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UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO – FILIAL HUAMACHUCO FACULTAD DE INGENIERIA “MINA ALGAMARCA”

INFORME Presenta: FLORES FLORES ANDERSON GARCIA BALLENA ELMER QUEZADA RODRIGUEZ ERIKA RODRIGUEZ PEÑA ELQUIN TRUJILLO SANCHEZ GILMER Profesor: ING. REYNA PINEDO MESMER ULISES

Huamachuco

Noviembre, 2019

UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO

1

ÍNDICE INTRODUCCION ........................................................................................................... 4

I.

II. OBJETIVOS .................................................................................................................... 5 III.

MARCO TEÓRICO ..................................................................................................... 6

3.1.

RESEÑA HISTORICA (DE ALGAMARCA (MINA NIVEL 05 GRUPO “RISCO”)... 6

3.1.1.

DESCRIPCIÓN DEL CONFLICTO..................................................................... 7

3.1.2.

UBICACIÓN ........................................................................................................ 8

3.1.3.

MINERALES QUE EXPLOTAN ......................................................................... 8

3.1.4.

DESCRIPCION GEOLOGICA ............................................................................ 9

3.1.4.1.

GEOLOGIA .................................................................................................. 9

3.1.4.2.

MINERALOGIA ......................................................................................... 10

3.1.5.

PRODUCCION................................................................................................... 10

3.1.6.

LEY DE LOS MINERALES ............................................................................... 10

3.2.

SHRINKAGE STOPING – CAMARAS DE ALMACENAMIENTO ......................... 11

3.2.1.

CARACTERÍSTICAS: ....................................................................................... 11

3.2.2.

CONDICIONES DEL TERRENO ...................................................................... 12

3.2.3.

APLICADO EN MINERIA................................................................................. 12

3.2.3.1.

EN MINERIA CONVENCIONAL .............................................................. 12

3.2.3.2.

EN MINERIA MECANIZADA ................................................................... 14

3.2.4.

PERFORACION ASCENDENTE....................................................................... 14

3.2.4.1.

VERTICAL ................................................................................................. 14

3.2.4.2.

HORIZONTAL ........................................................................................... 14

3.2.4.3.

INCLINADA ............................................................................................... 15

3.2.5.

MÉTODO ALMACENAMIENTO PROVISIONAL........................................... 15

3.2.6.

VENTAJAS DEL MÉTODO .............................................................................. 15

3.2.7.

DESVENTAJAS DEL MÉTODO ....................................................................... 17

3.2.8.

APLICACIÓN DEL MÉTODO .......................................................................... 18

3.2.8.1.

PRINCIPIOS ............................................................................................... 18

3.2.8.2.

DESARROLLOS ......................................................................................... 19

3.2.8.3.

ARRANQUE ............................................................................................... 20

3.2.8.4.

MANEJO DE MINERAL ............................................................................ 20

3.2.8.5.

VENTILACIÓN .......................................................................................... 21

3.2.8.6.

FORTIFICACIÓN ...................................................................................... 21

UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO 3.2.8.7. 3.2.9. 3.3.

2

VACIADO ................................................................................................... 21

PARÁMETROS .................................................................................................. 22

MÉTODO DE CORTE Y RELLENO ASCENDENTE (Over Cut and fíll) ................ 23

3.3.1.

DESCRIPCION DEL METODO ........................................................................ 23

3.3.2.

CONDICIONES DE APLICABILIDAD ............................................................. 24

3.3.3.

PREPARACION ................................................................................................. 24

3.3.3.1.

GALERIAS ................................................................................................. 24

3.3.3.2.

CHIMENEAS .............................................................................................. 24

3.3.3.3.

SUBNIVEL DE CORTE INICIAL (UNDER CUT) ..................................... 24

3.3.4.

EXPLOTACION................................................................................................. 25

3.3.5.

PERFORACION................................................................................................. 26

3.3.6.

VOLADURA....................................................................................................... 27

3.3.7.

ACARREO Y TRANSPORTE ............................................................................ 27

3.3.8.

RELLENO .......................................................................................................... 29

3.3.9.

VENTAJAS......................................................................................................... 31

3.3.10.

DESVENTAJAS. ................................................................................................ 31

3.3.11.

RECUPERACION. ............................................................................................. 32

3.3.12.

VARIANTES DEL MÉTODO. ........................................................................... 32

3.3.12.1.

OVERHAND C&F STOPING ..................................................................... 32

3.3.12.2.

POST PILLAR STOPING. .......................................................................... 33

3.3.12.3.

UNDER C&F STOPING ............................................................................. 33

3.3.12.4.

DRIFT & FILL STOPING. ......................................................................... 33

3.4.

EXTRACCION DE MINERAL EN RETROCESO ................................................... 34

3.5.

CAPACIDAD DE AIRE DE COMPRESORA PARA TRES MAQUINAS................. 35

IV.

CONCLUSIONES ...................................................................................................... 40

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3

ÍNDICE DE ILUSTRACIONES Ilustración 1: Ubicación de la mina Algamarca. ............................................................... 8 Ilustración 2: Método de perforación Shrinkage............................................................. 12 Ilustración 3: Perforación con Stopper. ........................................................................... 13 Ilustración 4: Perforación en Shrinkage. ......................................................................... 13 Ilustración 5: Método Shrinkage mecanizado. ................................................................ 14 Ilustración 6: Método Corte y Relleno Ascendente. ........................................................ 23 Ilustración 7: Explotación en Corte y Relleno Ascendente. ........................................... 25 Ilustración 8: Factores de simultaneidad para consumo para maquinas perforadoras. .............................................................................................................................................. 37 Ilustración 9: Energía necesaria para compensar fugas.. ............................................... 37

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I.

4

INTRODUCCION

La visita a la mina Algamarca fue muy provechoso para los alumnos de VI ciclo de ingeniería de minas de la Universidad Nacional de Trujillo. En la cual la enseñanza que nos brindaron sobre el método de explotación que se realiza en dicha mina nos dio un conocimiento base de cómo podemos recuperar pilares en retirada. El presente informe trata de lo aprendido en nuestra vista a esta mina, como la observación del método de explotación Shrinkage, así mismo, también se esta brindando un aporte a la capacidad del compresor de aire, el cual ayudara a la eficiencia de las máquinas perforadoras para que la producción de la mina Algamarca vaya en aumento.

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II.

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OBJETIVOS



Investigar sobre la historia de la mina Algamarca.



Describir el método de explotación subterránea Shrinkage.



Describir el método de explotación subterránea Cut and Fill (Corte y Relleno).



Informar que significa explotación en retirada.



Hacer el calculo de la capacidad del compresor para 3 máquinas perforadoras Jack Leg.

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III.

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MARCO TEÓRICO

3.1. RESEÑA HISTORICA (DE ALGAMARCA (MINA NIVEL 05 GRUPO “RISCO”) Desde 1940 hasta marzo de 1990, la compañía minera Algamarca S.A. que tuvo como directorio principal a la familia “Orbegoso Tuleda”, exploto minas (socavones); con denominaciones de niveles y subniveles (Nivel: 01, 02, 03, …, 080) donde su producción de metales fue COBRE Y PLATA principalmente. Desde el año 1987, la compañía minera Algamarca S.A. empieza a explotar yacimientos de oro en socavones ubicados en San José y que culminan con el cierre de operaciones en marzo de 1990, debido a problemas que se desconocen. En los años desde 1994 a 1996, la Compañía ASARCO (American Smelting and Refining Company) realizo trabajos de explotación en las concesiones ahora de Sulliden Shauindo SAC. Desde 1997 hasta 1999 la empresa SOUTHERN PERU SPCC realizo trabajos de exploración y remediación de pasivos ambientales dejados por la CIA Minera Algamarca S.A. en lugares adyacentes al caserío de San José, incluyendo más de 198 perforaciones, un cálculo detallado de las reservas, ensayos metalúrgicos compuestos y un estudio de prefactibilidad (EIA Sd Sulliden Shahuindo SAC, 2010). La minería informal y artesanal en el Centro Poblado de Algamarca dio comienzo desde el año 2005, iniciándose en los antiguos socavones mineros en terrenos ubicados en el sector denominado Tranca del Agua, luego se extendió en otras labores antiguas en el margen izquierdo del cerro Algamarca.

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En el 2012 se ha podido apreciar que existe menor cantidad de mineros informales. La mayor concentración de mineros informales se encuentra alrededor del anticlinal Algamarca y en antiguos socavones que fueron de Minera Algamarca S.A. La minera informal en Algamarca, presenta el siguiente caso de contaminación: esta mina principalmente conmina las aguas y el valle de codebamba, por el uso de cianuro en minería informal. Este conflicto es socioambiental (dato del año 2000 – 2004). 3.1.1. DESCRIPCIÓN DEL CONFLICTO Los pobladores ubicados en la parte bajan del cerro Algamarca, cansados de la contaminación a consecuencia de la minería informal, han manifestado su intención de subir a las instalaciones de los mineros informales para desalojarlos cuando se vean afectados sus cultivos. La minería informal que se desarrolla en la zona de Algamarca pone en riesgo de contaminación el valle Condebamba, donde 15,000 agricultores siembran palta fuerte y ají. Actualmente la propiedad está en litigio entre dos empresas mineras por lo que ninguna puede entrar a explotar formalmente, hecho aprovechado por los informales. Hay lentitud en el proceso judicial. El Gobierno Central no quiere comprometerse en el asunto y le deriva la responsabilidad al Gobierno Regional. Las competencias del Gobierno Regional son sobre la Minería Artesanal, pero en este caso es una actividad ilegal que también le compete al estado.

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3.1.2. UBICACIÓN Esta mina se ubica en el centro poblado de Algamarca y San José distrito de Cachachi, provincia de Cajabamba, departamento de Cajamarca. A una altitud que varía de 2600 a 3600 msnm. Las vías de acceso son terrestres en buen estado, de Huamachuco hasta Algamarca se demora alrededor de 3.30 horas.

Ilustración 1: Ubicación de la mina Algamarca.

3.1.3. MINERALES QUE EXPLOTAN 

Plata



Cobre



Oro, en pocas cantidades.

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3.1.4. DESCRIPCION GEOLOGICA 3.1.4.1. GEOLOGIA Algamarca se ubica en la franja septentrional de la cordillera occidental de los Andes, el Noreste del Perú. Presenta una morfología variada, resultado del intenso plegamiento, fallamiento y eventos de intrusión magmática que han afectado al substrato Cretácico durante su evolución geológica, seguido de fuertes procesos de erosión – sedimentación, hasta configurar el paisaje actual. La estratigrafía regional está conformada desde la más antigua a la más reciente, por secuencias de lutitas negras, laminares, deleznables, con intercalaciones de areniscas grises asignadas a la Formación Chicama del Jurásico Superior; le siguen cuarcitas, areniscas, limolitas y lutitas, correspondientes a la formación chimú, Santa, Carhuaz, Farrat, e Inca de edad Cretácico Inferior y sobreyaciendo se presentan secuencias de calizas y Calizas Bituminosas de las formaciones Chulec-Pariatambo Del Cretácico Medio a Superior.

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3.1.4.2. MINERALOGIA La alteración supergenica y la oxidación se producen a profundidades variables que van desde 15 m hasta 200 m bajo la superficie. En las facies de oxidos producto de la meteorización, el oro y la plata están asociados con la jarosita y la hematita. En las facies de Sulfuros de Oro es generalmente de grano muy fino. La pirita de grano fino forma asociación cercana con la mineralización de oro y se presentan como diseminaciones y vetillas y cuerpos semi-masivos. También se han reportado tetraedritas, Calcopirita, Esfalerita, Blenda, Arsenopirita, Estibina y Covelina. La plata se encuentra generalmente en sulfosales. La alteración hidrotermal produce un enriquecimeinto de Hierro, Potasio, Arsenico, Bario, Bismuto, Cobre, Mercurio y Plomo y el agotamiento de Calcio y Zinc. 3.1.5. PRODUCCION Su producción semanal es de 2 volquetadas, y mensual seria de 8 volquetadas, que cada volquetada es de ……………..? 3.1.6. LEY DE LOS MINERALES La ley de Plata oscila entre 44 y 100 onzas por tonelada, mientras que el cobre su ley es de 15 onzas por tonelada.

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3.2. SHRINKAGE STOPING – CAMARAS DE ALMACENAMIENTO El mineral se arranca en sentido ascendente aplicado a vetas con altos buzamientos que tengan tanto el mineral y las cajas una buena calidad geomecánica. Este método de explotación es aplicable en cuerpos tabulares verticales o subverticales angostos o de poco espesor (1 a 10 m). Es un método llamado por realce en el que el mineral se arranca en rebanadas o franjas horizontales de abajo hacia arriba y permanece en el caserón como apoyo temporal a las paredes de éste y además proporciona una plataforma o piso de trabajo para los trabajadores. 3.2.1. CARACTERÍSTICAS: 

Este método se aplica generalmente a vetas angostas de 1.2 a 30 m o a cuerpos donde otros métodos no pueden ser usados



Como el mineral SE ESPONJA cuando es roto, es necesario disminuir la carga del tajeo en una cantidad a medida que avanza la explotación, por lo que se hace un JALE PARCIAL.



El mineral roto que va quedando se extraerá completamente cuando se haya minado todo el bloque: JALE FINAL.



El buzamiento ideal es de 70º a 90º



Buzamientos < 70ª: Necesita sostenimiento de la caja techo



Buzamiento de 45º a 50º NO puede aplicarse el método

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Ilustración 2: Método de perforación Shrinkage.

3.2.2. CONDICIONES DEL TERRENO 

La caja debe ser sumamente fuerte para tener un sostenimiento mínimo.



Durante el minado, el deslizamiento de paredes es restringido, el mineral roto le brinda resistencia al cierre de las paredes del tajeo. Si ocurre puede causar pérdidas de mineral.



Las paredes también pueden reforzarse con pernos en cada corte en un shrinkage convencional, pero no en la variante de taladros largos.



El mineral debe ser competente para permanecer sin sostenimiento a lo largo del tajeo, aunque puede emplearse sostenimiento artificial temporal.



El tajeo puede quedar vacío o ser rellenado.

3.2.3. APLICADO EN MINERIA 3.2.3.1. EN MINERIA CONVENCIONAL En la práctica normal se utilizan perforadoras manuales (jack-legs o stopers) y barras integrales. Los tiros pueden ser horizontales (1.6 a 4.0 m) o verticales (1.6 a 2.4 m) con diámetros de 32 a 38 mm.

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a. STOPPER Perforadora que se emplea para la construcción de chimeneas y perfora en labores de explotación (perforación vertical hacia arriba). Está constituido por un equipo perforador adosado a la barra de avance que hace una unidad sólida y compacta.

Ilustración 3: Perforación con Stopper.

Ilustración 4: Perforación en Shrinkage.

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3.2.3.2. EN MINERIA MECANIZADA Se utiliza perforación mecanizada, mediante el uso de: drill wagons o jumbos con largos de perforación que pueden ir de 1.8 a 2.4 m (hasta 3.0 m).

Ilustración 5: Método Shrinkage mecanizado.

3.2.4. PERFORACION ASCENDENTE 3.2.4.1. VERTICAL Esta tiene la ventaja de generar una fragmentación más fina que ayuda al vaciado del caserón. Los taladros pueden ser de 1.6 a 4 metros, con diámetro de 33 a 38 mm. 3.2.4.2. HORIZONTAL La perforación de tiros horizontales tiene la ventaja de generar un mejor rendimiento, tanto del barrenado como del explosivo. Los taladros pueden ser de 1.6 a 4 metros, con diámetro de 33 a 38 mm.

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3.2.4.3. INCLINADA Esta es más ventajosa que perforación vertical. 3.2.5. MÉTODO ALMACENAMIENTO PROVISIONAL La propiedad característica de este método es que el mineral se arranca en sentido ascendente, dejando que este mineral se acumule en el mismo tajeo, ya que la misma se usará como plataforma de trabajo para los siguientes y sucesivos cortes, al mismo tiempo que apuntalan parcialmente las cajas del espacio ya explotado y sustituyen así al relleno propiamente dicho. Como el volumen del mineral arrancado es aproximadamente una tercera parte mayor que el del mineral in-situ, debe extraerse este excedente con el objeto de que, entre el techo del próximo corte y la superficie del montón del mineral, exista un espacio abierto de 2.00 m de altura. 3.2.6. VENTAJAS DEL MÉTODO Entre las principales ventajas del Shrinkage, se tiene: 

Costos bajos.



Arranque rápido.



Rendimiento de extracción elevado.



Costos de fortificación reducidos.



Trabajo sencillo y fácil.



La gravedad favorece el trabajo con explosivos.



Ventilación fácil y eficaz.



La extracción no depende del arranque diario; el mineral puede extraerse regularmente y sin interrupción alguna.

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

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El Shrinkage es el método más confiable en cuanto a disponibilidad de mineral roto se refiere, porque no depende de equipo de limpieza como winchas, cavos o scoops.



El Shrinkage no depende de relleno hidráulico, por lo tanto no depende de la disponibilidad de relleno para contar con mineral roto.



Cuando existen minerales de distinta calidad en los distintos bloques en explotación del yacimiento, puede lograrse la calidad media deseada extrayendo mineral de las distintas cámaras.



No es necesario almacenar en la superficie el mineral, sino que éste permanece en el interior de la mina, no estando así expuesto a la intemperie.



Tasas de producción pequeñas a medianas.



Vaciado del caserón por gravedad.



Buena recuperación (75 a 100%).



Baja dilución (10 a 25%).

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3.2.7. DESVENTAJAS DEL MÉTODO Entre los principales inconvenientes del método, tenemos: 

El Shrinkage convencional tiene limitaciones en la explotación de vetas cuyas cajas sean fracturadas y alteradas por fallamiento.



Grandes limitaciones en las posibilidades de aplicación.



El inconveniente de pasar de este método a otro diferente.



Dificultades cuando se presentan bifurcaciones en la veta.



El mineral se ensucia debido a desprendimientos de roca de las cajas (dilución).



Escasa libertad de movimiento del personal que se encuentra en la cámara (tajeo) sobre el mineral almacenado y transporte difícil de las herramientas.



Las grandes reservas de mineral almacenado en el interior representan la inmovilización de un capital notable.



No resulta posible en la explotación una clasificación del mineral ni una separación de la ganga.



Cuando las cajas se hunden antes de lo previsto, se pierde demasiado mineral.

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3.2.8. APLICACIÓN DEL MÉTODO Este método se aplica generalmente a vetas angostas de 1.2 a 30 m o a cuerpos donde otros métodos no pueden ser usados. Este método de explotación es aplicable en cuerpos tabulares verticales o subverticales angostos o de poco espesor (1 a 10 m), con bordes o límites regulares. Su inclinación debe ser superior al ángulo de reposo del material quebrado, vale decir, mayor a 55º. La roca mineralizada debe ser estable y competente. La roca encajadora (paredes) debe presentar también buenas condiciones de estabilidad. Son técnica o económicamente inviables. Para asegurar que el mineral fluya (que no se “cuelgue”), el mineral no debe tener muchas arcillas, ni debe oxidarse rápidamente, generando cementación. El cuerpo mineralizado debe ser continuo para evitar la dilución. El estéril debe extraerse como dilución o dejarse como pilares aleatorios (que no impidan el flujo). 3.2.8.1. PRINCIPIOS Consiste en excavar el mineral por tajadas horizontales en una secuencia ascendente (realce) partiendo de la base del caserón. Una proporción del mineral quebrado, equivalente al aumento de volumen o esponjamiento (30 a 40 %), es extraída continuamente por la base. El resto queda almacenado en el caserón, de modo de servir como piso de trabajo para la operación de arranque (perforación y voladura), asimismo, de soporte de las paredes del caserón. Cuando el proceso de arranque alcanza el límite pre-establecido superior del caserón, cesan las operaciones de perforación y voladura, y se inicia el vaciado del caserón extrayendo el mineral que ha permanecido almacenado (60 a 70%).

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3.2.8.2. DESARROLLOS El método requiere conocer bastante bien la regularidad y los límites del cuerpo mineralizado. Para ello, se construyen dos niveles horizontales separados verticalmente por 30-180 m, los cuales permiten definir la continuidad de la veta y determinar la regularidad en el espesor de la misma. A esto, se agrega una o más chimeneas, construidas por Alimak o Raise- Boeing, las que permiten definir la continuidad vertical, facilitan la ventilación y permiten el acceso del personal y equipos. Finalmente, hay tres alternativas para el desarrollo que sigue: A. Puntos de extracción: cada 1-10m en la base del cuerpo.  Instalación de chute de madera en cada punto B. Correr galería paralela a la base del cuerpo a 7.5 – 15 m en footwall (por estabilidad)  Correr estocada de extracción desde la galería de extracción a la galería de base del depósito cada 7.5 – 15 m.  Volar la primera tajada y se extrae el esponjamiento con LHD o scraper. C. Cuerpos más anchos:  Correr dos galerías de base.  Construir embudos.  Por el centro de las dos galerías de base, correr galería de extracción con scraper y estocadas de extracción para que el esponjamiento fluya hacia la galería de extracción.

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3.2.8.3. ARRANQUE Las condiciones de aplicación de este método (vetas angostas de baja capacidad productiva), como también las dificultades de acceso y el piso de trabajo irregular no permiten la utilización de equipos mecanizados de perforación. En la práctica normal se utilizan perforadoras manuales (jack-legs o stopers) y barras integrales. Los tiros pueden ser horizontales (1.6 a 4.0 m) o verticales (1.6 a 2.4 m) con diámetros de 32 a 38 mm. Excepcionalmente, se utiliza perforación mecanizada, mediante el uso de: drill wagons o jumbos con largos de perforación que pueden ir de 1.8 a 2.4 m (hasta 3.0 m). La voladura se realiza utilizando ANFO, geles (hidrogeles), slurry (emulsiones) y con iniciación no eléctrica normalmente. 3.2.8.4. MANEJO DE MINERAL El sistema tradicional o más antiguo consiste en el carguío directo del esponjamiento por el nivel de extracción mediante de pequeños carros de ferrocarril, mediante buzones instalados en la base de los embudos recolectores. Es necesario nivelar el piso para seguir perforando después de cada disparo, dentro del caserón, para lo que se pueden utilizar slushers, LHD pequeños o simplemente palas y realizar el trabajo manualmente. Después de tronar y extraer cada tajada vertical, se deben subir los accesos (fortificación de accesos con madera). Entre los sistemas de carguío y transporte en el nivel de extracción, también se pueden encontrar palas de arrastre (scrapers) descargando directamente a carros de ferrocarril o camiones y equipos LHD saliendo

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directamente a superficie, o en combinación con piques de traspaso cortos, ferrocarril o camiones, rampas o piques de extracción. 3.2.8.5.VENTILACIÓN El frente de trabajo se ventila inyectando aire desde la galería de transporte ubicada en la base a través de la chimenea de acceso emplazada en uno de los pilares que flanquean el caserón. El aire viciado se extrae hacia el nivel superior por la chimenea emplazada en el otro pilar correspondiente al caserón vecino. 3.2.8.6.FORTIFICACIÓN Dependiendo de la estabilidad de la roca encajadora, se recurre normalmente a un apernado parcial o sistemático de las paredes del caserón. En situaciones de mayor inestabilidad se colocan pernos y malla de acero, o incluso shotcrete. También es posible dejar algunos pilares demineral de pequeñas dimensiones. Muestreo de canaleta o de chips en intervalos regulares para control de leyes. 3.2.8.7.VACIADO El vaciado es la etapa más peligrosa. Se debe evitar este método si el material se pega o cementa (arcillas) y puede crear colgaduras o arcos. Estas colgaduras pueden ser “deshechas” mediante el uso de agua, explosivos o a mano, lo cual es muy riesgoso. Las colgaduras son costosas y peligrosas. El vaciado debe hacerse sistemático y parejo, para evitar la dilución: se utiliza DTH/camión.

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3.2.9. PARÁMETROS  Características del mineral: mineral competente, que no se oxide ni cemente, bajo en arcillas.  Características de roca de caja: competente a moderadamente competente.  Forma del depósito: vertical, uniforme en su inclinación y contactos. 

Inclinación > 45º, ojalá > 60º.

Tamaño: 

Angosto a moderado espesor (1 a 30 m)



Largo: 15 m en adelante

 Ley: moderada a alta.

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3.3. MÉTODO DE CORTE Y RELLENO ASCENDENTE (Over Cut and fíll) 3.3.1. DESCRIPCION DEL METODO En este método de explotación el mineral es cortado en tajadas horizontales, comenzando de la parte baja y avanzando hacia arriba. El mineral roto es cargado y extraído completamente del tajo. 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. 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.

Ilustración 6: Método Corte y Relleno Ascendente.

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3.3.2. CONDICIONES DE APLICABILIDAD Se puede aplicar en yacimientos: 

Con buzamientos pronunciados mayores de 55 °.



En yacimientos tipo Vetas.



Con cajas medianamente competentes o competentes.



Las cajas del yacimiento pueden ser irregulares y no competentes.



El mineral debe tener buena ley.



Disponibilidad del material de relleno detrítico.

3.3.3. PREPARACION 3.3.3.1. GALERIAS Una galería principal(inferior) de transporte emplazada a lo largo de la base del caserón y una galería superior ambas conectadas entre ellas por dos chimeneas. 3.3.3.2. CHIMENEAS En los extremos del block se llevan los caminos pegados a los Chuts (Chuty camino); que sirven para el acceso de material, personal y ventilación, al mismo tiempo delimita el block mineralizado o si no se corre una chimenea en la parte central del block que servirá para la ventilación y acceso de relleno a utilizar. 3.3.3.3. SUBNIVEL DE CORTE INICIAL (UNDER CUT) A partir de donde se inicia la rotura del mineral en sentido ascendente, hasta llegar al nivel superior donde se deja un puente de 3 o 4 metros. El subnivel se construye dejando a 3m de la galería principal (nivel de transporte) un puente sobre la galería (Chut y camino) hasta comunicar las 2 chimeneas de doble

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compartimento. En la parte central se construye una chimenea que va a servir para la ventilación y como echadero de relleno. 3.3.4. EXPLOTACION Después de las labores de preparación se empieza a la rotura del tajeo a partir del subnivel, sacando el corte en la parte central del tajeo con la finalidad de mantener el ciclo siguiente: 

Perforación



Voladura



Ventilación y desate



Limpieza



Relleno.

Ilustración 7: Explotación en Corte y Relleno Ascendente.

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3.3.5. PERFORACION La perforación se realiza con máquinas Jack-Leg y Stoper, haciendo un promedio de 20 taladros por día, con barrenos de 5 pies (juego). 

Jack-Leg: Para perforaciones horizontales y como tienen un dispositivo de empuje o sea la pala neumática permite inclinar la máquina hasta un ángulo bastante pronunciado, el 50% utilizamos en tajeos y el 10% en chimeneas.



Stoper: Esta máquina está diseñada para hacer perforaciones verticales o muy cerca de la verticalidad; en chimeneas esta máquina es insustituible.

Son usados dos sistemas diferentes de perforación, siendo el minado más común la perforación vertical o inclinada hacia el techo y la otra es la perforación horizontal. El inconveniente en la perforación vertical es que la altura del tajeo se va aumentando en promedio a 7.5m cuando el mineral es extraído. La voladura crea un techo escabroso y esto dificulta el control del techo y es potencialmente peligroso para el operador minero. A menos que la superficie escabrosa este recortada con voladura controlada. Una alternativa de la voladura vertical son los taladros horizontales, el mineral es perforado con la técnica “breasting” el tajeo es rellenado en lo posible con relleno hidráulico y solamente una franja angosta de corte vertical entre el techo y la superficie de relleno. La perforación se puede desarrollar con jumbos, el tamaño del área es limitado para que pueda ser perforado desde la cara libre y esto es mucho más pequeño que el área resultante de los taladros verticales. La pequeña área influye sobre la

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eficiencia de los equipos en perforación horizontal, la cara de perforación ofrece varias ventajas sobre la perforación vertical entre ellos: 

Los taladros son horizontales y el techo volado deja una superficie llena o lisa, además se puede controlar fácilmente el techo.



La cara frontal permite una perforación selectiva donde los materiales de baja ley pueden ser dejados en el tajeo como relleno.



Permite ajustar el plan general del tajeo, así para extraer la mineralización existente en las cajas irregulares.

3.3.6. VOLADURA El trazo de la malla de perforación influye en la fragmentación del mineral, así como la densidad de la carga explosiva, secuencia de iniciación y otros parámetros, que son deducidos en base a experiencias de los supervisores y algunas teorías existentes en nuestro medio. Como explosivo se viene usando dinamitas de diferentes fábricas, ANFO, emulsiones, etc. como accesorios de voladura son utilizados fanel, nonel, mecha lenta, cordón detonante, fulminantes, conectores, etc. 3.3.7. ACARREO Y TRANSPORTE El transporte en el tajo de método de corte y relleno ascendente es una de las operaciones unitarias más importantes. La forma del tajeo condiciona la limpieza que de hecho conforma dos operaciones acarreo y transporte. En general las distancias son de acuerdo al radio de rendimiento de cada equipo de acarreo y transporte en muchas minas. Solamente en caso de vetas angosta (tajeos largos) se puede contemplar dos equipos distintos.

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

28

Lampeo directo a mano: Al armar las tolvas los “ore pass”, echaderos simples y en gran número se puede suprimir todo el transporte y lampear el mineral a mano, directamente a echaderos, esto se puede admitir en potencias horizontales de 2-5m, echaderos a cada 5-7m, colocados al centro del tajeo en caso de método convencional.



Con carro minero a mano o mecánico: Es interesante instalar una vía de riel, poner el mineral en carro y llevar este vagón hasta el echadero más próximo pudiendo acarrear hasta 40 metros en promedio. La introducción de una pala mecánica sobre vía mejora la velocidad de carguío.



Pala con tolva o pala auto vagón sin vía: El interés de este procedimiento es la ausencia de vías, cables; estos equipos son particularmente usados en el transporte y son bien adaptados a los tajeos de corte y relleno.



Rastrillaje: los winches usados hasta de 13 HP dependiendo del volumen del mineral. Los equipos de 3 tamboras son usados en tajeos de gran dimensión. Para potencias de 2-6m se usan tambores de 2 tamboras. La geometría de los tajeos limita el uso para el rastrillaje, pero este sobre relleno no satisface su uso ya que hay que tener bastante cuidado de no diluir el mineral.



Evacuación por gravedad: No es más que un método en regresión aun en vía de desaparición. Los minerales aprovechan la gravedad y resbalan. Por consecuencia de la pendiente dada al tajeo hacia el echadero, este método es muy simple y bastante empleada en minas pequeñas.

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

29

Transporte mecanizado: en el método mecanizado se usan equipos LHD eléctricos o Diesel para acarreo hacia “ore pass”, luego pueden emplearse para la extracción volquetes de bajo perfil y evacuarse por medio de piques hacia la superficie.

3.3.8. RELLENO El relleno que se comporta como un soporte. Es una necesidad en los tajeos explotados. El objetivo es que no afecte a otras áreas de trabajo, evitando el hundimiento y otros efectos tectónicos y más aún para buscar seguridad en la explotación a medida que va profundizándose la labore, las presiones son mayores. En minería subterránea existen tres tipos de relleno que son relleno: hidráulico, hidroneumático y convencional. a. Relleno

convencional: El relleno para

las labores excavadas

proviene

generalmente de: 

Material estéril de desarrollo. Se estime en 40% aproximadamente.



Deposito naturales de grava de superficie 60%.

la distribución del relleno en el tajeo es muy laborioso, llegándose a consumir hasta un 30% del tiempo del personal del tajeo, en muchos casos el piso no es uniforme, como consecuencia existe una pérdida de mineral por dilución. Es muy difícil compactar el relleno de grava en todos los rincones del tajeo, debido al esponjamiento del material y la incomodidad dentro del tajeo.

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30

b. Relleno hidráulico: El relleno hidráulico es una mezcla de relave cicloneado con el agua o bien arenas glaciares con agua y la pulpa es transportada mediante tuberías accionadas por bombas o por gravedad a las labores: Ofrece muchas ventajas como: 

El relave como material se halla en forma gratuita.



Es mucho más eficiente, económico y veloz.



La adición de cemento en la capa superior reduce la capa del mineral con el relleno.



Flexibilidad en

las técnicas mineras

permitiendo

transformar el método de baja eficiencia a métodos eficientes. Así como también las siguientes desventajas: 

Alta inversión inicial.



Mayor volumen de agua es introducido en la mina, requiriéndose la evaluación de bombeo o por gravedad.



Si la percolación no es adecuada crea el fenómeno del embudo, ocasionando derrumbes en lo posterior.



Problemas de tuberías, desgastadas, cambio de válvulas ocasionará paradas de la bomba.



Cuando en el relave exista gran cantidad de pirita se elevará la temperatura

y

produce

Pudiéndose provocar inclusive incendios.

anhídrido

sulfuroso,

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31

c. Relleno hidroneumático: Es similar al relleno hidráulico, usándose para el transporte tuberías de metal. El relleno hidroneumático consiste en enviar material chancado. Puede mezclarse con cemento y agua, la que es preparada en mezcladoras para este fin: la carga pasa por una tubería con diámetro apropiado la misma que da paso a una bomba neumática para enviar a los tajeos con alta presión de aire para rellenar los espacios vacíos. 3.3.9. VENTAJAS. 

La recuperación es cercana al 100%.



Es altamente selectivo, lo que significa que se pueden trabajar secciones de alta ley y dejar aquellas zonas de baja ley sin explotar.



Es un método seguro.



Puede alcanzar un alto grado de mecanización.



Buena ventilación.



Facilidad de cambio de método.

3.3.10. DESVENTAJAS. 

Costo de explotación elevado.



Bajo rendimiento por la paralización de la producción como consecuencia del relleno.



Consumo elevado de materiales de fortificación.



El volumen de mineral arrancado en un ciclo de trabajo es relativamente pequeño.



Los requerimientos de mano de obra en actividades no productivas son altos, por lo tanto, la productividad del método es baja.

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

32

El mantenimiento de chimeneas es costoso.

3.3.11. RECUPERACION. 

Alta recuperación mayor a 90%



La recuperación depende: en vetas angostas se puede sacar el puente, pero en vetas anchas hay que dejar el puente. Si el tajeo está debajo del nivel principal de transporte se deja un puente de buenas dimensiones.

3.3.12. VARIANTES DEL MÉTODO. 3.3.12.1. OVERHAND C&F STOPING 

Cortes horizontales de 1.8 a 4.6 m son extraídos alejándose del acceso, hacia arriba.



Mineral arrancado queda sobre el relleno o desarrollo se inicia en la base del cuerpo



Techo puede sostenerse con pernos ocasionales si el mineral es competente o con pernos en una malla regular, para que el personal trabaje bajo un techo controlado.



Problemas con perforación para tronadura (interferencia) y porque hay que sacar pernos a mano del material quebrado para que no interfiera en traspaso, y otros procesos (chancado) o Soporte de techo y muros con madera.

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3.3.12.2. POST PILLAR STOPING. 

Para cuerpos anchos verticalmente que no pueden ser explotados por Room and Pillar.



Se mantienen pilares para soportar techo, pero el relleno los confina.



Mineral debe ser de buena competencia para prevenir fallas en pilares y techo.

3.3.12.3. UNDER C&F STOPING 

Igual al Overhand C&F Stoping, pero se procede en dirección descendente.

3.3.12.4. DRIFT & FILL STOPING. 

Consiste en extraer por medio de galerías que son rellenas, permitiendo la extracción de la “galería” adyacente.

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3.4. EXTRACCION DE MINERAL EN RETROCESO Método de cámaras vacías (caserones en vacío): el método de Room And Pilar (cámaras y pilares), sub Level Stoping o Shirikage; entre otro consiste en la explotación de un cuerpo mineralizado, dejando caserones separados por pilares de mineral para otorgar sostenimiento de techo o cajas de piso de rocas. cuando terminamos de explotar la mina, se puede hacer una extracción marginal (recuperar los pilares de alta ley). ya que la operación ya termino y se paga todo lo que había pagado. por lo tanto, se va a recuperar en retroceso, es decir recuperando los pilares de más alta ley, si se derrumba es menos riesgoso ya que se está avanzando en retroceso. de esta manera se puede recuperar la mayor cantidad de mineral posible.

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3.5. CAPACIDAD DE AIRE DE COMPRESORA PARA TRES MAQUINAS Se tiene un compresor a 3000 metros de altitud que suministra aire comprimido por un sistema de tuberías a una labor minera de la mina Algamarca; la longitud de la tubería desde la compresora hasta las máquinas de perforación es de 1500 metros. En zona de perforación se tiene operando 3 máquinas de perforación Jack Leg que requieren 170 cfm c/u al nivel del mar. Calcular el gasto de aire comprimido trabajando normalmente en el frente; y la capacidad del compresor si el trabajo que realiza es isotérmico, la tubería tiene 4 pulgadas de diámetro. La presión manométrica de trabajo no debe bajar de los 80 psi, temperatura promedio 515 °R (Rankine), en la tubería del pique se localizaron 5 orificios, de 4mm de diámetro. SOLUCION: 1° PASO: calculamos las presiones atmosféricas en la altura de trabajo.

𝐿𝑜𝑔(𝑃1) = 𝐿𝑜𝑔(14.7 𝑝𝑠𝑖) −

9842.52 𝑝𝑖𝑒𝑠 122.4 × (515°)

P3000 m = 10.26 lb/pulg2 2°PASO: Calculamos el factor de corrección por altitud para los equipos de perforación.

𝐹=

14.7 𝑝𝑠𝑖 × (80 𝑝𝑠𝑖 + 10.26 𝑝𝑠𝑖) = 1.37 10.26 𝑝𝑠𝑖 × (80 𝑝𝑠𝑖 + 14.7 𝑝𝑠𝑖)

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3° PASO: Consumo de aire en el frente: 3 𝑚á𝑞 × 170

𝑐𝑓𝑚

𝑚á𝑞 × 1.37 = 698.7 𝑐𝑓𝑚

4° PASO: Cálculo del gasto de aire comprimido: Efectuando la corrección por el factor de simultaneidad mediante la siguiente tabla: Número

Factor

de N°

Equivalente Máquina

Factor de Equivalente

corrección

Máqu.

corr 0.59

1

1.0

1.0

19

2

1.8

0.9

20

11.7

0.58

3

2.7

0.9

21

11.7

0.58

4

3.4

0.85

22

0.57

5

4.1

0.82

23

0.57

6

4.8

0.80

24

0.56

7

5.4

0.77

25

0.56

8

6.0

0.75

26

0.55

9

6.5

0.73

27

0.55

10

7.1

0.71

28

0.54

0.69

29

0.54

0.67

30

13

0.65

31

0.53

14

0.64

32

0.53

0.63

34

0.52.

0.62

40

11 12

15 16

8.1

9.5

15.18

21.4

0.53

0.52

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37

17

0.61

50

18

0.60

75

25.5

0.51 0.47

Ilustración 8: Factores de simultaneidad para consumo para maquinas perforadoras.

Entonces: 0.90 × 698.7 𝑐𝑓𝑚 = 628.83 𝑐𝑓𝑚 Ahora efectuamos la corrección por fugas utilizando la siguiente tabla: Potencia necesaria para su Diámetro del Fugas de aire a 6 bar comprensión orificio en mm 1/s

m3/min

Kw

CV

1

1

0.06

0.3

0.4

3

10

0.6

3.1

4.2

5

27

1.6

8.3

11.2

10

105

6.3

33

44

Ilustración 9: Energía necesaria para compensar fugas..

Entonces:

Interpolando tenemos que: X = 1.1 m3/ min

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38

Bueno como ya tenemos el cálculo para el orificio de 4mm que es 1.1 m3/ min 𝑝𝑖𝑒 𝑝𝑖𝑒 1.1 𝑚 𝑚𝑖𝑛 × = 38.85 𝑚𝑖𝑛 0.02831𝑚 Bueno ahora hacemos una regla de tres simple, ya que estos datos están para 6 bar y nosotros necesitamos para 80 lb/pulg2, pero antes de eso hacemos una conversión de las 80 lb/pulg2 a bar y es la siguiente: 1 𝑏𝑎𝑟 80 𝑙𝑏𝑠 𝑝𝑢𝑙𝑔 × = 5.44 𝑏𝑎𝑟 14.7 𝑙𝑏𝑠 𝑝𝑢𝑙𝑔

X = 35.22 pie3/min esta es la corrección por fugas. Entonces el gasto total es: Zona de trabajo: Corrección por fugas

= 628.83 cfm + 35.22 cfm x 5 orificios Total

= 176 cfm = 804.83 cfm

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5° PASO: presión manométrica en la zona de trabajo LONGITUD EQUIVALENTE: Long. de tubería: 4921.26 pies Hallamos la caída de presión

𝑃𝑓 = (7.5 × 10 ) ×

804.83 . × 4921.26 𝑝𝑖𝑒𝑠 (4 𝑝𝑢𝑙𝑔) × (80 𝑝𝑠𝑖 + 10.26𝑝𝑠𝑖)

Pf = 9.48 psi Pman = 80+ 9.48 = 89.48 psi Pabs = 89.48 + 10.26 = 99.74 psi 6° PASO: sabiendo la caída de presión, hallamos la presión manométrica en el recibidor.

𝐿𝑜𝑔(𝑃𝑚𝑐 + 10.26 𝑝𝑠𝑖) = 𝐿𝑜𝑔(99.74 𝑝𝑠𝑖) −

0 (𝑒𝑠𝑡𝑎𝑛 𝑎 𝑙𝑎 𝑚𝑖𝑠𝑚𝑎 𝑎𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎) 122.4 × (515°)

Pmc = 89.48 psi 7° PASO: factor de corrección por altitud para el compresor.

𝐹=

14.7 𝑝𝑠𝑖 × (89.48 𝑝𝑠𝑖 + 10.26 𝑝𝑠𝑖) = 1.37 10.26 𝑝𝑠𝑖 × (89.48 𝑝𝑠𝑖 + 14.7 𝑝𝑠𝑖)

8° PASO: Capacidad del compresor 𝐶𝐶 = 𝑄 × 𝐹

𝐶𝐶 = 804.83 𝑐𝑓𝑚 × 1.37 = 1102.62

𝑝𝑖𝑒

𝑚𝑖𝑛

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IV.

40

CONCLUSIONES

 La extracción de mineral en retroceso es muy importante en recuperación de pilares,

también se debe evaluar si la ley de mineral es alta  En el método corte y relleno ascendente, el mineral es cortado en tajos horizontales,

comenzando de la parte baja y avanzando hacia arriba. Se puede alcanzar un alto grado de mecanización, así mismo, la recuperación es cercana al 100%.  Con el resultado obtenido del cálculo de la capacidad que debe tener el compresor para 3 máquinas de perforación, podemos decir que para cada guardia se necesitara 1102.62

𝑝𝑖𝑒

𝑚𝑖𝑛

 En el método de perforación Shrinkage, el mineral se arranca por rebanadas o zanjas

horizontal. Aquí la perforación puede ser vertical, horizontal o inclinada ascendente para ambos, donde la perforación horizontal tiene más ventaja de generar un mejor rendimiento.