CIA Minera Caudalosa - Uea Arequipa m

. . S A

A A S R E O N I L M A I A Ñ A D P M U O C A C

CIA MINERA CAUDALOSA UEA MINA AREQUIPA M

Docente: Castillejo Melgarejo, Ricardo

Integrantes: Huamán Bedon, Rodrigo Huajalsaico Bustamante, Jaime Penadillo Mejía, Edwin Santiago Lucas, Robert García Espinoza, Reymer Fecha: 17/01/2011

CUESTIONARIO

1. Con los datos de la mina que usted ha seleccionado, realice la estimación de reservas.

003

2. Con los contratos de comercialización que se entrego oportunamente, realice la valorización de los minerales de la mina que usted selecciono, adjuntar el balance metalúrgico.

008

3. Clasifique las reservas según su valor.

005

4. Analice los costos operativos de la mina que usted ha seleccionado, determine el punto de equilibrio y la ley mínima de corte.

006

5. Explique con amplitud y diagramas, la selección del método de explotación y diseño de mina.

006

DESARROLLO: Para el presente desarrollo hemos tomados datos de la memoria descriptiva de la misma mina, y lo detallamos a continuación de la siguiente manera:

CONTENIDO 1. Estimación de Reservas. 1.1. Consideraciones para la cubicación 1.1.1. Leyes 1.1.2. Ancho mínimo de explotación 1.1.3. Dilución 1.1.4. Leyes erráticas 1.1.5. Separación mínima de bloques 1.1.6. Correcciones 1.2. Procedimiento de los cálculos 1.2.1. Correcciones preliminares en los bloques 1.2.2. Promedio de muestreo, ancho y leyes 1.2.3. Promedios diluidos 1.2.4. Calculo de áreas, volúmenes y tonelajes 2. Balance metalúrgico y valorización de concentrados. 3. Clasificación de reservas según su valor. 4. Determinación del punto de equilibrio y la ley de corte. 5. Selección del método de explotación y diseño de mina.

Examen Final Planeamiento de Minado (UEA Arequipa M) Página | 2

1. ESTIMACIÓN DE RESERVAS 1.1. CONSIDERACIONES PARA LA CUBICACIÓN 1.1.1. LEYES Las leyes de ensaye figuran en el plano de muestreo, en la tarjeta del registro de ensayes y en base de datos por labores, donde el ancho y leyes de cada muestra serán diluidas y calificadas.

1.1.2. ANCHO MÍNIMO DE EXPLOTACIÓN Es el ancho mínimo al que se le considera posible explotar un filón. Este ancho mínimo es 0.60 m para las vetas de Caudalosa, Rublo, Bienaventurada, Chonta.

1.1.3. DILUCIÓN La dilución mínima será de 0.20m.dependiendo del ancho de las vetas o de la naturaleza de las cajas.

1.1.4. LEYES ERRÁTICAS En Cia. Minera Caudalosa se considera ley altamente errática, cuando su valor está por encima de cuatro veces el promedio de las leyes adyacentes; se reemplaza por el promedio aritmético de las muestras adyacentes o por la suma de las mismas.

1.1.5. SEPARACIÓN MÍNIMA DE BLOQUES Cuando en un tramo de mineral ocurren cinco muestras consecutivas de ensayes por debajo de la ley mínima se procederá a separar en bloques. Entre los bloques de mena puede haber o no bloques marginales, según los casos, en zonas de gran longitud donde haya bloque independiente, este tramo debe ser bloqueado con distinta ley para indicar posibilidades de explotación.

1.1.6. CORRECCIONES No habrá correcciones de ninguna clase. Cuando por la experiencia minera el resultado del promedio de ensaye sea desconfiable, se procederá a un remuestreo.

1.2. PROCEDIMIENTO DE LOS CÁLCULOS Estos se realizan en dos partes: Cálculo preliminar en los planos, tarjetas de muestreo y en base de datos por labores, diluyendo cada muestra a 0.20m, luego se delimita los respectivos bloques de mineral.

1.2.1. CORRECCION PRELIMINARES EN LOS BLOQUES Leyes erráticas: Ponderado de leyes por su ancho cuando existe más de una muestra de mineral. Cuando hay varias muestras por canal: Eliminar todas aquellas muestras de leyes bajas y que no estén dentro del trend del mineral económico.

1.2.2. PROMEDIO DE MUESTREO, ANCHO Y LEYES

- Para una longitud de mineral en una labor .- El ancho promedio es igual a la suma de los anchos de muestreo divididos entre el número de canales, siempre que la separación de canal sea uniforme. Examen Final Planeamiento de Minado (UEA Arequipa M) Página | 3

ANCHO PROMEDIO = Σ Ancho de canales DE MUESTREO Σ Nº de canales

- Ley promedio de muestreo.- Se obtiene multiplicando el ancho de muestreo por su ley; la suma de estos productos se dividirá entre la suma de los anchos de muestreo. Tanto el ancho promedio de muestreo y ley promedio de muestreo se hará para cada galería, chimenea, pique, subnivel, etc. que delimita un bloque de mineral y debe figurar en la tarjeta de registro de ensayes.

LEY PROMEDIO = MUESTREO

Σ (Anchos de muestreo x Leyes de muestreo) Σ [Anchos de muestreo]

- Para bloques de mineral.- El promedio ponderado del bloque se calculara de los promedios de cada longitud muestreada de la siguiente manera y el ancho promedio de muestreo.- Se multiplicara cada longitud muestreada por su ancho promedio de muestreo y la suma de estos productos se dividirá entre la suma de las l ongitudes. ANCHO PROMEDIO = Σ (Longitud x ancho de muestreo) DEL MUESTREO Σ [Longitudes] - Ley promedio de muestreo del bloque.- se multiplicara las longitudes muestreadas por los anchos promedio de muestreo y estos productos por sus leyes promedio de muestreo; la suma de estos productos se dividirá entre la suma de los productos de las longitudes por sus anchos promedios de muestreo.

LEY PROMEDIO = Σ Longitudes x ancho x ley Σ [Longitudes x anchos]

1.2.3. PROMEDIOS DILUIDOS Lo más importante es determinar a qué ancho debe diluirse cada bloque, para obtener esta cifra se requiere diluir cada ancho de muestreo a su correspondiente ancho de minado, esto es diluir cada ancho según el criterio geológico teniendo en consideración que esta es de 0.20m

- Para longitud de mineral en una labor.- El ancho promedio diluido.sumando los anchos diluidos y dividiendo esta suma entre el número de muestras se obtiene el ancho promedio diluido. ANCHO PROMEDIO DILUIDO = Σ Anchos diluidos Σ Nº de muestras - Ley promedio diluida.- Para una longitud, la ley promedio diluida se calcula multiplicando la ley promedio de muestreo por el factor. Para encontrar este factor se divide el ancho promedio de muestreo entre el ancho promedio diluido, esto es:

LEY PROMEDIO DILUIDO = Ley promedio de muestreo x factor FACTOR = Σ Ancho promedio de muestreo Σ Ancho promedio diluido Examen Final Planeamiento de Minado (UEA Arequipa M) Página | 4

- Para bloques de mineral.- El ancho promedio diluido del bloque.- Es sumar los anchos diluidos de las longitudes de mineral y el total dividirlo entre el número de muestras de todas las longitudes del mineral ANCHO PROMEDIO DILUIDO = Σ Anchos diluidos Σ Nº de muestras - Ley promedio diluida del bloque de mineral.- La ley promedio diluida del bloque de mineral se calculará multiplicando la ley promedio de muestreo del bloque por el factor. Este factor resulta de dividir el ancho promedio de muestreo del bloque entre ancho promedio diluido del mismo.

LEY PROMEDIO DILUIDO DEL BLOQUE = Ley promedio de muestreo x factor FACTOR =

Σ Ancho promedio muestreo del bloque Σ Ancho promedio diluido del bloque

1.2.4. CALCULO DE ÁREAS, VOLÚMENES Y TONELAJES Áreas.- De forma simple se determinan por procedimientos geométricos, de formas irregulares con uso del planímetro.

Volumen: - Para paralepípedos con la siguiente fórmula: V= área x ancho diluido promedio - Para prismas y pirámides truncadas:

V = h (a1 + a2 + a1 x a2) 3 Gravedad Especifica.- estamos considerando para el presente inventario de reservas la gravedad especifica reportada por laboratorio lima de 3.42.

Tonelaje.- Es el producto del volumen por la gravedad específica. Para responder la pregunta numero 1, aplicaremos todas estas consideraciones en la Veta Arequipa, el cual es una estructura con afloramiento definido de 800 reconocidos en superficie con potencia hasta de 1.80 mts. Con rumbo promedio S 20º E, con buzamiento promedio de 83º SW, se manifiesta en estructura de cimoides y lazos cimoides acompañados por estructuras paralelas cuarzosas con contenidos de Sulfuros en forma masiva rellenos de galena, marmitita, calcopirita, en forma de venillas, núcleos y diseminación, asociado a pirita, arsenopirita con contenido de oro y con presencia de minerales de hierro y arsénico. Por lo general es un yacimiento poli metálico emplazado en un sistema de fracturamiento, en partes sufre ensanchamientos que se enriquecen con contenidos de sulfuros y óxidos. La roca caja es un intrusito granodioritico presentando oxidaciones, ligera alteración hidrotermal de seritización, argilización, en forma leve a moderada. La principal característica de esta veta es que es tipo rosario. Examen Final Planeamiento de Minado (UEA Arequipa M) Página | 5

INVENTARIO DE RESER VAS AL 31 DE DICIEMBRE DEL 2006 MINA VETA LAMINA

CUT OFF Mena Marginal Sub Marginal Baja Ley

AREQUIPA "M" AREQUIPA

MINERAL MENA MEDIDO ACCESIBLE NIVEL COD. BLOCK T.M.S.

VALORES UNITARIOS Oz.Ag/T.M 4.310 %/Pb 4.213 %/Zn 9.762 %/Cu 19.305 Oz.Au/T.M 182.604

80.00 65.35 51.00 <51.00

A.V.

A.M.

Oz/Au

Oz/Ag

% Pb

% Zn

% Cu

$

14

1

1

581

0.8

0.60

0.15

31.99

21.59

8.75

0.63

353.79

12

1

2

4380

0.8

0.60

0.15

31.99

21.59

8.75

0.63

353.79

11

1

3

3125

0.8

0.60

0.29

10.91

5.24

4.59

0.73

180.95

11

1

4

4789

0.8

0.60

0.29

10.91

5.24

4.59

0.73

180.95

10

1

5

1543

0.8

1.00

0.22

15.35

5.59

7.06

1.71

231.69

10

1

6

2807

0.8

1.00

0.21

15.35

5.59

7.06

1.71

229.86

10

1

7

3055

0.8

0.74

0.24

14.31

4.19

9.14

1.32

237.86

10

1

8

2225

0.8

1.36

0.21

16.00

5.22

8.05

1.47

236.31

7

1

9

2208

0.8

0.74

0.24

14.31

4.19

9.14

1.32

237.86

7

1

10

4025

0.8

0.74

0.24

14.31

4.19

9.14

1.32

237.86

7

1

11

4905

0.8

0.60

0.20

15.35

5.59

7.06

1.71

228.04

7

1

12

6482

0.8

0.74

0.21

14.31

4.19

9.14

1.32

232.38

7

1

13

4212

0.8

1.36

0.20

16.00

5.22

8.05

1.47

234.48

6

1

14

4410

0.8

1.36

0.20

16.00

5.22

8.05

1.47

234.48

6

1

15

4102

0.8

0.74

0.24

14.31

4.19

9.14

1.32

237.86

6

1

16

4606

0.8

0.74

0.24

14.31

4.19

9.14

1.32

237.86

6 6

1 1

17 18

3170 1475

0.8 0.8

0.74 0.74

0.24 0.21

14.31 14.31

4.19 4.19

9.14 9.14

1.32 1.32

237.86 232.38

62102

0.80

0.83

0.22

15.74

6.10

8.03

1.27

237.35

MINERAL MENA INDICADO ACCESIBLE NIVEL COD. BLOCK T.M.S. 14 2 160 1461 12 2 161 5740 11 2 162 4550 10 2 163 3418 6 2 164 9014 6 2 165 2513 TOTAL 26695

A.V. 0.38 0.38 0.38 0.38 0.8 0.8 0.56

A.M. 0.60 0.60 0.60 0.60 1.36 0.74 0.87

Oz/Au 0.15 0.15 0.15 0.15 0.20 0.21 0.17

Oz/Ag 31.99 31.99 31.99 31.99 16.00 14.31 24.93

% Pb 21.59 21.59 21.59 21.59 5.22 4.19 14.42

% Zn 8.75 8.75 8.75 8.75 8.05 9.14 8.55

% Cu 0.63 0.63 0.63 0.63 1.47 1.32 0.98

$ 353.79 353.79 353.79 353.79 234.48 232.38 302.08

MINERAL INACCESIBLE NIVEL COD. BLOCK 5 1 300 5 1 301 5 1 302 5 1 303 5 1 304 5 1 305 5 1 306 TOTAL

T.M.S. 8693 8539 4439 4268 8931 8536 11526 54933

A.V. 0.80 0.80 0.8 0.8 0.8 0.8 0.8 0.80

A.M. 0.60 0.60 0.74 0.74 0.74 0.74 0.74 0.70

Oz/Au 0.18 0.18 0.24 0.24 0.24 0.24 0.21 0.21

Oz/Ag 3.41 3.41 14.31 14.31 14.31 14.31 14.31 10.89

% Pb 0.78 0.78 4.19 4.19 4.19 4.19 4.19 3.12

% Zn 1.15 1.15 9.14 9.14 9.14 9.14 9.14 6.63

% Cu 0.36 0.36 1.32 1.32 1.32 1.32 1.32 1.02

$ 69.03 69.03 237.86 237.86 237.86 237.86 232.38 183.75

88797 0.00 88797

0.73 0.00 0.73

0.84 0.00 0.84

0.21 0.00 0.21

18.50 0.00 18.50

8.60 0.00 8.60

8.18 0.00 8.18

1.19 256.81 0.00 0.00 1.19 256.81

62102 26695 88797

0.80 0.56 0.73

0.83 0.87 0.84

0.22 0.17 0.21

15.74 24.93 18.50

6.10 14.42 8.60

8.03 8.55 8.18

1.27 0.98 1.19

88797 0.00 88797

0.73 0.00 0.73

0.84 0.00 0.84

0.21 0.00 0.21

18.50 0.00 18.50

8.60 0.00 8.60

8.18 0.00 8.18

1.19 256.81 0.00 0.00 1.19 256.81

% Pb 5.06 5.06 5.06 5.06 5.06 5.06 5.06

% Zn 4.12 4.12 4.12 4.12 4.12 4.12 4.12

% Cu 0.66 0.66 0.66 0.66 0.66 0.66 0.66

TOTAL

VETA AREQUIPA A) POR SU VALOR MENA MARGINAL TOTAL B) POR SU CERTEZA PROBADO PROBABLE TOTAL C) POR SU ACCESIBILIDAD AC CES IBLE EV.ACCESIBLE TOTAL

237.35 302.08 256.81

RECURSOS ADICIONALES MINERAL INFERIDO NIVEL COD. 12 7 11 7 10 7 7 7 6 7 5 7 TOTAL

BLOCK 800 801 802 803 804 805

T.M.S. 14780 8544 8602 8844 6288 81838 128896

A.V. 0.80 0.80 0.80 0.80 0.80 0.80 0.80

A.M. 0.80 0.80 0.80 0.80 0.80 0.80 0.80

Oz/Au 0.17 0.17 0.17 0.17 0.17 0.17 0.17

Oz/Ag 10.46 10.46 10.46 10.46 10.46 10.46 10.46

$ 150.40 150.40 150.40 150.40 150.40 150.40 150.40


MINERAL POTENCIAL NIVEL COD. BLOCK 1 7 900 TOTAL

MINERAL

T.M.S. 460649 460649

A.V. 0.80 0.80

A.M. 0.80 0.80

Oz/Au 0.17 0.17

Oz/Ag 10.46 10.46

% Pb 5.06 5.06

% Zn 4.12 4.12

% Cu 0.66 0.66

$ 150.40 150.40

VALORES ESTIMADOS T.M.S

MINERAL INFERIDO 128896 INERAL POTENCIA 460649 TOTAL 589545

ANCHO

OzAu/TM

0.8 0.8 0.8

0.17 0.17 0.17

OzAg/TM

%Pb

%Zn

%Cu

$

10.46 10.46 10.46

5.06 5.06 5.06

4.12 4.12 4.12

0.66 0.66 0.66

150.4 150.4 150.4

DISCUSION DE LOS BLOCKS.- Los blocks de 01 al 18 son reservas mediadas y accesibles. Mientras que los blocks del 160 al 165 son reservas indicadas accesibles. Los blocks 300, 302 y 304 son reservas medidas inaccesibles. El block 301, 303, 305 y 306 son reservas indicadas inaccesibles. El block 800 al 805 son reservas inferidas. RECOMENDACIONES.- Se recomienda cumplir con los proyectos de perforaciones diamantinas, y, pack sack para chequear ramales, posibles cimoides, confirmación de la veta Arequipa en los niveles inferiores y de la veta mavel.


2.

VALORIZACION DE MINERALES

BALANCE METALÚRGICO: CON LOS CONTRATOS PROPORCIONADOS

DESDE:

31/08/2009

HASTA:

TMH

2341.588

% H2O

1.451

TON.

MINA:

OnzAg/t

%CU

%Pb

%Zn

Onz Ag/t

%CU

AREQUIPA M

PROPIETARIO:

CIA MINERA CAUDALOSA S.A.

HORAS EFECTIVOS:

PRODUCTO

ENSAYES

T.M.S.

CONTENIDOS METALICOS

%CU

%Pb

%Zn

RECUPERACIONES

RATIO

%Pb

%Zn

% Ag

100.00

100.00

100.00

2 .63

1.90

26.72

33.56

56.00

10.27

6.82

9.55

CABEZA

2307.61

1.10

5.50

6.15

13.06

25.38

126.92

141.92

33151.15

100.00

CONC. DE Cu

68.76

28.71

4.85

3.91

117.09

19.74

3.33

2.69

8856.54

77.77

CONC. DE Pb

224.60

1.40

53.00

4.46

75.14

3.14

119.04

10.02

18564.34

12.39

93.79

7.06

CONC. DE Zn

241.66

0.30

0.12

52.00

8.50

0.72

0.29

125.66

2259.54

2.86

0.23

88.55

RELAVE

1772.58

0.10

0.24

0.20

1.78

1.77

4.25

3.55

3470.72

6.98

3.35

2.50

10.47

33151.14

100.00

100.00

100.00

100.00

TOTAL

Del balance metalúrgico podemos mencionar que las recuperaciones están en condiciones óptimas y las leyes para su valorización están en las condiciones de contrata, pero es necesario tener en cuenta los siguientes puntos: En el concentrado de cobre debe contener lo mínimo posible los contenidos de plomo y zinc, ya por ellos se realizan las  deducciones. En el concentrado de plomo no debe quedarse el contenido de cobre ya que no se paga por ello y el contenido de zinc lo reduce  En el concentrado de zinc tampoco deben estar contenidos los contenidos de plomo y cubre. 

VALORIZACION DE LOS CONCENTRADOS: I. VALORIZACION DE CONCENTRADO DE COBRE: 

Para realizar la valorización del mineral tenemos que tener los siguientes datos:

a. Las leyes de mineral (ver balance metalúrgico):

Cu=

28.71

%

Ag=

117.09

Oz/TM

Au=

0.06

Oz/TM

As=

0.95

%

Sb=

0.35

%

Bi=

0.06

%

Pb=

3.00

%

Zn=

1.50

%

b. Cotizaciones (según kitco.com): Pb =

4.2208

US$/lb

Ag=

28.48

US$/OZ

Au=

1361.8

US$/OZ

Zn=

4.108

US$/lb

Cu

4.391

US$/lb

c. Cálculos de valorización: 



Pago por metales: Cu =

2643.741

us$/TM

Ag =

2778.663

us$/TM

Au= V.B. =

8.3216 5430.725

us$/TM us$/TM

Deducciones: MAQUILA

140.000

us$/TM

As=

1.500

us$/TM

Sb=

1.500

us$/TM

Bi=

3.000

us$/TM

Pb+Zn =

4.500

us$/TM

DEDUCCION TOTAL=

150.500

us$/TM

V.N=

5280.225

us$/TM

PENALIDADES



VALOR NETO DE UNA TONELADA METRICA DE MINERAL DE CABEZA DE COBRE =5280.225/33.56=157.341 us$/TM

II. VALORIZACION DE CONCENTRADO DE PLOMO: a. Las leyes de mineral (ver balance metalúrgico): Pb=

53.000

%

Cu=

1.400

%

Ag= Au=

75.140 1.000

Oz/TM Oz/TM

As=

1.300

%

Sb=

0.800

%

Bi=

0.030

%

Zn=

4.460

%

b. Cálculos de valorización: 

Pago por metales: 1110.02617 Lb/TM Pb = 1080.26

Lb/TM

71.383

Oz/TM

Ag = 72.889

Oz/TM

0.95

Oz/TM

Au= 0.945

us$/TM

2075.892

us$/TM

1293.7100

us$/TM

8054.800

us$/TM

Oz/TM V.B. =



4685.198


395.000

us$/TM

ESCALADOR

1326.894

us$/TM

GASTOS DE REFINACION

Ag=

145.7788988

us$/TM

Au=

6.650

us$/TM Examen Final Planeamiento de Minado (UEA Arequipa M) Página | 10

PENALIDADES

As=

25.000

us$/TM

Sb= Bi=

10.000 0.00

us$/TM us$/TM

0.00 1909.323

us$/TM us$/TM

6145.477

us$/TM

Zn = DEDUCCION TOTAL= V.N= 

VALOR NETO DE UNA TONELADA METRICA DE MINERAL DE CABEZA DE PLOMO =6145.477/10.27=598.148 Us$/TM

III. VALORIZACION DE CONCENTRADO DE ZINC: a. Las leyes de mineral (ver balance metalúrgico): Zn=

52.000

%

Cu=

0.300

%

Ag=

8.500

Oz/TM

Fe=

7.500

%

SiO2=

6.000

%

As=

0.500

%

Pb=

0.120

%

b. Cálculos de valorizaciones: 

Pago por metales: 1348.709 Zn=

3984.895

us$/TM

76.896 4061.791

us$/TM us$/TM

970.033 Ag= V.B. = 


395.000

us$/TM

ESCALADOR

1360.184

us$/TM

PENALIDADES

As= SiO2= Fe= DEDUCCION TOTAL= V.N=

6.000 8.800

us$/TM us$/TM

5.000 1774.984

us$/TM us$/TM

2286.807

us$/TM Examen Final Planeamiento de Minado (UEA Arequipa M) Página | 11



VALOR NETO DE UNA TONELADA METRICA DE MINERAL DE CABEZA DE ZINC =2286.807/9.55=239.483 Us$/TM

3. RESERVAS SEGÚN SU VALOR 4. PUNTO DE EQUILIBRIO Y LEY DE CORTE


5. METODO DE EXPLOTACION Y DISEÑO DE MINA I. II.

5.1 CARACTERISTICAS GEOMECANICAS: CARACTERIZACION GEOMECANICA En la presente caracterización se combino investigaciones de campo, ensayos de laboratorio y trabajos de gabinete, utilizando técnicas y estándares adecuados como los indicados por el ISRM (Society International For Rock Mechanic’s).

ALCANCES En el campo: Se tomo información detallada sobre el nivel 06. - Se efectuó el reconocimiento detallado de dicho nivel. - Se efectuó el reconocimiento detallado del método de explotación aplicado. - Se efectuó el reconocimiento de los elementos y sistemas de sostenimiento aplicado en el nivel 06. - Se efectuó el levantamiento litológico – estructural en el nivel 06 de acuerdo a lo planificado, para realizar el estudio geomecánico. - Se tomaron muestras rocosas de la granodiorita y del mineral, para efectuar los ensayos de laboratorio y determina r sus propiedades físicas. - Se efectuaron ensayos in-situ de rebote, para estimar la resistencia compresiva. - Se acopio información necesaria, sobre los planes futuros de operación de la mina y toda la información válida para el objetivo del estudio. - Se visualizo in-situ los lugares apropiados para la instalación de la estación de control de comportamiento o estabilidad de los diferentes componentes estructurales del nivel 06. -

En el laboratorio: Se realizaron ensayos de determinación de las propiedades físicas de las rocas y del mineral. -

En gabinete: Se analizaron y evaluaron los datos como: Persistencia, relleno, alteración, apertura, rugosidad, espaciamiento, continuidad, fracturamiento de las discontinuidades en cada una de las estaciones planificadas para el estudio, así como también la presencia de agua, para determinar las características litológicas presentes en el nivel 06. - Se efectuó el análisis estructural mediante el Software DIP’S, de esta estación, en función a los datos como: buzamiento, rumbo y/o dirección, dirección de buzamiento y azimut de las discontinuidades, considerando para dicho análisis la dirección de la labor minera. - Se evaluaron las condiciones de estabilidad de los diferentes componentes estructurales del nivel 06. -


Se analizo los datos del levantamiento litológico-estructural, en función al número de discontinuidades y topográficos para determinar la calidad de la roca. RQD (Rock Quality Designation) - Se analizaron los resultados de los ensayos de laboratorio y de la información procedente del ensayo in-situ de la estimación de la resistencia compresiva. - Se analizaron y evaluaron los parámetros para determinar la calidad del macizo rocoso mediante las clasificaciones geomecánicas de Bieniawski (RMR), Barton (Q) mediante el software de Jordimoreno y Geoetable. -

Se evaluó el tiempo de autosostenimiento de la cortada esperanza en función a la ecuación determinada para la labor minera. -

El alcance del estudio es cuantificar los parámetros geomecánicos peculiares del yacimiento Madrugada, buscando las mejores alternativas de los elementos y/o sistemas de sostenimiento, con la finalidad de garantizar la estabilidad de la labor minera, para coadyuvar la seguridad del personal, infraestructura y equipos y/o maquinarias mineras.

CLASIFICACION GEOMECANICA (CSIR) 1989 Zona del Techo Parámetro de Clasificación valuación 1. 7 2. 3. 10 4.

Resistencia

del

material

5.

Presencia de agua

Valor o descripción

inalterado

RQD Espaciamiento de fisuras Condición de juntas

52.18

Mpa.

92%

20 0.3m

superficie ligeramente rugosa, sin apertura ni relleno ligeramente rugosa. Húmedo

24 10

Marcador total

71

Zona del Mineral Parámetro de Clasificación 1. 7 2. 3. 8 4.

5. 10

Resistencia

del

material


Valor o descripción inalterado

valuación 66.45

Mpa.

80.88%

superficie ligeramente rugosa, sin apertura ni relleno ligeramente rugosa.

Presencia de agua

17 0.1m

23 Húmedo

Marcador total

65

Zona del Piso Parámetro de Clasificación

Valor o descripción

valuación


1. 7 2. 3. 10 4.

Resistencia

del

material

5. 10

Presencia de agua

inalterado


61.03 92%

Mpa. 20 0.3m

superficie ligeramente rugosa, sin apertura ni relleno ligeramente rugosa.

24 Húmedo

Marcador total 71 La labor está orientada de tal manera que en la zona techo, el mineral y la zona piso tienen un rumbo perpendicular el eje de 48º contra la dirección de avance. Por lo que de la tabla de valorización de macizos rocosos de Bieniawski de 1989 nos indica un ajuste de -5 a los valores del RMR básico. En esta forma el marcador final es como sigue:

Zona

Valorización RMR = 66 Q = 11.52 RMR = 60 Q = 5.92 RMR = 66 Q = 11.52

Techo Mineral Piso

Tipo

II II II

Ahora veamos el tiempo de autosoporte sin sostenimiento, para cada zona para ver si es que necesita o no sostenimiento y si es que si cual sería el adecuado. Primero hallaremos la máxima abertura ya que es indispensable para determinar el tiempo de autosoporte sin sostenimiento. Zona

Tipo de roca/mineral

Q

ESR

Techo Mineral Piso

Granodiorita Mineral Granodiorita

11.52 5.92 11.52

1.6 3.0 1.6

Claro sin sostenimiento (m) 8.506 6.517 8.506

RMR sin sostenimiento 66 60 66

Verificando el tiempo de autosoporte:

66


Fuente: E. Hoek E.T. Brown. 1985 “EXCAVACIONES SUBTERRÁNEAS EN ROCAS”. Edición México.p.36.

De la figura anterior se puede distinguir que el mineral que está representada por la línea azul tiene menor tiempo de autosoporte que las zonas del techo y del piso que están representadas con líneas de color rojo. Entonces decimos que para la zona techo y piso el tiempo de autosoporte es de 6 meses y para la zona mineral es de 2 meses.

ELECCION DEL METODO DE EXPLOTACION EN LA MINA CAUDALOSA MEDIANTE UN ANALISIS NUMERICO a) Características geomecánicas del Mineral Resistencia de la roca: Espaciamiento entre fracturas:  Resistencia de las discontinuidades

12.45 Mpa (media) 40.5 % (grande) (media)

 

b) Características geomecánicas de la caja techo. Resistencia de la roca:  Espaciamiento entre fracturas:  Resistencia de las discontinuidades

10.99 Mpa (media) 80.52 % (muy grande) (media)



c) Características geomecánicas de la caja piso Resistencia de la roca: 10.27 Mpa (media) 65.25 % (grande)  Espaciamiento entre fracturas:  Resistencia de las discontinuidades (media) Nota: Los cálculos que se realizan para el cálculo de los parámetros antes citados se verán en La hoja de Excel (análisis de procedimiento de selección del método de explotación) ya diseñado. En el Cuadro Nº 1 – 01, se seleccionan los posibles métodos que podrían aplicarse al yacimiento en discusión. 

MÉTODO DE EXPLOTACIÓN 1. Cielo Abierto 2. Hundimiento por Bloques 3. Cámaras por Sub Niveles 4. Hundimiento por Sub. Niveles 5. Tajos Largos

Cuadro Nº 1 – 01 CARACTERISTICAS GEOMECANICAS GEOM./ C. C. DIST. LEYES MINERAL TECHO PESO SUBTOTAL

TOTAL

11

11

9

11

31

42

-39

7

7

9

23

-16

10

6

-44

5

-33

-23

-37

9

7

7

23

-14

-37

4

8

10

22

-15

6. Cámaras y Pillares 7. Cámaras Almacén

11

7

5

8

20

31

10

8

8

8

24

8. Corte y Relleno

15

7

8

8

23

34 38


9. Gradines Descendentes 10. Entibación con Cuadros

-40

7

7

8

22

-18

12

6

8

8

22

34

1. Cielo Abierto 2. Corte y Relleno 3. Entibación con Cuadros 4. Cámaras Almacén

42 38 34 34

1° Opción 2° Opción 3° Opción 4° Opción

Por las consideraciones técnicas-geológicas establecidas, definitivamente el método a cielo abierto no se aplicaría a este yacimiento, por cuanto la potencia del mineral en promedio alcanza desde los 0.1 a 0.8 metros, se desecha. El método de entibación por cuadros o cuadros de madera no podría aplicarse por cuanto este método es muy costoso y no es propicio para la mina. Los métodos que se adecuan a los datos dados en el problema 01, son: el corte y relleno ascendente, denominado en inglés “over cut and fill” y el método de cámara almacén o de almacenamiento provisional conocido en inglés como “shirinkage”. De los cuales se elige el shirinkage es el más conveniente porque el buzamiento se presta y no necesitaríamos gastar en relleno, porque las cajas son competentes. Ahora realizaremos un análisis por dilución y leyes: Corte y relleno D (%) = 25 Cámara almacén D (%) = 33 0.5 0 0.5 W Sen A W Sen A0 Teniendo en consideración el A.M.E = W = 0.8 m. y el buzamiento = 87 0, tenemos que la dilución para ambos métodos es: Corte y relleno D (%) = 27.99, costo de producción = 90.85 $/TM Cámara almacén D (%) = 36.95, costo de producción = 71.85 $/TM Reservas = 62102 TMS, 1.74% de Zn, y con la ley de concentrado = 51.50% según términos comerciales y la ley de relave es de 0.46% y con un valor de 496.36 $/TM. Para el segundo método queda el 20% de las reservas como puentes y pilares, además de que en las cajas hay 1.02 5 de Zn. y para el primero hacemos la consideración que se hace una recuperación del 90%. Sabemos:

Tonelaje de reservas a tratarse en planta. Corte y Relleno.

tg = (1-D) entonces, td = tg = 62102 x 0.9 = 77616.72 TM td 1-D 1.0-0.2799 Shirinkage. 62102 x 0.8 = 78797.15 TM 1.0 – 0.3695 Entonces afirmamos que a mayor mineral tratado en la planta mayor será las utilidades

Ley de mineral de cabeza Corte y Relleno. ld = (1-D) ld = (1-D)lg = (1-0.2799)1.74 = 1.25% Zn lg Shirinkage. ld = tg.lg+tc.lc = 49681.6x1.74+(78797.15-49681.6)x1.02 = 1.47% Zn td 78797.15


Radio de Concentración Corte y Relleno. RCM = lc-lr = 52- 0,20 = 51.80 = 49.33:1 lm-lr 1.25-0,20 1.05 Shirinkage. 52 -0,20 = 51.80 = 41.11:1 1.46-0.20 1.26

Valor Mineral Corte y Relleno.

Vm = Vc = 2286.807 = 46.36$/t RCM 49.33 Shirinkage. 496.36 = 55.63$/t 41.11 Concluimos que por ser el valor del mineral mejor en el shirinkage que en el corte y relleno se escoge el primero.


CIA Minera Caudalosa - Uea Arequipa m

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