100574047 Camaras y Pilares Mecanizado

“AÑO DEL CENTENARIO DE MACCHU PICCHU PARA EL MUNDO”

UNIVER SIDAD NACIONAL DEL CENTR O DEL PERÚ

FACULTAD DE INDENIERIA DE MINAS

CAMARAS Y PILARES MECANIZADO

CURSO

: DISEÑO DE MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN SUBTERRANEA I

CATEDRÁTICO

: Mg. MENDIOLA OCHANTE, Victor

INTEGRANTES

: BARZOLA PEREZ, KENNY CARRILLO EVANGELISTA, JHON DAVILA YALLI, RICHARD QUISPE TAIPE, VICTOR

SEMESTRE

: VIII

HUANCAYO

1

DEDICATORIA --------------------------------A todas los personas que nos han brindado su apoyo incondicional para la realización del presente trabajo. ----------------------------------

INDICE

2

INTRODUCCION

CAPITULO I FORMULACION DEL PROBLEMA CAPITULO II ANALISIS DEL PROBLEMA 2.1 VARIABLES DE ENTRADA Y SUS LIMITACIONES 2.2 VARIABLES DE SALIDA Y SUS LIMITACIONES 2.3 DETERMINACION DE LAS RESTRICCIONES 2.4 IDENTIFICACION DE LOS CRITERIOS DE DISEÑO CAPITULO III BUSQUEDA DE ALTERNATIVAS POSIBLES DE EXPLOTACION POR

CAMARAS

Y PILARES SEMIMECANIZADO - ANÁLISIS DE CRITERIOS ALTERNATIVA Nº 1: CAMARAS CON PILARES CAPISTRE ALTERNATIVA Nº 2: MINADO CON CÁMARAS Y PILARES CONTINÚO ALTERNATIVA Nº 3: CAMARAS Y PILARES CON RELLENO HIDRAULICO ALTERNATIVA Nº 4: CAMARAS Y PILARES CON CORTE Y RELLENO CAPITULO IV BUSQUEDA DE SOLUCIONES - FASE DE DECISIÓN CAPITULO V ESPECIFICACIONES DEL METODO ELEGIDO PLANOS

3

INTRODUCCION La Minería es un negocio donde rige la oferta y demanda de los precios de los metales en el mercado internacional por lo tanto es de vital importancia la optimización del Método de Minado, para lograr maximizar las ganancias con una inversión mínima. El presente trabajo de orden técnico, con algunos datos simulados de las Empresas existentes en el Perú y otros datos asumidos que se asemejan a las empresas existentes en nuestro país, nos permite aplicar el proceso de toma de decisiones para optar por la mejor variante del método de Cámaras y Pilares mecanizado que nos permita mejorar la producción, logrando recuperar el mineral, en el menor tiempo, cuidando la seguridad, los costos y manteniendo o superando los niveles de producción requeridos con los mismos recursos con que se cuenta en la realidad.

ASPECTOS GENERALES Y GEOLOGÍA DEL YACIMIENTO GEOLOGÍA GENERAL ESTRATIGRAFÍA. La secuencia estratigráfica del Yacimiento, la constituyen rocas del Paleozoico y Mesozoico.

4

MINERALIZACIÓN.-La complejidad de la historia geológica del distrito y los diferentes tipos de rocas de diferente composición han dado lugar a la formación de una variedad de depósitos minerales que se extienden ampliamente en el distrito. Después de la última etapa del plegamiento "Quechua", y la formación de las fracturas de tensión, vino el período de mineralización; soluciones residuales mineralizantes originadas de los stocks San Francisco y Gertrudis (monzonita cuarcífera y pórfido cuarcífero), invadieron el distrito dando lugar a la formación de vetas, cuerpos arracimados, cuerpos de contacto, mantos y diseminaciones, sin embargo es necesario aclarar que sin descartar la existencia de mantos de reemplazamiento, se debe poner en tela de juicio el origen de algunos mantos emplazados en las calizas Pucará, congruentes con su estratificación, los cuales podrían ser vulcanogénicos. 1. GEOMETRIA DEL YACIMIENTO Y DISTRIBUCIÓN DE LEYES FORMA POTENCIA DEL MINERAL

: Manto : 4.7 m.

INCLINACIÓN

: 8º

PROFUNDIDAD DESDE LA SUP.

: 300 m.

DISTRIBUCIÓN DE LEYES

: Uniforme

2. CARACTERÍTICAS GEOMECANICAS DEL MINERAL RESISTENCIA DE LA MATRIZ ROCOSA

: 120 MPa. (Medio)

ESPACIAMIENTO ENTRE FRACTURAS RQD : 70% RESISTENCIA DE LAS DISCONTINUIDADES : Pequeña 3. CARACTERÍTICAS GEOMECANICAS DE LA CAJA TECHO RESISTENCIA DE LA MATRIZ ROCOSA

: 120 MPa. (Alta)

ESPACIAMIENTO ENTRE FRACTURAS RQD : 80% RESISTENCIA DELAS DISCONTINUIDADES

:Buena

4. CARACTERÍTICAS GEOMECANICAS DE LA CAJA PISO RESISTENCIA DE LA MATRIZ ROCOSA

: 100 MPa. (Media)

ESPACIAMIENTO ENTRE FRACTURAS RQD : 75% (Grande) RESISTENCIA DELAS DISCONTINUIDADES

: Media

5

CRITERIOS DE SELECCIÓN DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN DISEÑO DE MÉTODOS DE MINADO Consiste en la explotación de un yacimiento mineral utilizando el método de explotación más adecuado a las condiciones de la mineralización, desde el punto de vista:  Geomecánico  De profundidad  Recuperación del mineral  Rentabilidad CÁMARAS Y PILARES CARACTERÍSTICAS GEOMECÁNICAS Calidad de cajas

: buena

Calidad de mineral

: buena

Peso especifico de mineral

: 3.0 TM / m3

ALTERNATIVA DE MINADO Dimensión del pilar

: 5 x 5 metros

Dimensión de la cámara

: 5 x 10 metros

Recuperación por el método de minado Dilución

: 87% : 5.4%

CAPITULO I FORMULACION DEL PROBLEMA Tomando en cuenta los aspectos generales y la Geología del Yacimiento deducimos: P A

B PROBLEMA

6

ESTADO A Block De Mineral Probado 202776 TMS Cu=14.51% Zn=11.20% PLANTEAMINETO DEL PROBLEMA Encontrar la alternativa optima de minar el block probado accesible por el método de cámaras y pilares mecanizado ESTADO B Block minado por el método de Cámaras y Pilares mecanizado.

CAPITULO II ANALISIS DEL PROBLEMA En la siguiente, analizaremos las características cualitativas y cuantitativas de los estados A y B. 2.1 VARIABLES DE ENTRADA Y SUS LIMITACIONES Nº

VARIABLES DE ENTRADA

LIMITACIONES DE ENTRADA

7

01

Recurso Humano • Operador de equipo jumbo • Ayudante jumbero • Operador scoop • 2 Operador Dumper • Operador para Carguío voladura • Supervisor

02

Maquinaria y/o equipos Ninguna • Jumbo de dos brazos Velocidad • Scoop eléctrico de 6 yd3. 20m/s • 2 Dumper • Transformadores de suministro EE.EE. • Ventiladores eléctricos

Nº 03

04

>= 2 >= 3 >= 2 >= 3 >= 2 y >= 5

años años años años años años

VARIABLES DE ENTRADA MATERIALES • Block del mineral 80 x 170 mts. • Buzamiento • Leyes  Cu=14.51%  Zn=11.20% • Potencia de la veta • Densidad mineral • RMR mineral • RMR roca • Densidad de la roca • Fracturas/ metro

LIMITACIONES Ninguna 8º

INSUMOS • Agua • Aire • Tubería • Explosivos:

Ninguna >= 90 PSI Ninguna Ninguna

•

 Emulnor 5000  ANFO Accesorios de voladura

de de de de de de

exp. exp. exp. exp. exp. exp.

de

aire

4.70 m 3.0 TM/m3 >=70% >=80% 2.7 TM/m3 3

Ninguna

2.2 VARIABLES DE SALIDA Y SUS LIMITACIONES

8

VARIABLES DE SALIDA Producción

LIMITACIONES > 518.86 Tm/mes.

Dilución

< = 5.43%

Recuperación

> 87%

Ventilación

>= 20m/min. de velocidad del aire.

Beneficio/costo

>= 1.64

Seguridad

0 accidentes e incidentes

2.3 DETERMINACION DE LAS RESTRICCIONES Las restricciones son los parámetros que se deben cumplir obligaciones para el diseño de método de explotación y podemos tener los siguientes en nuestro caso:  DS – 055 – 2010 - EM  Realizar las operaciones unitarias del minado cumpliendo estrictamente con los horarios programados. 

La relación beneficio costo debe ser mínimo a 1.40

 Cumplir con el ISO-14001, OHSA-18001, ISO 9001. 2.4 IDENTIFICACION DE LOS CRITERIOS DE DISEÑO Para el diseño del método de explotación tendremos en cuenta los siguientes criterios. 1.

Beneficio/ Costo

2.

Seguridad

3.

Recuperación

4.

Dilución

5.

Producción

6.

Ventilación

7.

Comodidad de operación

8.

Necesidad de mínimo recurso humano

9.

Mejores accesos

10.

Necesidad mínimo de equipos y/o maquinaria.

9

CAPITULO III BUSQUEDA DE SOLUCIONES ALTERNATIVAS POSIBLES DE EXPLOTACION POR CAMARAS Y PILARES EXPLOTACIÓN SEMIMECANIZADO - ANÁLISIS DE CRITERIOS

ALTERNATIVA Nº 1 CAMARAS CON PILARES CAPISTRE Una vez delimitado el block de mineral, por las galerías de cabeza, base y por las chimeneas laterales, con el fin de obtener una mejor ventilación y acceso, ya que se interceptaran entre las dos galerías. Después de delimitar el tajeo por los cuatro horizontes se procederá a correr un subnivel a partir de las chimeneas laterales paralelo a la galería inferior, dejando un puente de 3 mts, el cual servirá como un muro de protección a la galería base.

10

A partir del subnivel base se procederá realizar una inclinado central sobre mineral de sección 5m x 5m, con el fin de accesar al block de mineral existente, que a la vez permitirá tener una cara libre en el proceso de voladura y facilitara el sistema de ventilacion y por último la preparación termina con la construcción de la tolva neumática entre el nivel inferior y subnivel.

EXPLOTACIÓN: Una vez que el block haya sido preparado se inicia el proceso de minado, que consiste en arrancar el mineral valioso en forma de rebanadas, desde la parte inferior llamado base de ataque o subnivel. Consiste en dos fases. La primera se inicia desde la chimenea central hacia al lado izquierdo y una vez arrancado una distancia favorable para realizar el sostenimiento se inicia explotar la segunda fase iniciándose desde la chimenea central hacia la derecha, con el objetivo de que el sostenimiento-minado sea en forma alternada. PERFORACIÓN: La perforación se hace con Jumbo hidráulico, utilizando barrenos de 12 pies .

5m 10m VOLADURA: Se utiliza el sistema de iniciación no eléctrico empleando cargas explosivas como el emulnor 5000 y ANFO y como accesorios tenemos al detonador no eléctrico (exel), cordón detónate (pentacord), y carmex. LIMPIEZA Y ACARREO: Se realiza con el scoop eléctrico WAGNER ST de 13 yd3 de capacidad de dimensiones (3.04 m, ancho, 2.18 m altura, 11.48 m de longitud, radio de giro interior 3.66m y exterior de 6.30), previamente se realiza la selectividad dejando los trozos grandes de desmonte en la zonas ya explotadas.

11

COSTO DE PREPARACION Y EXPLOTACION LABORES DE PREPARACION

$/m

COSTO

INCLINADO CENTRAL

95.27

16195.9

SUBNIVEL

85.55

13688.00

TOLVA

330.00

COSTO TOTAL PREPARACION ($)

30213.90

COSTO PREPARACION ($/TM)

1.03

COSTO DE EXPLOTACION

S/

$/TM

PERFORACION

238.08

3.28

EXPLOSIVOS

130.19

1.80

LIMPIEZA

286.16

1.90

SOSTENIMIENTO

1181.42

7.83

COSTOS INDIRECTOS

2570.19

3.57

COSTO DE EXPLOTACION ($/TM) COSTO TOTAL DE EXPLOTACION

18.38

18.38 $/TM

SEGURIDAD: En el método de cámaras con pilares simulados podemos notar que la estabilidad del techo es buena, ya que además de tener pilares artificiales como los cribbing y de concreto las rocas encajonantes tienen un promedio de RQD de 75%. RECUPERACION: En este método se puede notar que no se dejan pilares naturales, por el cual el minado es casi al 100%, además el puente dejado entre el nivel base y el subnivel serán recuperados, por ende estaríamos hablando de una recuperación al 93%. CONDICIONES DE VENTILACIÓN: En este método la ventilación es de regular-buena ya que el minado esta comunicado hacia las chimeneas laterales, central y hacia las labores principales haciendo que la ventilación sea buena PRODUCCION: La producción depende principalmente de la facilidad que puedan brindar el método en el avance y la estabilidad del techo, por lo cual se puede llegar a producir 518.86 TM/mes.

12

Además nos permite aumentar su producción si se requiere de ello ya que esta relacionado directamente con el factor de seguridad. DILUCION: En este método notamos que el sostenimiento es con pilares artificiales y por ende los materiales estériles seleccionados son transportados hacia las zonas ya explotadas y que a la vez servirá como refuerzo a los pilares, que consisten en rodear dichos pilares, lo cual minimiza la mayor parte y entonces la dilución es mínima llegando 10%. BENEFICIO COSTO: Para determinar la magnitud de las ganancias se asume que el valor por toneladas de mineral, considerando la dilución tenemos: B/C =1.64 SOSTENIMIENTO: Al dejar un vació a lo largo de terreno minado, la estabilidad del terreno va bajando considerablemente ya que las fuerzas de tracción y compresión se exponen sobre los tajeos vacíos. Y es por ello que se debe tener énfasis al problema de la estabilidad del macizo rocoso. Por ende en este método utilizaremos los pilares capistre constituidos de pilares de concreto trenzado o llamados pilares compuestos y los cribbings a fin de minar al 100%.

5m

3m

VOLADURA (cálculos para las camaras)

13

Se utiliza el sistema de iniciación no eléctrico empleando cargas explosivas como el emulnor de 5000 para el cebo y como carga el Anfo y como accesorios tenemos al detonador no eléctrico carmex. Vemos algunos cálculos. Cálculos:

Donde: R: circunferencia aproximada de la sección, .4 S= sección del frente Fcg= factor de corrección geométrica (90%) C=Distancia media entre taladros de acuerdo al tipo de roca, m K=Coeficiente de acuerdo al tipo de roca.

Tipo de roca

Distancia

Coeficiente (K)

Roca dura Roca semidura Roca blanda

taladros(C) 0.5 0.6 0.7

2 1.6 1

Reemplazando datos:

N=144 Sección Núm. Taladros Diámetro taladro Profundidad promedia Volumen Carga/ taladro Mineral roto x disparo

5mx 10m 143 63.5mm 3.48m 156.6 m3 6.7 kg/taladro 469.8 TM/disparo

14

RESUMIENDO LOS PARÁMETROS DEL FRENTE DE DISPARO LIMPIEZA Y ACARREO: Se

realiza

con

el

scoop

eléctrico

WAGNER

ST

de

13

de capacidad de dimensiones (3.04 m, ancho, 2.18m altura, 11.48 m de longitud), previamente se realiza la selectividad dejando los trozos grandes de desmonte en la zonas ya explotadas.

SCOOP WAGNER ST 13

SOSTENIMIENTO: Al dejar un vacio a lo largo de terreno minado, la estabilidad del terreno va bajando considerablemente ya que las fuerzas de tracción y compresión se exponen sobre los tejeos vacios. Y es por ello que se debe tener énfasis al problema de la estabilidad del macizo rocoso. Por ende en este método utilizaremos los pilares simulados (pilares artificiales), que consisten en el armado de los cribbings y en armado de pilares de concreto con el fin de minar al 100%.

15

5m

3m

Cribbing con cuartones de 6”x7”x12’1.64os: B/C= 58/18.5 =3.13do 10el emulnor de 5000

16

1. Diseño de los pilares artificiales Con el método especificado no se dejan ningún pilar natural por lo que utilizamos los pilares artificiales como los cribbing y de concreto para ser factible su recuperación, el diseño se realiza siguiendo los criterios para diseñar cámaras y pilares. 1.1 Esfuerzos en los Pilares Artificiales- Cribbings Los esfuerzos en cualquier punto del pilar dependen de:  El esfuerzo medio del pilar que está en función de la relación del área total excavada al área total que queda de las columnas (pilares).  La concentración de esfuerzos, ligada a la forma del pilar. a. Esfuerzos medios en los pilares En la figura 5 se muestra un sistema de cámaras y pilares cuadrados, en nuestro caso vendrían a ser los cribbings (pilares de madera).

Fig. 5: Distribución de pilares (izquierda) y cribbing (derecha), con carga de roca uniformemente distribuida. Suponiendo que estos forman parte de una serie de sistema de sostenimiento, y que el espacio entre pilares es igual al lado del pilar (3 m), el esfuerzo medio será: σ p = Pz (1 + Wo/ Wp)2 = γ z (1 + Wo/ Wp)2 Donde: γ

: peso unitario de la roca

z

: profundidad

wo y Wp

:ancho de la excavación y del pilar respectivamente

b. Influencia de la forma del pilar

17

La forma del pilar tiene influencia importante sobre la distribución de los esfuerzos dentro del mismo. Basándose en los resultados de Obert y Dubai, para diferentes relaciones de WO / WP, el esfuerzo medio en el pilar aumenta a medida que el pilar se hace más angosto. Se debe tener en cuenta los siguientes parámetros: Calidad de roca Potencia de veta Altura de cribbing Dimensión de cuartón Peso unitario de la roca R. Compresión madera (perpendicular

a

Buena 4.7m 5m 7” x 6” x 12’ 0.027MN/m3 28 Kg./cm2 = 2.74 MPa

fibra

madera Teoría del Arco de Presiones En las minas inglesas se determinó que el ancho máximo de presiones es: W = 18 + 0.15 H De aquí partimos de que la altura del arco de presiones (AAP) será 3/8 de W. Este dato es importante para determinar el esfuerzo medio. Entonces tenemos que: AAP = 3/8 (18 + 0.15 H) En nuestro caso será 46.86 m. Pero considerando un factor de seguridad de 3 tenemos: AAP = 141 m de altura. Teoría de Áreas Tributarias Aquí se determina una aproximación del nivel de carga que actúan sobre los pilares. Se refiere que el área de influencia del pilar será la mitad de sus lados al lado que corresponde, (ver Fig. 6).

Fig. 6: Área de influencia de los cribbings. Cálculo del esfuerzo medio del cribbing: El cribbing se asemeja a un pilar de sección cuadrada, por lo que se utiliza para el cálculo del esfuerzo medio la expresión siguiente: 18

σ p = γ z (1 + Wo/ Wp)2 Donde: σ p : Esfuerzo medio sobre el pilar (MPa) z : 300 m (AAP ajustado) γ

: 0.027 MN/ m3

Wo: 10 m Wp: 5 m. Entonces nuestro esfuerzo medio sobre el pilar será: σ p = 72.9 MPa Cálculo del Factor de Seguridad Con la gráfica Influencia de la relación ancho/ altura de un pilar sobre su resistencia media se obtiene el valor σmed / σc, (ver Fig. 7). La resistencia a la compresión está determinada por: De acuerdo a la altura del tajo que es igual a 5m y el alto del cuartón será 6”, entonces para armar un cribbing se necesitará 32.8 cuartones los cuales forman una estructura, la cual tendrá cuatro columnas, (ver Fig. 8). Fig. 7: Influencia de la relación ancho/ altura de un pilar sobre su resistencia media. Por lo que la resistencia total a la compresión será de 679.064 MPa y sabiendo que la relación ancho pilar / altura pilar es 2 tenemos que σmed/σc = 0.18. Así determinamos que σp= 72.9 MPa Entonces el factor de seguridad para un pilar artificial (cribbing) con ancho de 1.5m y ancho de cámara de 1.5 m será: FS = σmed/ σ p = 9.34 Si: FS >1.5,

el pilar otorga una estabilidad teórica

FS< 1.5,

habría inestabilidad en el pilar

CONCLUSIONES -

Los cribbings que se colocan para remplazar el pilar de mineral nos brindan un Factor de Seguridad (FS) de 9.34 , lo cual está por encima de un FS=1.5 que es el mínimo considerado para realizar el trabajo de una manera segura.

19

- Para definir el tipo de sostenimiento (puntales, cuadros o cribbings) en la etapa de minado del pilar es indispensable el mapeo geomecánico. ANALISIS DE CRITERIOS A. COSTOS COSTO DE PREPARACION LABORES DE PREPARACION $/m CHIMENEA CENTRAL 96.53 SUBNIVEL 84.34 TOLVA COSTO TOTAL PREPARACION ($) COSTO PREPARACION ($/TM)

COSTO 6757.45 4216.93 297.84 11272.22 0.64

COSTO DE EXPLOTACION LABORES DE PREPARACION S/ PERFORACION 187.24 EXPLOSIVOS 130.19 LIMPIEZA 273.22 SOSTENIMIENTO 1110.86 COSTOS INDIRECTOS 1276.13 COSTO DE EXPLOTACION ($/TM) COSTO TOTAL DE EXPLOTACION

$/TM 2.34 1.63 1.64 6.68 5.62 17.90

18.54

B. SEGURIDAD: En el método de cámaras con pilares simulados podemos notar que la estabilidad del techo es buena, ya que además de tener pilares artificiales como los cribbing y de concreto las rocas encajonantes tienen un promedio de RQD de 80%. C. RECUPERACIÓN: En este método se puede notar que no se dejan pilares naturales, por el cual el minado es casi al 100%, además el puente dejado entre el nivel base y el subnivel serán recuperados, por ende estaríamos hablando de una recuperación al 93%. D. DILUCION: En este método notamos que el sostenimiento es con pilares artificiales y por ende los materiales estériles seleccionados son transportados hacia las zonas ya explotadas y que a la vez servirá como refuerzo a los pilares, que consisten en rodear dichos pilares, lo cual minimiza la mayor parte y entonces la dilución es mínima llegando 5.4%. E. PRODUCCION: 20

La producción depende principalmente de la facilidad que puedan brindar el método en el avance y la estabilidad del techo, por lo cual se puede llegar a producir 31131.6TM/mes. Además nos permite aumentar su producción si se requiere de ello ya que esta relacionado directamente con el factor de seguridad. F. CONDICIONES DE VENTILACIÓN: En este método la ventilación es de regular-buena ya que el minado esta comunicado hacia las chimeneas laterales,

central y hacia las labores principales haciendo que la

ventilación sea buena. G. BENEFICIO COSTO: Para determinar la magnitud de las ganancias se asume que el valor por toneladas de mineral, considerando la dilución tenemos: B/C=1.64

ALTERNATIVA 2 MINADO CON CÁMARAS Y PILARES CONTINÚO DESCRIPCIÓN.El método consiste donde el mineral es extraído en mayor cantidad posible del mineral minado, luego dejando parte del mineral como pilares que posteriormente tendrán la función de sostener al techo, luego ya delimitado el block por dos galerías (base y de cabeza) de 1.8 x1.8m y dos chimeneas laterales al block de 1.8 x1.8m y en su nivel paralelo a la galería base para el transporte y la extracción de mineral, también se construyen dos shutes de 1.5 x1.5m en la parte interior de cada chimenea, luego teniendo ya libres en los vértices inferior del block, procedemos a la explotación realizando pilares de dos tipos de secciones uno de 4x4m (pilar principal) y otro de 2x2m (pilar de apoyo) elegimos este diseño de pilares ya que la competencia del terreno nos permite también ampliar las cámaras, manteniendo la simetría entre 21

pilares y cámaras, el calculo utilizado modelos matemático de “GEOCONSULT” (Almeira 27/05/05) CÁLCULO DE ANCHO DE PILAR (W) − Tipo de sección

: cuadrado

− Ancho de cámara

: 9m

− Altura de cámara

: 1.8m

− Resistencia a la compresión simple (6p)

:10410 TM/m2

− P.E mineral − Factor de seguridad (FS)

: 3TM/m3 :1.5(estable)

− Profundidad de terreno (Z) : 200m FORMULA Sp=1.1((B+W)/W)2 x6v Fs=6p/Sp 6v=(p.e)x(Z) 6v=3x200=600 Tm/m2 Sp=6p/Fs = 10410/1.5 = 6940 Tm/m2 6940=1.1((20+W)/W)x600 W=4m 6v = Esfuerzo vertical 6p = Rest. Cumplir simple del pilar Sp = Esfuerzo promedio del pilar B = Ancho de cámara W = Ancho de pilar Z = Profundidad del yacimiento. * = P.E mineral Fs = Factor de seguridad PERFORACIÓN La perforación lo realizamos con una maquina jack leg, utilizando barreras de 6´ (1.82m) y luego calculemos el numero de taladros del frente, para proceder a realizar la malla de perforación en las galerías y chimeneas. 22

Nº taladro=(P/dt)+CxS=7.2/0.7 + 0.6(3.24)=13 taladros * Eficiencia de perforación: 85% 6´x0.85 = 1.53m VOLADURA La selección de expulsivo esta en función a las características del macizo rocoso, empleamos dinamitas de 65%, 7/8´´x7´ y sus respectivos accesorios. Nº de cartuchos/taladro=1.52m/0.1778m=8 cartuchos Taladros a cargar: 12 (1 maricon) 12x8=96 cartuchos/disparo Total Kg. De explosivo: 96x0.08 = 7.68 Kg/disparo LIMPIEZA Se realiza utilizando un microscoop. De 0.42 yd3; su función es trasladar desde los frentes a la cámara central, para de ahí luego con el rastrillo trasladarlos a los shutes laterales.

ANÁLISIS DE CRITERIO A.- COSTOS COSTO DE PREPARACION DE 2 CHIMENEAS (Chimeneas laterales) Seccion : 1,8 x 1,8 m nº taladros : 13 perforac. Efectiva : 1,5

TM rotas / taladro : 1,1 pies / disparo : 65

m TM/disparo :13,12

P:E mineral : 3

Costo/dispar DESCRIPCION PEESONAL Perforista Ayudante TOTAL VOLADURA Dinamita Accesorios de voladura

Unida

Cantidad

Costo/unitari

o

Costo/

d

(nº)

o (s/.)

(s/.)

(TM/s/.)

tarea tarea

1 1

53 50

53 50 103

7,85

c/u varios

96

0,5

48 51 23

Accesorios de perforacion TOTAL LIMPIEZA Microscoop winche Herramientas Implementos TOTAL COSTO TOTAL 8% VARIOS TOTAL ($/TM) Costo por 2

varios

52 151

1 1 varios varios

76 37 2,8 5,9 121,7

($/TM) $

140 m

11,51

9,28 28,64 2,29 10,31 $/Tm 12624,94 $

chimeneas COSTO DE 2 SHUTES seccion : 1,5 x 1,5 m nº taladros : 07 perforac. Efectiva : 1,5

Costo/Tm : 5.16 8% varios : 0.41

m TM a extraer :31.95

TOTAL : 5.57 $/TM

Costo Total 2 shutes : 177.96 $ COSTO DE PREPARACION DE 3 GALERIAS (base, cabeza, transporte) seccion : 1,8 x 1,8 m nº taladros : 13 perforac. Efectiva : 1,5

TM rotas / taladro : 1,1 pies / disparo : 65

m TM/disparo :13,12

P:E mineral : 3

Costo/dispar DESCRIPCION PEESONAL Perforista Ayudante TOTAL VOLADURA Dinamita Accesorios de

Unida

Cantidad

Costo/unitari

o

Costo/

d

(nº)

o (s/.)

(s/.)

(TM/s/.)

tarea tarea

1 1

53 50

53 50 103

7,85

c/u

96

0,5

48

voladura Accesorios de

varios

51

perforacion

varios

52 24

TOTAL LIMPIEZA Microscoop winche Herramientas Implementos TOTAL

1 1 varios varios

COSTO TOTAL 8% VARIOS TOTAL ($/TM) Costo por 3 galerias

($/TM) $

151

11,51

76 37 2,8 5,9 121,7

9,28 28,64 2,29 10,31 $/Tm 13528.78 $

150 m

COSTO DE EXPLOTACION (Costo de Cámaras $/TM) TM rotas / taladro : seccion : 9m x 1,8m nº taladros : 33 perforac. Efectiva : 1,5

2,21 pies / disparo : 65

m

P:E mineral : 3 Metraje total de avance

TM/disparo :72.90

en las camaras : 547 Costo/dispar

DESCRIPCION PERSONAL Perforista Ayudante TOTAL VOLADURA Dinamita Accesorios de

Unida

Cantidad

Costo/unitari

o

Costo/

d

(nº)

o ( s/.)

(s/.)

(TM/s/.)

tarea tarea

1 1

53 50

53 50 103

1.41

c/u

264

0,5

132

voladura Accesorios de

varios

109

perforacion TOTAL LIMPIEZA Microscoop winche Herramientas Implementos TOTAL

varios

125 366

5.02

300 180 13.4 34.3 527.7

7.24

COSTO TOTAL 8% VARIOS TOTAL ($/TM) Costo por 2

($/TM) ($/TM) ($/TM) $

1 1 varios varios

1 1

140 m

4.5 0.36 4.86 $/Tm 61381.8 $ 25

chimeneas

COSTO TOTAL DEL METODO: 10,31+4,86+10,31+5,57 = 31,05 $/Tm B.-SEGURIDAD La seguridad en este método es alta ya que contamos con una buena competencia de la roca (mineral y cajas) y también diseñamos dos tipos de pilares , principales y de apoyo que se encuentra con una sección amplia que esta en relación de 1:2 con estos garantizamos una alta seguridad C. RECUPERACIÓN Este método se caracteriza por dejar como sostenimiento pilares de mineral en este caso la R = 93 % aprox. R = (2149.56/19872)x100 = 93 % D. DILUCION Analizando este método concluimos que la dilución no esta dentro del estándar del método, obteniendo un 20% lo cual nos indica la no selectividad del método

E. PRODUCCIÓN La producción depende de varios criterios como velocidad de avance, en los frentes de explotación, el diseño de cámaras y pilares, condiciona geomecanicas, maquinaria empleada, etc. Para este método el tonelaje/guardia promedio es de 72.9 TN, por lo tanto tendremos 1822.5 Tm/mes y una vida de una mina de 11 meses. F. VENTILACIÓN En este caso la ventilación es muy favorable ya que se encuentra con dos chimeneas laterales además se cuenta con cámaras amplias donde la fluidez de aireen las cámara no tendrá inconveniente. G. B/C = 40/31.05 = 1.29 ALTERNATIVA Nº 3 26

CAMARAS Y PILARES CON RELLENO HIDRAULICO Teniendo un block de mineral el cual se encuentra delimitado por un nivel superior y otro inferior de 6’ x 6’, se da inicio a la construcción de una chimenea que comunicara ambos niveles por la parte central, construimos un puente de 3.0 metros, para concluir con esta fase de preparación procederemos a la construcción de chutes para el transporte del mineral roto hacia potra etapa de proceso productivo. Concluida la preparación damos inicio al minado, que consiste en arrancar el mineral valioso, mediante las operaciones unitarias de perforación, voladura, ventilación, carguio y transporte. 1. PERFORACIÓN: La que emplearemos depende del espacio con el que contamos para realizar esta operación para nuestro caso la perforación se hace con Jack leg atlas copco BBC-16W, utilizando barrenos de 3 y

. Para lo cual tenemos algunos parámetros del frente.

Cálculos:

Donde: R: circunferencia aproximada de la sección, .4 S= sección del frente Fcg= factor de corrección geométrica (90%) C=Distancia media entre taladros de acuerdo al tipo de roca, m K=Coeficiente de acuerdo al tipo de roca. Reemplazando datos:

2. VOLADURA: Se utiliza el sistema de iniciación no eléctrico empleando cargas explosivas como la dinamita tipo gelatina especial 75%, semexsa 60% de 1 7/ x 8 y como accesorios tenemos 27

al detonador no eléctrico (exel), cordón detónate (pentacord), y carmex. Vemos algunos cálculos. Densidad de carga:

Longitud de carga

Carga por taladro

Lc= (Lt-t) Lc= (1.3-0.3) Lc= 1 mt =36.45 kg

Resumiendo los parámetros del frente de disparo Sección Núm. Taladros Diámetro taladro Profundidad promedia Volumen Carga/ taladro Mineral roto x disparo

1.8 x 4m 27 38mm 1.3m 9.4 m 1.35 kg/taladro 28 tm/disparo

3. LIMPIEZA Y ACARREO: Para la Limpieza utilizaremos microscoop eléctrico ET500 HE de 0.42

de capacidad

de dimensiones (0.80 m, ancho, 1.10m altura, 3.55m de longitud), debido a su ergonomia, la movilidad para desplazarse de un frente a otro que nosotros requerimos. 4. SOSTENIMIENTO: Para nuestro caso el macizo rocoso es muy estable ya que posee un RQD de 80% por lo cual el sostenimiento será al 100% con los pilares que se van dejando, salvo algunos casos donde el terreno lo exija utilizaremos puntales de madera o pernos de anclaje. ANALISIS DE CRITERIOS A. COSTOS LABORES DE PREPARACION SUBNIVEL 2 TOLVAS COSTO TOTAL PREPARACION ($) COSTO PREPARACION ($/TM) COSTOAPOR CAMARA PERFORACION VOLADURA LIMPIEZA RELLENO HIDRAULICO

$/m 84.34

COSTO 4216.93 595.68 4812.61 0.26 $/TM 2.93 2.04 1.64 6.20 28

COSTOS INDIRECTOS COSTO TOTAL ($/TM)

5.62 18.43

COSTO POR CAMARA PERFORACION VOLADURA LIMPIEZA RELLENO HIDRAULICO COSTOS INDIRECTOS COSTO TOTAL ($/TM)

$/TM 2.93 2.04 1.64 6.20 5.62 18.43

B. SEGURIDAD Nuestro tajo la estabilidad del techo es buena ya que posee un RQD de 80%, este es un factor importante en el método de cámaras con pilares sistemáticos, enfocado desde el punto de vista de la seguridad nos brinda estabilidad en las cajas lo cual nos permitirá extraer el mineral con mayor seguridad. C. RECUPERACION: En este método se dejan pilares artificiales, los mismos que servirán de soporte, por lo cual estamos dejando una buena parte de mineral sin explotar. Por lo tanto la recuperación es será 90%. D. DILUCION: La dilución para esta variante de cámaras y pilares alcanza en promedio el 16.6% esto debido a que se esta minando 0.30 m., mas de la potencia de la veta. E. PRODUCCION: La producción depende principalmente de la facilidad que puedan brindar el método en el avance y la estabilidad del techo, por lo cual se puede llegar a producir 2080TM/mes. Pudiendo incrementar nuestra producción de acuerdo a las necesidades requeridas. F. VENTILACIÓN: La ventilación para nuestro método es de regular-buena esto debido a que el minado se realizará en forma de “V” invertida, donde la ventilación se dirigirá al nivel superior a través de la chimenea central que comunica los niveles superior e inferior, con el apoyo de un ventilador hará que la ventilación sea buena.

29

G. BENEFICIO COSTO: Para determinar la magnitud de las ganancias se asume que el valor por toneladas de mineral, considerando la dilución tenemos: B/C=40/14.82 =1.31

CAPITULO IV BUSQUEDA DE SOLUCIONES – FASE DE DECISIÓN CUADRO COMPARATIVO DE COSTOS ($/tm) OPERACION

METODO 1

METODO 2 METODO 3 METODO 4

PREPARACION

1.03

0.26

0.26

1.10

EXPLOTACION DE CAMARAS

18.38

16.04

18.43

16.74

RELLENO HIDRAULICO

6.20

RECUPERACION DE PILARES

15.27

14.25

33.72

31.19

SO STENEMIENTO

7.83

15.01

TOTAL

26.83

31.05

CUADRO COMPARATIVO DE SEGURIDAD

SEGURIDAD

MET. 1

MET.2

MET.3

MET. 4

10

10

10

10

CUADRO COMPARATIVO DE LA RECUPERACIÓN

% RECUPERACION

MET. 1

MET. 2

MET. 3

MET. 4

87

87

89

95

CUADRO COMPARATIVO DE LA DILUCIONDEL MINERAL 30

% DILUCION

MET. 1

MET. 2

MET. 3

MET. 4

5

8

7

6

CUADRO DE PRODUCCION

PRODUCCION

MET. 1

MET. 2

MET. 3

MET. 4

27714

4765.32

26784

31131.6

(TM/MES) CUADRO DE CONDICONES DE VENTILACION Teniendo un rango de 1-10 podemos deducir basándonos en los datos o informaciones tratadas en el análisis del problema, llegando al siguiente cuadro.

CONDICION

MET. 1

MET. 2

M3T. 3

MET. 4

9

7

5

8

CUADRO DE RELACION BENEFICIO/COSTO

FASE DE DECISION En el siguiente capitulo procesaremos todos los datos obtenidos durante el análisis del problema (criterios). Tomaremos los valores en un rango de 1 a 10 proporcionalmente. Pero antes de poder procesar vamos evaluar en cuadro de pasa y no pasa. METODO SEGURIDAD BEN/COSTO RECUPERACION 1 2 3

BUENA BUENA BUENA

>1 3.13 1.29 1.31

>=80% 93% 75% 89%

PASA, NO PASA PASA NO PASA PASA

CUADRO DE PUNTAJES 31

CUADRO DE RESUMEN DE VALORES DE CADA METODO POR CRITERIOS Nº

CRITERIO

MET. 1

MET. 2

MET. 3

MET. 4

1

COSTO

18.38

16.04

18.43

16.74

2

SEGURIDAD

10

10

10

10

3

RECUPERACION

87

87

89

95

4

DILUCION

5

8

7

6

5

PRODUCCION

27714

4765.32

26784

31131.6

6

VENTILACION

9

7

5

8

7

BEN./COSTO

1.64

1.58

1.07

1.35

Cuantificando cada valor en un rango de 1 a 10 tenemos: UTILIZAMOS LA REGLA DE TRE SIMPLE: Directo

9————— 10 5————— x x = 5.5 = 6 CUADRO DE PUNTAJE

Nº CRITERIO

MET. 1

MET. 2

MET. 3

MET.4

1

COSTO

10

10

5

7

2

SEGURIDAD

10

8

9

8

3

RECUPERACION

10

8

9

8

4

DILUCION

10

7

8

9

5

PRODUCCION

10

8

9

5

6

VENTILACION

10

6

6

8

7

BEN. /COSTO

10

7

4

10

En seguida los puntajes de criterios de poca importancia producido de las informaciones recogidas durante el análisis del problema. Nº

CRITERIO

MET. 1

MET.2

MET.3

MET. 4

1

Comodidad del operador

10

9

7

9

2

Mínimo recursos humanos

7

5

7

7

3

Mejores accesos

10

9

8

9 32

4

Mínimo necesidad de equipos 10

8

9

7

CLASIFICACION DE LOS CRITERIOS POR ORDEN DE SU IMPORTANCIA Nº

CRITERIO

PUNTAJE

1

BENEFECIO/ COSTO

10

2

COSTO

10

3

SEGURIODAD

10

4

RECUPERACION

10

5

DILUCION

9

6

PRODUCCION

9

7

VENTILACION

8

8

COMODIDAD

5

9

MINIMO RECURSO HUMANO

5

10

MEJORES ACCESOS

5

11

NECESIDAD MINIMA DE EQUIPO

4

Nº CRITERIO

MET. 1

ALT.2

PUN

PUNT

T

POND

PUNT

ALT. 3 PUNT

PUNT

POND

ALT.4 PUNT

PUNT

POND

PUNT POND

1

BEN. /COSTO

10

100

10

100

5

40

7

70

2

COSTO

10

100

8

80

9

50

8

80

3

SEGURIDAD

10

100

8

80

9

90

8

80

4

RECUPERACION

10

100

7

70

8

90

9

90

5

DILUCION

10

90

8

80

9

72

5

35

6

PRODUCCION

10

90

6

60

6

81

8

80

7

VENTILACION

10

80

7

70

4

48

10

90

8

COMODIDAD

10

50

10

60

7

35

9

90

9

MIN. RECURSO H. 7

35

7

70

7

50

7

60

10

50

10

80

8

40

9

80

11 NEC. MIN. EQUIP. 10

40

10

80

9

36

7

70

10 MEJORES ACC.

33

El método que tiene mayor puntaje es el más óptimo, en este caso es el segundo método CAMARAS Y PILARES CAPISTRE.

CAPITULO V ESPECIFICACIONES DEL METODO ELEGIDO Ya que el método elegido es CAMARAS Y PILARES SIMULADOS ROLIMJO, a continuación damos algunas especificaciones para su ejecución. 1.

PREPARACION Y GEOMETRIA DE LOS TAJOS

La delimitación del block se inicia preparando una galería base de 1.8 m. x 1.5 m. y en la parte superior del block se prepara una galería de cabeza y en las laterales dos chimeneas de 1.8 m. x 1.8 m. que servirán para la ventilación. Y por último la preparación termina con la construcción de la tolva neumática entre el nivel inferior y subnivel. Una vez delimitado el block de mineral, por las galerías de cabeza, base y por las chimeneas laterales, con el fin de obtener una mejor ventilación y acceso, ya que se interceptaran entre las dos galerías. Después de delimitar el tajeo por los cuatro horizontes se procederá a correr un subnivel a partir de las chimeneas laterales paralelo a la galería inferior, dejando un puente de 2.40 mts, el cual servirá como un muro de protección a la galería base. 2. EXPLOTACIÓN

34

Una vez que el block haya sido preparado se inicia el proceso de minado, que consiste en arrancar el mineral valioso en forma de rebanadas, desde la parte inferior llamado base de ataque o subnivel. Consiste en dos fases. La primera se inicia desde la chimenea central hacia al lado izquierdo y una vez arrancado una distancia favorable para realizar el sostenimiento se inicia explotar la segunda fase iniciándose desde la chimenea central hacia la derecha, con el objetivo de que el sostenimiento-minado sea en forma alternada.

ANEXOS PLANOS

35