camaras y pilares mecanizado

“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.

----------------------------------

2

INDICE

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.

4

La secuencia estratigráfica del Yacimiento, la constituyen rocas del Paleozoico y

Mesozoico.

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

5

RESISTENCIA DE LA MATRIZ ROCOSA : 100 MPa. (Media)

ESPACIAMIENTO ENTRE FRACTURAS RQD : 75% (Grande)

RESISTENCIA DELAS DISCONTINUIDADES : Media

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:

6

P

A B

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.

7

PROBLEMA

2.1 VARIABLES DE ENTRADA Y SUS LIMITACIONES

Nº VARIABLES DE ENTRADA LIMITACIONES DE ENTRADA

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

8

2.2 VARIABLES DE SALIDA Y SUS LIMITACIONES

VARIABLES DE SALIDA LIMITACIONES

Producción

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

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

9

10. Necesidad mínimo de equipos y/o maquinaria.

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

10

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.

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:

11

10m

5m

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.

COSTO DE PREPARACION Y EXPLOTACION

LABORES DE PREPARACIONLABORES DE PREPARACION $/m$/m COSTOCOSTO

INCLINADO CENTRALINCLINADO 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

PERFORACIONPERFORACION 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

12

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.

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%.

13

VOLADURA (cálculos para las camaras)

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.

5m

3m

14

Tipo de rocaDistancia

taladros(C)

Coeficiente

(K)

Roca dura 0.5 2

Roca semidura 0.6 1.6

Roca 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

15

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%.

SCOOP WAGNER ST 13

16

Cribbing con cuartones de

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

5m

3m

17

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

18

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 Buena

Potencia de veta 4.7m

Altura de cribbing 5m

Dimensión de cuartón 7” x 6” x 12’

Peso unitario de la roca 0.027MN/m3

R. 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.

19

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:

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

20

- 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.

- 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 4216.93

TOLVA 297.84

COSTO TOTAL PREPARACION ($) 11272.22

COSTO PREPARACION ($/TM) 0.64

COSTO DE EXPLOTACION

LABORES DE PREPARACION S/ $/TM

PERFORACION 187.24 2.34

EXPLOSIVOS 130.19 1.63

LIMPIEZA 273.22 1.64

SOSTENIMIENTO 1110.86 6.68

COSTOS INDIRECTOS 1276.13 5.62

COSTO 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%.

21

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:


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

22

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 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

23

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.

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)

24

Seccion : 1,8 x 1,8 m

TM rotas / taladro :

1,1

nº taladros : 13 pies / disparo : 65

perforac. Efectiva : 1,5

m P:E mineral : 3

TM/disparo :13,12

DESCRIPCION

Unida

d

Cantidad

(nº)

Costo/

unitario (s/.)

Costo/disparo

(s/.)

Costo/(TM/

s/.)

PEESONAL

Perforista tarea 1 53 53

Ayudante tarea 1 50 50

TOTAL 103 7,85

VOLADURA

Dinamita c/u 96 0,5 48

Accesorios de

voladura varios 51

Accesorios de

perforacion varios 52

TOTAL 151 11,51

LIMPIEZA

Microscoop 1 76

winche 1 37

Herramientas varios 2,8

Implementos varios 5,9

TOTAL 121,7 9,28

COSTO TOTAL 28,64

8% VARIOS 2,29

TOTAL ($/TM) ($/TM) 10,31 $/Tm

Costo por 2

chimeneas $ 140 m 12624,94 $

COSTO DE 2 SHUTES

25

seccion : 1,5 x 1,5 m Costo/Tm : 5.16

nº taladros : 07 8% varios : 0.41


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


1,1



m P:E mineral : 3

TM/disparo :13,12

DESCRIPCION

Unida

d

Cantidad

(nº)

Costo/

unitario (s/.)

Costo/disparo

(s/.)

Costo/(TM/

s/.)

PEESONAL



TOTAL 103 7,85

VOLADURA


Accesorios de

voladura varios 51

Accesorios de


TOTAL 151 11,51

LIMPIEZA

Microscoop 1 76

winche 1 37

Herramientas varios 2,8

26

Implementos varios 5,9

TOTAL 121,7 9,28

COSTO TOTAL 28,64

8% VARIOS 2,29

TOTAL ($/TM) ($/TM) 10,31 $/Tm

Costo por 3 galerias $ 150 m 13528.78 $

COSTO DE EXPLOTACION (Costo de Cámaras $/TM)

seccion : 9m x 1,8m


2,21



m P:E mineral : 3

TM/disparo :72.90

Metraje total de

avance en las camaras

: 547

DESCRIPCION

Unida

d

Cantidad

(nº)

Costo/

unitario ( s/.)

Costo/disparo

(s/.)

Costo/(TM/

s/.)

PERSONAL



TOTAL 103 1.41

VOLADURA


Accesorios de

voladura varios 109

Accesorios de


TOTAL 366 5.02

LIMPIEZA

Microscoop 1 1 300

27

winche 1 1 180

Herramientas varios 13.4

Implementos varios 34.3

TOTAL 527.7 7.24

COSTO TOTAL ($/TM) 4.5

8% VARIOS ($/TM) 0.36

TOTAL ($/TM) ($/TM) 4.86 $/Tm

Costo por 2

chimeneas $ 140 m 61381.8 $

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

28

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

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

29

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 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 4m

Núm. Taladros 27

Diámetro taladro 38mm

Profundidad promedia 1.3m

Volumen 9.4 m

Carga/ taladro 1.35 kg/taladro

Mineral roto x disparo 28 tm/disparo

3. LIMPIEZA Y ACARREO:

30

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 COSTO

SUBNIVEL 84.34 4216.93

2 TOLVAS 595.68

COSTO TOTAL PREPARACION ($) 4812.61

COSTO PREPARACION ($/TM) 0.26

COSTOAPOR CAMARA $/TM

PERFORACION 2.93

VOLADURA 2.04

LIMPIEZA 1.64

RELLENO HIDRAULICO 6.20

COSTOS INDIRECTOS 5.62


COSTO POR CAMARA $/TM

PERFORACION 2.93

VOLADURA 2.04

LIMPIEZA 1.64

RELLENO HIDRAULICO 6.20

COSTOS INDIRECTOS 5.62


B. SEGURIDAD

31

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:


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.

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 DECISIÓN32

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


% DILUCION 5 8 7 6

CUADRO DE PRODUCCION


33

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 PUNTAJES

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

34

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

35

2 Mínimo recursos humanos 7 5 7 7

3 Mejores accesos 10 9 8 9

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

N

º

CRITERIO MET. 1 ALT.2 ALT. 3 ALT.4

PUNT PUNT

PON

D

PUNT PUNT

PON

D

PUNT PUNT

PON

D

PUNT PUNT

PON

D

1 BEN. /COSTO 10 100 10 100 5 40 7 70

36

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

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.

37

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

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.

38

ANEXOSPLANOS

39

camaras y pilares mecanizado

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