• Author / Uploaded
• Anais

Citation preview

“UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERU” FACULTAD DE INGENIERIA MINAS

DE

CORTE Y RELLENO MECANIZADO CATEDRA: MAQUINARIA Y EQUIPO MINERO CATEDRATICO: Ing. FELIX CARDENAS INTEGRANTES:  EGOAVIL SANCHEZ MAYRA  ELIAS TAIPE DENNIS  ENRIQUEZ QUINTANA LUZ  ESPINOZA RAFAEL THANIA  FELICES SULCACONDOR ANAIS  GUTIERREZ MEZA KEVIN CICLO: VI-Semestre

HYO-2019

INTRODUCCION 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.

SELECCIÓN DE EQUIPO PARA EL METODO DE EXPLOTACION CORTE Y RELLENO MECANIZADO I.RESUMEN El método Corte y Relleno Ascendente, consiste en avanzar con cortes horizontales ascendiendo en la veta. En este método, el mineral se elimina en rebanadas horizontales generalmente hacia arriba, y el espacio que queda se rellena con un material de carga (relleno detrítico y/o relleno hidráulico). Es uno de los métodos más utilizados, es selectivo, es decir que con este método se evita la extracción de residuos o mineral de baja ley. (Hassan, 2014). Este método de explotación subterránea permite lograr altas recuperaciones (>90%) y muy baja dilución.

II.DESCRIPCCION Según Hamrin (2014), “el desarrollo de la minería de corte y relleno incluye:  Una unidad de transporte de mercancías a lo largo del muro inferior del cuerpo de mineral en la planta principal.  Socavar la zona de rebaje con alcantarillas para el agua.  Una rampa en espiral que conduzcan a los pisos bajos.  Un aumento de la conexión a niveles por encima de la ventilación y el material a mover.” Mientras que Pedraza (2015), menciona que “la preparación para este método consiste en la elaboración de las siguientes labores:  Galerías o cruceros.  Chimeneas y caminos.  Rampas.  Sub nivel de extracción.  Caserón (Tajo).  La preparación del Sill (lámina o manto, es una masa tabular de roca ígnea, con frecuencia horizontal, que ha intruido lateralmente entre dos capas antiguas de roca sedimentaria, capas de lava volcánica o toba volcánica, o a favor de la foliación en rocas metamórficas).”

Este método también es llamado Under Cut and Fill (U.C.F.), Stossbau descendente, se realiza enroca de calidadpobre .En este método de explotación el minado se realiza de arriba hacia debajode los diferentes horizontes o pisos del mineral. Consiste en romper el mineral en diferentes pisosy en sentido descendente. Después que un corte o piso a sido completamente extraído, se procedea rellenar antes de empezar el nuevo corte en el piso inmediato inferior. Este relleno es el que vaayudar en el sostenimiento del techo del nuevo frontón que se abre. El minado del mineral continúapiso por piso hasta terminar el bloque. El relleno que se aplica, es el relleno hidroneumático cementado y se trabaja en terrenos muy suavesque pueden ser cuerpos o vetas de buena ley. El relleno hidroneumático tiene dos capas una mezclarica, de 1:6 de proporción de cementoy arena, y la mezcla pobre para completar el relleno, tiene1:26 de proporción de cemento y arena. La loza y sobre loza del relleno trabajan bien a las fuerzasde compresión que actúan sobre las cajas y la fuerzade flexión procedente del techo. Es una secuencia de los avances tecnológicos de corte y relleno descendente, que tuvo origen enCanadá. El sistemaconsiste en la extracción por medio de frentes pilotos de aproximadamente 10 x7 ft. (3 x 0,9 m.), y su longitud varia de 120 a 150 ft. según el cuerpo mineralizado.

1. Galería superior, rellenada con cuadros. 2. Galería inferior. 3. Sill, primer piso rellenado completamente. 4. Labores en explotación. 5. Labores en explotación. 6. Labores en explotación. Está probado que las eficiencias suben con este método a medida que el uso de cemento se incrementa a pesar de los costos elevados, ya que estos no son considerables considerando el aumento en la velocidad de explotación. Factores que intervienen en el método de explotación  Características del Yacimiento Mineral  Tipo de Yacimiento El tipo de yacimiento influye en el método de explotación, ya que si es se explota un cuerpo mineralizado la explotación se realizará mediante galerías de extracción y servicio, y si se realiza la explotación de vetas se realizarán cruceros en lugar de galerías.   

Geometría del Yacimiento Forma del depósito: tabular, irregular y también discontinuo. Buzamiento del depósito: Moderado a medianamente pronunciado (>45º).

         

Dimensión del depósito: Estrecho a moderadamente ancho (6" a 100" o 2 a 30m), extensiones medianamente grandes. Profundidad: Moderada a muy profunda (típicamente < 400 a 8000 ft o 1,2 a 2,4 km). Factores Mecánicos Resistencia de Mineral. - EL mineral utilizado en este método puede ser desde Moderadamente débil a resistente. Resistencia de Roca. - La roca utilizada en este método puede ser débil a medianamente débil. Factores Geoeconómicos Grado de mineralización: Medianamente alto.

Es un método ascendente (realce). El mineral es arrancado por franjas horizontales y/o verticales empezando por la parte inferior de un tajo y avanzando verticalmente. Cuando se ha extraído la franja completa, se rellena el volumen correspondiente con material estéril (relleno), que sirve de piso de trabajo a los obreros y al mismo tiempo permite sostener las paredes, y en algunos casos especiales el techo. 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.

A.- 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.

B.- PREPARACION 

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.



CHIMENEAS En los extremos del block se llevan los caminos pegados a los Chuts (Chut y camino); que sirven para el acceso de material, personal y ventilación, al mismo tiempo delimita el block mineralizado o sino se corre una chimenea en la parte central del block que servirá para la ventilación y acceso de relleno a utilizar.



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 sub-nivel 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 compartimento. En la parte central se construye una chimenea que va a servir para la ventilación y como echadero de relleno.

C. SINONIMIA:  

Explotación por Testeros Upper Cut and fíll

III.EQUIPOS EN MINERIA 1. EQUIPOS DE PERFORACION Perforación es aquella actividad que se realiza empleando equipos que por su tecnología permite: un eficiente control de la dirección, paralelismo, profundidad, presión contra la roca, rotación, número de golpes por minuto, así como del tiempo de perforación. Estos equipos pueden ser: jumbos u otro, los cuales tienen una o más perforadoras hidráulicas sobre brazos hidráulicos, con los cuales se posiciona para poder perforar los taladros según el diseño planteado. Además, permite perforar taladros de diámetro grande a fin de tener en el frente taladros vacíos que mejoren el rendimiento de la voladura. EQUIPO JUMBO DE 2 BRAZOS

PERFORACION HORIZONTAL O EN BREASTING

PERFORACION VERTICAL O INCLINADAS

PERFORACION: Se necesita extraer 3000 toneladas por día. 1. RENDIMIENTO DE EQUIPO JUMBO DE 3 BRAZOS 𝑛 = (60 ∗ ( 𝐻 ∗ 𝑁𝑏 ∗ 𝑒))/(𝑇𝑝 + 𝑇𝑚 +

𝑛 = (60 ∗ ( 3.63 ∗ 3 ∗ 0.85))/(2 + 1.5 +

𝐻 ) 𝑉𝑝 3.63 ) 0.86

𝑛 = 71.933 𝑚/ℎ𝑜𝑟𝑎

2. COSTO DE OPERACIÓN

𝐶𝑂 =

𝐶𝑂 =

𝐶𝐻𝐸 𝐻

112.91 72

𝐶𝑂 = 1.57 𝐷𝑜𝑙𝑎𝑟𝑒𝑠/𝑚𝑖𝑛

Se explotará 4 frentes de trabajo dos veces cada uno.

2. EQUIPOS DE LIMPIEZA O CARGUIO

SCOOPTRAMS Son equipos de bajo perfil que se usan en la limpieza, carguío y acarreo del mineral roto de los tajeos a los echaderos o en el carguío directo a los volquetes en sistema trackles, estos equipos son del sistema LHD accionados por motor diésel y/o motor eléctrico. También se puede emplear para el carguío directo a los dumpers (volquetes mineros). Un scooptram es un equipo diseñado para realizar trabajos en mina subsuelo o en zonas confinadas. Los LHD (load-haul-dump) corresponden a palas de bajo perfil que pueden clasificarse tanto como equipos de carguío con acarreo mínimo o como equipo combinado de carguío y transporte. Estos equipos poseen una alta eficiencia para distancias de acarreo de no más de 300 m. Tienen la particularidad de poseer un balde (o cuchara, de ahí que también se denominen scoops) de gran tamaño, el cual puede ser elevado para cargar un equipo

de transporte, tal como un camión de bajo perfil o un camión convencional. Poseen una gran versatilidad y por ende son equipos de alta productividad a un bajo costo operacional. La cuchara puede tener desde 1.0 a 13.0 yd3.

TRANSPORTE: Se usará scooptram para el transporte de Mineral SCOOPTRAM DATOS:

-Capacidad de cuchara (Cb): Ton * 6yd3=6yd3x0.76m3/yd3=4.56m3 * 4.56m3x2.7 Ton/m3=12.312 Ton -Densidad insitu de roca: 3 Ton/m3

-Esponjamiento (e) =1.3-1.5 =1.5 -Factor de llenado (Fll) = 0.8 -Distancia a la parrilla = 60 m -Velocidad de equipo cargado (Vc) en m/mint: 8Km/horax1000/1Kmx1hora/60mint. = 133.33m/mint. -Velocidad de equipo vacio (Vc) en m/mint.: 10Km/horax1000/1Kmx1hora/60mint. = 166.67m/mint. -Tiempo de carga (T1) en mint: 8 seg. = 0.133 mint. -Tiempo de descarga (T2) en mint: 4 seg. = 0.067 mint. -Tiempo de viaje del equipo (T3) en mint: Tiempo de ida + Tiempo de vuelta 1) T=d/v: 60/133.33= 0.45mint. 2) 60/166.67 = 0.36mint T3 = 0.45mint. + 0.36mint T3 = 0.81mint. -Tiempo de maniobras (T4) en mint. : 6 seg. = 0.1 mint.

1.- CALCULO DEL N° DE CICLOS (N°C):

N°C = DISTANCIA/(T1+T2+T3+T4) N°C= 60/(0.133+0.067+0.81+0.1) N°C=54.054 = 54 N°C = 54 CICLOS 2.- CALCULO DEL RENDIMIENTO HORARIO (R):

R = (N°CxCbxFllxƤ)/(1+e) R= (54x12.312Tonx0.8x3Ton/m3) / (1+1.5) R= 638.254 Ton/hora Viajes Totales de Scooptram: 174.26 TON. (en un frente) Se tiene 4 frentes en los cuales se realiza dos voladuras (1 por guardia): TOTAL 8 VOLADURAS. R= 638.254 Ton/hr I). -CAPACIDAD DE CUCHARA: 12.312 TON. II). -VIAJES TOTALES PARA LIMPIAR UN FRENTE: 174.26/12.312=14.15=15 VIAJES III). -VIAJES TOTALES EN UN DIA:

15x8(frentes disparados) = 120 viajes en un día.

3. EQUIPOS AUXILIARES 

VENTILACION Proporcionar a la mina un flujo de aire en cantidad y calidad suficiente para diluir contaminantes, a límites seguros en todos los lugares donde el personal está en trabajo. - Oxígeno para la respiración. - Diluye y remueve el polvo. - Diluye y remueve gases nocivos. - Reduce temperaturas.

Datos:  Mina ubicada a 3500 m.s.n.m  Trabajadores: 200 personas  2 Jumbos (50 Hp c/u)  2 Scooptram (60 Hp c/u)

CALCULO DE LA COBERTURA DE DEMANDA DE AIRE:  Caudal requerido por el número de trabajadores (Q Tr): QTr = F × N (m3/min) QTr = 5 x 200 QTr = 1000 m3/min  Caudal requerido por el consumo de madera (QMa):

QMa = T × u (m3/min) QMa = 500 x 1 QMa = 500 m3/min  Caudal requerido por temperatura en las labores de trabajo (QTe):

QTe = Vm × A × N (m3/min) QTe = 30 x (4 x 4) x 2 QTe = 960 m3/min

 Caudal requerido por equipo con motor petrolero (QEq): QEq = 3 × HP × Dm × Fu (m3/min) QEq = 3 × 220 * 0.8 * 0.8

QEq = 422.4 m3/min  Caudal requerido por fugas (QFu): QFu = 15% × QT1 (m3/min) QFu = 15% × ( 3882.47) QFu = 582.36 m3/min  Caudal total para la operación (QTo): QTo = QT1 + QFu (m3/min) QTo = 3882.4 + 582.36 QTo = 4464.76 m3/min (Caudal necesario) 

CAMIONES DE SERVICIO



CAMIONETAS DE SUPERFICIE



AMBULANCIA

IV. COSTO DE INVERSION V. FINANCIAMIENTO VI. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

E.- 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.

F.- 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. El mantenimiento de chimeneas es costoso.

F.- 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

VII. REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS