CAMARAS Y PILARESLos métodos de explotación han sido uno de los procesos que la minería ha requerido siempre, para la extracción de minerales y que estos métodos han sido la base para que siga la continuación y duración de la vida de la mina.

Por tal motivo en esta investigación estudiaremos el método de explotación cámaras y pilares mecanizados que es uno de los métodos de bajo costo.

El método de cámaras y pilares mecanizados este método es conocido también con el término “room and pillar” donde el mineral es excavado la mayor parte del yacimiento minable, dejando parte del mineral como pilares o columnas que servirán para sostener el techo. El mineral debe extraerse en la mayor cantidad posible, ajustándose las dimensiones de las cámaras y pilares a las propiedades de la presión y resistencia. El mineral que queda como pilar puede recuperarse parcial o totalmente, reemplazando a los pilares por otro material para sostenimiento del techo o puede extraerse en forma de retirada, abandonándolos ya los tejeos para su posterior hundimiento del techo; coso contrario generalmente los pilares con mineral se pierde.

Por tal motivo finalmente estudiaremos las ventajas y desventajas de este método que una empresa puede optar ya sea el caso de la mina.

Aspectos Geomecánicos Del Sistema De Explotación Por Cámaras Y Pilares

SISTEMA DE EXPLOTACION POR CÁMARAS Y PILARES

Este método consiste en la extracción del mineral dejando pilares de la misma roca con el fin de sostener el techo. Las cámaras son aberturas que se construyen en forma múltiple y paralelamente, y cuando se conectan con aberturas transversales, se forman los pilares de protección que sirven de soporte natural en la explotación. Las cámaras se hacen tan anchas como la seguridad lo permita, cuya limitación depende de las características y propiedades de resistencia de las rocas del techo, del piso y del tipo der roca.

Los pilares, de sección circular o cuadrada, se disponen generalmente en forma rectangular, formando galerías perpendiculares entre sí como la malla vial de una ciudad con un patrón regular de calles y carreras, o bien pueden formar muros o franjas gruesas que soportan los frentes de explotación. La selección del tamaño del pilar depende de la resistencia del carbón, así como de las rocas del techo, de la presión ejercida por el terreno suprayacente y por los esfuerzos residuales que puedan existir en la explotación. El carbón que queda en los pilares puede recuperarse parcialmente en la última fase de la explotación, pero se considera una actividad riesgosa si las explotaciones son muy superficiales o el hundimiento del techo afecta frentes adyacentes o estructuras en superficie.

Por su naturaleza, la extracción por cámaras y pilares se aplica idealmente en la explotación de yacimientos multimantos, con capas horizontales o con un buzamiento moderado (menor de 30°). Las cámaras, por razones de producción y recuperación del carbón, deberían ser de gran tamaño pero su dimensionamiento está limitado por la resistencia y composición de la roca del techo y por la presión ejercida por éste. Es posible compensar un techo deficiente o un mineral poco resistente con dimensiones adecuadas de las cámaras de explotación y de los pilares, dejando gran parte del carbón para sostenimiento.

CRATERES VERTICALES

INTRODUCCIÓN

Este método es conocido comúnmente con el término VCR que proviene de "Cráter Vertical en Retroceso” cuyo fundamento se basa la teoría de cráteres.

Este método ha sido reconocido como el desarrollo más importante de la tecnología moderna del minado subterráneo, esto se debe a la introducción de taladros con diámetros mayores. Es una aplicación de la teoría de C. Livingston de la voladura por cráteres con cargas esféricas.

Las ventajas del VCR (cráteres verticales en retroceso) sobre otros métodos de explotación como “shrinkage", minado por subniveles, corte y relleno son las siguientes:

Menor desarrollo, empleo de taladros de grandes diámetros, reduciendo los costos de perforación y voladura, uso de cargas esféricas que disminuyen el factor de carga, mayor seguridad ambiental y operativa. La perforación voladura, y carguío son operaciones independientes, mejor fragmentación, posibilidad de grandes disparos con alta producción de mineral.

1. ANTECEDENTES DEL MÉTODO "VCR":

Este método fue desarrollado en Canadá, conjuntamente entre INCO y la CIL, compañías productoras de mineral y explosivos por los años 1977 a 1978 gracias a los progresos de los equipos de perforación y las técnicas de voladura.

El VCR fue estudiado por INCO como consecuencia de los altos costos y baja productividad en el minado de bloques de mineral y recuperación de pilares, con el método de explotación corte y relleno ascendente y descendente en las minas de Ontario - Canadá; para cambiar esta tendencia, se diseña el método que combina las ventajas de los métodos masivos con las ventajas del control del terreno de los métodos con relleno.

INCO tiene un departamento de investigaciones mineras donde se realizan investigaciones sobre el control del terreno, mejoras en los métodos de explotación y en desarrollo de equipos, allí mismo posee una mina Nopper Cliff-North Mine, enteramente dedicada a estas investigaciones, la que fue reabierta en 1983, después de haberla cerrado en 1977 por su alto costo y baja productividad; parte de la mina está en operación como modelo de trabajo donde se realizan pruebas a escala de producción para proyectos de investigación.

En esta mina se realiza pruebas del método VCR obteniéndose una producción de 3 000 t/día en tres tajeos. Usando este método en el que no se dejan pilares.

Este sistema de explotación ha tenido un tremendo impacto en las operaciones de minado incrementando su aplicación como método de minado masivo, necesitándose aún continuar con las investigaciones para su optimización.

Desde el año 1980 la aplicación de este método se extendió por las principales minas de Canadá, USA, Australia etc., en el Perú el VCR se aplicó en la mina Monterrosas en los años 1982 a 1985. Para el minado de las vetas de cobre; actualmente algunas compañías mineras de nuestro medio están estudiando la posibilidad de aplicarlo, ya que tienen cuerpos con las condiciones apropiadas que son minados por shrinkage, subniveles, corte y relleno, etc.

El concepto y desarrollo de las voladuras en cráteres dio origen al método VCR. El cual fue desarrollado por C. W. Livingston (1956). Permitió hace unos años iniciar una nueva línea de estudios para el mejor entendimiento del fenómeno de las voladuras y la caracterización de los explosivos.

Posteriormente Bauer (196 l), Grant (1964) y Lang (1976) entre otros, ampliaron el campo de aplicación de esta teoría convirtiéndola en una herramienta básica de estudio, tanto en voladura a cielo abierto como en interior mina.

La voladura en cráteres se realiza con cargas concentradas, esféricas o cubicas y con muy buena aproximación a cargas cilíndricas. Cabe mencionar que la suma de las cargas esféricas da una cilíndrica que por lo general se emplea en minería subterránea, pero a igualdad de carga explosiva, las cargas esféricas tienen mayor volumen de material roto que las cargas cilíndricas.

La configuración geométrica de la carga explosiva, esta en la relación longitud/diámetro de 6/1 que determina el tamaño y peso de la carga.

Para entender mejor una voladura en cráteres se puede mencionar; que una voladura de cráter es un disparo cuando la carga esférica es colocada y detonada debajo de la superficie, y que las ondas de choque se extienden en todas direcciones alrededor de dicha carga, donde el material circundante será afectado formando un cráter; este mismo efecto, se va a producir si la carga esférica e coloca dentro del techo del tajeo obteniéndose de este modo cráteres invertidos.

En este tipo de voladura se ha encontrado que hay una relación definida entre la energía del explosivo y el volumen del material removido o roto, y esta relación es afectada significativamente por la profundidad donde se ubica la carga, el interrogante es encontrar la profundidad óptima donde se coloca el explosivo para obtener el mayor volumen de roca con una buena fragmentación. A una menor profundidad la energía se pierde en el aire, y mayores profundidades solo producirá menor volumen.

En la figura 1 se ilustra la influencia de la energía transmitida a la roca, según la profundidad de la carga y el volumen del material roto o removido por la voladura.

a) Cuando la carga es muy superficial: En este caso la mayor parte de la energía se transmite a la atmósfera en forma de onda aérea.

b) Cuando la carga está a una profundidad excesiva: Donde toda la energía se aplica sobre la roca fragmentándola y produciendo una alta intensidad de vibración.

c) A profundidad intermedia: En este caso el cráter consigue el mayor volumen de roca removida.

Fig. 1. Influencia de la energía del explosivo.

2. PARTES DEL CRÁTER PRODUCIDO POR VOLADURA CON CARGAS ESFÉRICAS:

En las aberturas creadas se distinguen tres zonas concéntricas distintas:

Cráter Aparente. Cráter Verdadero. Zona de Rotura : Que se subdivide a su vez en:

Zona de rotura completa. Zona de rotura extrema o tensional.

En las voladuras con cráteres invertidos, las dimensiones de los cráteres aumentan debido a la influencia de la gravedad y las características estructurales de las rocas formándose cavidades alargadas de forma a elíptica que corresponde a las zonas de rotura extrema o tensional. (Ver figura 2).

Fig.2. Parte del cráter producido por voladura con cargas esféricas.

2.4.3 TEORÍA DE CRÁTERES:

Se basa en la teoría de la carga esférica y se aplica en voladuras primarias y recuperación de pilares, eliminando el “Raise Boring” y sobre rotura: implica una mejor fragmentación, reduce los requerimientos de labor y tiempo, minimiza completamente los daños de los techos. Se puede observar el diseño en las figuras.

C.W. Livingston dedicó toda su vida al estudio de los efectos de disparos de cargas esféricas. Los disparos de carga concéntrica o esférica son los que proporcionan mayor volumen de material que la carga cilíndrica, as¡ como también la presión de detonación de tina carga cilíndrica no es efectiva para propósitos de fragmentación.

En la práctica se ha demostrado: Que las cargas cilíndricas deben tener una relación de 1/6 entre el diámetro y la altura de carga; cuya fórmula es la siguiente:

LID < = 6 ; Si D = 6

Entonces L = 36”

N = E.W1/3

db =Δ E.W1/3

Δ = db/N

Donde la profundidad óptima se determinará entre la relación de profundidad (Δ

= db/N) y entre el volumen/peso del explosivo (V/W), que determinará la curva la cual se obtiene mediante pruebas (Ver la Figura 2.37 b).

Fig.2b. Ensayo de radio de profundidad en un cráter.

La ecuación general que describe la relación de la energía de deformación según Livingston es:

N = E.W1/3

Δ

= db/N

d = E V1/3

Donde:

Δ

: Radio de profundidad adimensional, generalmente varía. db : Distancia de la superficie (cara libre) al centro de la gravedad de la carga. N : Distancia critica (a mayor o menor distancia crítica no hay efecto de cráter). L : Longitud de carga esférica dentro del taladro. D : Diámetro del taladro. V : Volumen del explosivo. E : Factor de energía de deformación. W : Peso de la carga explosiva.

Además db = do. Conocida como distancia óptima, cuando se obtiene el mayor volumen de roca con buena fragmentación.

Para determinar la profundidad óptima y la distancia óptima de las cargas, con respecto a la superficie, se realiza ensayos en los que se debe seguir las siguientes recomendaciones:

Las pruebas se harán sobre el mismo material, con el mismo explosivo a emplearse en la producción: es decir el explosivo, el peso del explosivo y la roca tendrán que ser constantes, sólo tendrá que variar la distancia "db" a la que se ubica el explosivo.

El diámetro de los taladros deberá ser en lo posible mayor o igual a 4 pulgadas. Los taladros deben ser perpendiculares a la cara libre en lo posible. La serie de longitudes de los taladros será lo mas grande posible para disponer de amplio rango de

profundidad de carga. Las cargas explosivas tendrán una relación Longitud/diámetro de 6/1.

La distancia critica (N) se obtiene por observación: los cráteres son excavados y medidos sus volúmenes, con

los datos obtenidos de la relación de profundidad (Δ

= db/N) y el nivel de energía (V/W) se grafica la curva (Ver figura 2.37 b).

Esta curva idealizada, nos muestra la transición de la zona de pérdida de energía hacia el aire, rango de rotura de volúmenes de roca, hasta la región de la disminución del volumen del cráter.

Establecida la curva, tornando los datos apropiados de ella, se diseña la voladura a escala de producción satisfaciendo cualquier demanda, obteniendo también la distancia óptima (do) que da el mayor volumen y fragmentación requeridos.

2.4.4 CONDICIONES DE APLICACIÓN DEL MÉTODO:

Para la aplicación del método VCR, fundamentalmente, es necesario tener en consideración las características operacionales del equipo "down the hole" o de similares características, por lo que el yacimiento debe ser de gran buzamiento y potencia.

Las condiciones específicas que debe tener el yacimiento para la aplicación del método VCR son:

a. El yacimiento debe ser de regular potencia, de tal modo que el equipo "down the hole", pueda perforar por lo menos dos hileras de taladros por sección y guardar cierta distancia de los contactos, con la roca encajonante, a fin de evitar la dilución al realizar la voladura.

Por ejemplo, dependiendo del tipo de terreno (en cuanto se refiere, a la dureza y condiciones estructurales), diámetro de perforación y tipo de explosivo a usarse; tenemos que para taladros de 6" de diámetro, considerando una malla de perforación de 3,0 x 3,0 metros y una distancia de 1,5 metros, de los contactos, la potencia optima sería a partir de los 6,0 ni, puesto que potencias menores darían lugar a la dilución del mineral.

De forma similar, para taladros de 4" de diámetro, considerando tina malla de perforación de 1,5 x 1,5 m y a una distancia de 1,0 m de los contactos, la potencia óptima sería a partir de los 3,5 metros.

b. La condición de que el yacimiento debe tener un gran buzamiento», obedece a que en yacimientos verticales se tendrán óptimos resultados al requerirse menor número de niveles de desarrollo. Puesto que, la altura de los tajeos estaría limitada al alcance de la profundidad de perforación del equipo "down the hole", siempre que lo permita estabilidad o competencia de la roca encajonante.

Esta condición, permite que se puedan perforar taladros verticales, ya que es sabido que la desviación de perforación es mínima. A medida que el buzamiento disminuye, se presenta una mayor desviación de los taladros de perforación.

Además, la disminución del buzamiento, hace que los tajeos sean más cortos, requiriéndose consecuentemente un mayor desarrollo de niveles de perforación.

2.4.5 DESCRIPCIÓN DEL MÉTODO "VCR":

Este método de explotación por VCR, es un método masivo de gran escala, basado en la teoría de voladura de cráteres empleando cargas esféricas.

Este método ha sido desarrollado recientemente y consiste en el arranque del mineral por rebanadas ascendentes mediante el empleo de voladuras en cráter. El mineral fragmentado puede permanecer dentro del hueco creado, al igual que en el método de cámaras almacén, de forma que se evite el hundimiento de los hastíales. Se extrae también desde el fondo de la galería de base a través de un sistema de tolvas.

La técnica de voladura es muy peculiar en este método, ya que los barrenos verticales se perforan todos desde el nivel de cabeza, con equipos de martillo en fondo y con un diámetro habitual de 165 mm.

Tras la apertura del sistema de tolvas se introducen en los barrenos cargas de explosivo suspendidas y diseñadas para que actúen como cargas esféricas.

El material volado cae dentro de las cámaras y con solape de los cráteres creados se consigue ir ascendiendo en sucesivas pegas hasta que, en la parte superior, queda un pilar corona que se vuela de una sola vez.

Las principales ventajas del método son: Elimina la preparación de la chimenea y la roza frontal. Mejora la fragmentación. Reduce la dilución del mineral Puede aplicarse en criaderos que no aguantan el banqueo.

Buena recuperación, dilución moderada, buena seguridad, costes unitarios bajos, moderada flexibilidad, buena ventilación y grado de mecanización.

Las desventajas más importantes son: coste de las labores de preparación, dilución cuando los hastíales son poco competentes y posibles atascos en conos tolva por sobre tamaños.

Los yacimientos deben tener una potencia mínima 3m, una inclinación superior a los 50º y contactos claros entre el estéril y el mineral.

El método tiene una semejanza al método “shrinkage” ya que en el minado se realiza con cortes horizontales que empiezan de abajo y avanzan hacia arriba, el mineral roto se acumula en los tajeos para soportarlos y luego se recupera el mineral desde el nivel inferior a través de un sistema de cruceros. Es importante mencionar además algunos aspectos tales como:

Se utiliza en cuerpos mineralizados que presenten de baja a mediana competencia y en rocas de mediana competencia.

Se utiliza la técnica de cargas controladas en que el largo de la carga explosiva es menor a 6 veces el diámetro de perforación. Carga esférica.

Este sistema de explotación requiere la construcción de estocadas y puntos de extracción. La secuencia de construcción es la siguiente:

Nivel de transporte Arreglo de galerías de producción Corte basal Nivel de perforación Perforación de tiros largos menor a 40 m en caso VCR

Los disparos generan cortes de hasta 3m. Costo aproximado de 15 - 45 $/tonelada dependiendo si se rellena o no. Dilución 10%. Recuperación menor a 80%.

Procedimiento de Preparación y Minado:

Se desarrolla un nivel superior e inferior a lo largo y ancho de la estructura mineralizada. El nivel superior que posteriormente servirá de nivel de perforación con equipos "down the hole" u otro similar tendrá una altura adecuada para acomodar el equipo. El mineral producto del desarrollo, es cargado en el mismo frente por equipos LHD.

El nivel inferior, se perfora también a todo lo largo y ancho del mineral para preparar una cámara inferior de recepción y extracción del mineral disparado.

Paralelamente al nivel inferior en la caja piso se desarrolla sobre estéril, una galería lateral de carga y transporte, con dimensiones apropiadas según el equipo a usarse conservando una separación recomendable de 10 a 20 m.

Terminada la galería lateral se comunica esta con la cámara de recepción, a través de cruceros para la extracción del mineral, la distancia recomendable entre cruceros es de 15 a 20 m.

El trabajo posterior a las labores indicadas, viene a ser la perforación de taladros de nivel a nivel con la máquina "down the hole" con diámetros grandes, La malla de perforación está relacionada con el diámetro de taladro y la potencia de la estructura mineralizada: se procede con la voladura en forma de rebanadas horizontales o "slides” durante el minado.

Fig. VCR Caserón Primario. Fig. VCR Caserón Secundario.

El material disparado cae por gravedad a la cámara inferior y desde los cruceros se realiza la extracción por la galería lateral empleando equipos LHD.

2.4.6 SISTEMA DE CARGUÍO DE TALADROS:

Los taladros son cargados desde el nivel superior, mediante el siguiente procedimiento.

Se mide la profundidad del taladro desde arriba. Se taponea el fondo y se sella con tierra impermeabilizante. Se carga él explosivo, con un cebo apropiado unido a un cordón detonante. El centro de gravedad de la

carga debe estar bien calculado en el fondo del taladro, esto depende del diámetro y de las pruebas realizadas.

Se retaca con 2 metros de agua sobre la carga, o con arena, grava de 25 mm de diámetro aproximadamente.

Se coloca el retardo del centro, y los subsiguientes siguiendo el esquema, hasta las cajas y fondos. Se inicia la secuencia de voladura.

Fig. Sistema de acarreo

En cada voladura se arranca una rebanada horizontal de unos 4 metros de espesor aproximadamente esto dependiendo de la longitud crítica, a partir del ciclo o corona del hueco inferior.

El mineral arrancado cae al fondo de la cámara, desde donde se carga con máquinas L.H.D.

Una vez extraído el mineral, el tajeo queda vacío; pudiéndose rellenarlo posteriormente hacia el nivel superior, para el minado del "block" superior.

2.4.7 MINADO POR - “VCR” EN EL PERÚ:

MÉTODO DE ESPLOTACIÓN VCR EN LA MINA MONTERROSAS

A) Introducción:

Cuando en 1979 se adopta la decisión de llevar adelante el proyecto cuprífero Monterrosas, Centromin Perú S.A. inicialmente, y compañía minera los Montes S. A., con posterioridad. Se mantiene latente la necesidad de lograr un método de explotación de mayor eficiencia, a pesar de haberse incluido en el correspondiente estudio de factibilidad un sistema de minado de alto rendimiento como el “Open Stope", consistente en dividir la veta en sub niveles cada 20 metros.

La necesidad de buscar un método de explotación de mayor eficiencia. Expresada ésta en términos de mayor productividad y costo reducido, se deriva no sólo de la necesidad que tiene la actividad minera de mantener un margen seguro de excedente económico para contrarrestar los efectos de la naturaleza cíclica que tiene el comportamiento de la cotización de los metales, además por tratarse de un yacimiento básicamente momo

monometálico (cobre) de baja ley, cuyo proyecto se financiaría con un alto porcentaje de préstamos, es decir a un alto costo financiero.

Las reservas probadas-probables, limitaban la vida del yacimiento a 3-4 años, no obstante el potencial minero local, demandaban también una pronta generación de flujo efectivo.

Es así como se intercambian ideas con asesores Canadienses y se visitan algunas minas de Canadá, en donde ya se venía utilizando un método de explotación basado en la perforación de taladros verticales de gran diámetro, de nivel a nivel, denominado “vertical cráter retreat” - VCR (Cráteres Verticales en Retroceso).

El reducido costo de este método en sus diversos rubros (mano de obra, explosivos, repuestos, otros materiales) y su alta productividad , indujeron a compañía minera Los Montes S.A. a considerar la posibilidad de adoptarlo para la explotación de su yacimiento Monterrosas, aún a riesgo, ciertamente calculado, de no tener experiencia en este método netamente nuevo.

Con equipo rara vez aplicando en el país y de utilizar recursos humanos con reducida experiencia en la primera mina de importancia que se desarrollaba en una zona esencialmente agrícola como Ica.

El trabajo no ha sido sencillo, pues demandó el máximo esfuerzo de la empresa en su conjunto, especialmente de los Ingenieros de Minas que tuvieron en a su cargo el diseño y sobre todo la preparación, prueba y explotación.

La unidad Monterrosas, propiedad de la compañía minera Los montes S.A., una subsidiaria de Centromin Perú S.A., está ubicada en la costa sur del Perú, en la provincia y departamento de lca, 20 km al Nor - Este de la ciudad de lca y a una altitud de 1 100 m sobre el nivel del mar. Es accesible desde la ciudad de lca mediante una carretera de 20 Km.

B) Características Geológicas del Yacimiento de Monterrosas:

El depósito Monterrosas, comprende un conjunto de vetas emplazadas en un complejo de cuerpos intrusivos pertenecientes al batolito de la costa.

En el área de la mina se han identificado las siguientes rocas: diorita, cuarzo, monzodiorita y cuarzo monzonita.

La estructura mineralizada más importante es la veta Monterrosas, aunque existen otras menores (Montekeka. Guillermo, etc.).

La veta Monterrosas se caracteriza por que su mineralización económica está localizada en un "Ore - Shoot” de más de 430 m. de longitud, tiene un rumbo Norte 60' - 75' Oeste, y su buzamiento varia de 750 NE a vertical.

La potencia del mineral económico varía entre 5 y 20 m, extendiéndose la estructura por más de 3 kilómetros de longitud.

La mineralización económica corresponde a sulfuros de cobre, principalmente a chalcopirita, bornita y chalcocita (parte superior) y algo de molibdeno en ganga de magnetita, pirita, actinolita y cuarzo. Esta mineralización se presenta en bandas masivas, vetillas y diseminaciones hacia las cajas.

La roca encajonante la constituye la diorita en la parte central, pasando a cuarzo o monzodiorita y cuarzo monzonita al SE.

La mineralización económica de cobre está relacionada a la diorita y asociada a magnetita, pirita, actinolita y cuarzo.

Los trabajos de exploración y desarrollo que se han ejecutado en el yacimiento Monterrosas muestran cajas consistentes, apropiadas para una explotación por el sistema de minería sin rieles.

La veta Monterrosas fue explorada por Centromin Perú S.A. desde dos niveles: el nivel 1130, superior, y el 1070 localizando a 60 m por debajo del primero y que es el nivel principal de extracción. Los trabajos de exploración y desarrollo que comprendieron más de 3 000 m de labores subterráneas (galerías, cruceros, chimeneas y piques), permitieron cubicar alrededor de 1,3 millones de toneladas con 1,7% como ley de cubicación con cobre de valores menores de oro, principalmente, molibdeno y plata.

C) Procedimiento de Preparación:

La mina Monterrosas ha sido preparada para su explotación en el mineral comprendido entre los Niveles 1130 y 1070. Para el efecto se procedió de la siguiente manera (Ver figura 2.40).

a) Desarrollo de un nivel superior, en este caso el 1130, a lo largo y ancho de la estructura mineralizada para preparar una Cámara Superior de perforación (over cut), desde la cual opera la perforadora "down the hole”, con una altura mínima de 3,80 m (la altura del mástil es de 3,50 m).

Esta altura permite también que el mineral, producto del desarrollo, sea cargado en el mismo frente por el equipo - trackless" en cada avance.

b) Desarrollo de un nivel inferior, en este caso el 1070, también a todo lo largo y ancho del mineral, para preparar una cámara inferior de recepción y extracción del mineral disparado “under cut”.

De esta manera se determina también el buzamiento de la estructura mineralizada y por lo tanto el ángulo preciso de perforación para minimizar la dilución al momento de la voladura. Esta cámara también lleva una altura de 3.80 metros.

c) Paralelamente a la cámara de recepción, y al mismo nivel, se corre sobre estéril una galería lateral de 3,00 x 3.50 m, conservando una separación recomendable de 15 m. Esta distancia es para evitar que el mineral disparado invada, obstruya y dañe las instalaciones de la galería lateral (tuberías, cables).

Es recomendable que la galería lateral corra por el lado caja piso, para evitar el riesgo de desprendimiento por erosión de la caja techo.

d) Terminada la galería lateral, se comunica ésta con la cámara de recepción a través de cruceros de 3,00 x 3,50 m cada 15 m.

e) A 20 m por debajo de la cámara de recepción se corre, sobre veta, un nivel; en este caso el 1050 a utilizarse como nivel de recolección y extracción, que se comunica con el 1070 mediante echaderos “ore - pass" cada 80 m.

Esto permitirá a un carguío fluido hacia los volquetes y una mejor utilización de los "scooptram”, aunque con la desventaja, en el caso de Monterrosas, de que los volquetes tendrían que trepar por una rampa con gradiente de 10% que comunica el nivel 1050 (ciego) con el 1070 que llega a superficie.

Este nivel 1050 será utilizado como cámara de perforación "over cut” cuando la explotación se traslade a niveles inferiores.

D) Procedimiento de Minado:

El trabajo posterior a las labores indicadas viene a ser la perforación de taladros de nivel a nivel (figura 2.40 y fig. 2.41), con la máquina "down the hole”. En el caso de Monterrosas, los taladros son perforados con 6” de diámetro.

Como se ha indicado anteriormente, la malla de perforación está ligada al diámetro del taladro y también a la potencia de la estructura mineralizada.

De cualquier manera, la malla debe seguir la dirección de la veta, para cuyo fin se hacen levantamientos topográficos; y, en gabinete, se planea la ubicación de las diversas secciones transversales que corresponden a cada hilera. Con ello se logrará la dirección e inclinación adecuada de cada taladro.

Con el fin de tener cara libre para los disparos, se prepara una chimenea "drop raise", para cuyo efecto se toma el cuadrilátero formado por cuatro taladros y, dentro del mismo, se perforan otros tres, como se indica en la figura 2.42.

Una vez perforado el tajeo, se procede al carguío y voladura, empezando obviamente por el “drop raise”, luego el "slot" (extensión del "drop raise" hacia las paredes de la estructura) y finalmente las rebanadas horizontales o “slides" de explotación (ver figura 2.43).

En las figuras siguientes se aprecia el sistema de carguío tanto para el "drop raise” (Figura 2.42) como para el tajeo propiamente dicho (figura 2.43). El sistema es muy similar para ambos casos, como puede apreciarse, con la diferencia de que el "drop raise- se carga para rebanadas de tres metros, en tanto que para tajeos la rebanada (mas que rebanada podríamos decir banco) es de 10 metros.

Por tener solo una cara libre, que es hacia abajo, el "drop raise” se carga con explosivo de mayor potencia como el slurrex, en tanto que para tajear se emplea ANFO aluminizado.

El mayor ancho de la rebanada de tajeo hace necesario usar dos booster HIDP.1 contra uno solo.

Se usa para el “drop raise". Obviamente, al disparar rebanadas de ocho metros se ahorra cordón detonante, booster, faneles y tapones.

El carguío y disparo se efectúan de tal manera que las rebanadas van practicándose hacia arriba.

El material desprendido cae sobre el "under cut” (cámara de recepción) y forma un talud natural para desplazarse hacia los costados y salir por los cruceros para su extracción por la galería lateral.

Este talud natural es recuperado al final de la explotación usando "scooptram" guiados a control remoto, debido a que el operador estaría expuesto a un techo demasiado alto.

Como regla general es recomendable que el orden de explotación de los tajeos sea desde adentro (final de la mineralización) hacia afuera, es decir en retirada haciendo más ágil la preparación y desarrollo de otras labores.

TAJEO POR SUB NIVELES

Aunque la elección y control de los métodos de explotación en minería no son responsabilidad del geólogo de minas, es conveniente que éste tenga al menos un cierto conocimiento sobre éstos.

No hay que entender la minería subterránea como algo de un pasado remoto, ya que yacimientos muy importantes en el mundo se explotan hoy en día a través de este procedimiento.

Método usualmente aplicado a cuerpos mineralizados competentes, de alto buzamiento y rodeado por rocas competentes.

Con los avances tecnológicos en equipos, explosivos, etc. lo han hecho un método altamente eficiente y versátil.

I. DESCRIPCIÓN DEL MÉTODO

Este método es conocido también con el término “sublevel stopping” y consiste en dejar cámaras vacías después de la extracción del mineral. El método se caracteriza por su gran productividad debido a que las labores de preparación se realizan en su mayor parte en mineral. Para prevenir el colapso de las paredes, los cuerpos grandes normalmente son divididos en dos o más tajos, la recuperación de los pilares se realizan en la etapa final de minado. En este método, el minado se ejecuta desde los niveles para predeterminar los intervalos verticales. Los subniveles son desarrollados entre los niveles principales, el mineral derribado con taladros largos o desde los subniveles cae hacia la zona vacía y es recuperado desde los Draw-points para luego transportar hacia la superficie.

“El método consiste en hacer subniveles en intervalos definidos entre los niveles principales de la mina”

II. REQUISITOS PARA SU APLICACIÓNEn forma general puede ser aplicado bajo las siguientes condiciones: - El depósito debe ser vertical o próximo a ella, debiendo exceder el ángulo de reposo del mineral.- Rocas cajas competentes.- Cuerpos mineralizados deben estar debidamente delimitados- El buzamiento debe exceder el ángulo de reposo del mineral roto.- El depósito tiene un inclinación de 90 a 70- El mineral tiene una resistencia mayor a las cajas- El yacimiento es de 6 a 1 metro de potencia.

III. DESARROLLO Y PREPARACIÓN

Comprende los siguientes trabajos:

El acceso a los tajos se efectúa mediante rampas, Bypass, cruceros y drawpoint, siendo estos ubicados normalmente en la caja piso.

Es importante definir los intervalos entre niveles, ya que esto influye en el tamaño óptimo de la cámara; esta altura oscila entre 60 a 130 mts. Dependiendo de la altura del yacimiento.

La rampa de transporte se realizada en la parte más baja del tajeo paralela a la zona mineralizada en estéril.

Las chimeneas deben ser desarrolladas como acceso a los subniveles para el subsecuente desarrollo de estos subniveles.

Las galerías de perforación son llevadas dentro del mineral como subniveles cada 20m. de desnivel El corte o el arranque se realiza desde el fondo del tajeo. Para la recuperación del mineral disparado, se extraen desde los Draw points.

Fig. Sección Longitudinal Método de Explotación Tajeo por subniveles

El tajeo de perforación se hace de las galerías de acceso a los subniveles, el mineral es disparado hacia una cara libre (slots) en cortes largos.

La carga disparada cae por gravedad al fondo del tajeo y es colectado por los drawpoints.

OTRAS CONSIDERACIONES El método requiere un alto desarrollo y por consiguiente una alta inversión: Rampas de acceso a

los subniveles, galería de extracción, subniveles, draw points.

Los rates de productividad van de 12 a 30 t/hombre-guardia.

La perforación, la voladura y carguío se hacen en forma independiente, por lo que se tiene una alta utilización del equipo.

Si los límites del cuerpo son irregulares puede haber una alta dilución del mineral; lo mismo puede suceder si se tienen derrumbes.

IV. DISEÑO DEL TAJEO

1. ACCESOS A SUBNIVELESPuede hacerse a través de una rampa o chimenea, la misma que se ubica en la caja piso de la zona mineralizada, lo más lejos posible para evitar los posibles efectos de la voladura u otras operaciones de producción que se producen durante el tajeado.

2. GALERIA DE ACARREOConstruida en caja piso y paralela al rumbo del cuerpo mineralizado, por aquí se extraerá el mineral.

LONGITUD Y ANCHO.- Depende de los siguientes parámetros: El ancho del tajo baria de 1 a 6 m de potencia. La longitud varia de la potencia de la veta.

ALTURA DEL TAJEO.- Se debe considerar: La altura del tajeo varia cada 20m

3. INTERVALOS ENTRE SUBNIVELESLos intervalos de los niveles principales en las minas varían desde 15 m a 120 m, dependiendo de la extensión vertical del cuerpo mineralizado y condiciones geomecánicas. Los subniveles se acondicionan a estos niveles principales.

4. DRAW POINTSEl número de drawpoints depende de la longitud del cuerpo mineralizado.

UBICACIÓN.- tiene los siguientes criterios: El espaciamiento entre los Draw-points es de 10 a 15mLa gradiente varia en un 5%.

5. CORTE INFERIORDependiendo del sistema de drawpoints a ser usado, el corte inferior puede hacerse por un sistema de chimeneas cónicas desde una galería inferior, o simplemente abrir una galería sobre la estructura mineralizada desde los drawpoints.

CHIMENEAS.- Se construyen: Con métodos convencionales, y taladros largos. Las chimeneas generalmente se ubican a lo estocadas o al centro del tajeo.

6. SLOT – CARA LIBRESe hace esto para tener una cara libre a la perforación y voladura de taladros largos. Puede construirse esta chimenea con métodos convencionales o mecanizados.

UNDER CUT O CORTE INFERIOR HORIZONTAL, los taladros de producción se realiza con equipo raptor, con una malla de 1.5 x1.0 m, la perforación se ejecuta en taladros largos en paralelo y abanico

Fig. Perforación con taladros largos, con equipo Raptor

V. PRODUCCIÓN

a) Con taladros largos en paralelo:Es ventajoso emplear este sistema en yacimientos verticales de buena potencia. Las operaciones de perforación en subniveles exclusivamente por medio de taladros largos en paralelo usando barras de extensión para lograr una profundidad apropiada, con diámetros entre 2” a 7 7/8 hasta una longitud de 90 metros. Una vez abierta la rosa frontal del nivel inferior para empezar el arranque, se comienza la perforación del subnivel más bajo y antes de perforar los taladros paralelos se ensancha el subnivel a todo el ancho minable; luego se inicia con la perforación en forma descendente. La voladura se comienza por abajo y se realiza en orden ascendente o lateralmente con salida a una cara libre; la distancia entre los subniveles puede variar hasta los 60 metros dependiendo de la desviación de los taladros.

b) Con taladros en anillo o abanicoEl minado se inicia a partir de la rosa frontal preparado en la parte inferior del tajeo; la perforación se realiza a través de los subniveles con barrenos dispuestos en abanico o anillo, el mineral disparado cae al fondo del tajeo o a los embudos, y se evacua por las tolvas a los vagones o volquetes, o bien se carga con equipos de bajo perfil, por medio de los “drawpoint”, según el sistema empleado.

Se disparan de dos a tres anillos, pudiendo ser más según la experiencia que se tenga. La distancia entre los subniveles de perforación ha ido incrementándose gracias a que las nuevas tecnologías han permitido ir alargando los barrenos y controlando de modo eficiente el desvío de estos. De este modo se han conseguido grandes separaciones entre subniveles, en algunos casos se ha logrado reducir el número de subniveles a uno.

Cuando se usa perforación en anillos o ‘ring drilling” la sección transversal de la galería o subnivel es perforada en todo el perímetro radialmente; en cuerpos angostos es preferible usar taladros paralelos.

CORTE Y RELLENO ASCENDENTE Y DESCENDENTE

1. ASPECTOS GENERALES:

En el método de explotación por Corte y Relleno Ascendente conocido también como “Over Cut and Fill”, 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 toda la tajada ha sido disparada, el volumen extraído es rellenado con un material estéril para el soporte de las cajas, proporcionando una plataforma mientras la próxima rebanada sea minada.

El material de relleno puede ser de material estéril proveniente de las labores de desarrollo de la mina y es distribuido mecánicamente sobre el área tajeada; así mismo en el minado moderno de corte y relleno es práctica común el uso del relleno hidráulico, este material procede de los relaves de la planta concentradora, mezclado con agua y transportado a la mina a través de tuberías; cuando el agua del relleno es drenado entonces queda un relleno competente con una superficie uniforme, en algunos casos el material es mezclado con cemento que proporciona una superficie más dura y mejora las características del soporte.

Actualmente el método es utilizado generalmente en vetas angostas de buena ley, las que no pueden ser mecanizadas, o en pequeñas operaciones en donde los costos de mecanización son aceptables.

En el Perú se viene utilizando en minas pequeñas y de mediana dimensión.

Minsur: Unidad Minera San Rafael (Puno) CIA minera Caylloma|: (Lima) CIA minera Cerro de Pasco (Pasco).

La explotación de corte y relleno puede utilizarse en yacimientos que presenten las siguientes características:

Fuerte buzamiento, superior a los 50º de inclinación. Características físico-mecánicas del mineral y roca de caja incompetente. Potencia moderada. Límites regulares del yacimiento.

2. CARACTERÍSTICAS GENERALES DEL MÉTODO:

a) Posibilidades de aplicación: Este método tiene posibilidades de aplicación bastante amplias, se aconseja especialmente en aquellos yacimientos donde las cajas no son seguras y las características mecánicas de la roca no son satisfactorias. Como se trabaja con una altura máxima equivalente a la altura de dos tajadas (2.5 – 3 mts.) es posible controlar mediante apernado o acuñadura cualquier indicio de derrumbe.

b) Seguridad: Este método ofrece bastante seguridad en todo a lo que refiere al obrero contra desprendimiento de roca ya sea del techo o las paredes.

c) Recuperación: En general es bastante buena, siempre que se tome la precaución de evitar pérdidas de mineral en el relleno. Cabe agregar, que éste método permite seguir cualquier irregularidad de la mineralización.

d) Dilución de la ley: Puede existir una pequeña dilución de la ley en el momento de cargar los últimos restos de mineral arrancado que quede en contacto con el relleno. Esto se puede evitar estableciendo una separación artificial entre el mineral y el relleno, solución que en casos excepcionales (mineral de gran ley) resulta antieconómico. Entonces se debe aceptar que algo de mineral se mezcle con el relleno.

e) Rendimientos: Sus rendimientos se pueden considerar satisfactorios.

3. VENTAJAS Y DESVENTAJAS DEL MÉTODO:

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-presenta baja dilución.

₪ Es un método seguro.₪ Se adecua a yacimientos con propiedades físicos – mecánicas incompetentes.₪ Es posible trabajar vetas de poca potencia pero alta ley, utilizando la variante de descostre.₪ La dilución debida al acarreo del mineral es mínima.₪ Puede alcanzar alto grado de mecanización, y su aplicación puede presentar una amplia flexibilidad. ₪ Se adecua a yacimientos con propiedades físicos – mecánicas incompetentes. ₪ Aprovecha el material estéril generado tanto de obras coladas en estéril o el jal del proceso de

concentración. ₪ Permite una disponibilidad inmediata del mineral.

Desventajas:

₪ Costo de explotación elevado puesto que se le debe agregar el costo de la preparación, acarreo y colocación del relleno.

₪ En el caso del empleo de relleno hidráulico es necesario clasificar los jales, para eliminar lamas, para lo cual es necesario acondicionar una planta de tratamientos de jal.

₪ En el relleno hidráulico, se debe diseñar un sistema hidráulico, de manera que tenga capacidad de eliminar el agua contenida en el jal.

₪ En el caso del corte y relleno con pasta es necesario considerar el costo del cemento ya que este puede encarecer el método y hacerlo inoperable.

₪ Bajo rendimiento por la paralización de la producción como consecuencia del relleno.₪ Consumo elevado de materiales de fortificación.

CUADRO.01: Condiciones para la aplicación del método de Corte y Relleno

4.

VENTAJAS Y DESVENTAJAS DEL MÉTODO:

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-presenta baja dilución.

₪ Es un método seguro.₪ Se adecua a yacimientos con propiedades físicos – mecánicas incompetentes.₪ Es posible trabajar vetas de poca potencia pero alta ley, utilizando la variante de descostre.₪ La dilución debida al acarreo del mineral es mínima.₪ Puede alcanzar alto grado de mecanización, y su aplicación puede presentar una amplia flexibilidad. ₪ Se adecua a yacimientos con propiedades físicos – mecánicas incompetentes. ₪ Aprovecha el material estéril generado tanto de obras coladas en estéril o el jal del proceso de

concentración. ₪ Permite una disponibilidad inmediata del mineral.

1. Geometría del Yacimiento Aceptable Óptimo

Forma Cualquiera Tabular

Potencia Cualquiera >3m

Buzamiento >30° >60°1

Tamaño Cualquiera Cualquiera

Regularidad Cualquiera Irregular

2. Aspectos Geotécnico Aceptable Óptimo

Resistencia (Techo) >30 MPa >50 MPa

Resistencia (Mena) s/profundidad >50 MPa

Fracturación (Techo) Alta-media Media-Baja

Fracturación (Mena) Media-Baja Baja

Campo Tensional In-situ (Profundidad)

Cualquiera <1000 m

Comportamiento Tenso-Deformacional

Elástico Elástico

3. Aspectos Económicos Aceptable Óptimo

Valor Unitario de la Mena Media-Alto Alto

Productividad y ritmo de explotación

Media-Baja NA

Desventajas:

₪ Costo de explotación elevado puesto que se le debe agregar el costo de la preparación, acarreo y colocación del relleno.

₪ En el caso del empleo de relleno hidráulico es necesario clasificar los jales, para eliminar lamas, para lo cual es necesario acondicionar una planta de tratamientos de jal.

₪ En el relleno hidráulico, se debe diseñar un sistema hidráulico, de manera que tenga capacidad de eliminar el agua contenida en el jal.

₪ En el caso del corte y relleno con pasta es necesario considerar el costo del cemento ya que este puede encarecer el método y hacerlo inoperable.

₪ Bajo rendimiento por la paralización de la producción como consecuencia del relleno.₪ Consumo elevado de materiales de fortificación.

5. DISEÑO, EXPLOTACIÓN Y COSTO UNITARIO DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN POR CORTE Y RELLENO:

4.1. DISEÑO:

Se puede aplicar en yacimientos:₪ Con buzamientos pronunciados.₪ En cualquier depósito y terreno.₪ Con cajas medianamente competentes.₪ Las cajas del yacimiento pueden ser irregulares y no competentes.₪ El mineral debe tener buena ley.₪ Disponibilidad del material de relleno.

Estas operaciones están constituidas por:₪ El reconocimiento geológico ₪ El reconocimiento geotécnico ₪ Realización de la estructura.

El reconocimiento geológico de la mina comprende: trazado de los subniveles, si los niveles están muy distanciados, así como la abertura de algunas labores verticales. Las operaciones denominadas geotécnicas determinan el comportamiento de la resistencia de las cajas del mineral.

La explotación por corte y relleno constituye un método particularmente flexible de operar y se adapta a los yacimientos irregulares.

Las tajadas ascendentes rellenadas se ajustan a distancias entre niveles de 25-50m a más, mineral pobre se deja en forma de relleno.

La resistencia del mineral en el techo puede ser verificada con la excavación de una cámara en el nivel mismo de la galería de base, en resumen todo esto es muy favorable, por lo que es uno de los menos costosos que se conoce.

Para preparar las cámaras en este método, se parte de la galería de transporte general, situada a unos 12 m - 15 m del fondo de la futura cámara; desde un recorte de esta galería se practica una rampa de acceso, que alcanzará al fondo de la cámara a la altura antes indicada, cortando entonces el criadero con un recorte de techo a muro, en lo que será el centro de la cámara. Alcanzado el muro, se sube una chimenea en mineral que enlaza la cámara con la planta de cabeza del piso superior.

Esta chimenea servirá para el servicio general y tendrá suficiente sección para ello; irá provista de escalas y mecanizada con un cabestrante para las maniobras de los equipos. También sirve como entrada de aire a la cámara, y la salida de aire se realiza por los dos extremos de la misma, por dos chimeneas de menor sección que se preparan en estos puntos y también al muro del criadero.

Los coladeros pueden dejarse entre el relleno o prepararlos al muro, separados unos 8m a 10 m del mineral, para mayor seguridad. La ventaja principal del acceso con chimenea es que la preparación de la explotación es barata y rápida, y se puede empezar a producir muy pronto. Por contra, presenta el inconveniente de que es difícil sacar piezas grandes por chimenea, ya que las unidades grandes del equipo, como cargadoras y jumbos, quedan encerradas en la cámara. Por ello, los trabajos de preparación y mantenimiento deben realizarse dentro de la misma cámara en condiciones poco apropiadas.

En caso de avería grave, no queda otra solución que desarmar la máquina y sacarla por la chimenea de servicio a los talleres.

Tampoco pueden variarse estos equipos de una cámara a otra y han de tener su capacidad adaptada a la producción de una sola cámara.

La práctica minera varía de una mina a otra, pero comúnmente se emplean barrenos ascendentes en las voladuras, perforados con jumbos de uno, dos o tres brazos. Los esquemas tienen 1,8 m de piedra y 1,2 m de espaciado. Se emplea NAFO, salvo que haya agua, lo que obliga a emplear algún explosivo gelatinoso.

El control de los esquemas de perforación es riguroso y además se debe pagar en función de la eficacia de la voladura. La experiencia indica que se consiguen mejores resultados con barrenos inclinados de 10° a 30° con la vertical e inclinados en dirección del avance. Así se consigue una granulometría que facilita la carga, pues el mineral entra mejor en la cargadora.

La altura media de rebanada es de 3 m - 4 m. Los bloques grandes se taquean a medida que se presentan.

Una cámara grande puede dividirse en varias conectadas entre sí como secciones de trabajo y de este modo, pueden producirse más toneladas

Fig.01 : Esquema de trazado de corte y relleno en una zona mineralizada

A. Diseño de Labores de Desarrollo y Preparación:

Diseño de Galerías

GALERIAS DE BASE: Las posiciones de la galería de base en relación a la veta son numerosas y es bastante difícil definirlas.

Se puede admitir que para potencias inferiores o iguales a 6 m, la galería de base es única, ella sigue la veta dentro de la zona mineralizada en los niveles intermedios, en otros casos está situada fuera de veta y en la caja piso de los niveles principales de extracción.

Para potencias superiores a 7m, la galería de base es a menudo doble, las dos galerías están conectadas entre ellas por cortes; esta red de base juega un rol importante, tales como:

₪ Transporte del mineral.₪ Nivel superior de los tajeos, nivel de corte de los tajeos del nivel inferior.₪ Drenaje de las aguas del relleno hidráulico.₪ Camino para personal, instalación de tuberías de agua y aire comprimido.₪ Ventilación, etc.

Diversas técnicas empleadas permiten utilizar esta galería de base en la explotación por corte y relleno. Para resolver este problema se trata de ubicar las galerías convenientemente con relación a la formación mineralizada de una parte y otra parte, equipar estas galerías con tolvas necesarias para los tajeos.

Fig.02: Esquema de trazado de galerías y chimeneas.

GALERIA ÚNICA DE VETA: Es más empleada en vetas angostas. Si la potencia es inferior a los 2 m, la galería corta a la caja piso de la veta sin cortar la caja techo. Se aprovecha así la resistencia natural de las cajas y se evita en general todo encribamiento.

ORE PASS O ECHADERO: La técnica de construcción de estas tolvas es variable. Son simples en vetas angostas o cuando el tonelaje a extraer es bajo. Su construcción es compleja en filones con mayor potencia y mayor tonelaje de producción.

En general el carguío es manual para menor volumen de mineral, y puede ser mediante tolva neumática o hidráulica para grandes tonelajes. Después que el tajeo se haya elevado algunos metros, los atascamientos o el mal funcionamiento de las tolvas retrasan la extracción. En caso de reparación detiene el minado en el tajeo.

B. Diseño de Labores de Preparación:Algunas veces una de las chimeneas se corre paralelamente con el tajeo. Cuando se tiene una sola chimenea central da como resultado una mala ventilación; más trabajoso, en lo referente a los servicios y acceso y además es para explotar blocks pequeños.La perforación es vertical y hacia arriba; tiene un área menor; 4 '×5 ' , la profundidad de taladro de un promedio de 4 ' . Se emplea el corte quemado o sea tres taladros en forma de un triángulo equilátero con un taladro central, 12 taladros dispuestos según el trazo para este corte, con un espaciamiento de disposición ya conocidos. Hacen un total de 16 taladros.

Fig. 03: Esquema de labor completa de corte y relleno

4.2. EXPLOTACIÓN

Concepto: “Perforación – Voladura – Ventilación y desate – Limpieza - Relleno”Después de las labores de preparación se empieza a la rotura del tajeo a partir del sub-nivel, sacando el corte en la parte central del tajeo con la finalidad de mantener el ciclo siguiente: Perforación, Voladura y Campo.

A. 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 en 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 esté 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 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.

B. 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.

C. 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.

• 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 autovagón 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.

• 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.

D. 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 labores, 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. Depósitos 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.

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 En 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 introducida 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 elevara la temperatura y produce anhídrido

sulfuroso, pudiéndose provocar inclusive incendios.

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 o 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.

6. VARIANTES DEL MÉTODO:

5.1. CORTE Y RELLENO ASCENDENTE (Cut and Fill)

En este método el mineral se arranca en rebanadas sucesivas horizontales o inclinadas trabajando en sentido ascendente desde la galería de base. Sin embargo el mineral se saca a medida que se arranca y el hueco que se produce al sacar el mineral se rellena con estériles siguiendo el frente a una distancia mayor o menor según los casos, o bien, sólo se empieza el relleno cuando se completa el arranque de una rebanada. Este ciclo repetido de perforación, voladura, carga y relleno es lo característico del método.

FIG. 04: Representación del corte y relleno en un esquema general.

En minas pequeñas el relleno puede proceder de los estériles producidos por el arranque de la cámara o por las labores preparatorias generales de la mina y, en caso necesario, de labores especiales realizadas con este fin. En trabajos mineros de más importancia el relleno se compone arena, grava o estéril del lavadero.

FIG. 05: la imagen nos muestra el cambio de un nivel a otro superior

Los mismos equipos de perforación pueden emplearse con el corte y relleno y en los subniveles. El corte y relleno es el método de explotación más flexible de todos, ya que puede aplicarse a casi todo tipo de criaderos; la utilización de esterones de tejidos apropiados, que sirven para recubrir los pilares y contener el relleno, o bien el empleo de una ligera dosis de cemento para que el relleno fragüe, permite estabilizar éste y consiguen la recuperación del mineral de los pilares.

El relleno evita los hundimientos de grandes proporciones al iniciar explotaciones debajo de pisos ya arrancados. El corte y relleno se emplea en criaderos irregulares de minerales ricos, con ramificaciones que penetran en el macizo rocoso que lo encaja. En estos casos será preciso franquear la roca del hastial para conseguir las secciones precisas. Estas rebanadas con relleno se llaman algunas veces mecanizadas, cuando se utilizan en ellas cargadores L.H.D. (que cargan, transportan y descargan). La ventaja principal del acceso con chimenea es que la preparación de la explotación es barata y rápida, y se puede empezar a producir muy pronto. Por el contrario, presenta el inconveniente de que es difícil sacar piezas grandes por chimenea, ya que las unidades grandes del equipo, como cargadoras y jumbos, quedan encerradas en la cámara, tampoco pueden variarse estos equipos de una cámara a otra.

La altura media de rebanada es de 3 m – 4 m. los bloques grandes se taquean a medida que se presentan. El trabajo empieza con la perforación y voladura, seguida de la carga de modo que los jumbos seguidos de las cargadoras, no queden encerrados por el montón de mineral arrancado; el relleno se coloca según las necesidades a medida que avanza el arranque. Si la resistencia de mineral y hastiales lo permite, se puede arrancar toda la rebanada y rellenarse de una sola vez.

El relleno hidráulico se baja por la cámara y se distribuye con tuberías. La bajada puede hacerse por gravedad a través de agujeros de sondeo. Las arenas del relleno se tratan para que el tamaño menor de 10 micras no llegue al 10 por ciento, de modo que pueda drenarse el agua en la cámara con facilidad y así resulta una superficie firme sobre la que pueden trabajar los mineros y emplear la maquinaria casi inmediatamente. El drenaje se hace por decantación y filtrado. Para ello se colocan en el relleno de cada cámara varios tubos perforados de drenaje y filtrado a través de los cuales escurre el agua. Además los accesos a la cámara se cierran a medida que sube el nivel del relleno, con cierres porosos, para que el agua pueda escurrir.

Con objeto de facilitar los macizos entre cámaras, se ha ensayado el consolidar el relleno agregándole del 6 al 10 por ciento de cemento para que fragüe y alcance resistencias a la compresión de 0.7 a 1.0 MPa. Para evitar las perdidas y dilución del mineral por relleno, se puede lanzar una capa de cemento y arena de pocos centímetros sobre la superficie de relleno. Pero siempre penetran en él algunos trozos de mineral que habrá que recuperar, pudiendo aceptar un 5 por ciento de pérdida de mineral en el relleno. Las rebanadas rellenas son un buen método para ser empleado en la recuperación de pilares.

5.2. CORTE Y RELLENO DESCENDENTE (Cut and fíll)

Aquí el arranque se realiza en rebanadas horizontales que se rellenan colocando previamente una losa de hormigón pobre o relleno cementado que sirve de techo artificial para la rebanada siguiente. Este método sustituye al de corte y relleno ascendente en el caso de mineral fracturado cuya corona puede ceder y complicar la explotación.

Corte y relleno descendente

Este método presenta las siguientes ventajas:

Permite recuperar el mineral en proporción muy alta. Evita la inestabilidad con mineral y hastiales falsos. Elimina totalmente el sostenimiento de las coronas Con todo ello aumenta la seguridad.

HUNDIMIENTO POR BLOQUES (Block caving)

Consiste en arrancar un bloque de mineral en un criadero de grandes dimensiones por hundimiento del mineral, que se va sacando por la base del bloque. El método necesita para su aplicación, además de unos criaderos muy grandes y potentes, las condiciones siguientes:

Un mineral que hunda y fragmente naturalmente bien, una vez socavado en su base. Un muro bastante resistente, ya que toda la infraestructura de la explotación se perfora en él. Una superficie sin problemas para poderla transformar con fuertes grietas y simas.

Empieza por dividir el criadero en grandes bloques cuye sección horizontal es generalmente superior a 1000 m2, en la base se abre una gran roza horizontal. Se prepara la masa con una red de galerías y chimeneas entrecruzadas en el muro, la roza permite al mineral fracturarse y hundirse. La zona de fractura sube progresivamente en toda la masa. A medida que progresa el hundimiento, la fragmentación mejora, el mineral se quebranta y así puede cargarse en la base, en los numerosos puntos de carga.

FIG. 06: Esquema de hundimiento por bloques

La aplicación más corriente de este método es en los grandes criaderos de minerales de hierro o de minerales pobres muy diseminados en zonas desérticas y aisladas.

Para la preparación del bloque a hundir se empieza por perforar una serie de galerías de carga dispuestas según un esquema regular; éstas se enlazan con la base del bloque. Estas galerías sufrirán fuertes presiones. Todos los trabajos se deben terminar antes de cebar el hundimiento.

Durante la producción o hundimiento no se perfora, salvo para romper algún bloque de demasiado tamaño. Para conseguir recuperar bien el mineral y evitar la mezcla con estériles es preciso conseguir que la superficie superior del bloque que se hunde forme un plano continuo. Para ello se necesita un control riguroso de la cantidad de mineral que se saca en cada punto de carga inferior.

La fragmentación se realiza naturalmente y los atascos pueden causar problemas muy serios y pérdidas de mineral y ensuciamiento del mismo. En el estudio de la calidad del macizo es útil el parámetro de calidad de roca (RQD) para ello debe estudiarse la disposición de cruceros, juntas y planos de estratificación. No debe dejarse hueco importante entre el mineral suelto caído y el macizo que se fragmenta, pues si éste se desploma produce una verdadera explosión al comprimir el aire del hueco con una secuela de daños y víctimas.

Como el terreno esta fracturado por el hundimiento es fácil que penetren en él las aguas de superficie y las de los mantos acuíferos e inunden las labores. Debe preverse una capacidad de bombeo para las máximas avenidas que puedan esperarse. Cuando se progresa en profundidad el hundimiento y los restos de los hastiales van rellenando el hueco, las rocas actúan como una esponja y las escorrentías del agua de lluvia deben encauzarse en superficie.

VENTAJAS:

Costo de producción muy bajo. Una vez que el hundimiento empieza se consigue una producción elevada. Puede normalizarse las condiciones aumentando la seguridad y eficacia de trabajo. La frecuencia de accidentes es claramente muy baja.

DESVENTAJAS:

La inversión de capital es grande y la preparación larga. La mezcla de mineral y estériles, así como las pérdidas de mineral elevadas. Hay que vigilar rigurosamente la descarga del mineral y no es fácil. El mineral de baja ley próximo al recubrimiento y los bordes del criadero se ensucia excesivamente si

el control del hundimiento no es demasiado bueno. No es posible la explotación selectiva de mineral de alta y baja ley. Solo puede extraerse todo junto. Como en la cámara almacén el mineral se oxida.

HUNDIMIENTO POR TAJO LARGO (Longwall Mining Method)

Es un método de preparación sencillo y tiene la ventaja de proporcionar una producción continua con la posibilidad de una muy completa mecanización, lo cual mejora la productividad, la seguridad y la salud del personal (La ventilación es buena y el personal trabaja en el frente siempre bajo los escudos de sostenimiento), la recuperación de carbón es mayor y la subsidencia relativamente uniforme y completa.

La profundidad de trabajo se sitúa entre los 60 y los 850 m. Se aplica a capas de carbón entre 1 y 4 m de potencia. A mayores potencias se divide la capa en tramos más estrechos.

FIG. 07: vista de un tajo largo en 3 dimensiones

El arranque se efectúa con una rozadora y que descarga el carbón arrancado sobre un panzer metálico que lo transporta fuera del tajo, para transferirlo a un sistema de cintas que lo extraen fuera de la mina o hasta el pozo de extracción vertical.

La anchura del panel está entre 100 y 300 m y la longitud entre 500 y 4000 m. La anchura del panel es muy importante, porque un tajo largo más ancho incrementara la producción de carbón. El incremento de la

anchura reducirá el número de paneles en la mina con lo que disminuirá el coste de la preparación, aumenta la recuperación de carbón al haber menos pilares y aumenta la producción del carbón (si la anchura es mayor de 300 m su influencia es menor en la producción); debe tenerse en cuenta que la anchura está limitada por la potencia eléctrica requerida por el transportador blindado y los esfuerzos estructurales que tiene que soportar. Con el fin de proteger las entradas al tajo y el frente inicial donde se localiza todo el equipo se dejan unos pilares barreras de unos 60 a 150 m de ancho en el sentido del avance en ambos extremos del tajo