Embed Size (px)
Citation preview
“AÑO DEL CENTENARIO DE MACCHU PICCHU PARA EL MUNDO”
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
1
UNIVERSIDAD NACIONAL DEL
CENTRO DEL PERÚ
FACULTAD DE INDENIERIA DE MINAS
CAMARAS Y PILARES MECANIZADO
HUANCAYO
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 : Manto
POTENCIA DEL MINERAL : 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 : 87%Dilución : 5.4%
CAPITULO I
FORMULACION DEL PROBLEMA
Tomando en cuenta los aspectos generales y la Geología del Yacimiento deducimos:
P
A B
6
PROBLEMA
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 y voladura• Supervisor
>= 2 años de exp.>= 3 años de exp.>= 2 años de exp.>= 3 años de exp.>= 2 años de exp.>= 5 años de exp.
02 Maquinaria y/o equipos• Jumbo de dos brazos• Scoop eléctrico de 6 yd3.• 2 Dumper• Transformadores de suministro EE.EE.• Ventiladores eléctricos
NingunaVelocidad de aire 20m/s
Nº VARIABLES DE ENTRADA LIMITACIONES03 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
Ninguna 8º
4.70 m3.0 TM/m3
>=70%>=80%2.7 TM/m3
3
04 INSUMOS• Agua • Aire• Tubería• Explosivos:
Emulnor 5000 ANFO
• Accesorios de voladura
Ninguna >= 90 PSINingunaNinguna
Ninguna
2.2 VARIABLES DE SALIDA Y SUS LIMITACIONES
8
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.
VARIABLES DE SALIDA LIMITACIONESProducción
Dilución
Recuperación
Ventilación
Beneficio/costo
Seguridad
> 518.86 Tm/mes.
< = 5.43%
> 87%
>= 20m/min. de velocidad del aire.
>= 1.64
0 accidentes e incidentes
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 .
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
10m
5m
COSTO DE PREPARACION Y EXPLOTACION
LABORES DE PREPARACIONLABORES DE PREPARACION $/m$/m COSTOCOSTO
INCLINADO CENTRAL INCLINADO CENTRAL 95.2795.27 16195.916195.9
SUBNIVELSUBNIVEL 85.5585.55 13688.0013688.00
TOLVA TOLVA 330.00330.00
COSTO TOTAL PREPARACION ($)COSTO TOTAL PREPARACION ($) 30213.9030213.90
COSTO PREPARACION ($/TM)COSTO PREPARACION ($/TM) 1.031.03
COSTO DE EXPLOTACION COSTO DE EXPLOTACION S/S/ $/TM$/TM
PERFORACION PERFORACION 238.08238.08 3.283.28
EXPLOSIVOSEXPLOSIVOS 130.19130.19 1.801.80
LIMPIEZALIMPIEZA 286.16286.16 1.901.90
SOSTENIMIENTOSOSTENIMIENTO 1181.421181.42 7.837.83
COSTOS INDIRECTOSCOSTOS INDIRECTOS 2570.192570.19 3.573.57
COSTO DE EXPLOTACION ($/TM)COSTO DE EXPLOTACION ($/TM) 18.3818.38
COSTO TOTAL DE EXPLOTACIONCOSTO TOTAL DE EXPLOTACION 18.3818.38 $/TM$/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%.
VOLADURA (cálculos para las camaras)
5m
3m
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
taladros(C)
Coeficiente
(K)
Roca dura 0.5 2Roca semidura 0.6 1.6Roca blanda 0.7 1
Reemplazando datos:
N=144
Sección 5mx 10mNúm. Taladros 143Diámetro taladro 63.5mmProfundidad promedia 3.48mVolumen 156.6 m3
Carga/ taladro 6.7 kg/taladroMineral roto x disparo 469.8 TM/disparo
Cribbing con cuartones de 6”x7”x12’1.64os: B/C=
58/18.5 =3.13do 10el emulnor de 5000��������������������������������������������������������������
���������������
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.
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%.
Cribbing con cuartones de 6”x7”x12’1.64os: B/C=
58/18.5 =3.13do 10el emulnor de 5000��������������������������������������������������������������
���������������
SCOOP WAGNER ST 13
15
Cribbing con cuartones de 6”x7”x12’1.64os: B/C=
58/18.5 =3.13do 10el emulnor de 5000��������������������������������������������������������������
���������������
5m
3m
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 BuenaPotencia de veta 4.7mAltura de cribbing 5mDimensión de cuartón 7” x 6” x 12’Peso unitario de la roca 0.027MN/m3R. Compresión madera
(perpendicular a fibra
madera
28 Kg./cm2 = 2.74 MPa
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 $/m COSTO CHIMENEA CENTRAL 96.53 6757.45
SUBNIVEL 84.34 4216.93TOLVA 297.84
COSTO TOTAL PREPARACION ($) 11272.22COSTO PREPARACION ($/TM) 0.64
COSTO DE EXPLOTACION
LABORES DE PREPARACION S/ $/TM PERFORACION 187.24 2.34
EXPLOSIVOS 130.19 1.63LIMPIEZA 273.22 1.64
SOSTENIMIENTO 1110.86 6.68COSTOS INDIRECTOS 1276.13 5.62COSTO DE EXPLOTACION ($/TM) 17.90
COSTO TOTAL DE
EXPLOTACION18.54
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 : 3TM/m3
− Factor de seguridad (FS) :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 = 4 m
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 TM rotas / taladro : 1,1nº taladros : 13 pies / disparo : 65perforac. Efectiva : 1,5
m P:E mineral : 3 TM/disparo :13,12
DESCRIPCION
Unida
d
Cantidad
(nº)
Costo/unitari
o (s/.)
Costo/dispar
o
(s/.)
Costo/
(TM/s/.)PEESONALPerforista tarea 1 53 53Ayudante tarea 1 50 50TOTAL 103 7,85VOLADURADinamita c/u 96 0,5 48Accesorios de
voladura varios 51
23
Accesorios de
perforacion varios 52TOTAL 151 11,51LIMPIEZAMicroscoop 1 76winche 1 37Herramientas varios 2,8Implementos varios 5,9TOTAL 121,7 9,28COSTO TOTAL 28,648% VARIOS 2,29TOTAL ($/TM) ($/TM) 10,31 $/TmCosto por 2
chimeneas
$ 140 m 12624,94 $
COSTO DE 2 SHUTES
seccion : 1,5 x 1,5 m Costo/Tm : 5.16nº taladros : 07 8% varios : 0.41perforac. Efectiva : 1,5
m TOTAL : 5.57 $/TM TM a extraer :31.95
Costo Total 2 shutes : 177.96 $
COSTO DE PREPARACION DE 3 GALERIAS (base, cabeza, transporte)
seccion : 1,8 x 1,8 m TM rotas / taladro : 1,1nº taladros : 13 pies / disparo : 65perforac. Efectiva : 1,5
m P:E mineral : 3 TM/disparo :13,12
DESCRIPCION
Unida
d
Cantidad
(nº)
Costo/unitari
o (s/.)
Costo/dispar
o
(s/.)
Costo/
(TM/s/.)PEESONALPerforista tarea 1 53 53Ayudante tarea 1 50 50TOTAL 103 7,85VOLADURADinamita c/u 96 0,5 48Accesorios de
voladura varios 51Accesorios de
perforacion varios 52
24
TOTAL 151 11,51LIMPIEZAMicroscoop 1 76winche 1 37Herramientas varios 2,8Implementos varios 5,9TOTAL 121,7 9,28
COSTO TOTAL 28,648% VARIOS 2,29TOTAL ($/TM) ($/TM) 10,31 $/TmCosto por 3 galerias $ 150 m 13528.78 $
COSTO DE EXPLOTACION (Costo de Cámaras $/TM)
seccion : 9m x 1,8m
TM rotas / taladro :
2,21nº taladros : 33 pies / disparo : 65perforac. Efectiva : 1,5
m P:E mineral : 3
TM/disparo :72.90
Metraje total de avance
en las camaras : 547
DESCRIPCION
Unida
d
Cantidad
(nº)
Costo/unitari
o ( s/.)
Costo/dispar
o
(s/.)
Costo/
(TM/s/.)PERSONALPerforista tarea 1 53 53Ayudante tarea 1 50 50TOTAL 103 1.41VOLADURADinamita c/u 264 0,5 132Accesorios de
voladura varios 109Accesorios de
perforacion varios 125TOTAL 366 5.02LIMPIEZAMicroscoop 1 1 300winche 1 1 180Herramientas varios 13.4Implementos varios 34.3TOTAL 527.7 7.24
COSTO TOTAL ($/TM) 4.58% VARIOS ($/TM) 0.36TOTAL ($/TM) ($/TM) 4.86 $/TmCosto por 2 $ 140 m 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 326
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 1.8 x 4mNúm. Taladros 27Diámetro taladro 38mmProfundidad promedia 1.3mVolumen 9.4 mCarga/ taladro 1.35 kg/taladroMineral roto x disparo 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 $/m COSTOSUBNIVEL 84.34 4216.932 TOLVAS 595.68COSTO TOTAL PREPARACION ($) 4812.61COSTO PREPARACION ($/TM) 0.26
COSTOAPOR CAMARA $/TM PERFORACION 2.93VOLADURA 2.04LIMPIEZA 1.64RELLENO HIDRAULICO 6.20
28
COSTOS INDIRECTOS 5.62COSTO TOTAL ($/TM) 18.43
COSTO POR CAMARA $/TM PERFORACION 2.93VOLADURA 2.04LIMPIEZA 1.64RELLENO HIDRAULICO 6.20COSTOS INDIRECTOS 5.62COSTO TOTAL ($/TM) 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
SOSTENEMIENTO 7.83 15.01
TOTAL 26.83 31.05 33.72 31.19
CUADRO COMPARATIVO DE SEGURIDAD
MET. 1 MET.2 MET.3 MET. 4
SEGURIDAD 10 10 10 10
CUADRO COMPARATIVO DE LA RECUPERACIÓN
MET. 1 MET. 2 MET. 3 MET. 4
% RECUPERACION 87 87 89 95
CUADRO COMPARATIVO DE LA DILUCIONDEL MINERAL
30
MET. 1 MET. 2 MET. 3 MET. 4
% DILUCION 5 8 7 6
CUADRO DE PRODUCCION
MET. 1 MET. 2 MET. 3 MET. 4
PRODUCCION
(TM/MES)
27714 4765.32 26784 31131.6
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.
MET. 1 MET. 2 M3T. 3 MET. 4
CONDICION 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
> 1
RECUPERACION
>=80%
PASA, NO PASA
1 BUENA 3.13 93% PASA
2 BUENA 1.29 75% NO PASA
3 BUENA 1.31 89% PASA
CUADRO DE PUNTAJES31
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 ALT. 3 ALT.4
PUN
T
PUNT
POND
PUNT PUNT
POND
PUNT PUNT
POND
PUNT 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 MEJORES ACC. 10 50 10 80 8 40 9 80
11 NEC. MIN. EQUIP. 10 40 10 80 9 36 7 70
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.
ANEXOSPLANOS
35
