Metodos de Explotación - Cut and Fill

CUT AND FILL

Campo de aplicación  Se aplica por lo general en cuerpos de forma tabular verticales o sub

vertic ticales, de espe spesor vari ariable desde unos pocos metros hasta 15 o 20 [m] en algu alguno noss caso casos. s.  Se prefiere a otras alternativas cuando la roca encajadora (paredes)

pres presen enta tan n mala malass co cond ndic icio ione ness de est estabil abilid idad ad (inc (incom ompe petten ente te). ). En camb cambio io,, la roca mineralizada debe ser estable y competente, especialmente si se trat trata a de cu cuer erpo poss de gran gran espe espeso sorr.  El mineral extraído debe ser suficientemente valioso de modo que el

benefi bene fici cio o obteni nido do por su recu cupe perració ación n compen mpense se lo loss may mayores ores cost ostos de dell método.

Principios  Consiste en excavar el mineral por tajadas horizontales en una secuencia

ascendente (realce) partiendo de la base del caserón. Todo el mineral arran arranca cado do es extr extraí aído do del caser caserón. ón. 

Cuan uando se ha excavado una taja ajada comple pleta, el vacío cío deja ejado se rell ellena co con n material exógeno que permite sostener las paredes y sirve como piso de trab trabaj ajo o para para el arr arranqu anque e y extr extrac acci ción ón de la tajad ajada a sigu siguie ient nte. e.

 El mineral se extrae a través de piques artificiales emplazados en relleno,

que que se van cons onstruy truyen endo do a me medi dida da que que la explo xplottaci ación prog progrresa esa hac hacia arri arriba ba..  Como relleno, se utiliza el material estéril proveniente de los desarrollos

subterráneos o de la superficie, también relaves o ripios de las plantas de bene be nefi fici cio o, e incl inclus uso o, me mezzclas clas pobr pobres es de mat materia eriall part partic icul ulad ado o y ce ceme ment nto o par para darle darle mayor mayor resis resisten tencia cia..

GENERALIDADES  Cuerpos

mineralizados con orientación vertical y potencias de 3 a 20 [m].



Se realiza por subniveles de manera ascendente.

 Método altamente selectivo.  Baja dilución menor a 2 %.  Alta recuperación mayor a 90 %.  Alto costo de producción 40 -100 [$/t]  Baja productividad 200 a 4500 tpd.

Desarrollos  Una galería principal de transporte emplazada a lo largo de la base del caserón,

dotada de las correspondientes instalaciones de carguío (buzones).  Rampa en espiral con conexión a las galerías de acceso a los caserones y

separación estéril-mineral por medio de puentes de roca.  Subnivel de corte inicial (undercut), ubicado entre 5 a 10 [m] sobre el nivel de

transporte, y sus correspondientes chimeneas de acceso.  Piques o chimeneas de ventilación, acceso y traspaso del material de relleno,

comunicadas con la superficie o con un nivel superior.

TIPOS DE RELLENO  Rellenos secos  Roca cementada  Relaves

con cemento (relleno hidráulico)

 Relleno tipo pasta

(paste fill)

Separación Mineral - Estéril Para evitar una dilución de la ley del mineral por contaminación con estéril se debe aislar el estéril del mineral. Dependiendo de la ley del mineral explotado se pueden utilizar distintos tipos de separadores. Tipos de separadores Mineral  – Estéril: •

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Concreto o Lozas. Tablones y Rieles.

Arranque

Diámetro: 38 – 48 mm Longitud: 3 – 4 mts. Rendimientos: Neumático: 60 – 70 m/h Hidráulico: 90 – 110 m/h •

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Diámetro: 33 – 48 mm Longitud: 3 – 4 mts. Rendimientos: Neumático: 20 – 40 m/h Hidráulico: 50 – 80 m/h •

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Producción: 0,9 1,2 [m³/m]

MANEJO DE MATERIALES El manejo del mineral arrancado en el caserón consiste en cargarlo y transportarlo hasta los piques artificiales de traspaso. Dependiendo de las dimensiones del caserón y de la capacidad productiva de la faena, esta operación puede ejecutarse con palas manuales y carretillas (minería artesanal), palas de arrastre o scrapers, y también con equipos cargadores sobre neumáticos LHD. En la base del caserón, los piques de traspaso descargan el mineral por intermedio de buzones a carros de ferrocarril o camiones.

VENTILACIÓN La ventilación se efectúa por medio de chimeneas o la misma rampa que están conectadas al nivel superior o al exterior. Por lo general, el aire es inyectado a los caserones desde el nivel de transporte a través de chimeneas de acceso o también por la rampa. En los frentes de trabajo, al interior del caserón, se utiliza ventilación secundaria mediante ventiladores auxiliares y ductos. El aire viciado se extrae por las chimeneas de ventilación y/o de acceso, o rampa hacia el nivel superior, y luego es evacuado incorporándolo en el circuito general de ventilación de la mina.



Relleno queda permanente en caserón y sirve de piso para las operaciones.

FINALIDAD: •

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Prevenir colapso de las paredes a consecuencia de la explotación (esfuerzos inducidos). Debe poseer una resistencia tal de soportar la carga o esfuerzo que llevaba la mena. Reduce los niveles de subsidencia.

TIPOS: •

A granel, Hidráulico y Neumático

USO DE CICLONES: •

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Elimina rango de partículas (0,06  – 2 mm) en rellenos hidráulicos para evitar retención de aguas, evitando permeabilidad. Aumenta la resistencia de los rellenos, para mejorar estabilidad de piso. 70 a 80 % del agua se extrae por la parte superior, el 20 a 30% restante se extrae por la base del caserón.

RELLENO HIDRAÚLICO SOBRE CONVENCIONAL Ventajas: • • •

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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 mezcla del mineral con el relleno. Flexibilidad en las técnicas mineras permitiendo transformar el método de baja eficiencia a método mas eficiente. Permite realizar un planeamiento mas exacto. Facilita el carguío del material disparado por equipos LHD, etc.

SISTEMA DE RELLENO

Variantes del Método Mecanizado  Se accede desde los niveles de desarrollo directamente con equipo    

LHD. Las dimensiones son de hasta 40m de largo con alturas de caserón que pueden llegar hasta 8m. El relleno consiste en relaves con algún nivel de cemento dependiendo de la competencia de la roca de caja. Los equipos consisten en jumbos, LHDs, Stopers, jumbos apernadores El costo de este método varía en el rango 25-40 $/Ton

Cautivo  El equipo se deja cautivo en el caserón.  Extremadamente costoso y se aplica en vetas de baja potencia.  Generalmente los caserones se rellenan con rellenos hidráulicos.  Los equipos utilizados son: jacklegs, stopers, slushers, Cargadores

Cavo.  El costo de este método varía en el rango 35-60 $/Ton

Variantes del Método

1. 2. 3. 4.

Overhand Cut and Fill Stoping Post pillar stoping Bench and Fill Rampa por veta

OVERHAND CUT AND FILL STOPING Se realiza con perforación horizontal por sobre el material de relleno. En general, se utiliza en cuerpos con baja continuidad espacial y especialmente en cuerpos constituidos de roca mineral y de caja frágil. La dilución es baja menor al 2% La recuperación es alta mayor a 90% El costo es alto 60-180 $/Ton Se utiliza en yacimiento de alta ley

Vetas Angostas y Anchas

POST PILLAR STOPING Cuerpos con potencias mayores a 30m y  buzamiento mayor 8%. Comienza en la parte inferior del cuerpo mineralizado y se extiende en la vertical  por sub-niveles. una vez realizada la  perforación, tronadura, carguío y transporte del mineral se procede a rellenar  el caserón típicamente con colas de relaves mezcladas con cemento. Se mantienen pilares para soportar techo,  pero el relleno los confina. Mineral debe ser de buena competencia  para prevenir fallas en pilares y techo Recuperación cercana al 85 %

AVOCA BENCH & FILL STOPING

Sección longitudinal  – Avoca Longhole Stope

CUT AND FILL  – RAMPA POR VETA

VENTAJAS •

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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. Se adecua a yacimientos con propiedades físicos  – mecánicas incompetentes.

DESVENTAJAS Costo de explotación elevado. Bajo rendimiento por la paralización de la producción como consecuencia del relleno. Consumo elevado de materiales de fortificación. •

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EJERCICIO DE APLICACIÓN •

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Una empresa minera que trabaja con 3 turnos y 7.5 Hr efectivas por turno. Explota un yacimiento de oro en forma de veta inclinada 85 º, de gran profundidad, la que se explota por C&T, se está trabajando en diferentes niveles, la veta tiene una potencia de 3 [m]. La densidad del mineral es de 3.2 [t/m3]. Trabajan 3 equipos de perforación (Jumbos de 2½”) en diferentes frentes,

haciendo perforaciones de 4,5 [m] (asumiendo 90 % de avance), demorando 2.25 Hrs en la labor. La sección de las galerías es de 3 x 4 m2, el tiempo de cambio es de 15 [min] por frente, se utiliza equipo LHD para retirar el material tronado, demorando 35 [min] en carguío transporte y descarga. Determine frentes perforados por turno, Calcule material transportado por el LHD por turno. Por las características del yacimiento y el enunciado, se considera que los equipos están constantemente perforando en niveles diferentes, también se debe tener en cuenta el tiempo empleado en cambiarse de frente (15 min) Tiempo que emplea una perforadora = 2.25 Hr + 15/60 Hr = 2.5 Hr Se tiene 3 perforadoras, entonces se perforan 3 frentes durante 2,5 Hr Nº de frentes perforados por simba = 7.5 [Hr/turno] / 2.5 [Hr/frente] = 3 frentes por equipo por turno.

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Nº de frentes perforados por simba = 7.5 [Hr/turno] / 2.5 [Hr/frente] = 3 frentes por equipo por turno. Total frentes perforados = 3 *3 = 9 frentes perforados por los 3 Simba en un turno El equipo LHD que retira el material tronado, demora 35 [min] en cargar transportar y descargar, pero no se dice si es el tiempo de ciclo (de una baldada), así que se asume que demora 35 [min] en retirar la totalidad del material tronado por frente. Tonelaje a retirar por LHD = 3 [m] * 4 [m] * (4,5 [m] * 0,9) * 3.2 [t/m3] = 155,5 [t/frente] El tiempo que emplea el equipo en retirar son los 35 [min] y además se deben sumar los 15 [min] que demora en cambio de frente. Tiempo retirar 155,5 [t] = 35 + 15 = 50/60 min = 0.833 [Hr] Nº de frentes de un LHD por turno = 7.5 [Hr/turno] / 0.833 [Hr/frente] = 9 [Frentes/turno] Tonelaje por LHD por turno = 9 [frentes/turno] * 155,5 [t/frente]= 1400 [t/turno] aprox.