mx400mx2.8TM/m3=56000TM
costo de madera
32.6$/TM
costos explosivos
15.6$/TM
costo cemento y arena
33.01$/TM
costo mano de obra
29.30$/TM
costo de barrenos
5.128$/TM
costo de chimeneas
0.122$/TM
costo de galerías
0.132$/TM
otros materiales
0.08$/TM
costo total por tonelada métrica
CRITERIO
Recuperación máxima del mineral
Seguridad del personal
Costo de minado
Producción total
Productividad
Dilución
Fragmentación
Condición de ventilación
Protección del medio ambiente
Utilización máxima de equipos
Sencillez de la operación
115.97$/TM
ALTERNATIVA 1
98%
Buena
115.97 $/Tn
1260 Tn
60 Tn/hgda
9%
>8 pulg
Regular
Buena
90%
Fácil
5.1.12 PLANO DE LA RED DE TUBERIAS
5.2 Alternativa N°02 (Corte y relleno descendente por el método superpuesto con
chimenea en el centro)
5.2.1 Planteamiento del problema
Las reservas minerales de Buenaventura se encuentran en profundización, y la ubicación
actual de la planta de tratamiento (producción de 2000 tms/día) distante hace que estas
condiciones incrementen los costos de operación. En este caso vamos a buscar métodos
que nos ayuden a optimizar los procesos, aumentar la eficiencia, la recuperación y
disminuir la dilución.
Por los parámetros geomecánicos evaluados in-situ del macizo rocoso, la forma,
potencia y buzamiento de la Veta, que cuenta con cajas moderados a estables y mineral
de calidad de baja a media, el método seleccionado es el corte y relleno descendente por
el método superpuesto.
5.2.2 Descripción
En esta variante los tajeos utilizan tanto en el subnivel de explotación ejes con la misma
dirección u orientación del piso inmediatamente superior, hasta la terminación del
bloque o hasta el nivel inferior. Consiste en romper el mineral en diferentes pisos en dos
alas desde la chimenea y en sentido descendente. Después que un corte ha sido
completamente extraído, se procede a rellenar el espacio dejado por la explotación,
antes de empezar el nuevo corte en el piso inmediatamente inferior. Este relleno es el
que va a ser el techo del nuevo tajeo. La rotura del mineral se ejecuta piso por piso,
hasta terminar con el bloque, en el nivel inferior.
5.2.3 Preparación
La preparación para este metodo de corte y relleno descendente consiste en la
elaboración de las siguientes labores:

Galerías

Chuts y caminos

Sub nivel

La rotura del nivel superior

La preparación del sill
5.2.4 Explotación
La explotación se inicia luego de haber terminado la colocación de la loza, cuyo ciclo de
minado comprende: la preparación del subnivel de explotación, la rotura de los paneles,
la limpieza, preparación para el relleno y el relleno total del piso de explotación.
5.2.5 Método de minado optimo
Posterior al análisis de datos, estructurales, geológicos, geomecanicos, zonificación, se
aplico el Mining Method Studio, para fundamentar el metodo de explotación a usar la
información ingresada fue la siguiente:
BLOCK MINERALIZADO
VALOR
CARACTERISTICA
Veta Y cuerpos
Forma
200m
Profundidad
50m x 400m
Dimensiones del Block
30°
Buzamiento
0.3 - 2.4 m
Potencia de Veta
2m
Potencia promedio
16000m3
Reservas
6.45- Oz/Tm
Leyes Ag
Graniadorita
Roca encajonante
51(IIIA)
RMR Mineral
61(II-B)
RMR Cajas
2.8 Tn/m3
Densidad del Mineral
2.5 Tn/m3
Densidad de la Roca
Valor del mineral(Ag)
OTROS
Labores de acceso
Labores de preparación y
desarrollo
By pass • Galerias • Chimeneas
Chimeneas 2 o 3 compartimientos
Sostenimiento de labores
Puntales de madera y jackpot
Seguridad
Cumplimiento del reglamento
Capital disponible
Sin limitación – intangible
Los resultados del programa fueron corte y relleno (descendente) con un 90% de
posibilidad.
5.2.6 Preparación del block
Para la explotación del bloque evaluado, se requiere que este se encuentre entre dos
galerías desarrolladas con una diferencia de nivel de 70 m, la longitud del bloque deberá
estar en un rango de 80 m como mínimo y 100 m como máximo. Preparación de
galerías laterales.- Estas galerías generalmente van sobre una de las cajas y sirven como
acceso, transporte de materiales y para la instalación de tuberías de aire y agua. La
sección de estas galerías es de 7’ x 8’ y van en el nivel superior e inferior, cumpliendo
similares funciones tales como vías de acceso del mineral proveniente de los tajeos y
drenaje del agua subterránea.
5.2.7 Preparación de galerías sobre veta
Esta galería sobre veta, esta al mismo nivel de la galería lateral y va unida a esta
mediante cortes transversales (cruceros); esta labor se corre sobre mineral frágil y es
enmaderado en su totalidad. Dichas galerías se rellenan inmediatamente con una mezcla
cemento-arena en la proporción 1:8 en peso, para así proceder el primer corte.
5.2.8 Preparación de chimeneas principales
Las chimeneas principales de ventilación se construyen fuera de veta, debido a que estas
labores en veta su construcción es difícil
5.2.9 Preparación de chimenea central
La chimenea principal de extracción se construye en centro del tajeo, desde donde se va
arrancando el mineral con 2 alas.
5.2.10 Preparación de cruceros
Estos cruceros se construyen a partir de las chimeneas principales hacia la veta, siendo
necesario el sostenimiento con madera en las zonas frágiles
5.2.11 Sostenimiento
El sostenimiento provisional del tajeo, está constituido por la losa de demento y por los
redondos de madera de eucalipto que se colocan en el piso del tajeo en forma de postes
y debajo de las soleras, mientras dure la explotación del tajeo. El sostenimiento final
estará constituido por la losa de concreto, las soleras, los puntales y el relleno con estéril
que va sobre la losa.
5.2.12 Relleno
Después de terminar la explotación del mineral en este piso se procede a preparar el
relleno:
1. Tendido de soleras a 1.50 m de distancia y empotrado de caja a caja.
2. Recuperación de postes de madera, cuando la estabilidad de las cajas es buena.
3. Amarre de torones de cables de acero usado en las soleras para darle mayor
estabilidad a estas.
4. Entablado en la chimenea de extracción y en el límite del tajeo.
5. Relleno de concreto arena-cemento proporcion1:8 en peso, utilizando bombas
hidroneumáticas y tuberías de 4” de diámetro
6. Tiempo de fraguado de 8 horas
7. Relleno final del tajeo con desmonte
8. Tiempo mínimo para volver a arrancar el siguiente corte 5 días.
5.2.13 Perforación
La perforación se realiza con máquinas perforadoras Jack legs BBC -16 W. La
perforación, con secciones de 7 ´ x 8 ´ con mallas que varían 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.
5.2.14 Voladura
Se dispara con dinamita de 45%, con fulminantes No 6 y mechas de seguridad. Los
explosivos usados son los convencionales. cuando se tiene presencia de agua se usa
gelatina y en general se emplea cartuchos de dinamita de 60% y cargados manualmente,
fulminante Nº 6, guías de seguridad, conectores simples y cordón de encendido.
5.2.15 Limpieza y acarreo
La limpieza se realiza con winches de arrastre de 2 tamboras. Esta operación se procede
hasta llegar al contacto o la longitud que se ha proyectado de acuerdo al diseño de
minas.
5.2.16 Seguridad
Se puede afirmar que el método es más seguro con relación a los riesgos de accidentes
que pueden presentar. Las condiciones inseguras se pueden controlar y eliminar, porque
están a la vista. Se trabaja bajo techo seguro y piso seguro.
5.2.17 Recuperación
La recuperación de este método salvo algunos problemas llega al 100%, porque todo el
mineral se reemplaza con el relleno.
5.2.18 Condiciones de ventilación
En este método la ventilación es de regular-buena ya que el minado este comunicado
hacia las chimeneas central, laterales y hacia las labores principales haciendo que la
ventilación sea buena.
5.2.19 Dilución
Este método es selectivo, el material estéril seleccionados son transportados hacia las
zonas ya explotadas por ello la dilución es mínima llegando 5 %.
5.2.20 Costos
Costo de madera
Costo de explosivos
Costo cemento y arena
Costo de mano de obra
Costo de barreno
Costo de chimeneas
Costo de galerias
Otros materiales
Costo total por tonelada metrica
CRITERIO
Recuperacion maxima del mineral
Seguridad del personal
Costo de minado
Produccion total
Productividad
Dilucion
Fragmentacion
Condiciones de ventilacion
Proteccion del medio ambiente
Utilizacion de equipos
Sencillez de la operación
32.5
19.6
33.5
34
3.6
0.125
0.125
0.46
123.91
ALTERNATIVA 2
98%-99%
Bueno
123.91 $/tn
1262Tn
60.15Tn/hgda
10%
<8 pulg
Regular-Buena
Regular-Buena
85%
Facil
6 TOMA DE DECISION
6.1 Resultado de alternativas
6.2 Criterios obligados
6.3 Criterios deseados
7 ESPECIFICACIONES DE LA ALTERNATIVA OPTIMA
7.1 Preparacion del Block ( 50m x 400m)
Galeria.
Chimeneas.
By.pass
7.1.1 Operación
A partir del subnivel base se genera la cara libre (tipo chimenea) en
dirección del buzamiento con sección 2,4 m (8’) x 2,1 m (7’) para dividir
el block en dos partes y a partir de éste iniciar la rotura en dirección del
rumbo y con salida hacia el subnivel.
• El avance será en dirección del rumbo de la veta, con taladro de 5’ a 6’.
• La limpieza será con Winches de dos tamboras
• Sostener con
• Cuando se requiera instalar Wood Crib (anillos de madera) para sostener
la caja techo, mientras dure la explotación de todo el block.
• Cuando la presión de la caja techo supera la capacidad de soporte de los
puntales se procederá al relleno correspondiente.
• Dejar pilares laterales de 3 m de ancho por 20 m de largo, paralelo a las
chimeneas.
• Finalizada la explotación del block se procederá a rellenar.
7.1.2 Relleno en pasta
Para restablecer el equilibrio del macizo rocoso y controlar la subsidencia, se utiliza
relleno hidráulico cementado, llenándose los vacíos creados por la explotación. Este
relleno tiene como materia prima una mezcla de arenas aluviales con cemento, que una
vez depositado en el tajo, alcanza una resistencia a la comprensión uniaxial de 0,8
Kg/cm2. Los tajos explotados se rellenan con la planta de Relleno 100%.
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