APLICACIÓN DE TALADROS LARGOS EN EL SISTEMA DE VETAS VIRGINIA – MINA SAN CRISTOBAL Jaime A. Calla Florez
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Miguel A. Conde Lapas Volcán Cía. Minera S.A.A.
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RESUMEN En mina San Cristóbal de VOLCAN COMPAÑIAMINERA S.A.A, se trabajó hasta el 2009 con el método de explotación corte y relleno ascendente,con sus variantes (Realce 60% y Breasting 40%),observándose como desventaja de este método (Realce)las condiciones sub estándar en su ciclo de minado como: la exposición por caída de rocasal personal yequiposdurante los ciclos de limpieza y sostenimiento, tiempo de apertura de la excavación,ya que durante estas actividades se estaba debajo de un techo perturbado efecto de la voladura. En base a una estadística de incidentes que se reportaron desde el año 2005al 2009 sobre caída de rocas se resume en un índice de frecuencia promedio de 3.5 en el método corte y relleno ascendente (Realce). Así mismo se evaluó la productividad obteniéndose8 Ton/Hbre-gdía en Breasting y 13 Ton/Hbre-gdía en Realce, sumado a ello la dilución en cada corte 25% por sobre rotura, influenciado por el ángulo de perforación y sección por equipo de limpieza. Teniendo como premisa estas condiciones y con la finalidad de mejorar nuestros estándares de seguridad e incrementar nuestros índices de productividad; se realizó una evaluación geo estructural, geotécnica y productiva;se vió por convenienterealizar tajos piloto para la aplicación del método Bench And Fill, obteniéndose resultados prácticos que dieron las variantes con
Oscar J. Vásquez Cruz
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respecto a la potencia de veta, buzamiento, calidad de la zona mineralizada, roca encajonante eincrementodel % de recuperación del mineral. Para dar inició a la construcción de la infraestructura, seiniciaronlos desarrollos y preparaciones de subniveles en el mes de junio del año 2009, teniendo alturas de10 metros en la zona baja de la mina por presentar RMR 40-45 en las cajas y de 8 metros en la zona alta RMR 35-40, de acuerdo a la recomendación Geomecanica. Con este método se está obteniendo un minado seguro, productivo, de bajo costo y rentable, para el año 2012, actualmente en mina San Cristóbal el 70% de la producción proviene de los Taladros Largos (Bench And Fill).
ABSTRACT In San Cristobal mine, of the VOLCAN Mining CompanyS.A.A., he came back working to the year 2009 with the method of exploitation Over Cut And fill, in your variants (Realce 60% and Breasting 40%) 100 % of production; having as disadvantage of this ascending method the variant the Realce, for condition her than requires to the design for their exploitation, for the exposure of the personnel, equipment’s to the cycles of cleaning and sustenance, because in the course of these activities it is required to be under him disturbed roof to place the appropriate sustenance to continue its exploitation in this method. On the basis of a statistics of incidents that 2005 yielded themselves since the year to the 2009
dropped it envelope of rock one recapitulates in an average incidence of 3.5, iin the method cut and filling going up to yo likewise evaluated productivity obtaining it elf; 8 Ton/H-gdíain breasting, 13 Ton/H-gdíain Realce, on top of that the dilution in such cut, had a 25 % for design once the width was made suitabl of the equipment. Having as premise these onditions and with the aim of getting better of ours safety standards and incrementing our indicators f productivity, had total success an evaluation structural geology, geotechnical and productiv , he could be seen to come true quarries pilot fo the application of the method of long hole drills, on the basis of the practical results they had t o variants with respect to vein, dip, nature of the ineralized zone, nature of the rock encased, the co struction of the wanted infrastructure was initiate , starting up on the preparation of sub-levels in the month of June of the year 2009, having heigh s from;10 meters at the low zone of the mine, to pre sent RMR of 40 – 45 in rock encased and, 8 meters at the high zone of the mine, to present RMR of 35 – 40 in rock encased.
de acuerdo a la car cterización del macizo rocoso evaluado por el área de Geomecanica.
2.- OBJETIVOS -
-
Implementary masificar el método de Explotación Bench And Fillcon altos estándares nivel mundial en seguridad y productivida (Mayor % de recuperación mineral). Utilizar todos los controles y parámetros necesarios ue ayuden a incrementar la productivida de este método de explotación.
3.- ASPECTOS ENERALES La Unidad de Producción San Cristóbal políticamente está ubicada en el distrito y provincia de Yauli, departame to de Junín.
With this method a miniing is obtained sure, productive, low-cost and rofitable, for the year 2012, in San Cristobal mine, 70 % of production comes from the long holes drills.
1.- INTRODUCCION Actualmente,los objetivos deVOLCAN COMPAÑÍA MINERA S.A.A., están ori ntados básicamente a reducir los índices de accidentabilidad con las mejores prácticas mundial s y mejorar nuestros KPI’s reflejados en finos de concentrado según los planes a corto, ediano y largo plazocomparándolos a nivel internacional;los cuales están direccionados n la importancia de la preparación de nuevos taj s diseñados,según la infraestructura futura que re uiera el método Bench And Fill. El método de minado Bench And Fill, exige una infraestructura adecuada de accesos para la perforación, limpieza de tajos, chimeneas (ore pass y wastepass). Todos ubica os estratégicamente a distancias adecuadas, ara incrementar la productividad del método, se tiene en cuenta maximizar el VAN del mineral, optimizando el consumo estratégico de los recursos. Actualmente se viene aplicando el método Bench And Fillen dos zonas de la mina San Cristóbal (Zona I y II), cada uno con us respectivos diseños
La Figura 1.- Mapa de bicación Mina San Cristóbal Mina de San Cristóbal es Accesible por la vía: a.- Lima – Oroya Principal).
Yauli – San Cristóbal (Vía
b.- Lima - Oroya - Huayhuay – Chaqui pampa – San Cristóbal (Vía Alterna).
4.- ASPECTOS GEOLOGICOS
productiva a menor implementado (Fig. 2).
costo
del
método
El distrito minero San Cristóbal , está localizado en la parte Suroeste de una amplia estructura regional de naturaleza domática que abarca íntegramente los distritos de San Cristóbal y Morococha, conocida como el complejo Domal de Yauli, en donde existen mineralizaciones poli metálicas de Cu – Pb – Zn – Ag. El sistema de vetas Virginia además de los distintos ramales, mantiene básicamente las siguientes vetas principales: •
•
•
La veta 722.- Presenta un rumbo
promedio de N 20º E es una estructura de tensión, tenemos que las principales zonas de concentración de mineral, en los volcánicos se encuentran donde el azimut promedio es 260º y 60º de buzamiento al SE, pero en las filitas entre 275º de azimut y 60º de buzamiento al SE. La veta 658.- Presenta un rumbo promedio de N 40º E es una estructura de tensión, tenemos que las principales zonas de concentración de mineral en los volcánicos se encuentran donde el azimut promedio es 265º y 58º de buzamiento, pero en las filitas entre 315º de azimut y 55º de buzamiento al SE. La veta Split 658.- Presenta un rumbo promedio de N 40º E, su azimut promedio está en un promedio de 263º y 58º de buzamiento, pero en las filitas entre 315º de azimut y 55º de buzamiento al SE.
5.- ANTECEDENTES ALA APLICACIÓN DEL METODODE BENCH AND FILL. Hasta inicios del año 2009, se tuvo como método de explotación el corte y relleno ascendente (Realce) en su mayoría,con la variante de Breasting; obteniéndose una baja productividad que se reflejaron en altos costos por el tipo de sostenimiento (Shotcrete), que requería el método convencional en cada corte y su alta frecuencia de accidentabilidad por caída de rocas en los ciclos de desate, limpieza y sostenimiento. La diferencia en el costo de operación entre el corte y relleno ascendente (Realce) y Bench And Fill es de 13.37 US$/Ton, determinando la ventaja
Figura 2.- Costo de operación corte y relleno – Tal. Largo
Figura 3.- Evolución del costo de producción a la fecha. Se observó también la alta productividad del método Bench&Fill con respecto al corte y relleno Ascendente.Las condiciones favorablescon un Tajo de banqueo mantiene un ritmo mensual de hasta 14,727 TM/mes en relaciónal Breasting y/o Realce manteniendo un ritmo mensual de 8,760 TM/mes. Esta productividad mantiene los objetivos y metas establecidos para la mina San Cristóbal (Figura 4, 5,6). C6 * +8AS%:Per1orac,on volad(ra L,mp,ea Acarreo sosten,m,ento Long. Avance 2.7 Hrs Scoop 4 Yds 2.99 m3 shotc. 5 Vol. Por Corte 47 Costo Scoop !" #42 Costo Shotc. #75$ %on. Por Corte #&& Hrs '(mper 2$ %n 5.&5 Cant. Pernos 2$ )g.*%al 4.2& Costo '(mper !" 5$7 costo Perno &&4 !*corte 432 !*corte &49 !*Corte 24#4 +elleno +es(men etodo Vol. +ellenar 44 +end,m,ento %on*-d,a Hrs Scoop 4 Yds 2.3 costo Preparac,ones !*tm 2$ Costo Scoop !" #43 Serv,c,os A(/,l,ares #$ !*Corte
#43 Costo 0n,tar,o !*%m
52
Figura 4.- Resumen Productivo OCF-Breasting.
C6 * +8ALC8 Per1orac,on volad(ra L,mp,ea Acarreo Long. Avance 9.& Hrs Scoop 4 Yds Vol. Por Corte Costo Scoop !" %on. Por Corte 3$9 Hrs '(mper 2$ %n )g.*%al $.54 Costo '(mper !" !*corte #55 !*corte +elleno +es(men etodo Vol. +ellenar 3$ +end,m,ento %on*-d,a Hrs Scoop 4 Yds #. costo Preparac,ones !*tm Costo Scoop !" 9$ Serv,c,os A(/,l,ares !*Corte
9$ Costo 0n,tar,o !*%m
• 5.2$ 322 .5$ 757 #$79
sosten,m,ento m3 shotc. #$ Costo Shotc. 3292 Cant. Pernos &2 costo Perno #975 !*Corte 52&7
En la Figura 7, se muestra el comportamiento del factor de resistencia del macizo rocoso, como respuesta a las perturbaciones producidas por las excavaciones, en la que podemos notar que la preparación de los subniveles se encuentra estable.
#3 #9 #$ 5$
Figura 5.- Resumen Productivo OCF-Realce ench And 1,ll Per1orac,on volad(ra L,mp,ea Acarreo Long. Avance 4. Hrs Scoop & Yds Vol. Por Corte #&& Costo Scoop !" %on. Por Corte 523 Hrs Vol;(ete #2 m3 )g.*%al $.2# Costo Vol;(ete !" !*corte #44 !*corte +elleno +es(men etodo Vol. +ellenar 2$& +end,m,ento %on*-d,a Hrs Scoop & Yds &.2 costo Preparac,ones !*tm Costo Scoop !" &9$ Serv,c,os A(/,l,ares !*Corte
&9$ Costo 0n,tar,o !*%m
se tiene la simulación del comportamiento de las labores abiertas, el tiempo hasta su relleno y los de esfuerzos, a medida que la mina se va preparando, en el software Phases.
sosten,m,ento &.27 &95 4#.2 ## 7&
+eal,ado en la etapa de preparac,on
#3 23 #$ 3&
Figura 6. – ResumenProductivo OCF-Bench&Fill. En la identificación del mapa de riesgosreferido al método porOCF Realcese tuvo consecuencias mortales, pero con el método OCF Bench&Fill se ha controlado y mejorado los índices de accidentabilidad, frecuencia y severidad.
5.- DISEÑO DEL EXPLOTACION
METODO
DE
5.1.- Aspecto Geo mecánico .
Para la aplicación del método de explotación es muy fundamental la caracterización geo mecánica, para lo cual se hizoel levantamiento de campo de las estructuras y el macizo rocoso: • • •
El RMR (tanto del tipo de roca presente en la caja Techo y Piso, como de la misma mineralización, para cada veta). Se determinó el tipo de sostenimiento a emplearse en los sub-niveles de preparación para taladros largos. Mediante el radio hidráulico (Laubcher), y las condiciones presentadas se determinó la altura máxima del banco a preparar, y la abertura máxima de cresta a cresta, para el relleno, dejando siempre la abertura para la siguiente cara libre.
Figura 7.- Simulación de preparación de SubNiveles Phases. En la Figura 8, notamos que el relleno detrítico si contribuye en la redistribución de los esfuerzos evitando el mayor relajamiento del terreno, he ahí la importancia del tiempo de relleno, también podemos observar en la imagen que en el segundo corte se realizó banqueos de 10 m. Generando así una excavación de 18 m.
Figura 8.- Comportamiento del macizo rocoso con el tajo rellenado (detrítico).
En la Figura 9, notamos que a medida que vamos minando los pisos superiores, la zona perturbada se va ampliando, existiendo así mayor riesgo de desprendimiento en los sub iveles superiores, para reducir dicha zona pertur ada deberá simularse con otros tipos de relleno c n mejores propiedades mecánicas y que confinen de mejor manera las cajas, o en su defecto dejar puentes de mineral, en la actualidad se viene dejando estos puentes a cada 100m. Esto puede ariar en función a la velocidad de minado, calid d de relleno y calidad de las rocas encajonantes.
5.5.- Etapa de dise o .
Se tiene un diseño de preparación y desarrollos dedicados a incrementar en lo mayor posible los ratios de productividad de cada equipo involucrado en el proceso de pr paración y explotación del tajo mismo (figura 11). L que contempla: Delimitación del ta o.- De acuerdo a las reservas
exploradas, se delimita el block mineralizado a explotar, se delimitó una longitud de 600 metros.
se co struyen rampas operativas, evitando generar spirales que operativamente para maniobras de l maquinaria pesada a transitar sean deficientes,cada rampa esta distante una de la otra a 300 met os, de sus respectivos ejes. Durante su desarrolllo se van preparando cámaras para sus respecti as chimeneas de; servicios auxiliares, ventilación, wastepass, ore pass y drenaje. Garantizando de esta manera un adecuado estándar n su ejecución. Rampas.-
Accesos.- Los accesos hacia la veta a minar,
Figura 9.- Simulación del comportamiento del macizo rocoso al final de la explotación (Altura Banco de 55 metros) 5.2.- Aspecto Estructural istema vetas Virginia.
• • •
Generalmente se presenta un buzamiento de 55° – 60° SE. Ancho de veta pro edio de 2.5 metros. A continuación se presentan los parámetros ajustados a esta condición.
contemplan como base de diseño la longitud adecuada para man enerse estable antes y durante la explotación del tajo, para este cálculo, se hizo el modelo de área de perturbación, medidos con el sismógrafo. A su v z en el diseño se contempla superposición de lo accesos a fin de evitar mayor perturbación en es a zona de la rampa y veta, además facilita la preparación de la infraestructura de las chimeneas requeridas (ventilación, servicios auxiliares, waste an ore pass, drenaje) Galería.- Es el nivel base de preparación, delimita
y contornea la veta minar, obedece a la gradiente dada en el bypass p incipal del nivel.
Sub-niveles.- La preparación de los sub-niveles
S,stema Veta V,rg,n,a
Figura 10.- Parámetros geo estructurales para el diseño.
siguen una gradie te de 5 %, teniendo como pendiente máxima la mitad del tajo entre dos rampas (150 metr os), encausando las aguas provenientes de la erforación y pequeños niveles freáticos atravesa os durante su ejecución, evitando así el uso de bombas de 30 Hp como bombeo secundario. Mantiene una sección de 3.5 x 4.0 metros, adecuada para la maniobra y operación de los Scoop de 6 Yd y el equipo de perforación SIMBA S7D, con qu se está trabajando.
5.3- Geología.Ley diluida d Mina.
RaiseBorer.- Está
RMR Promedi o Resistencia a la compresion Ma izo Rocoso Velocidad de Perforacion (Pene tración) Longitud Taladro Tiempo de Perforación/Taladro Presion de avance (Perforadora)
• • • •
Ley Cobre : 0.25 % Ley Plomo : 0.65 % Ley Zinc : 5.25 % Ley Plata : 3.30 O -Ag
30 !00 "g/cm# 0$%% m/min$ m$ & min$ %0 'ares$
destinadas a ejecutar la infraestructura concerniente a echaderos de mineral y desmonte, estos posicionados en la rampa y medio de tajo respectivamente. Como infraestructura impo tante de la mina estos equipos desarrollan el laboreo del sistema de ventilación.
Tolvas electrohidráulicas.- Estarán ubicadas en la
%,po La
RB de mineral, distanciadas a cada 300 metros, incrementando la productividad de los equipos de acarreo, ya que se pierden horas Scoop, en ciclo de acarreo y carguío hacia los volquetes destinados al transporte de mineral.
(cceso ', Pass .amaras .imeneas aleria
Ventilación.- El sistema de ventilación principal de
la mina San Cristóbal mantiene una dirección de Oeste hacia el lado Este de la mina. De tal manera que en el método diseñado los frentes ciegos de los sub-niveles serian corridos solo con longitudes de hasta 150 metros, mientras que en el desarrollo del Bypass se tendrán frentes ciegos con longitudes de hasta 300 metros, para los cuales solo se requerirá forzar la ventilación con ventiladores de 30000 CFM y mangas de 36 pulgadas de diámetro. instalaciones de servicios auxiliares principal van junto a la infraestructura preparada en las rampas de operación, derivando de aquí terminales auxiliares hacia los tajos que requieran de estos. Se tiene una casa principal que abastece aire comprimido hacia interior mina, con una capacidad de mantener 6.5 bares en interior mina, a su vez se mantiene el sistema de bombeo principal de la mina, de lo cual se clasifica un % de agua bombeada para el ciclo de perforación en toda la mina, esta calidad de agua es monitoreada ya que los equipos de peroración así lo requieren (evitar daños en las válvulas electrohidráulicas). Servicios
Raise 'orer Rampa 1u2 4ivel
%otal general
Long,t(d Costo total total m" !" )&0 %#%*+00 !00 -#+*000 *0 *#3*+3 3+ 3+*))) !00 !#-*000 #+0 #+0*000 *%% *-+%*#-% *&00 *&++*000 7=#25 7=242=7&#
Figura 12.- Costos Taladros Largos. Mientras que en el OverCut And fill, la inversión es como se muestra (Fig. 13)
Auxiliares.- Las
%,po La
Long,t(d total m"
Costo total !"
(cceso
*%#0
*+00*000
', Pass
!00
-#+*000 *#3*+3
.amaras
*0
./imeneas
3+
3+*)))
Raise 'orer
#+0
#+0*000
Rampa
*%%
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corte
3*!00
)*%00*000
otal general
.=945
#$=5.5=&32
Figura 13.- Costos OCF. Diseño Taladros Largos.
Se delimita el tajo a perforar. Se modela la topografía y veta del tajo seleccionado en el software Data Mine. Cada sección contempla una longitud e inclinación determinada, por cada taladro diseñado (Fig. 14). Se revisan las secciones diseñadas y se autoriza su marcado en campo. El diseño mantiene un ratio de 4.91 Ton/m. perforado en campo (Fig. 15).
• •
SIMBA S7D.- Equipo de perforación para talaros
•
largos, perfora taladros de 2.5” pulgadas de diámetro,
•
•
RAMPA
GALERIA PUENTE DE DE SEGURIDAD 5 m.
PISO 3
Figura 11. Diseño de minado. Se requiere una inversión total a todo costo, en desarrollos y preparaciones (fig.12)
5 5 m .
1 8 m .
1 0 m .
ACCESO RAMPA RAMPA
ACCESO
PISO 2
RAMPA
RAMPA PISO 1
AC CESO 0 6
RAMPA
GALERIA RAMPA
Figura 14.- Sección Típica de Banqueo 55 m.
nd,ce Per1orac,?n Cant. Long. %onela>e %on*m. %al.*Corte %al. *Corte 7
##
37.45
4.9#
Figura 15.- Índice de Perforación
4 m .
PISO 2
1 0 m .
1 8 m .
5.6.- Etapa de Explotación. a) Perforación.•
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•
La perforación se realiza con equipos Simba S7D, paralelo al buzamiento de la veta, de acuerdo a la malla de perforación marcada, solo se perforan taladros en negativo (-) (Fig. 16), el control va desde la medición de la presión de avance y rotación del perforador COP 1238. La malla de perforación obedece a un patrón calculado mediante la ecuación de Conminución, y medido mediante un estudio de sismógrafos. Arrojando como valor un espaciamiento óptimo de 1.50 metros y un burden de 1.50 metros, para vetas con anchos de 2 a más metros. En cuanto a vetas demasiadamente angostas como de 0.60 a 1.20 metros se tiene un espaciamiento óptimo de 1.20 metros y un burden de hasta 0.60 metros, contemplando en ambos casos el taladro de pre corte en la caja techo (Fig. 17 – 18). Una vez culminada la perforación se procede a colocar tuberías PVC, a fin de evitar obstrucción de los taladros por finos y/o fragmentos de roca remanente de la perforación. Se levantan los taladros a fin de determinar la desviación de los taladros, esto tiene los siguientes fines; para investigar las causas y posibles fallas del equipo, condición estructural, todo para mejorar este proceso. El costo por metro perforado actualmente es de 13.42 $/m. a su vez el costo por voladura es de 0.31 $/Tm (Fig. 19).
0 6
PISO 1
Figura 16. Taladros Negativos Paralelos al Buzamiento de la veta.
Figura 17. Malla Perforación-estructuras 2.5 m.
Figura 18. Malla de Perforación - estructura 0.8 m. Costo Per1. Y Volad(ra !*m. !*%n %otal Costo per1orac,?n" e/plos,vos" !" #3.42
$.32
#3.74
Figura 19. Costos de perforación y voladura
b) Carguío.- •
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En el ciclo de carguío de los taladros, se inicia con el levantamiento de condiciones de los taladros perforados, a fin de identificar taladros obstruidos y longitud real a cargar. En el nivel inferior se colocan mediante escaleras, los tacos de madera preparados. Así inicia el proceso de carguío, ya en el nivel superior se ingresa finos un promedio de 0.50 m. A continuación se ingresan el cebo, consistente de un cartucho de dinamita gelatina de 75 % con su respectivo fulminante, se usa el Excel de periodo corto como secuenciadores de la voladura. El resto de la carga se efectúa con la emulsión encartuchada. Se obtiene un factor de carga de 0.27 Kg/Tm.
Para dar productividad se tienen preparados chimeneas de acopio del material fragmentado a distancias no mayores a 150 metros, acelerando la limpieza de los tajos. Alcanzando 85 Ton/hr en scoop de 6 Yd.
Figura 22.- Rendimiento Scoop 6 Yd. d) Costos de Operación.•
Resultado de costos a la fecha: Act,v,dad P5R67R(.874 V7L(9:R( L8MP85;( 171T548M854T7 R5LL547 TR(41P7RT5 15RV8.871 '7M'57/9R54(<5 V54T8L(.874 (8R5 .7MPR8M897 TR(T(M$ (:( 1:P5RV81874 57L78( T7P7R(68(
Figura 20.- Malla de pre-corte, ancho Mayor a 1.50 m.
Figura 21.- Malla de Re-corte, ancho menor a 1.50m c) Limpieza. •
•
La limpieza del mineral roto, se efectúa mediante Scoop R-1600, de 6 Yd de capacidad, instalado control remoto, a fin de evitar que el operador se exponga al banco alterado, para esto se utilizan los refugios previamente construidos durante la preparación del tajo. Cada sub nivel cuenta con un diseño “cámara de seguridad para el operador”, ubicado cada 20 metros, y de acuerdo a las inflexiones que sigue la veta.
+8AL 4.2# 2.93 4.7 .42 #.#9 4.2$ 3.25 #.$2 $.53 $.$4 $.$$ #.33 $.&7 $.24
%otal general
32.9$
Figura 23.- costos de operación. e) Productividad.•
Los indicadores a la fecha: 1im2a 1coop Vol>uetes =om2res
000 m/mes &% Ton/=r % Ton/=r Ton/=dia
Figura 24.- indicadores de productividad
f) Secuencia de minado•
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En la figura 25, se muestra el ciclo actual del método de taladros largos con preparación de sub niveles, perforación de taladros largos, voladura de taladros largos, limpieza y relleno. Se ubican la raiseborer para desmonte al centro de ambas rampas, y raiseborer para mineral en cada rampa, junto a los de servicios.
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voladura que se emplean. Y por el mismo diseño del banqueo. Ahorro en los costos de acarreo y transporte del desmonte anteriormente evacuado hacia superficie, es de 1,350,000 $/año, debido a que el 38% del material es empleado como relleno en el método Bench&Fill.
7.- Recomendaciones Continuar la masificacióndel método utilizando los procedimientos y estándares del diseño de minado planteado. Se está evaluando diseñar la planta de relleno cementado en superficie, utilizando finos y relaves de la mina para la redistribución de esfuerzos. Continuar con la mejora continua de los controles de seguridad y KPI’s de productividad. Entrenamiento a todo nivel de la corporación.
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Figura 25.- Secuencia de minado Taladros Largos.
8.- Referencias Bibliográficas •
6.- CONCLUSIONES El método Bench&Fillmantiene un factor de seguridad (2.1) muy superior al método de corte y relleno (realce 0.95), reflejados en sus índices de accidentabilidad, frecuencia, severidad históricos y actuales. El factor de seguridad refleja el empleo de equipos con control remoto para la limpieza, evitando la exposición del personal. La aplicación de método Bench&Fill, en el sistema de vetas Virginia, es aplicable de acuerdo a las condiciones evaluadas, teniendo como limitación, alturamáximo de 8 - 10 metros y buzamiento de 58°. La productividad anual se incrementó en 700,000 Ton/año adicionales producidas en la Mina San Cristóbal. La reducción del consumo de los elementos de sostenimiento (Shotcreate, pernos), se redujo 5 $/Ton. El Trade Off del cambio de método significo un ahorro de 13.37 $/Ton. El porcentaje de dilución se redujo en un 7% debido a los controles de perforación y
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IngeoTúneles (volumen 1-6), Carlos Lopez Jimeno (1998). Explotación subterránea, UNA (1999). Hoek E., Kaiser P., Bawden W. "Support of UndergroundExcavations in Hard Rock" Tercera Ed.-AA. Belkama, 1999. Diseño de Ventilación Minera CITRON (2004).
