“UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN CRISTOBAL DE HUAMANGA” FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS GEOLOGIA Y CIVIL ESCUELA DE FORMACION PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS
CURSO: DISEÑO Y CONSTRUCCIONES MINERAS (MI – 540)
“PROYECTO: CONSTRUCCIÓN DE PIQUE”
MINA TERESITA, CIA. MINAS RECUPERADA S.A.
ALUMNO
: BELTRAHAN ANIBAL MELGAR PEREZ
PROF. DE TEORIA
: ING. J. QUISPE POMA
PROF. DE PRÁCTICA
: ING. J. QUISPE POMA
FECHA
: AYACUCHO 23 DE JULIO DEL 2010
~1~
DEDICATORIA: A mis padres BEATRIZ y ESTANISLAO por haberme dado Los ánimos para terminar mis estudios. A mi alma mater “Universidad nacional San Cristóbal de Huamanga‖
~2~
INTRUDUCCION En un yacimiento minero donde el acceso
a la mina no es posible por
socavones de cortada o túneles; cuando se quiere profundizar una mina en plena operación o se quiere extraer mineral o desmonte; se quiere introducir materiales, maquinarias y el mismo personal; y no se tiene socavones principales, se recurre a la construcción de piques o rampas. La utilización de infraestructura y maquinaria de izaje. La variedad de maquinarias de izaje, potencia del motor y necesidad de las operaciones, hacen la selección y elección del tamaño de los sistemas de izaje. Esta elección, facilita que una gran, mediana y pequeña
minería y
minería artesanal decidan por las soluciones de los problemas de transporte vertical. Lo importante es que, se evita el sobreesfuerzo humano, al utilizar estas maquinarias; que permiten mejorar la productividad y la velocidad de extracción vertical o inclinada. De igual manera hemos visto por conveniente dividir por capítulos cada tema, con el objetivo de
definir mejor los conceptos mineros, quedando de la
siguiente manera: El capitulo uno describe sobre
las generalidades y, ubicación, recursos y
objeto del estudio. El capitulo dos, describe sobre la geología regional, local, geología económica y reservas.
~3~
El capitulo tres describe, sobre el proyecto de izaje y los para metros de diseño. El capitulo cuatro describe, sobre el aspecto constructivo del pique y. El capitulo cinco describe, sobre el aspecto económico del proyecto y su rentabilidad. Una de las más importantes que hemos podido captar es la de relacionar los conceptos teóricos con la vida profesional, porque conociendo el espíritu investigador que tiene el ingeniero hace que cada paso que damos tenga una justificación teórica.
Aprovecho esta oportunidad para expresar mi agradecimiento público al ING. Jhony QUISPE POMA por la enseñanza del presente curso como docente de nuestra casa superior de estudios.
~4~
CONTENIDO: DEDICATORIA INTRODUCCIÓN CAPITULO I GENERALIDADES 1.1.- Ubicación
8
1.2.- Clima y vegetación
9
1.3.- Recursos de la zona
9
1.4.- Fuentes de abastecimiento de energía para la mina
10
1.5.- Objeto del trabajo
10
1.6.- Fisiografía
10 CAPITULO II GEOLOGÍA
2.1.- Geología regional
12
2.2.- Geología local
13
2.3.- Geología estructural
14
2.4.- Geología económica
14
2.5.- Reservas minerales
17 CAPITULO III
PROYECTO: IZAJE DE LAS RESERVAS DE MINERAL POR DEBAJO DEL NIVEL 370 3.1.- Justificación técnica para el izaje de mineral
~5~
19
3.2.- Diseño del pique de izaje
20
3.3.- Cálculo del izaje
21 CAPITULO IV CONSTRUCCIÓN DEL PIQUE
4.1.- Trabajos preliminares
32
4.2.- Profundización
33
4.3.- Preparación de las labores para la instalación del winche
34
4.4.- Ventilación
34
4.5.- Instalación del equipo de seguridad
34
4.6.- carguío del material desbrozado
34
4.7.- Señales de comunicación
35
4.8.- Trabajos complementarios
35
4.9.- Instalación final del equipo de izaje
35
CAPITULO V MADERA Y SERVICIOS AUXILIARES 5.1.- Madera
41
5.2.- Bombas
45
Conclusiones Anexos Bibliografía
~6~
CAPITULO I GENERALIDADES 1.1.- UBICACIÓN Y ACCESO:
La Mina Teresita, propiedad de la Compañía de Minas Recuperada S-A. se encuentra en el Distrito de Huachocolpa, Provincia
y Departamento de
Huancavelica en el flanco Este de la cordillera occidental.
Sus coordenadas geográficas
son
las siguientes:
Longitud Oeste
74° 54’
Latitud Sur
13° 03’
Altitud Promedio
4,358 m-s-n-m
Existen las siguientes vías de Acceso; a partir de Lima: VÍA PISCOS:
Kms.
Lima - Pisco (San Clemente)
Carretera. Asfaltada
232.0
Pisco (San Clemente) – Sta. Inés
Carretera. Afirmada
190.0
Santa Inés-Chonta.
Carretera. Afirmada
24.0
Chonta - Recuperada,
Carretera. Afirmada
44.0
- VÍA HUANCAYO:
Kms.
Lima - Huancayo.
Carretera. Asfaltada
293.0
Huancayo — Huancavelica.
Carretera. Afirmada
152.0
Huancavelica — Chonta.
Carretera. Afirmada
53.0
Chonta -- Recuperada,
Carretera. Afirmada
44.0
~7~
1.2.- CLIMA Y VEGETACIÓN
El Clima de éste
asiento
minero,
Se caracteriza por sus bajas
temperaturas, cuya media anual bordea los 0°C, debido a la humedad
relativa
es
de en consecuencia
altitud. La
su atmósfera es seca.
Las
precipitaciones son de lluvia, granizo y nieve principalmente en los meses de verano. Por las noches tiene lugar la condensación sólida del vapor de agua, formándose la escarcha cubriendo la superficie
de
una
capa
delgada
de hielo la temperatura nocturna es muy baja, siempre por debajo de 0 ºC; durante el día la insolación también
es fuerte sin llegar a ser mortificante.
La vegetación típica de la zona es el ichu y otros pastos duros y cortos que son la base principal de la alimentación de los auquénidos (alpaca y llamas); los de mayor abundancia. Existe una agricultura insipiente, de pan llevar en las zonas bajas, que no llega a cubrir las necesidades de los pobladores. Hasta el año de 1,980 perteneció a
la Compañía de Minas Buenaventura
S.A. corrió la unidad de producción Minera Huachocolpa pero a partir del primero de enero de 1,981 cambia de razón social, tomando el nombre de compañía de Minas Recuperada S.A. y adecuándose a la Nueva Legislación Minera, pasa de la Mediana Minería a la Pequeña Minería. La Compartía de Minas Recuperada S.A. Es Subsidiaria de la Compañía de Minas Buenaventura S.A. por ser dueña del 99% de las acciones y en la práctica sigue operando como una unidad de producción, porque el apoyo técnico y logístico sigue corno antes. 1.3.- RECURSOS DE LA ZONA Para fines de uso industrial y doméstico se cuentan con recursos hídricos, conformados por los ríos y riachuelos de agua permanente que pasan por los campamentos de Recuperada, Blenda Rubia y Corral pampa. En el área de la Mina Pirata, aflora un manantial de agua termal, ubicado cerca del
río Atoccmarca, también se cuentan con pequeñas lagunas en las
partes altas, que almacenan agua durante todo el ario, llegando a su máxima capacidad durante las épocas de mayor precipitación.
~8~
La ganadería
es
una
principal ocupación de los pobladores siendo los
auquénidos (Alpacas y Llamas) los de mayor abundancia. es una actividad muy limitada que no llega a
satisfacer
La agricultura, las necesidades
locales. 1.4.- FUENTES DE ABASTECIMIENTO DE ENERGÍA PARA LA MINA La mina cuenta con una central
térmica equipada con dos grupos Sulzer, de
600 KV. cada uno, además de una central Hidroeléctrica de 800 Kw, que está ubicada a 20 Km, de la unidad; ambas centrales están interconectadas con la Unidad de Julcani. Se han hecho estudios preliminares, para contar con fluido eléctrico de la Central Hidroeléctrica del Mantaro, para tal fin el Consorcio Energético de Huancavelica ha tenido convenios con todas las Empresas Mineras que operan en la zona. 1.5.- OBJETO DEL TRABAJO La extracción de mineral de la Mina Teresita, que viene a ser el 100% de la producción de
la Compañía de Minas Recuperada S.A, y que se realiza por
medio de izaje tuvo una etapa muy critica durante los años
de 1,979 - 1,980.
por
el aumento de producción,
Con la finalidad de incrementar la
capacidad de su infraestructura y que se adecúen a sus necesidades actuales y futuras se plantearon alternativas de solución y fueron las siguientes: 1. Rampa de 1300 m. de la cota 4,350 hasta la Veta 1 a 20 m, debajo del Nv - 240, con gradiente negativo de 10%, 2. Ensanche de la sección del túnel nivel — 370 y rampa de y rampa de 1,300 m. desde el "Ore Pass‖ hasta la Veta 1 y 20 m. debajo del nivel 240 con gradiente negativo de 10%. 3. Ensanche de la sección del túnel nivel - 370 y rampa de 1,300 m desde el "Ore Pass" hasta la Veta 1 y 20 m. debajo del Nv - 240, con gradiente negativo de 10%. 4. Reacondicionamiento del Pique Nº 1 y cambio de winche de mayor potencia.
~9~
5. Reacondicionamiento del túnel actual nivel – 370 y excavación de un nuevo pique (Pique Nº2). Las dos alternativas de bajar con rampas hasta 20 m debajo del nivel - 240; han sido desechadas por ser muy costosas. La tercera alternativa, de reacondicionar el Pique Nº 1 y cambio de winche por una de mayor potencia, también se ha desechado, por ser el único programa de izaje y estar muy congestionado y de no disponer de tiempo para su reacondicionamiento. La cuarta alternativa de reacondicionar el túnel nivel - 370 y la excavación del Pique Nº 2, se ha seleccionado como la más adecuada y que es la que mejor se adapta a las condiciones actuales, para una operación eficiente. 1.6.- FISIOGRAFÍA. La región,
presenta
los
mismos
rasgos geomorfológicos
de la
sierra
andina, con una topografía relativamente accidentada cuyo relieve está formado por superficies onduladas. Entre los procesos geomorfológicos que han modificado la superficie modelando hasta alcanzar la configuración actual son: la meteorización "Insitu‖ causado por las lluvias y el cambio de temperaturas, provocando la desintegración y descomposición de las rocas que simultáneamente con la erosión diferencial modificaron el paisaje. El fondo de los valles, está
cubierto
de material fluvioglaciar y morrénico
resultante de la descongelación la región presenta algunas evidencias del avance de los glaciares que descendieron de las partes altas formando glaciares, morrenas y valles en forma de "U‖.
~ 10 ~
CAPITULO II GEOLOGÍA 2.1.- GEOLOGÍA REGIONAL: En el Distrito de Huachocolpa, afloran
rocas sedimentarias ígneas
intrusivas, cuyas edades van desde el Triásico hasta el Terciario-
e
Están
constituidas en su mayor parte por rocas volcánicas andesiticas, calizas y en menor proporción riolíticos, por último
las areniscas - lutitas, cuarcitas, dacitas y tufos sedimentos
como
detritus, gravas travertinos que
datan del Cuaternario; se hallan completando la secuencia. Las rocas más antiguas están
representadas por areniscas lutitas y calizas
de la formación Chambará (Grupo Pucará) de Edad Noriano a Retiano del Triásico Superior, sobreyaciendo al Grupo Pucará, se encuentran
las
areniscas y cuarcitas del Grupo goyllarisquisga de Edad Cretácea y encima de estos se encuentran las calizas Manchay que yacen más distante del área. Como consecuencia de
los
movimientos orogenéticos que comenzaron a
mediados del Cretásico y continuando hasta el final del Triásico, sedimentarias ígneas
fueron
plegadas,
hipo—abisales
falladas
de
levantamientos
de composición granodioritica después
de
rocas
e intrusionadas por rocas
estas intrusiones se depositaron los sulfuros metálicos serie
las
de
y finalmente una
menor intensidad, deformaron las rocas
influyendo sobre los depósitos de mineral.
~ 11 ~
2.2.- GEOLOGÍA LOCAL 2.2.1.- ESTRATIGRAFÍA Las unidades estratigráficas
(Rocas Sedimentarias) incluyen las calizas y
lutitas del grupo Pucará, que son las más antiguas expuestas en el área de Huachocolpa sub divididas en: a) Formación Chambará; constituida
por calizas gris claro a oscuro en
capas medianas y ocasionalmente intercaladas con calizas dolomíticas. b) Formación Aramachay consiste de lutitas y niargas negras en capas delgadas y
en
parte laminadas,
interestratificadas con escasos
bancos de 0.50 a 2.00 m de caliza gris negra. c) Formación Condórsinga, está compuesta de paquetes macizos, con bancos de 1 a 10m de calizas grises micro cristalinas, algunas veces intercaladas con capas de 0.10 m de margas negras piritizadas, algunos horizontes contienen poco chert. d) Formación Cerca puquio; supra yaciendo a la anterior y constituida por areniscas blancas y oscuras. e) Formación Goyllarisquizga; Formada por areniscas negras y rojas en la base. f) Formación Chulecc Compuesta por calizas de color gris marrón, 2.2.2 ROCAS VOLCÁNICAS E INTRUSIVAS. 2.2.2.1
ROCAS
VOLCANICAS:
Están
generalmente
compuestas
Andesitas, Brechas tufáceas, Latitas cuarciferas Domos riolíticos
etc.
por: Se
han distinguido tres variedades: a) Formación Arco Iris
(40,9 m. a.):
Son las rocas Cenozoicas reas
antiguas que se conocen en la región su composición
principal es de
fragmentos piroclásticos sub-arenosas de fragmentos púnicos
y
cenizas, luego brechas lávicas estas rocas fueron depositadas en agua Químicamente riolitas.
corresponden
a latitas cuarcíferas,
riodacitas
y
En general son rocas fuertemente plegadas con una base de
conglomerados calcareos,
~ 12 ~
b) Complejo Volcán Mixto y Domo Volcánico; (10.1 a 9.1 m. a) Son rocas volcánicas formadas por brechas y lavas andesíticas provenientes de otros centros volcánicos. El volcán Tinqui es el más grande de la zona luego se tiene el volcán manchaylla y el cuerpo ígneo de Chosec. c) Lavas de Intrusiones Dómicas (9.0 m. a): Están cubriendo gran Área de Huachocolpa y están constituidas de domos pequeños
diques
y
derrames lávicos de latitas y lutitas cuarciferas biotitica. 2.2.2.2 ROCAS INTRUSIVAS (4 m.a.): Generalmente conformadas por diques de latita cuarcifera de 10 a 250
m.,
de
potencia, cruzan todas las rocas
anteriores y cortan a las vetas. También se
hallan intrusiones dómicas
riolíticas con abundante cuarzo y biotita. 2.3.- GEOL0IA - ESTRUCTURAL Seis patrones importantes parecen existir y ellos son: a) Plegamientos y tal Fallamientos N- S
ocurrido en
las rocas
sedimentarias antiguas. b) Fallamiento Principal en Huachocolpa N-S al oeste de las rocas sedimentarias, posteriores a la deposición de las lavas. c) Plegamiento N-S y Fallamiento N-S de los Volcánicos Arco Iris. d) Monoclinal N 45° W de las capas rojas de Chonta. e) Juegos de Fracturas Mineralizadas N 60° E, N 60° W y E- W. f) Reapertura de Fallas N—S y emplazamiento de diques, sills y domos de latita cuarcífera. 2.4.- GEOLOGÍA ECONÓMICA Huachocolpa es un Distrito Minero de Plomo y Zinc con menores cantidades de Plata y Cobre, sin embargo existen algunas vetas ricas en Cobre, Plata, Antimonio- Mercurio y depósitos de Manganeso. 2.4.1 CARACTERÍSTICAS DEL DEPÓSITO. En relación -al
emplazamiento
de
la mineralización y respecto a la
formación de las cajas, tenemos los siguientes tipos de depósitos:
~ 13 ~
- EPIGENETICOS: a) Desde el punto de vista estructural Huachocolpa es un conjunto de Vetas o Filones de longitud, potencia y buzamiento variable. También se hallan usan tos en calizas. Las vetas presentan textura brechóide
y crustificación típica de relleno de
cavidades por soluciones hidrotermales, en los mantos de calizas se observan reemplazamiento en su totalidad. b) Metasomatismo de Contacto, minerales de Zinc y Cobre diseminado en granatess Ghandy y Consuelo. - SINGENETICOS: Depósitos de Manganeso en perseverancia de Yanahututo. 2.4.2 MINERALOGÍA, La Mineralogía del Distrito es muy semejante,
pero existen variaciones
importantes por zona: a) En la Zona de Recuperada—Blenda Rubia Manchayíla),
(Volcánicos del Complejo
los minerales comunes y abundantes
Esfalerita, Cuarzo, pirita
y
Chalcopirita;
en
son: Galenas,
menor
cantidad;
Tetrahedrita, Calcita y Dolomita, Siderita y Estibina. b) En la Zona de Tángana (Volcánicos Tinqui); Se presentan los mismos minerales de la zona anterior, con
un incrensento de
Tetrahedrita
y menos Chalcopirita, además de abundante rodocrosita y rodonita. c) En la Zona de Calizas (Luchitos, Pirata, Granada, Consuelo y Mauricio III), los minerales comunes son: (Jamesonita), galena,
Esfalerita algo Ferrosa, Geocronita
pirita y calcita.
En menor cantidad Sílice-
Baritina algunas veces oropimente y rejalgar. d) En el área de Tinquicorral; los minerales más comunes son: Galena, Blenda Rubia, Chalcopirita, Tetrahedrita, Baritina, Cuarzo, Calcita, Pirita, Platas rojas y Bournonita.
~ 14 ~
e) Estibina y Mercurio en afloramiento de Vetas en porfiada y Excelsior respectivamente. 2.4.3.- SISTEMA DE VETAS, Existen tres principales Sistemas de Vetas: N 60º E, N 60º E y E-W, Al primero pertenecen las zonas de vetas partiendo de Tangana se dirige a Piarat y las zonas de Maloya y Recuperada. Al segundo pertenecen las zonas de vetas que partiendo de Ruglo, Caudalosa Chica se dirige a Consuelo, Victor Rafael; y las vetas de Teresita. Al tercer sistema pertenecen muchas vetas tensionales que son controladas por los dos sistemas anteriores. 2.4.4.- ZONEAMIENTO Y PARAGENESIS. El zoneamiento de este distrito minero, así sido enfocado fuertemente por el Dr U. Petersen, mediante el contorneo de las proporciones de los metales existentes. Entre otras conclusiones se tienen las siguientes: a) Es probable que; las mineralizaciones de Tangana y Recuperada; pertenezcan a focos mineralógicos diferentes. Los contornos tienden a estar más apretados y evolucionan mas en ramales pequeños especialmente si son ―ciegos‖ y los contornos tienden a avanzar en las zonas más permeables y por ende su forma es influenciada por la posesión de los clavos de mineral. El cociente que permite dibujar el mayor número de contornos es Pb/Cu. En barias vetas observamos que los contornos son aproximada mente son para lelos a la superficie terrestre actual; lo cual podría interpretarse como indicativo de que la mineralización es muy reciente y tiene lugar cerca de la superficie, pero hay muchos ejemplos de que los contornos no guardaban relación con la superficie. b) El estudio de los cocientes metálicos: Ag/Pb, Pb/Zn y Geocronitas As/Sb (As mas Sb) (R. birnie), realizando en minas de la zona de calizas, permitieron comprender mejor el zoneamiento mineralógico; llegándose a las siguientes conclusiones más importantes:
~ 15 ~
Todas las vetas de las calizas pueden pertenecer al mismo sistema hidrotermal.
Todos los esquemas de cocientes, se correlacionan muy satisfactoriamente. Valores As/(As) + Sb superiores a 0.40 corresponden a zonas de valores Pb/Zn inferiores a 1; un máximo de Ag/Pb corresponden al intervalo 1-2 de Pb/Zn
En Pirata hubo buenos clavos de mineral en cocientes Pb/Zn menor a 1 de manera que no pueden descartarse tales zonas.
Parece que en otras vetas los clavos mineralizados tienden a ser más pequeños y erráticos en zonas de Pb y Zn menor de 1.
2.5.- RESERVAS: Las reservas de mineral con que cuenta la mina al 01.12.1980, es de 996,756 TMS que representa una vida útil de la mina aproximadamente de 7 años con una producción de 380 TM/ día y es como se muestra en las tablas siguientes:
CUADRO Nº 1: MINERAL DE MENA VALOR
TMS
Probado Probable TOTAL MENA
529,778 305,703 835,481
LEYES DILUIDAS Oz. Ag % Pb % Zn 5.6 4.6 6.7 4.2 4.6 6.5 4.9 4.6 6.6
ANCHO VETA 1.60 1.60 1.60
CUADRO Nº 2: MINERAL MARGINAL VALOR
TMS
Probado Probable TOTAL MENA
119,223 42,052 161,275
LEYES DILUIDAS Oz. Ag % Pb % Zn 4.4 3.9 4.6 4.6 4.0 4.2 4.5 4.0 4.5
~ 16 ~
ANCHO VETA 1.75 1.73 1.74
CUADRO Nº 3: TOTAL MINERAL DE RESERVA VALOR
TMS
Probado Probable TOTAL MENA
835,481 161,275 996,756
LEYES DILUIDAS Oz. Ag % Pb % Zn 4.9 4.6 6.6 4.5 4.0 4.5 4.7 4.3 5.5
ANCHO VETA 1.60 1.74 1.67
2.6.- PARÁMETRO DE LA PRODUCCIÓN DE LA MINA Los parámetros de producción de la mina se detallan en el siguiente cuadro y los concentrados que se producen en la mina son de Pb y Zinc con contenido de plata como se muestra en los siguientes cuadros.
OPERACION
MINA
PLANTA DE BENEFICIO
Producción TM/día
380
-
Mineral tratado
-
50
Días trabajados por mes 26
30
Fuente: Departamento de planeamiento de la mina
TM/mes = 380 TM/ día x 26 días/mes = 9,880 TM/mes Luego: TM tratados por día en la planta de beneficio será:
TM/día =
= 329.33 TM/día
2.6.1.- CÁLCULO METALÚRGICO PARA TRES PRODUCTOS: 2.6.1.1.- CALCULO DE LA CANTIDAD DE CONCENTRADOS DE Pb Y Zn. Para este balance de materia se tomo un día de operación y considerando un trabajo normal de 329.33 TM/día de mineral tratado. Se toman los datos experimentales y resultado obtenido del análisis químico, realizado por el personal de laboratorio.
~ 17 ~
TABLA Nº 4 BALANCE METALÚRGICO PRODUCTO
LEYES DE LABORATORIO % Pb % Zn Oz Ag 4.3 5.5 4.7 45.80 13.00 44.80 0.65 55.60 5.40 0.17 1.0 0.30
TMS/día
Cabeza Concentrado de Pb Concentrado de Zn relave
329.33 L Z T
Fuente: Laboratorio de la mina
Donde L y Z se hallan con la siguiente relación: Productos F L Z T
L=Fx
Z=Fx
(
)(
(
)(
(
)(
(
)(
Ley de L L1 L2 L3 L4
Ley de Z Z1 Z2 Z3 Z4
) ( ) (
)(
)
)(
)
) ( ) (
)( )(
) )
Reemplazando valores tenemos:
L = 329.33 x
( (
)( )(
) ( ) (
)(
)
)(
= 29.59
)
Concentrado de Plomo = 29059 TMS/día Z = 329.33 x
( (
)( )(
) ( ) (
)( )(
Concentrado de Zinc = 20.64 TMS/día Relave = 329.33 – (29.59 + 20.64) = 279.10 TMS/día 2.6.1.2.-CALCULO DE CONTENIDOS FINOS: Para plomo:
~ 18 ~
) )
= 20.64
PRODUCTOS Alimentación Concentrado de Pb Concentrado de Zn Relave TOTAL:
LEY 4.3 45.80 0.65 0.17
CANTIDAD 329.33 x 0.043 29.59 x 0.458 20.64 x 0.0065 279.10 x 0.0017
TMS 14.16 13.55 0.13 0.47 14.15
LEY 5.5 13.0 55.60 1.0
CANTIDAD 329.33 x 0.055 29.59 x 0.13 20.64 x 0.556 279.10 x 0.01
TMS 18.11 3.85 11.47 2.79 18.11
LEY 4.7 44.80 5.40 0.30
CANTIDAD 329.33 x 0.047 29.59 x 0.448 20.64 x 0.054 279.10 x 0.003
TMS 15.49 13.26 1.11 0.84 15.21
Para Zinc: PRODUCTOS Alimentación Concentrado de Pb Concentrado de Zn Relave TOTAL:
Para plata: PRODUCTOS Alimentación Concentrado de Pb Concentrado de Zn Relave TOTAL:
2.6.2.-
CALCULO
DE
LAS
RECUPERACIONES
CONCENTRACIÓN: Las recuperaciones se calcularan con la formula:
Recuperación =
x 100
Radio de concentración se calculara con la formula.
Rad. Conc. =
~ 19 ~
Y
RADIOS
DE
a.- Para el concentrado de Plomo:
Recuperación Pb =
x 100 = 95.69%
Recuperación Zn =
x 100 = 0.92%
Relave =
x 100 = 3.32%
Rad. Conc. =
= 11.13
b.- Para el concentrado de Zinc.
Recuperación Pb =
x 100 = 21.26%
Recuperación Zn =
x 100 = 63.34%
Relave =
x 100 = 15.41%
Rad. Conc. =
= 15.95
c.- Para la plata: Recuperación en concentrado de Pb =
x 100 = 85.60%
Recuperación en concentrado de Zn =
x 100 = 7.16%
Relave =
x 100 = 5.42%
~ 20 ~
TABLA Nº 5 RESUMEN DE LAS RECUPERACIONES Y DE RADIOS DE CONCENTRACIÓN RECUPERACIONES
RADIO DE CONCENTRAC.
% Pb
% Zn
Oz. Ag
Pb
Concentrado de Pb
95.69
21.26
85.60
11.13
Concentrado de Zn
0.92
63.34
7.16
Relave
3.32
15.41
5.42
PRODUCTOS
Zn
15.95
Fuente: Elaboración propia
2.7.- VALOR DE LA PRODUCCION. 2.7.1.- VALORIZACION DE CONCENTRADOS. 1. CONCENTRADO DE PLOMO
LEYES Plomo: 45.80% Plata:
44.80 Onz/Tm
COTIZACIONES Plomo: 2,301.5 US$/TM Plata:
17.37 US$/Onz
RECONOCIMIENTO Pb: (63.3 – 3.0) * 95.69% = 40.96% * 2,301.5 = 942.69 58.59%
Ag: 44.80 * 85.60% = 38.35 * 17.37
= 666.12 41.41%
VALOR BRUTO
= 1608.81 100%
DEUCCIONES. Tratamiento
= US$ 90.00
Refinería
=
40.00
=
130.00
=
1,468.00
Valor
CIF = 1,608.81 - 130.00
OTROS COSTOS. Flete terrestre Mina – Pisco
= US$ 15.00
Flete marítimo
=
40.00
Derechos de exportación 2%
=
4.23
Seguros
=
12.00
=
72.23
~ 21 ~
Valor neto Ex - Mina (FOB)
=
1,135.77
VALOR DE MINERAL DE CABEZA (radio de Conc. = 11.13) Plomo:
1,135.77 x
= US$ 59.79
Plata:
1,135.77 x
=
42.26
TOTAL =
102.05
2. CONCENTRADO DE ZINC
LEYES Zinc: 55.60% Plata:
5.40 Onz/Tm
COTIZACIONES Zinc: 1,602.60 US$/TM Plata:
17.37 US$/Onz
RECONOCIMIENTO Zn: 55.60 * 63.34% = 35.22% * 1,602.60
= 564.44 99.48%
Ag: (5.40-3) * 7.16% = 0.17 * 17.37
=
VALOR BRUTO
= 567.39 100%
DEUCCIONES. Tratamiento
= US$ 90.00
Escalador
=
10.00
=
100.00
Valor
CIF = 567.39 – 100
=
467.39
OTROS COSTOS. Flete terrestre Mina – Pisco
= US$ 15.00
Flete marítimo
=
40.00
Derechos de exportación 2%
=
11.23
Seguros
=
12.00
=
78.32
=
389.07
Valor neto Ex - Mina (FOB)
2.95 0.52%
VALOR DE MINERAL DE CABEZA (radio Conc. = 15.95) Plomo:
389.07 x
= US$ 24.27
~ 22 ~
Plata:
389.07 x
= TOTAL =
1.27 25.54
2.7.2.- RESUMEN DEL VALOR DE LA PRODUCCIÓN. El valor de la producción para la operación actual en base al valor de una TM de mineras de cabeza es como sigue. Valor del mineral de cabeza
Producción Mensual T.M.
Anual T.M.
Mensual US$
Anual US$
127.59
9,880
118,560
1’260,589
15’127,070
~ 23 ~
Valor de la producción
CAPITULO III PROYECTO DE IZAJE DE LAS RESERVAS DE MINERAL POR DEBAJO DEL NIVEL 370 3.1.- JUSTIFICACION TECNICA PARA EL IZAJE DE MINERAL. Actualmente existe un desfase en la producción diaria, el mineral programado de los niveles 370 y 150 no es transportado a su momento para cabecear con el mineral de la zona alta, por una limitada disposición de los volquetes, pues estos cumplen otras funciones como el transporte de madera, materiales, mantenimiento de carretera o se encuentra en mantenimiento; y su coordinación operar los trabajos es desventajosa porque para su disposición se requiere del servicio del departamento de servicios. Ante esto solo la zona alta cumple con el tonelaje programado para el día, extrayendo más mineral con leyes altas. Toda esta dificultad hace que se proyecte otro sistema de transporte para los niveles inferiores y que es el motivo del presente trabajo. 3.1.1.- COSTOS DE TRANSPORTE ACTUAL Fuente: División de planeamiento de investigación. a) COSTOS DE INVERSION Volquete 4 m3
US$ 60,000
Depreciando 4 años Valor de salvamento 20% (14,400 hr) 12 hr/día
~ 24 ~
= 3.33 $/hr 3 viajes/hr = 36 TM Costo de operación = 17.09 $/hr (personal, combustible, manteamiento, repuestos). COSTO/TM =
= 0.57 $/TM
b) LOCOMOTORA Locomotoras 4 TM
(2)
$ 35,000
Cargador de batería (2)
$ 4,000
Depreciación 3 años Valor de salvamento 10% (10,800 horas) 12 horas/día 3.25 $7hr Costo de operación: Energía eléctrica
1,350 $/mes
1.82 $/hr
Mantenimiento
174 $/mes
0.58 $/hr
Personal
800 $/mes
2.67 $/hr
Producción por día = 380 TM Costo/día Costo/TM =
= 12 * 8.33 = 100 $/día = 0.50 $/TM
Costo total del transporte mixto = 0.50 + 0.57 = 1.07 $/TM 3.2.- DISEÑO DEL PIQUE DE IZAJE 3.2.1.- GENRALIDADES: El pique estará ubicado en el nivel principal de extracción que es el Nv 370, de forma rectangular con una profundidad de 254 m., la forma de izaje ha de ser de dos cables. Todos estos datos se mencionan en el capítulo IV, de construcción de pique.
~ 25 ~
3.2.2.- CONDICIONES GEOTECNICAS: La roca donde se proyecta es competente, masiva y a continuación se muestra el comportamiento de las cajas.
CALIDAD Competencia Uniformidad Uniformidad Si Rock MB B R
= = = =
PORFIDO B MB MB
CALIZA b B B
Si Rock MB R R
Nota En altura En horizontal
Caliza salificada Muy Buena Buena regular
3.3.- CALCULO DE IZAJE. Para la producción antes indicada se calcula las características del winche de izaje (380 TM/día). Y de acuerdo al plano adjunto. PARAMETROS: 1.- producción
= 380 TMS/día
2.- Profundidad del Pozo 250.00 m.
= 820.21 pies
3.- Dimensiones del Pique
5.40
x 2.00 m.
4.- Skip en 2 compartimientos 5.- Camino 1 compartimiento 6.- Gravedad especifica del mineral ínsito = 3.06 TM/m3 7.- factor de humedad
= 10 %
8.- esponjamiento
= 25% =
0.25
9.- tiempo de operación = 10 horas/día A.- PARA ESTA PROFUNDIDAD DETERMINAMOS EL FACTOR DE SEGURIDAD (Fs) Según la Tabla Nº 1
Fs
=
7
B.- DETERMINACION DEL DIAMETRO DE LA POLEA Utilizaremos una polea con las siguientes dimensiones: Ancho
= 11.66 pulg.
Garganta
=
3.00 pulg.
~ 26 ~
Profundidad de la garganta
= 3.00 pulg.
Diámetro = 70.86 pulg
= 5.905
Peso
= 1515.85
= 1,000 + (D - 5) * 570
pies = 1.799844 libras
C.- CALCULO DEL CABLE TOTAL UTILIZADO EN EL IZAJE 1.- Profundidad del Pozo
= 254.00m.
= 833.12 pies
2.- Altura Cuello pique - Tolva volteo = 17.45 m.
= 57.25 pies
3.- Altura, Tolva de volteo - Polea
=
= 17.88 pies
4.- Distancia polea - tambora
= 31.45 m.
= 103.17 pies
5.- longitud por amarres, cortes, etc = 50.00 m.
= 164.00 pies
TOTAL
= 1175.41pies
5.45 m.
= 358.36 m.
Luego las longitudes para el cálculo serán: L1 = Prof. pozo - tolva de volteo
= 271.45 m.
= 890.37 pies
L2 = prof. Pozo - polea
= 276.90 m.
= 908.24 pies
D.- CALCULO DE LA CAPACIDAD DEL SKIP Qs = (Producción/hora )/(Nº de viajes/hora) Consideramos 2 Guardias
= 5 hrs/gdia a
=
TM
(A)
10 horas/día
luego: Producción/ hora = (380 TM/día)/10 horas/día
= 38 TM/hora
Nº de viajes/hora = (3600 seg/hora)/(Nº de segundos/viaje) Nº de segundos/viaje = Tc + Ta + Tu + Td Donde: Tc = tiempo de cara y descarga
=
30.00
Ta = tiempo de aceleración
= V/a
V = velocidad = según tabla Nº 4: (600+1200)/2
seg.
= 900 pies/min.
V
= 15 pies/seg
V
= 4.57 m/seg
Pero:
~ 27 ~
(B)
Ta = según tabla Nº 4: (8 +12)/2
= 10 seg.
Td = tiempo de desaceleración = 50% * Ta = 5 seg. Tu = tiempo en movimiento rectilíneo uniforme (MRU) Tu = Ec/V Ec = (Distancia tolva de carguío a tolva de descarga) - (da + dd) da = distancia de aceleración = a * ((Ta^2)/2) a = aceleración = V/Ta = (4.57 m/seg)/10 seg
= 0.46 m/seg^2 = 1.50 pies/seg^2
Reemplazando: da = (0.46 m/seg^2)(((10 seg)^2)/2)
= 22.86 metros
Por otro lado: dd = distancia de desaceleración = d * ((Td^2)/2) d = desaceleración = V/Td = (4.57 m/seg)/5 seg
= 0.91 m/seg^2 = 3.00 pies/seg^2
Reemplazando: dd = (0.91 m/seg^2)(((5 seg)^2)/2)
= 11.43 metros
Luego: Ec = L1 -(da -dd)
= 237.16 metros
Tu = Ec/V = (229.71m)/(4.57 m/seg)
= 51.87 seg
Tc = Tiempo de carga y descarga
= 30.00 seg
Ta = Tiempo de aceleración
= 10.00 seg
Tu = MRU
= 51.87 seg
Td = Tiempo de desaceleración
= 5.00 seg
Nº de seg/viaje
= TOTAL = 96.87 seg
~ 28 ~
Reemplazando en (B) Nº de viajes/hora = (3600 seg/hora)/(Nº de segundos/viaje) = 37 Reemplazando en (A)
Qs = (Producción/hora )/(Nº de viajes/hora)
= 1.02 = 1.13
TM Tc
= 2254.33 Lib. E.- CALCULO DEL PESO DEL SKIP El peso del skip se considera el 70% del paso del mineral Peso skip = 70% * Qs =
0.70*1.02
Peso de mineral + peso skip
= 0.72 TM = 0.79 Tc = 1578.03 Lib. = 1.74 TM
F.- DETERMINACION DEL DIAMETRO Y PESO DEL CABLE
Factor de seguridad será =
7*(Qs+Ps) = 7*1.74 = 12.17 TM
= 13.41 Tc Con este valor se recurre a la tabla Nº 5 y se selecciona el diámetro del cable: Buscando tendremos = RRcable
= 32.2 Tc
Para ello tenemos: Diámetro de cable
= 7/8"
= 0.875 pulg.
Peso del cable unit.
= 1.21 lib/pie
Lugo el peso del cable será: PTC = L2 * Pc unit.
= 908.25pies*1.21lib/pie
~ 29 ~
= 1098.97 Libras = 0.55 Tc = 0.50 TM
G.- DETERMINACION EFECTIVO (FSDE)
DEL
FACTOR
DE
SEGURIDAD
DINAMICO
Para ello calcularemos la carga (W) Carga (W) = Qs + Ps + Pc = 2.47 Tc
= 4931.34 lib.
Luego: peso a soportar (F) = W + W(a/g) + 288000(d^3/D) Calculamos el diámetro de la tambora: (Dt) Dt = 64 * d = 56 pulg.
= 4.67 pies
reemplazando valores: F luego: FSDE
= 8495.57 lib
Por tanto:
= 4.25 Tc
= RRcable/F = 7.58 FSDE > Fs
Ok¡
H.- CALCULO DE LAS CARACTERISTICAS DE LA TAMBORA H.1.- Cálculo de la longitud de la Tambora (dw): dw = Lh + Ei Pulgadas Donde: Lh = (Nº de vueltas de cable/2) * d;
d = diámetro del cable
Nº de Vueltas de cable = (((L1+L por amarres, cortes, etc.)/π*Dt) + 3) Remplazando valores: Nº de vueltas de cable =(890.37+164.04)/π*4.67) + 3) Nº de vueltas de cable = 75 Vueltas. Luego: Lh = (75 vueltas/2)*7/8 pulg = 33 pulg Ei = espacio libre entre cables = (3/64)*Lh dw
= 2.86 pies
~ 30 ~
= 2.73 pies = 0.13 pies
H.2.- Cálculo del peso de la tambora (Wt) Wt
= 200*A
Donde: A = π*Dt*dw = 41.92 Pies^2 Reemplazando: Wt
= 8384.24 lib.
H.3.- Cálculo de la velocidad angular o circular del tambor: a).- revoluciones por segundo: ( RPS) = V/(π*Dt) = 1.02 RPS b).- Número de vueltas acelerando (Nº V.a) = RPs*(Ta/2) = 5.12 c).- Nº de vueltas desacelerando (Nº V.d) = RPS*(Td/2)
= 2.56
d).- Nº de vueltas a velocidad constante (Nº V.V.c) = RPS*Tu = 53.07 H.4.- Cálculo de momentos en la tambora Carga = Qs + Ps
= 3832.36 Lib
Cable 6x19
= 1.21Lib/pie = c
Diámetro de la tambora = 4.67 pies Radio de la tambora
= 2.33 pies
a).- Momento de la carga que sube: Nº de vueltas
= Peso del mineral*r
0.00 vueltas
= 2254.33 lib*2.33 pies
= 8942.18 lib*pie
5.12 vueltas
= 2254.33 lib*2.33 pies
= 8942.18 lib*pie
58.19 vueltas
= 2254.33 lib*2.33 pies
= 8942.18 lib*pie
60.74 vueltas
= 2254.33 lib*2.33 pies
= 8942.18 lib*pie
b).- Momento de la caraga que baja (Ps) Nº de vueltas
= Peso del cable*r
0.00 vueltas
= 1098.97 lib * 2.33 pies
= 3682.07 lib*pie
5.12 vueltas
= 1098.97 lib * 2.33 pies
= 3682.07 lib*pie
~ 31 ~
58.19 vueltas
= 1098.97 lib * 2.33 pies
= 3682.07 lib*pie
60.74 vueltas
= 1098.97 lib * 2.33 pies
= 3682.07 lib*pie
c.- Momento de cable que sube: vueltas
= L2*c*r = 908.24*1.21*2.33
5.12 vueltas
=
(L2-(2πr*5.12))*c*r
= 2564.27 =
833.28*1.21*2.33
=
2352.52 58.18 vueltas
= (L2-(2πr*58.18))*c*r
60.74 vueltas
= 0.00 *c*r = 0.00
= 56.35*1.21*2.33
= 155.70
d).- momentos de cable que baja: 0.00 vueltas
= 0.00 *c*r = 0.00
5.12 vueltas
= (2πr*5.12) *r*c = 74.96*1.21*2.33
58.18 vueltas
= (2πr*58.18) *r*c = 851.89*1.21*2.33 = 2408.57
60.74 vueltas
= L2*r*c= 908.24*1.21*2.33
= 211.75
= 2564.27
e).- Momentos totales e.1.- De la carga que sube Vueltas
0
5.12
58.18
60.74
Cargas
8942.18
8942.18
8942.18
8942.18
Cables
2564.27
2352.52
155.70
0.00
Total
11506.45
11294.70
9097.88
8942.18
e.2.- De la carga que baja Vueltas
0
5.12
58.18
60.74
Cargas
3682.07
3682.07
3682.07
3682.07
Cables
0.00
211.75
2408.57
2564.27
Total
3682.07
3893.82
6090.64
6246.34
f).- Momentos netos Mot sube - Mot baja = 0.00 vueltas
= 11506.45-3682.07
= 7824.38
5.12 vueltas
= 11294.70-3893.82
= 7400.88
56.53 vueltas
= 9097.88-6090.64
= 3007.24
~ 32 ~
59.09 vueltas
= 8942.18-6246.34
= 2695.84
g).- Cálculo de los momentos de fricción Mf
=
((Mmax+Mmin)/(2*Eft))-Mc
Donde: Mmax.
= Momento neto máximo
Mmin.
= Momento neto mínimo
Eft
= eficiencia del momento medio =
Mc
= Momento de la carga neta(mineral) = Qs*r
0.80
Remplazando: Mf = ((7824.38+2695.84)/(2*0.80))-2254.33*2.33 = 1315.03 lib-pie H.5.- cálculo del ángulo Flett o de variacion Tang(θ) = (dw/2)/long.(tambora-polea)
Remplazando valores: Tang(θ) = (2.86/2)/31.45 à θ = arco tang(1.43/103.17) = 0º47'39" Luego: 49'38.77" < 1º30'
Oke¡
I.- DISEÑO DEL MOTOR. Para el diseño del motor se hace el metrado de las cargas: 2 Skips
= 2*1578.03 = 3156.06 lib
Peso del mineral
= 2254.33 lib
2 Cables
= 2*1098.97 = 197.95 lib
2 Tamboras
= 2* 8384.24 = 16768.49 lib
Engranajes = 10% Wt = 0.1*8384.24 = 838.42 lib 2 Poleas
= 2*1515.85
PESO TOTAL (W)
= 3031.70 lib = 28246.95 lib
~ 33 ~
A.- CÁLCULO DE ESFUERZOS: A.1.- cálculo de la fuerza de aceleración Donde: a = aceleración = 1.50 pies/seg^2 Reemplazando: Fa= (28246.95*1.50)/32.2= 1315.85 lib A.2.- Cálculo de fuerza de desaceleración. Fd = (W*d)/g Dónde. d = desaceleración = 3.00 pies/seg^2 Reemplazando: Fd= (28246.95*3.00)/32.2= 2631.70 lib A.3.- Cálculo del Momento de aceleración. Ma = Fa * r Reemplazando: Ma =
1315.85*2.33 = 3070.32 lib-pie
A.4.- Cálculo del Momento de desaceleración. Md = Fd * r Reemplazando: Md = 2631.70*2.33 = 6140.64 lib-pie
B.- CÁLCULO DE LA POTENCIA (HP) HP = ((2*π*RPS)/550)*Mt Donde:
~ 34 ~
RPS = Revoluciones por segundo Mt = Momento total que se obtiene de la suma que se muestra en el cuadro siguiente: Vueltas
0.00
5.12
5.12
58.18
58.18
60.74
Mo estático
7824.38
7400.88
7400.88
3007.24
3007.24
2695.84
Mo Fricción
1315.03
1315.03
1315.03
1315.03
1315.03
1315.03
Mo aceler.
3070.32
3070.32
0.00
0.00
0.00
0.00
Mo desacel.
0.00
0.00
0.00
0.00
-6140.64 -6140.64
Mo Total
12209.72 11786.22 8715.90
4322.27
-1818.38 -2129.78
Tiempo
0
10.00
10.00
51.87
51.87
56.87
Potenc. HP
142.71
137.76
101.87
50.52
-21.25
-24.89
A
B
C
D
B.1.- Cálculo de la potencia media estimada PME = (HPA + HPC)/2 PME = (137.76+50.52)/2 = 94.14 HP B.2.- Considerando el 160% de esta potencia PME1 = 1.60*PME PME1 = 1.60*94.14
= 150.62 HP
Luego: El motor acelerando = PME1/Ta = 150.62/10 El motor desacelerando = PME1/Td =
= 15.06 HP/seg
150.62/5 = 30.12 HP/seg
B.3.- Las potencias corregidas en los Puntos A y D es: A = 150.62+15.06
= 165.69 HP
D = -21.25-30.12
= 8.87 HP
Con estas potencias corregidas se calcula la potencia final del motor, además: B
= 101.87 HP
~ 35 ~
C
= 50.52
HP
K1
= (1/2)
K2
= 1
K3
= (1/4) = 0.25
= 0.50
HP
=
RQD((A^2*Ta)+1/3(B^2+C^2+B*C)*Tu+(D^2*Td))/(K1*Ta+K2*Tu+K1*Td+K3*T c)) A^2
= 27452.28891
B^2
= 10378.34976
C^2
= 2552.269696
D^2
= 78.69857333
Reemplazando: HP
= 93.73 HP
esta potencia hallada se multiplica por un 130% mas Entonces: Potencia final = 1.30*93.73
= 121.85 HP
será un motor de 3 faces, 60ciclos, 440 voltios y de corriente alterna
~ 36 ~
CAPITULO IV CONSTRUCCION DEL PIQUE 4.1.- TRABAJOS PERLIMINARES 4.1.1.- UBICACIÓN DEL COLLAR DEL PIQUE. Estará ubicado en el nivel 370 con una sección de forma rectangular de 2.00 m. x 5.40m., de tres compartimientos, uno para camino y servicios y dos para izaje en balancín con baldes o Skip, combinándose con Skip o jaula. El eje del pique se ubico en el punto: 24,520E-11,200N a una altitud de 4100 m s n m. La profundidad del pique desde el nivel 370 hasta la cámara de bombeo es de 254 m. 4.1.2.- MARCADO DEL EJE Y DEL CENTRO DEL PIQUE. Serán definidos a partir del collar, esto es muy importante porque de ello depende la verticalidad del pique. Para el control del centro del pique se colocará platinas en el collar. 4.1.3.- PROTECCIÓN Y ENCOFRADO DEL COLLAR DEL PIQUE. Después de los trabajos de perforación y voladura del pique, en una longitud de 10 m., el collar será encofrado de concreto armado, para darle la sección y seguridad al caso. Parar ello se usará Fe de ½‖, malla de 4 y mescla de 1:2:3.
~ 37 ~
4.2.- PROFUNDIZACIÓN. 4.2.1.- PERFORACIÓN La perforación del pique se realizara de manera convencional, para ello se usara perforadoras stoper con barrenos coramant de 3’ y 6’ de longitud con diámetros de 39 mm. La malla de perforación de acuerdo al diseño es de 48 taladros. Los gastos de barrenos están supeditados a la calidad del barreno, dureza de la roca, y según estadísticas en la mina la duración de un juego de barrenos es de 700 pies perforados. 4.2.2.- VOLADURA. En base principios y experiencias en la mina se tendrá en cuenta la carga apropiada, así como la distribución de la misma, para el tipo de roca y evitar el sobre rotura de las paredes. Los explosivos y accesorios utilizados son: Dinamita semexa de 7/8‖ x 7’ de 75% y 45% con espaciadores Se coloco en el fondo del taladro ½ cartucho de dinamita de 75% con sus respectivo cordón detonante. La carga de columna distribuida con cartuchos de 45% 82 cartuchos separados por espaciadores) Se inicio utilizando espaciadores de barro luego carrizo y posteriormente madera, con la forma de un cartucho de 7/8‖ de Ø x 7. Todos los cordones detonantes amarrados en sus extremos libres y en serie cerrando el contorno rectangular. Dos guía s de seguridad conectados al cordón detonante, con sus respectivos fulminantes y colocados diametralmente opuestos con el objeto de asegurar la iniciación. El encendido por intermedio del cordón de ignición y los respectivos conectores.
~ 38 ~
4.3.- PREPARACIÓN DE LAS LABORES PARA LA INSTALACIÓN DEL WINCHE. Pa la instalación del winche ha sido previamente preparado la estación principal de inicio del pique, los subniveles de acceso a la estación y a la cámara de winche, luego la chimenea inclinada a la cámara de poleas y por último la conexión de esta con la estación principal. De igual modo se han preparado los pockets para el mineral y desmonte, y las cámaras de bombeo en los niveles que se indican en los planos. Las dimensiones y detalles de estas labores se muestran en los planos adjuntos. 4.4.- VENTILACIÓN. Se cuenta con ventilación favorable en las operaciones. Después de cada disparo habrá un intervalo de 2.5 a 3 horas, tiempo suficiente para que se pueda ventilar la zona de trabajo, y otros gases perjudiciales llamados humo de disparo. 4.5.- INSTALACIÓN DEL EQUIPO DE SEGURIDAD. Para la seguridad de los trabajadores que laboran en el interior del pique, durante las operaciones habituales de enmaderado, perforación, etc., es necesario de disponer de instalaciones que garanticen la seguridad del personal. La plataforma colgante de seguridad, que se cuelga del último puntal, hasta una altura de 2 a 2.5 m., del fondo y sirve de guarda cabeza y una escalera de soga o colgante que sirve de acceso del personal y se cuelga del último piso del camino. 4.6.- CARGUÍO DEL MATERIAL DESBROZADO. El carguío del desmonte se hará de dos maneras: 1. Para la limpieza del material disparado en los labores de preparación se realizara con scoop de 2 yd3.
~ 39 ~
2. En el caso de la profundización se realizará manualmente a los baldes previamente instalados y se realizara en dos guardias. 4.7.- SEÑALES DE COMUNICACIÓN. Para la comunicación interna, se instalara teléfonos portátiles en toda la zona de trabajo.
4.8.- TRABAJOS COMPLEMENTARIOS. 4.8.1.- TUBERÍAS DE AIRE, AGUA Y BOMBEO. Se instalaran tuberías de 8‖ de Ø para aire y tubería de 4‖ Ø para agua. La tubería de bombeo de los niveles inferiores del pique, se instalaran para la extracción del agua y sus dimensiones serán de acuerdo a la cantidad de agua que se producen. 4.8.2.- CIRCUITOS ELÉCTRICOS. Con el fin de prevenir la caída de tensión que se pueden producir en la ejecución
del
pique
y
que
ocasionarían
problemas,
se
instalaran
trasformadores de acuerdo a las necesidades de engría requerida. Estos equipos y sus accesorios estarán dimensionados mediante cálculos de acuerdo a las necesidades y colocados en lugares adecuados. 4.9.- INSTALACIÓN FINAL DE EQUIPO DE IZAJE. Esta se realizara una vez terminada la chimenea de cables, cámaras de winche, base de la misma, cables y poleas con sus respectivas vigas y anclaje, y de más detalles. Se colocara con el apoyo del departamento de ingeniería y maestranza, en el alineamiento, nivelación, ajuste general, el empleo de tecles para facilitar el montaje, lubricación de todo el sistema, tanto del winche como del motor, tendido de la línea de alta tensión, pruebas de arranque, instalación de los cables, Skip con sus respectivos soportes y sistemas de volteo.
~ 40 ~
CAPITULO V MADERA Y SERVICIOS AUXILIARES 5.1.- MADERA. Las fortificaciones en los Pique o pozos, varían según las condiciones del terreno, profundidad, volumen de extracción, etc. Pudiendo ser circular, elíptica y cuadrangular las formas en los pozos; las fortificaciones se hacen con madera, cuadros metálicos hormigón y mixtos. Las fortificaciones de madera, se aplican mayormente en Piques de sección cuadrangular; hasta un promedio de 12 m cuadrados de sección y los diseños de los cuadros varían según el número de compartimientos y el tipo de madera utilizada, dependiendo de la importancia que se le asigne al pozo. Para el caso especifico del Pique # 2, que es de una sección 10.80 m Cuadrados, en roca andesitica de tres compartimientos fortificado con puntales de línea de 8‖ x 8‖ x 8’ del nivel 240 al nivel 150 en ambos casos la madera utilizada es el pino Oregón. 5.1.1CARACTERISTICAS DEL TERRENO. En párrafos anteriores se detallan, la naturaleza del terreno, tratándose de roca andesitica, de dureza media a dura; estas características hacen que se empleen dos tipos de fortificaciones en el Pique; y se abunda en detalles más adelante. 5.1.2 DISEÑO Y ARMADO DE LOS CUADROS. Consideraciones para el diseñado:
~ 41 ~
Terreno de dureza media a dura.
Sección rectangular de 10.80m cuadrados.
Pique dividido en tres compartimientos; con puntales de línea de pino Oregón de 8‖ x 8‖ x 8’, en un tramo de 120m facilitándose esta labor por el recorte de las paredes, con voladura controlada; y el otro tramo de 90m con cuadros de pino Oregón de 8‖ x 8‖ x 8’.
Los compartimientos tienen de la misma sección o sea de 1.50 x 1.50 m. El primero está asignado para el izaje de mineral, el segundo para izaje de desmonte y personal, y, el tercer compartimiento para servicios, con plataforma de descanso cada 2.30 m el camino con escaleras de pino Oregón; con área suficiente para la instalación de tuberías de aire, agua, bombeo manga de ventilación, cables eléctricos, etc.
5.1.3 MADERA UTILIZADA. Dada la importancia que tiene el Pique, para los intereses de la Mina Teresita y por consiguiente el de la Compañía, se utilizo en un 98% madera de pino Oregón de las siguientes características:
Cuartones de pino Oregón de 8‖ x 8‖ x 8’ (9’ para estaciones) para puntales de línea asegurados dentro de pastillas de 4‖ de profundidad; utilizándose madera del mismo tipo y de la misma sección para los cuadros, soleras y topes.
Cuartones de pino Oregón de 6‖ x 4‖ x 18’ para guías de los Skip y jaula.
Escaleras de pino Oregón de las siguientes características: Largueros (2) con listones de 4‖ x 2‖ x 10’ Peldaños (10) con listones de 3‖ x 2‖ x 1.5’
MADERA DE EUCALIPTO: Cuñas de 4‖ x 2‖ x 1’. Listones de 3‖ x 2‖ x 6’; para enrejar plataforma de descanso. Cuartón de 6‖x 4‖ x 5’; para tirante de plataforma de descanso.
~ 42 ~
5.1.4 CANTIDAD DE MADERA UTILIZADA POR CUADRO. MADERA DE PINO OREGON: 08 cuartones de 8‖ x 8‖ x 8’ para postes
= 341.33
10 cuartones de 8‖ x 8‖ x 6’ para tirantes
=320.00
02 cuartones de 6‖ x 4‖ x 18’ para guías
= 72.00
02 listones de 4‖ x 2‖ x 10’ para escaleras
= 13.33 540.16
15% de pérdidas
113.12 TOTAL
= 867.28
MADERA DE EUCALIPTO: 08 Listones de 3‖ x 2‖ x 6’ para plataforma
= 24.0
24 Cuñas de 4‖ x 2‖ x 1’
=
01 Cuartón de 6‖ x 4‖ x 6’ para tirante de plataforma
8.0
= 12.0 44.0
15 % por perdidas
6.6 TOTAL
=
50.6
Además en el armado de cuadros, se han utilizado pernos de suspensión de ½‖ de diámetro. También planchas metálicas en ―L‖ para seguro de guías de 3/16‖ de espesor. 5.1.5 HERRAMIENTAS. Las herramientas de enmaderador de uso común, son las siguientes: Barretillas para desatar de 5 y 8 pies. Martillo de 6 lbs. Combo de 12 lbs.
~ 43 ~
Escuadra de plancha de 24‖. Serrucho. Corvina de 42‖. Azuela. Formón de 12‖. Flexómetro y rollo de cordel. Nivel de carpintero de burbuja horizontal y vertical. Lápiz de carpintero y tizas. Regla de madera de 8 a 10 pies. Lampa, pico y puntas. Soga de ¾‖. Por diámetro. Correa de seguridad. Herramientas de carpintero, para trabajos de rebajos de guías, espigas, etc. 5.1.6 DISTRIBUCIÓN DE PERSONAL. Específicamente
para
el
enmaderado
se
tuvo
perenne
un
maestro
enmaderador y dos ayudantes, para cuadros de estación, puntales en línea, cuadros de pique y encofrado; y un equipo de carpinteros, conformado por dos personas, destinados a la colocación de guías, con sus respectivos soportes metálicos, instalación de caminos de escaleras, con sus respectivas plataformas de descanso; además un perforista cuando se requería para preparar patillas. 5.1.7 RENDIMIENTOS. Los rendimientos promedios son los siguientes: Puntales en Línea: 0.8 puntales en línea/guardia. Armado de cuadros: 0.45 cuadros/guardia. Guías: 1.0 guías/guardia. Camino de escaleras: 1.14 escaleras/guardia. Con una eficiencia de 0.106 m/h-g.
~ 44 ~
5.2.- BOMBAS. Las bombas son maquinas, que sirven para extraer, elevar o impulsar agua u otro liquido o sólidos en forma de pulpas, pudiendo ser aspirantes, impelentes o mixtos, estas últimas saca el fluido por aspiración luego la impele con esfuerzo. En minería las bombas son muy importantes, especialmente cuando la extracción de mineral se hace por medio de
Piques o rampas que se
encuentran por debajo del nivel principal de extracción. 5.2.1 ORIGEN DE LAS AGUAS SUBTERRÁNEAS. Las aguas freáticas o subterráneas que se encuentran en el subsuelo, formando capas, bolsas y ríos que se corren bajo la superficie terrestre. Se originan como consecuencia de las filtraciones de las lluvias y los ríos que se discurren por encima de la corteza terrestre, se infiltra hasta una tercera parte y circula por acción de la gravedad, constituyendo las aguas freáticas o subterráneas. En la ejecución del Pique # 2 de la Mina Teresita, el nivel freático disminuye a medida que se bombea permanentemente estabilizándose en menos de 20 gls/min. La presencia de agua en la profundización del Pique, dificulta los ciclos de trabajo, bajando la eficiencia u aumentando los costos por metro de avance. 5.2.2 CARACTERÍSTICAS DE BOMBEO. a) ALTURA DE ELEVACIÓN: La altura de elevación en una bomba, se llama al incremento de energía que se experimenta la bomba en Kg de líquido impulsado, expresado en Kgm/Kg. En la práctica se utiliza el metro como unidad de medida de la altura de elevación; y se calcula por la siguiente ecuación general de energía: H=
- Pd – Ps * 10000 - Y
Donde: o Pd = Sobrepresión en la tubería de impulsión (Kg/
).
o Ps = Sobrepresión en la tubería de aspiración (Kg/
).
~ 45 ~
o Y = Diferencia de alturas estáticas entre los puntos de impulsión y aspiración (m). o G = Peso especifico del liquido (Kg/ o
-
)
/2g = Velocidades medias en las secciones de las tuberías de
aspiración e impulsión en (m/s). o
-
/2g = 0 (Cuando los diámetros de las tuberías tanto de succión
como de descarga son iguales). o Pd – Ps x 10000 = 0 (cuando los recipientes de succión y descarga son abiertos). Entonces para nuestro caso, la ecuación se simplifica de la siguiente manera: H=0–0-Y
Donde: Y = h – z
H=h–z
h = Altura neta de elevación. Z = Suma de todas las resistencias o perdidas.
b) ALTURA EFECTIVA DE ELEVACIÓN
(Hth) :
Es el trabajo transmitido el al liquido por la bomba, expresado en Kgm/Kg. Solamente una parte es aprovechada para aumentar la presión, el resto se pierde por rozamiento, por variaciones en la sección de la tubería, por cambio de dirección, etc. La altura efectiva de elevación se calcula por la siguiente ecuación:
Hth = H/nh Donde: o nh = Perdidas (de 0.8 a 0.9). o H = Altura de elevación. c) ALTURA DE ASPIRACIÓN (Ha) : La altura de aspiración de una bomba, depende de la presión absoluta que actúa, sobre el nivel del líquido aspirado, la presión en los depósitos abiertos es la presión atmosférica, dependiendo de la altura sobre el nivel del mar. A nivel del mar la presión atmosférica es como sigue:
~ 46 ~
1 Atm = 1.033 Kg/
.
= 1.14 1b/
.
= 10.33 m de agua = 760 mm de Hg. Todos los líquidos reales desprenden vapores, dependiendo su presión de la temperatura del líquido, de pérdidas que sufre en la tubería, por válvulas, mallas o filtros, etc. Ha = A – h Donde: o Ha = Altura de aspiración. o A = 10.33m de columna de agua. o h = Perdidas.
Para el caso de la Mina Teresita (4350) m.s.n.m. P = Pa – H Donde: P = Variación de la presión atmosférica. Pa = Presión atmosférica normal = 1.033 Kg/ H = Altura con respecto al n.m. = 4350 m. Gravedad especifica del aire atmosférico = 1.293 Kg/
.
(-) = Variación descendente de la altura con respecto al nivel del mar (-) = Variación ascendente de la altura con respecto al nivel del mar. Reemplazando valores: P = 1.033 Kg/ P = 0. 470 Kg/
- 1.293 Kg/ .
~ 47 ~
x 4350 m.
Pero por la variación de la densidad del aire atmosférico de acuerdo a tablas, la presión en Teresita es: P = 0.581 Kg/
.
= 8.28 lbs/
.
= 5.82 m de columna de agua. Entonces la altura de aspiración se calcula como sigue: Ha = 5.82 m – h En el pique ―h‖ por razones prácticas se considera de 4 a 5 m por lo tanto la bomba se ubica de 0.80 a 1.00 m sobre el nivel de la cámara de bombeo. d) CAUDAL (Q): En la profundización del Pique, el nivel freático fue variable de 4.1 lts/seg estandarizándose en el nivel a menos de 20 gls/min. Bombeándose en varias etapas, por la diferencia de altura.
e) PROPIEDADES FÍSICAS Y QUÍMICAS DEL AGUA: Las aguas acumuladas en el fondo del Pique, contienen partículas de suspensión, como producto de la perforación y voladura, por lo tanto la densidad supera ligeramente al normal, alcanzando un promedio de 1,080 Kg/mts cub. , y en una temperatura de 20ºC. De acuerdo a los análisis de laboratorio de la Mina es ligeramente básico, ya que tiene un pH = 8 a 8.5. f) ESTACIONES DE BOMBEO: Hasta el momento d Pique, todavía no cumple con los propósitos deseados, es decir que no se aprovechan por las circunstancias que se presentan; el bombeo se realiza solo hasta el Nv – 240, para luego integrarse al sistema de bombeo del Pique # 1 detallándose en croquis adjunto; el ciclo es como sigue : Del fondo del Pique a 6m del piso de la estación del Nv – 150 se tiene dos bombas del Nv – 200 con una diferencia de altura de 56 m , de este nivel se bombea el agua hasta el Nv 240, también con dos bombas en paralelo, con una diferencia de altura de 40m por la galería de este nivel por
~ 48 ~
gravedad discurre hasta la cámara de bombas del Pique # 1 para luego bombearse por intermedio de una bomba hasta el nivel 290 con una diferencia de altura de 50 m, finalmente se eleva la cabeza del agua por intermedio de dos bombas hasta el nivel principal de drenaje, o sea al Nv – 370 con una diferencia de altura de 80 m, discurriendo por la cuneta de este nivel hasta salir a la superficie, integrándose como uno de los tributarios del rio Atoccmarca. 5.2.3 BOMBAS USADAS. Lo ideal sería bombear el agua directamente del lugar de trabajo hasta el nivel de drenaje, pero esto por lo general no es posible, porque no se encuentran en el mercado nacional bombas con las características deseadas, además la razón fundamental para la existencia de varias estaciones de bombas, por esta razón se cuenta con una amplia gama de bombas de diferentes marcas y potencias, por lo que se ha tenido que adecuar el bombeo en el Pique, con las bombas existentes. 5.2.4 ESPECIFICACIONES TÉCNICAS DE LAS BOMBAS. Dada la gran variedad marcas de bombas que se utilizan, en el bombeo de agua del Pique, de acuerdo al lugar de operación de cada una de las bombas. -
Nv – 150 Dos Bombas: 1. Marca Hidrostal (Byron Jackson de 8 etapas). Potencia = 25 HP. 2. Marca Grindex Matador. Potencia = 25 HP
-
Nv – 200 Dos Bombas: 1. Marca Ingersoll Rand Potencia = 40 HP 2. Marca Grindex Matador. Potencia = 25 HP.
-
Nv – 240 Una Bomba: Marca Hidrostal (Byron Jackson de 8 etapas):
~ 49 ~
-
Nv – 290 Dos Bombas: Dos Bombas marca Ingersoll Rand. Potencia = 40 HP c/u.
5.2.5 SELECCIÓN DE BOMBAS: Para la selección de bombas se precisan los siguientes datos: a) Número de Unidades. Sujeto a dos variables: Necesidad de contar con unidades de repuesto. Naturaleza de la demanda (constante o variable). b) Tipo de Bomba. Si se trata de aplicación a pozo profundo, se debe establecer una preferencia entre bombas sumergibles y bombas con motor en superficie. c) Tipo de Servicio. Se debe indicar claramente cuantas horas al día trabajara la bomba y en que periodos. d) Liquido. Se debe especificar el líquido que es vital tanto para determinar el tamaño y el tipo de bomba como para conocer los materiales a usarse. e) Temperatura en Grados Centígrados. Indicar temperatura de trabajo, así como posibles rangos de variación de la misma, no es necesario si trata de líquidos a temperatura ambiente. Para temperaturas mayores de 130 – 140 grados Centígrados no se puedes usar la construcción estándar, debido a que se producen dilataciones que deben proveerse en el diseño, así como sistemas especiales de sellado. f) Gravedad Específica. Es de vital importancia para la correcta determinación de la potencia. g) Viscosidad.- Cuando es diferente a la del agua; la capacidad de la bomba, altura y potencia; se debe corregir por factores. h) PH.- Indicar la acidez o alcalinidad del líquido, que permite claramente escoger el material adecuado. i) Material Extraño.- El tamaño y la naturaleza de los sólidos suspendidos en el líquido, determinaran tanto el tipo de impulsor como materiales.
~ 50 ~
j) Caudal.- Explicar en L/seg. Que permite seleccionar la bomba más eficiente. Para el caso del bombeo de la Mina Teresita, por el Pique # 2 se ha tenido en cuenta las premisas descritas antes para la selección y pedido al departamento de Logística. 1. # de unidades: Dependiendo esto de la existencia en el mercado, por ende si el bombeo se hace en una etapa o dos. 2. Liquido: Ligeramente abrasiva (corrosiva). 3. Temperaturas: 20 grados centígrados. 4. pH = 8.5 5. Caudal = 20 lts/seg. 6. Altura de descarga: 275 m (incluyendo descargas). 7. Altura sobre el nivel del mar: 4150 m.s.n.m. 8. Motor eléctrico. 9. Diámetro de la tubería de descarga: 4 pulg. Fe negro. 10. Fluido eléctrico: 440V/3F/60Hz. 11. Condiciones de succión. 5.2.6 RENDIMIENTOS. Rendimiento Hidráulico: (nh) Es la relación, entre la altura verdadera alcanzada y el valor numérico de la altura teórica de elevación. nh = H/Hth = 0.85 a 0.92 H = Altura teórica alcanzada. Hth = Altura verdadera alcanzada. Rendimiento Volumétrico: (nu) nu = Q/Q – Qsp = 0.92 a 0.95 Q = Caudal efectivo. Qsp = Suma de perdidas.
~ 51 ~
Rendimiento Mecánico: (nm) Perdidas debidas al rozamiento en el acoplamiento mecánico en los cojinetes entre el motor y la bomba. nm = Ni/Na = 0.95 a 0.98 Ni = Potencia consumida. Na = Potencia suministrada por el motor. Rendimiento Total: (n) n = nh x nu x nm n = 0.85 x 0.92 x 0.25 n = 0.75 Potencia = QH/75 x n (HP). Q = 20 lts/seg. H = 80 m (del Nv 150 al Nv 200) = 40 m (del Nv 200 al Nv 240) = 50 m (del Nv 240 al Nv 290) = 80 m (del Nv 290 al Nv 370) = 1080 Kg/ n = 0.75 Potencia para elevar 80 m del Nv 150 al Nv 200. P = 1080 x 0.02 x 80/75 x 0.75 P = 30.72 HP. Se tiene dos bombas de 25 HP c/u. Potencia para elevar 40 m del Nv 200 al Nv 240. P = 1080 x 0.02 x 40/75 x 0.75 P = 15.36 HP
~ 52 ~
Se cuenta en este nivel con dos bombas de 40 y 25 HP respectivamente, que satisfacen ampliamente las necesidades. Potencia para elevar 50 m del Nv 240 al Nv 290. P = 1080 x 0.02 x 50/75 x 0.75 P = 19.2 HP. Para este nivel se tiene una bomba de 50 HP. Potencia para elevar 80 m del Nv 290 al Nv 370. P = 1080 x 0.02 x 80/75 x 0.75 P = 30.72 HP. Para este nivel se cuenta con dos bombas de 40 HP c/u.
~ 53 ~
CONCLUSIONES 1.- Los presupuestos anuales son confeccionado con estándares históricos, los mismos que cada año van mejorando, así como los índices de productividad de materiales se han mejorado vía optimización de las mallas d perforación, vida de barrenos y brocas 2.- las características de la roca (pórfido cuarcífero) permitirá la realización del pique 3.- reemplazando el transporte mixto con el de izaje, se lograra que se obtenga un mayor beneficio del mineral de los niveles inferiores, mezclando con lo de la zona alta. 4.- El costo de transporte por tonelada con el sistema actual es de 1.07 $/TM siendo mayor a lo obtenido con el nuevo sistema que es de 0.70 %/TM y represente el 65% del actual. 5.- la ejecución del proyecto es rentable desde el punto de vista del VNA y TIR
~ 54 ~
REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS 1. CASTRO DARMA Félix.- Tesis: Proyecto de Izaje de mineral en la mina Huanzala. 1985 2. IBAÑES AGÜERO Félix Hugo Tesis: Criterio técnico para la ejecución del pique Nº 2 en la mina Teresita 1983. 3. MAITA LINO Víctor, Maquinaría minera, Cusco Perú 1985
~ 55 ~
