“CENFOMIN”
CURSO DE EXPLOTACIÓN DE MINAS – I Por: MSc. Ing° Beder Martell Martell Espinoza Generalidades.Explotación Subterránea.- Llamado también laboreo subterráneo, se refiere a la metodología metodología aplicada para el arranque y extracción extracción del mineral de valor comercial desde el interior hasta la superficie. la metodología minera como método comprende todas las operaciones necesarias para el derribo, sostenimiento, manipuleo y movimiento de minerales, escombros y rellenos, el suministro y transporte, así como la ubicación acertada del personal y maquinaria. El contenido del yacimiento es lo más importante para el técnico de explotación de minas ejemplo: si un yacimiento que contiene 10 gr. de oro es más ventajoso que otro similar con leyes menores, por lo que es necesario conocer si cubren o no los costos de producción debido al punto crítico, la misma que varía de un lugar a otro y de acuerdo a los siguientes factores: si el límite crítico de explotabilidad de una mina es de 2% de Pb y si su ley media es de 3% donde se tiene mineral insitu de 1’000,000 de toneladas, además se tiene en la la misma mina 1’000,000 de toneladas de mineral con una
ley media de 1% de Pb ¿que cantidad de toneladas beneficiadas de plomo se obtiene?: La extensión del yacimiento es sumamente importante, debido a que puede ser explotable en el caso que sea suficientemente grande y con leyes bajas y que permita su mecanización a gran escala, el trabajo es barato con pérdidas pequeñas de manera que es rentable. por otro lado puede ser rico es decir tener ley elevada pero no puede ser explotado por ser el yacimiento pequeño que no resulta rentable, sobre todo si es de difícil acceso. Los yacimientos horizontales sin encampane en la mayoría de los casos la investigación se efectúa mediante sondeos verticales y a continuación por medio de pozos verticales y con una red de galerías que se trazan con una separación determinada.
METODOS DE EXPLORACIÓN A) Método de cateos o laboreo B) Método de sondajes
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A) MÉTODO DE CATEOS O LABOREO.Se realiza a través de catas(Trincheras, pozos o calicatas) chimeneas, galerías túneles, socavones, estocadas, piques, cortadas, cruceros, se practica para reconocer el yacimiento en longitud y profundidad, así como reconocer el comportamiento del terreno, la presencia de estructuras geológicas, áreas mineralizadas, leyes, forma del depósito, para obtener las muestras necesarias para el cálculo de las leyes, pruebas metalúrgicas y tratamiento minero metalúrgico, recuperación, dimensiones para le cálculo de reservas, aplicación del ME, rentabilidad etc. Ventajas.método sirve para la fase explotación, extracción y transporte, sirve de El método acceso al depósito mineral para su minado Reduce los costos de explotación, porque ya no es necesario otras labores de desarrollo Se observa directamente el yacimiento obteniendo las dimensiones, forma, etc. maquinaria sirve para a su vez para la fase de explotación La inversión en maquinaria Desventajas. Este método es lento, laboriosos y demora bastante Es un método costoso Requiere de maquinaria y equipos mineros Se tiene un gran movimiento de materiales estériles Se requiere de bastante mano de obra B) MÉTODO DE SONDAJE (BORING).Se utiliza las máquinas (Churn Drill, Diamond Drill, Sampler) se realiza con máquinas que abren agujeros de un diámetro pequeño a bajo costo y con rapidez es decir son aperturas que se practican con la finalidad de obtener los testigos que sirven de muestras para su logueo o mapeo respectivo. Ventajas. Es un método rápido Los costos son baratos No se requiere de mucha mano de obra No se tiene movimientos de materiales Desventajas. Solo sirve para la fase de exploración y no de explotación que Los costos de explotación son altos porque necesariamente se tiene que aperturar labores de acarreo y desarrollo Se requiere de equipos de sondaje Se debe hacer necesariamente inversiones en equipos y maquinarias para la fase de desarrollo y explotación No estamos en contacto directo en profundidad con el yacimiento
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A) MÉTODO DE CATEOS O LABOREO.Se realiza a través de catas(Trincheras, pozos o calicatas) chimeneas, galerías túneles, socavones, estocadas, piques, cortadas, cruceros, se practica para reconocer el yacimiento en longitud y profundidad, así como reconocer el comportamiento del terreno, la presencia de estructuras geológicas, áreas mineralizadas, leyes, forma del depósito, para obtener las muestras necesarias para el cálculo de las leyes, pruebas metalúrgicas y tratamiento minero metalúrgico, recuperación, dimensiones para le cálculo de reservas, aplicación del ME, rentabilidad etc. Ventajas.método sirve para la fase explotación, extracción y transporte, sirve de El método acceso al depósito mineral para su minado Reduce los costos de explotación, porque ya no es necesario otras labores de desarrollo Se observa directamente el yacimiento obteniendo las dimensiones, forma, etc. maquinaria sirve para a su vez para la fase de explotación La inversión en maquinaria Desventajas. Este método es lento, laboriosos y demora bastante Es un método costoso Requiere de maquinaria y equipos mineros Se tiene un gran movimiento de materiales estériles Se requiere de bastante mano de obra B) MÉTODO DE SONDAJE (BORING).Se utiliza las máquinas (Churn Drill, Diamond Drill, Sampler) se realiza con máquinas que abren agujeros de un diámetro pequeño a bajo costo y con rapidez es decir son aperturas que se practican con la finalidad de obtener los testigos que sirven de muestras para su logueo o mapeo respectivo. Ventajas. Es un método rápido Los costos son baratos No se requiere de mucha mano de obra No se tiene movimientos de materiales Desventajas. Solo sirve para la fase de exploración y no de explotación que Los costos de explotación son altos porque necesariamente se tiene que aperturar labores de acarreo y desarrollo Se requiere de equipos de sondaje Se debe hacer necesariamente inversiones en equipos y maquinarias para la fase de desarrollo y explotación No estamos en contacto directo en profundidad con el yacimiento
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GENERALIDADES DEL METODO DE EXPLOTACION LEVEL(NIVEL) ORE (MINERAL) RAISE (CHIMENEA) STOPE(TAJEO) ECHADERO (ORE O WASTE PASS) RELLENO CHUTE (TOLVA) MAIN LEVEL (NIVEL PRINCIPAL) APERTURA.- Es el conjunto de todas las labores de investigación geológica incluido los sondajes (galerías, socavones, etc.) ACCESO.- Es el conjunto de labores que sirven para enlazar las áreas en explotación con la superficie, estas labores son de una vida relativamente larga y mediante las cuales se hace accesible el yacimiento y se suele abrir generalmente en la roca de caja del yacimiento. CATEO.- Es la acción conducente a poner en evidencia indicios de la mineralización por medio de algunas labores elementales como cata o trinchera (trench), pozos o calicatas, etc. PROSPECCIÓN.- Es la investigación conducente a determinar áreas mineralizadas de posible explotación por medio de análisis físico- químico, las que son medidas con técnicas e instrumentos de precisión EXPLORACIÓN.- La exploración minera es una actividad tendente a demostrar las dimensiones, posición, características mineralógicas, reservas y valores del yacimiento: túnel (tunnel), socavón (adit), galería (drift), crucero (crosscut), pique (shaft), chimenea (raise)etc .incluido los sondajes (boring) DESARROLLO Y PREPARACIÓN.- Es el conjunto de labores de operación que se realizan para dividir el yacimiento y prepararlo para su posible explotación: socavones, galerías, galerías, cruceros, piques, rampa (ramp), nivel o piso (level), nivel principal (main level),, subniveles (sublevel), chimeneas, etc.). LABOR GENERAL.- Es la labor minera que presta servicios auxiliares tales como ventilación, agua y desagüe, izaje o extracción. ECHADERO DE MINERAL (ORE PASS).- Es una abertura vertical o inclinada a través del cual se traslada el mineral, se realizan generalmente sobre roca, estos echaderos conectan varios niveles y son generalmente circulares. ECHADERO DE DESMONTE (WASTE PASS).- Son labores verticales o inclinadas que se practican sobre roca y sirven para dar pase exclusivo al relleno o material estéril para ser usado en interior mina.
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TAJEO (STOPE).- Es el block mineralizado, limitado por sus extremos por chimeneas y galerías para su explotación, en ella se realizan las operaciones unitarias de perforación, voladura, limpieza, relleno y sostenimiento si lo requiere, a fin de extraer el mineral económico cubicado. TOLVA (CHUTE).- Es un dispositivo de carga que utiliza el flujo de gravedad para poder mover el mineral del tajeo al nivel mas bajo de extracción. PUNTO DE CARGA (DRAW POINT).- Es el lugar donde el mineral puede ser cargado y removido: un punto de carga está localizado debajo del área del tajeo y se utiliza el flujo de gravedad para transferir el mineral al lugar de carga. MINERAL (ORE).- Es aquel depósito de mineral que puede ser trabajado para un beneficio bajo las condiciones económicas. ESTRIBO.- Es la porción de mineral que se deja en el piso del nivel superior o en el techo del nivel inferior, con la finalidad de mantener la galería de dicho nivel en condiciones seguras y para mantener el desarrollo de la misma. PUENTE.- Es una porción de mineral que se deja al pie del tajeo como seguridad y sostenimiento natural, sus dimensiones están en función de las longitudes de los blocks, competencia del macizo rocoso y el método de explotación a usar. PILAR (PILLAR).- Son porciones de mineral que se deja al costado de los blocks con la finalidad de mantener la zona explotada sin derrumbes es decir es una forma de sostenimiento natural utilizando el mismo mineral que se explota en el tajeo. FACTORES DE LOS MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN Para cada método de explotación a usar se analiza los factores o parámetros de influencia sobre la tecnología de explotación como: 1) Condiciones naturales geológicas y geomecánicas del yacimiento, es decir su característica física, mecánica y estructural del yacimiento. 2) Estructura de la mina (producción, organización, labores de acceso y desarrollo número de tajeos, transporte), planeamiento de minado. 3) Las operaciones unitarias en tajeos: perforación voladura, acarreo, sostenimiento y relleno 4) Los parámetros o características para los métodos de explotación como son las dimensiones de bloques, recuperación de reservas y productividad. 5) Los costos operativos y comparativos de explotación (tajeos y labores de preparación, limitaciones ambientales y condiciones sociales. 1) CONDICIONES NATURALES DEL YACIMIENTO.Las condiciones naturales de un determinado yacimiento tienen importancia: Para optar por la selección del método de explotación Para el diseño de la estructura de las labores mineras de acceso desarrollo y preparación. En la selección del equipo y maquinaria a usar Para darle el sostenimiento adecuado Para dosificar la producción de la planta de beneficio en base de las reservas.
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Dentro de las condiciones naturales tenemos:
1.1.- GEOLOGÍA DEL YACIMIENTO.Estudia el tipo del yacimiento la mineralización y el tipo de rocas encajonantes, según el tipo de yacimiento puede ser: filón o veta, cuerpos, mantos, lentes, diseminados, etc. Según su origen de mineralización pueden ser: magmáticos, metazomáticos, hidrotermales, supergénicos, etc. Por lo tanto las características geológicas del mineral y roca permiten la correcta evaluación de los recursos minerales, potencia, ley, reservas, tipo de mineral, dilución, tipo de roca, zonas de alteración, tipo de estructuras, etc. todo ello se plasma sobre planos y secciones a escalas adecuadas con la finalidad de visualizar e interpretar mejor el yacimiento. 1.2- LABORES DE EXPLORACIÓN GEOLÓGICA.La exploración constituye los trabajos más importantes porque nos informan sobre la forma, dimensiones, continuidad, mineralización, rocas portadoras del mineral y encajonantes del yacimiento. El grado de conocimiento del yacimiento depende de la tecnología que se emplea en la exploración. una exploración solamente con sondajes dispone de menor información que un yacimiento explorado con labores mineras para el cálculo de sus leyes y reservas. La ubicación del yacimiento en zonas aisladas o que se encuentren debajo de zonas habitadas, obras civiles, ríos o lagunas, etc. la explotación de un yacimiento subterráneo debe evitar toda deformación de la superficie. cuando los yacimientos se ubiquen en alturas éstos tienen que ver con su acceso, a su vez que influye en el rendimiento humano y de los equipos por lo que se hace difícil su explotación y por ende se elevan sus costos de operación. ALCANCES DE LA EXPLORACION Y DESARROLLO 1.- ASPECTO GEOLOGICO: Geología histórica Geología estructural Estratigrafía Petrología Geología del yacimiento: - Tipo de yacimiento - Forma del yacimiento - Alteraciones - Estructuras mineralizadas 2.- ASPECTOS MINERALOGICOS: Tipo de minerales Secuencia paragenética Zoneamiento Génesis del yacimiento: - Fisiográfico - Estratigráfico Controles de mineralización: 5
- Litológico - Mineralógico - Estructural 3.- EVALUACION Y CÁLCULO DE RESERVAS:
A) CRITERIOS DE CUBICACIÓN Ley promedio Potencia promedio Dimensionamiento de los blocks Factores de corrección Factor de tonelaje Factor de leyes B) CÁLCULO DEL VOLUMEN Y TONELAJE Peso específico Fórmulas geométricas fórmulas geoestadísticas C) RESERVAS MINERALES POR SU CERTEZA - Mineral probado - Mineral probable - Mineral posible POR SU ACCESIBILIDAD: - Accesible - Eventualmente accesible - Inaccesible POR SU VALOR: - Comercial - Marginal - Sub marginal 1.3.- MUESTREO Y RESERVAS MINERALES.MUESTREO.Consiste en tomar una porción de un material determinado sea roca o mineral y que éste represente las características físicas y químicas en los diferentes puntos de un yacimiento. En todo proyecto minero, desde su fase de exploración hasta su explotación, una vez aceptada la viabilidad económica del proyecto, se llevan a cabo una serie de estudios cuya calidad y posterior adecuación a la realidad, esta en función de los datos obtenidos en este caso por el muestreo . Durante la propia fase de explotación, el muestreo se realiza para establecer los controles de leyes, cuyos objetivos pueden ser muy variados: comparación con los modelos de estimación previos, agotamiento de zonas, presencia de área de baja ley, etc. también se suele llevar a cabo, en zonas limítrofes a yacimiento delimitado, con el objetivo de ampliar las reservas existentes, lo que produce un
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aumento de la vida de la explotación minera y, con ello, una mejor amortización de las inversiones. CUALIDADES DEL MUESTREO.- debe ser: 1. Exactamente ubicada 2. Exactamente medida 3. Debe ser representativo 4. Debe de ser perfectamente identificada y libre de contaminación(sin impurezas) 5. Debe ser proporcional(debe tener relación o proporción con el todo)
FINES DEL MUESTREO.1) Sirve para conocer el mineral que se está explorando, desarrollando, además para incrementar las reservas de acuerdo a las leyes mínimas minables. 2) Conocer el mineral que se está explotando para determinar su valor y control del mismo 3) Sirve para la valuación de la propiedad minera 4) Sirve para controlar los procesos metalúrgicos. CASOS PARA EL CALCULO DE VALORES MEDIOS POR MÉTODOS CONVENCIONALES: PRIMER CASO.- cuando la potencia entre muestras es constante ejm.: MUESTRA(#) POT (m) LEY Ag (Oz/TC) 1
0.5
8.0
2
0.5
4.0
3
0.5
5.0
∑ 1.5
∑ 17.0
LM = 17/3 = 5.6 Oz/TC PM= 1.5/3 = 0.5 m. SEGUNDO CASO.- cuando la potencia es variable y la distancia entre muestras es constante
MUESTRA(#) POT (m) LEY Ag(Oz/TC) PRODUCTO 1
1.50
2.50
3.75
2
2.20
3.20
7.04
3
1.80
2.20
3.96
4
3.10
2.80
8.68
∑ 8.60
LM = 23.43/8.60 = 2.72 Oz/TC
∑ 23.43
PM= 8.60/4= 2.15 m . 7
TERCER CASO.- cuando se tiene vetas angostas y con un ancho de minado determinado y la potencia de la veta es variable (menor del ancho de minado) MUESTRA (#)
M (m) POT (m) LEY Ag(Oz/TC PRODUCTO
1
1.10
0.90
2.5
2.25
2
1.55
1.55
3.2
4.96
3
1.83
1.83
3.5
6.41
4
1.10
0.72
2.7
1.94
∑ 5.58 ∑ 5.00
∑
15.56
LM = 15.56/5.58= 2.78 Oz/T PM = 5.00/4 = 1.25 m. PMm=5.58/4=1.39 m. CUARTO CASO.-cuando la distancia entre muestras es equidistante
MUESTRA POTENCIA LEY # (m) Ag Oz/TC
PRODUCTO
0.40
7.6
3.04
0.95
6.2
5.89
0.70
8.4
5.88
0.60
5.6
3.36
0.93
6.5
6.05
0.65
7.2
4.68
0.30
8.0
2.40
1.20
7.5
9.00
0.70
6.3
4.41
1
2
3
LM1= 14.81/2.05= 7.22 Oz/T
PM1 = 2.05/3 = 0.68 m
LM2= 14.09/2.18= 6.46
PM2 = 2.18/3 = 0.73
LM3= 15.81/2.20= 7.19
PM3 = 2.2/3 = 0.73
LMT =
PMT =
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QUINTO CASO.-cuando la distancia entre muestras no es equidistante ----5 --------I----- 6---------I--------5------I--------- 5------I--------3------I--------6----------I ----------6-----------5-------------4----------------3----------------2-------------1------------1M 8M 4M 6M 4M 2M 5M Se busca primero las áreas de influencia luego se hace el cuadro
MUESTRA POT DIST.ENTREMUES LEY INTERVALO AREA PRODUCTO # (m) INFLUENCIA (%) 1
1.8
2
1.2
3
1.5
4
1.4
5
1.7
6
1.3
LM =428.8/45.6 = 9.4%
5.0 2.0 4.0 6.0 4.0 8.0
9.0
6.0
10.8
97.2
3.0
3.6
43.2
5.0
7.5
52.5
5.0
7.0
42.0
6.0
10.2
122.4
5.0
6.5
71.5
∑30.0
∑45.6
12.0 7.0 6.0 12.0 11.0 ∑
428.8
PM = 45.6/30 = 1.52 m.
DILUCION.A) GRADO DE DILUCIÓN: EN % = AM-AV AV B) TONELAJE RESULTANTE TR = TC+TC() TR = TC(1 + ) TR = TC (1+ AM-AV) AV DONDE AM/AV = FACTOR DE TONELAJE TR = TC(AM/AV)
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C) LEY DILUIDA CF = LV + TC CF = LD TR TR = TC (AM/AV) como el contenido fino de la estructura no varía tenemos: LV TC = LD TR LD = LVTC/TR = LVTC . = AV . LV TC(AM/AV) AM
LD = LV AV AM
DONDE AV/AM = FACTOR DE DILUCIÓN
PARA EL CASO DE ESTRUCTURAS TABULARES (VETAS, MANTOS LENTES)
A cada muestra se le aplicara un ancho de dilución que variara de acuerdo al ancho de la muestra, al ancho mínimo de explotación, a la naturaleza de las cajas (o caballos intermedios) y al sistema de explotación, Según los siguientes casos.
AME AM mayor que a a =AME d/2
d/2 (a-d)
a-d =AM a mayor que AM
mayor(a-d) AM menor (a-d) a = ancho mínimo de explotación d = ancho de dilución AM = ancho de la muestra En el caso de ser el ancho mineralizado y muestreado, menor que el ancho mínimo de explotación, el ancho de la muestra se diluirá al mínimo de explotación(AME) o al ancho que deberá esperarse durante la explotación. En los casos que el ancho de muestra sea igual o mayor que el ancho mínimo de explotación, la muestra se diluirá con el ancho de las cajas o caballos que se puedan desprender al derribar el ancho muestreado. 10
EJEMPLO: Se tiene AD = D = Ancho de dilución AME = A = Ancho mínimo de explotación AM = Ancho de la muestra AE = Ancho de explotación =?
= 0.30 M. = 1.2 M. = DATO
AM > A AM = A A>AM>(A-D) AM <(A-D) ------------------------------------------------------------------------------ AME 1.2 1.20 1.2 1.20 1.2 1.2 1.20 1.2 AM 1.3 1.21 1.2 1.19 1.1 0.9 0.89 0.8 0.1 0.01 0.0 0.01 0.1 0.3 0.31 0.4 AE 1.6 1.51 1.5 1.49 1.4 1.2 1.20 1.20
PROBLEMA.En un block mineralizado se tiene un ancho de dilución de 0.2m. calcular la ley media diluida y la ley media no diluida AV (m)
LEY
AM (m)
0.20 0.50 0.60 1.80
8.0 4.0 5.0 4.2
0.4 0.7 0.8 2.0
∑3.1
∑3.9
AVP=0.775 4.567
AMP=0.975
AVP =0.775m
LEY DILUIDA 4.0 2.86 3.75 3.78 3.63
AMP = 0.975m.
LEY DILUIDA PARA CADA MUESTRA LD = AV X LEY / ∑AM
LM NO DILUIDA TOTAL = 4.567 LM DILUIDA TOTAL = 3.63 RESERVAS MINERALES.La reserva mineral no es una cantidad permanente y constante en el tiempo, sino variable y dependiente de las condiciones internas de la empresa que determinan la estrategia de operación, y también de las condiciones externas a la empresa (precio de los metales, política cambiaria, política tributaria, marco jurídico, etc.) 11
IMPORTANCIA DE LAS RESERVAS MINERALES
justifica una operación minera
determina el tamaño de la operación minera, conjuntamente con otras limitaciones
determina la vida útil del yacimiento
sirve para calcular los ingresos futuros de la empresa
el valor de las reservas, sirve de base para valorizar el yacimiento
pueden utilizarse como garantía para solicitar prestamos bancarios
es la base para realizar el estudio de factibilidad de los proyectos mineros
Las reservas influyen indirectamente en el calculo de la rentabilidad de los proyectos. el conocimiento de las reservas de mineral y su contenido de elementos útiles permiten determinar el valor de un yacimiento, que de acuerdo a la tecnología se debe aplicar un adecuado método de explotación para obtener una buena recuperación de las reservas y una adecuada dilución para su explotación racional. para ello es necesario recordar: existen diversos criterios para cubicar reservas:
CLASIFICACION SEGÚN LEITH (CERTEZA).RESERVAS PROBADAS.- se considera reservas probadas aquellas que son conocidos por los cuatro costados, formando bloques de dimensiones variables de acuerdo a las características geológicas y mineralógica del yacimiento es decir que no existe riesgo de discontinuidad entre las caras muestreadas, el coeficiente de certeza es de 1.0. RESERVAS PROBABLES.- Son aquellas conocidas por sus 2 o 3 costados, cuyas dimensiones son variables, es decir que tiene suficiente evidencia geológicas para suponer la continuidad del mineral, el coeficiente de certeza es de 0.75. RESERVAS POSIBLES.- Es aquel mineral que es conocido por un solo lado o costado cuyas dimensiones es objeto de una proyección de características geológicas, el coeficiente de certeza es de 0.5.estos minerales no constituyen reservas.
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MINERAL PROBABLE
MINERAL PROBADO
PROBABLE
MINERAL POSIBLE FACTORES DE CORRECCION.Vienen a ser los castigos que se realizan: a) Corrección al tonelaje, llamado también castigo del tonelaje, y se aplica en la cubicación debido a los puentes, pilares y estribos, caballos. así como las perdidas en la extracción del mineral que no debe ser menor del 10%. b) Factor de corrección a la ley por error de muestreo y ensaye, se castiga cada block y que resulta de la comparación de las leyes de cabeza con el de la planta con las leyes de cubicación de los bloques así se tiene entre 5-15% para el Pb, Zn y para la Ag y el Au entre el 10 al 20% o:
En estructuras tabulares la separación en tramos del mineral económico marginal y submarginal así como las características mineralógicas (cocientes metálicos, curvas isovalóricas) controles estructurales (fallas, contactos, zonas de brechas, diques y pliegues) y controles litológicos, así como un estudio detallado de geomecánica deben de ser contemplados para dimensionar los bloques de mineral. caso de una cara muestreada.En el caso de que se tenga una sola ara muestreada, se considera bloques de mineral probado a ambos lados de dicha cara
PB P P PB
13
32
1 2 3
Pot(m)Valor($/gr) 1.8 35 2.2 24 2.3 28
4 5
1.7 1.5
Muestra Pot 1 1.8 2 2.2 3 2.3
33 30
6 7
1.4 1.5
38 30
8
1.6
25
Valor 35 24 28
Producto 63 52.8 64.4
4 5
1.7 1.5
33 30
56.1 45
6
1.4
38
53.2
7 8
1.5 1.6 ∑ 14
30 25 ∑ 240
45 40 ∑419.5
Lm = $/gr 29.96 Pm = 1.75 m. 2 Area = 204.8 m Volumen = 204.8 m 2 x 1.75m = 358.4 m 3 Valor del mineral =
PROBLEMA.- En una mina subterránea se desea cubicar tres bloques de mineral como se muestra en el gráfico hallar: a) El tonelaje total del mineral insitu b) El tonelaje extraído para un ancho de explotación de 1.20m y con una corrección al tonelaje de 15% Block Probable Block Probado Block Probado 150m. Rpta: a) 44 550TM.
b) 37 867TM
PROBLEMA.- En una mina subterránea en operación se tiene los siguientes datos: La producción por guardia es de 200TM en 2 guardias Las reserva son: a) Mineral probado 250 000TM b) Mineral Probable 200 000 TM c) Mineral Posible 180 000 TM Se pide calcular la vida de la mina en años, meses, días. Rpta: 3.75 años
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PROBLEMA.La cubicación de los diferentes bloques de mineral de una mina subterránea arrojan los siguientes valores BLOCK TM POTENCIA (m) %Cu %Pb 400,000 1.2 6 3 A 300,000 1.5 4 1 B 450,000 0.9 5 5 C 200,000 2.0 4 4 D Se estima que el ancho mínimo de trabajo para el arranque del mineral sea de 1.5m. El corte total de operación de 1 TC en el punto correspondiente a la ley de Cut-off es de 20$ además de los valores unitarios del mineral insitu es: 1%de Cu = $5y1% de Pb = $1. Teóricamente se ha estimado una recuperación de 100% en el tratamiento, calcular: a) Las reservas minerales totales b) Manera como aparecerá en un cuadro el nuevo inventario c) Valores medios Solución Hacemos un análisis de los bloques para comparar la ley equivalente BLOCK A fd = 1.2/1.5 = 0.8 Ld = 6 x 0.8 = 4.8%Cu 3 x 0.8 = 2.4 %Pb X Cu = $24.0 X Pb = $ 2.4 $ 26.4 BLOCK B 4%Cu 1 %Pb Cu = $20 Pb = $ 1 $21 BLOCK C 3%Cu 3 %Pb Cu = $15 Pb = $ 3 $18 BLOCK D 5.2%Cu 5.2 %Pb Cu = $26 Pb = $ 5.2 $31.2 15
Inventario BLOCK A B D
POT x LEY POT x LEY Cu Pb 1.2 x 6 = 7.2 1.2 x 3 = 3.6 1.5 x 4 = 6 1.5 x 1 = 1.5 2 x 4 = 8 2 x 4 = 8.0 ∑= 21.2 ∑= 13.1
TM x LEY Cu
TM x LEY Pb
TM x POT
2’400,000 1’200,000
1’200,000
800,000
300,000 800,000
480,000 450,000 400,000
4’400,000
2’300,000
1’330,000
a) Las reservas Minerales Totales = 900,000 TM
BLOCK A B D
TM 400,000 300,000 200,000 ∑ 900,000
POTENCIA (m) 1.2 1.5 2.0 4.7
b) LM = 21.2/4.7 = 4.51 %Cu LM General = 4.88%Cu = 2.56 %Pb PM General = 1.48m.
13.1/4.7 = 2.34 %Pb.
1.4.- GEOMETRÍA DE LAS ESTRUCTURAS MINERALIZADAS.Es muy importante conocer la geometría o la forma de las estructuras o cuerpos mineralizados, con la finalidad de conocer algunos factores importantes que nos permitan la selección de un método de explotación adecuado a la estructura del yacimiento., Los elementos geométricos más importantes son: La potencia promedio de la estructura mineralizada La extensión horizontal o dirección del cuerpo La profundidad Buzamiento La potencia promedio tiene influencia sobre: - El ancho mínimo de operación o ancho de minado en el caso de potencias delgadas con la finalidad de usar equipos de mayor producción y eficiente productividad. - La calidad del mineral roto por disparo - La dilución del mineral extraído. - La dilución obliga a transportar, moler y separar roca estéril lo que trae como consecuencia el incremento del costo de operación. Por lo que es necesario aplicar una moderna tecnología de concentración de minerales los cuales contribuyen a bajar los costos operativos, incrementando la recuperación metálica. - El efecto de la potencia de un yacimiento está compensado muchas veces por la alta ley del mineral. En éste caso la factibilidad del método de
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explotación no está dado por la productividad sino por el contenido de metales y por la recuperación de las reservas existentes. - Generalmente la potencia de los yacimientos en el Perú varían entre 0.5m hasta de 100m.En la selección del método de explotación la potencia es un factor muy importante. Así como su extensión como factor que influye en el dimensionamiento de los bloques de explotación Ejemplo la mina de Casapalca que tiene una extensión aproximada de 5,000m. - El buzamiento es una de las características más significativas de un yacimiento debido de que se aprovecha de la gravedad para el arranque y transporte del mineral así mismo la facilidad de restablecer el equilibrio del macizo abierto después del arranque del mineral, de acuerdo al buzamiento se tiene: Yac. De baja inclinación entre 20 a 25° Yac. De mediana inclinación entre 25 a 50° Yac. De alta inclinación mayor de 50° La mayoría de las minas en el Perú en operación su buzamiento es mayor de 50°, ejemplo yacimientos de baja inclinación se explota por Cámaras y pilares, yacimientos de mediana a alta inclinación por subniveles y las vetas inclinadas con roca de caja competente por Almacenamiento provisional
La distribución de las leyes de un yacimiento se define como uniformes, diseminadas y erráticas. Así tenemos las siguientes formas geométricas del yacimiento: 1) Forma: Equidimensional, Masivo o cuerpo(cuando sus dimensiones son iguales) Tabular o filón (2 de las dimensiones son mucho mayor que la tercera) Irregular (cuando las dimensiones son variadas) 2) Potencia: Estrecha menor de 10m Intermedia entre 10 a 30m Potente entre 30 a 100m. Muy potente mayor de 100m. 3) Inclinación Echado menor a 20° Intermedia entre 20 a 55° Inclinada mayor de 55° 4) Profundidad desde la superficie Pequeña menor a 150m. Intermedia entre 150 a 600m,. Alta mayor a 600m. 1.5.- Características Geomecánicas del Yacimiento.El comportamiento geomecánico de los diferentes materiales depende básicamente de la resistencia de la roca, grado de facturación y la densidad de la roca(característica físicas), estos factores son muy importantes en el arranque y para dimensionar las labores, así como su tiempo de permanencia 17
de las áreas abiertas. Por lo tanto la importancia de la geomecánica de los macizos rocosos tiene influencia sobre: El método de explotación más adecuado El dimensionamiento de Pilares y puentes La mecanización de las operaciones unitarias El uso del sostenimiento adecuado La estructura o diseño de la mina y el dimensionamiento de las labores de desarrollo preparación y de los tajeos El establecimiento del equilibrio del macizo rocoso después de la explotación. Conociendo las características geomecánicas del Yacimiento se evita: Crear zonas de accidentes incluso fatales Incrementar los costos para sostenimiento Perturbar y modificar la secuencia del minado.
1.6.- Hidrogeología del Yacimiento.Generalmente las minas en operación no cuentan con un estudio de hidrogeología a excepción de Cobriza. La situación de la existencia de aguas desde las superficiales (ríos, lagunas) podría influir sobre la estabilidad del mineral y de las rocas encajonantes a fin de prevenir con medidas adecuadas la dimensión de la resistencia del relleno y pilares. Por lo tanto las condiciones naturales del mineral y roca encajonante influyen en la selección del método de explotación
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2.- ESTRUCTURA DE LA MINA.2.1.- PRODUCCIÓN.El Perú es un país con bastantes reservas de diversos minerales. la legislación peruana contempla específicamente 3 clases de minería Pequeña minería hasta 350 Tn/día Mediana minería de 350-5,000 Tn/día Gran minería más de 5,000 Tn/día. En la actualidad en el país se operan las minas generalmente en guardias de trabajo de 8 hrs de 2 a 3 guardias, cuya capacidad de producción debe ser teóricamente:
C=
R.K T. 100 -D
DONDE: C = Capacidad anual de producción (tm/año) R = Reservas probadas-probables (tm) K =Coeficiente de recuperación de reservas por la explotación minera (menor de 1) T = duración de la explotación (años) D = dilución expresada en (%) esta fórmula no se cumple en la práctica por los motivos siguientes: La explotación de las zonas mineralizadas comienza sin que el yacimiento haya sido delimitado. Las labores de exploración, desarrollo, preparación y tajeos conducen al descubrimiento de nuevas reservas. por eso es que para asegurar la continuidad de la producción, las reservas explotables deben ser: Reservas totales determinadas por labores de exploración para 5 a 10 años Reservas accesibles por labores de desarrollo para 2 a 4 años Reservas preparadas para explotación aproximadamente para 1 año esto quiere decir que las reservas explotables deben ser de 6 a 10 veces mayor que la producción anual, las reservas detectadas por las labores de desarrollo deben ser de 2 a 3 veces mayor y las reservas preparadas para la explotación por lo menos 1 vez mayor.
2.2.- ORGANIZACIÓN DEL TRABAJO.En la organización del trabajo de explotación hay que tener en cuenta los siguientes ciclos o periodos de trabajo: Número de días/año Número de guardias/día número de horas/guardia.
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2.3.- ACCESO Y LABORES DE DESARROLLO.En las minas subterráneas existen diversos tipos de labores de acceso a los yacimientos siendo los más utilizados los siguientes: Socavones el 40% Rampas el 40% Piques el 20% Las dimensiones de las labores de acceso son generalmente mayores que las labores de desarrollo o preparación porque en ellas se distribuyen las redes principales de servicios como: aire comprimido, agua, fluido eléctrico y relleno para la mina. El mayor porcentaje de las minas poseen rampas en material estéril, éstas sirven de acceso y desarrollo. por el alto costo en mantenimiento no se recomienda construir labores de acceso y desarrollo en zonas mineralizadas. en las minas donde existen piques se ven limitadas en su capacidad operativa por tener que izar el mineral, así como en la introducción del relleno, así como en la inyección de aire fresco y servicios de la mina. La tendencia general de reemplazar los piques por rampas en espiral es con la finalidad de facilitar el acceso de la maquinaria pesada como son equipos LHD (Load = carga, Haul = transporte, Dump = descarga), scooptrams, etc. hasta los tajeos. Generalmente las minas se dividen horizontalmente mediante niveles y verticalmente por medio de chimeneas delimitando de ésta manera los blocks de explotación o tajeos, la mayoría de las minas se encuentran separadas cada 40m. y en otras entre los 30 a 90m. dependiendo de su buzamiento el tipo de rocas y la mineralización los ME por almacenamiento provisional y por subniveles son los que tienen los niveles más separados diferente al ME de cámaras y pilares que tienen los niveles menos separados (30a40m).
2.4.- NÚMERO DE TAJEOS, NÚMERO DE LABORES DE DESARROLLO Y LABORES PREPARATORIOS.Entre el número de tajeos, número de labores de desarrollo y número de labores de preparación, normalmente debe existir una relación de 5,2y1. esta relación asegura la uniformidad y continuidad de la extracción del mineral explotado. En la mayoría de las minas la producción proviene de los tajeos y entre el 5 al 20% restante proviene de las labores preparatorias y de desarrollo. Se determina en la practica que el mineral que procede de las labores de preparación y desarrollo el costo unitario es de 2 a 5 veces más alto que el mineral extraído de los tajeos y esto se debe a lo siguientes razones: Tener el frente de trabajo solamente con una sola cara libre Su prolongada duración, lo hace que requiera sostenimiento y debidamente equipados con servicios mineros.
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En cambio los tajeos se caracterizan por:
Tener frentes de trabajo en dos caras libres Estar delimitado por bloques de explotación Voladura de mayor envergadura Tener los frentes de corta duración El abandono o relleno de los vacíos abiertos después de realizar el arranque según el me.
TERMINOLOGIA DE UN TALADRO A DISPARAR B
T L
H C PC J P
DONDE: B = ESPESOR O BURDEN T = COLLAR L = ALTURA DE BANCO PC = ALTURA DE LA CARGA J = SUB PERFORACIÓN C = CARGA PRINCIPAL P = INICIADOR H = PROFUNDIDAD DEL TALADRO
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B) ESPESOR O BURDEN.- Viene a ser la distancia de la carga a la cara libre más cercana se aplica la fórmula de ASH B = KB x DC/12 DONDE: = Espesor en pies B = Diámetro de carga en pulgadas DC = Estándar de espesor para varias rocas y explosivos KB
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DISPARO TAJO ABIERTO
Explosivos densos 1.6 (slurries) Rocas de baja densidad Explosivos densos 1.6 rocas de Densidad promedio de 2.7 Explosivos de densidad 1.2 en rocas De densidad promedio de 2.7 Explosivos de baja densidad 0.8 En roca densa 3.2
DISPARO SUBTERRANEO
40
20
35
17
30
15
20
10
S) Espaciamiento.- Es la distancia entre taladros situados en la misma fila S = Ks x B
Donde: Ks = Retardos en tiempos grandes = 1.0 Retardos en tiempos cortos = 1.2 – 1.8 J) Sub Perforación.- Es la parte perforada por debajo del nivel del banco J = Kj x B
Donde: Kj = 0.3
T) Collar o Cuello.- Es la parte superior del taladro que no se carga con explosivos T = Kt x B
Donde: Kt > 1
H) PROFUNDIDAD DEL TALADRO.- debe de ser de 1.5 – 4 veces el espesor y se usa KH = 2.6 H=L+J DONDE: H = 1.5B H = 4B ET) CANTIDAD DE EXPLOSIVOS POR TALADRO.PC = (L +J) – T
DONDE:
DONDE : ET = PC x DC
ET = cantidad de explosivos por taladro DC = densidad de carguío lb/pie DC = 0.34 x DE2 x SG PC = long. de carga del taladro DE = diámetro del explosivo en pulg. SG = gravedad específica del explosivos
DE OTRA FORMA CUANDO YA SE CONOCE EL FACTOR DE POTENCIA: VT = B x S x L WT = VT x DR ET = WT x PF
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B = Espesor S = Espaciamiento L = Altura del banco VT = Volumen del material por taladro DR = Densidad de la roca WT = Toneladas de material por taladro PF = Factor de potencia PF) FACTOR DE POTENCIA.- sirve para evaluar el disparo, relaciona la producción del material disparado con la cantidad de explosivos DONDE:
PF = (DC)(PC)N AL(DR)
V= AXL en pies3 W == Ax L (DR) en TN E = (DR)(PC)N en TN CALCULO DE TALADROS N = P/E +KxS
A = Área del disparo V = Volumen del disparo W = Tn. de material producido E = Cantidad de explosivo usado
DONDE: N = N° de taladros VOLUMEN A ROMPER P = Perímetro de la sección V = Sx L x EF K = Coeficiente de dureza de la roca = 2 CANTIDAD DE CARGA E = Distancia entre taladros C = V x FC S = Superficie del frente EF = Eficiencia de la voladura L = longitud de la perforación FC = factor de carga 2.5 kg/m 3 # DE CARTUCHOS POR FRENTE .- # = C/ 0.0788 (peso de un cartucho) NUMERO DE PERFORADORAS N= E x F PxK CAPACIDAD DE PRODUCCIÓN DEL JUMBO C = 60 x F x N x E FxB +K+F N° = C/F S P DONDE: N = Número de perforadoras del Jumbo E = Eficiencia del operador F = Profundidad del taladro en pies P = Velocidad de penetración de las perforadoras en pies/hr K = Retraso de colocación y enroscado al cuello del barreno en minutos C = Capacidad de la operación del Jumbo en pies/hr B = Tiempo de cambio de broca (entre 1.5 min a 3 min) S = Longitud del taladro por cambio de broca en pies N° = # de taladros por hora
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PROBLEMA En una galería de una sección de 7x7 pies con una longitud de barreno de 6 pies y de una distancia entre taladro de 0.4m. la eficiencia de la perforación es de 80% calcular el Tn de material a romper y cual debe ser la carga y el # de cartuchos que va tener el atacado de cada taladro si el Pe del material es de 2.7 Tn/m 3. Solución: V= S x L x Ef V = 7 x 7 x 6 x 0.8 = 2.1 x 2.1 x1.8 x0.8 = 6.35 m 3 N = P/E + KS = 8.4/0.4m + 2 x 4.41= 30 taladros TN = 6.35 m3 x 2.7 tn/m3 0 17.15 TN C = V X FC = 6.35 x 2.5 = 15.88 # cartuchos = 15.88/0.0788 = 202 cartuchos cantidad de cartuchos por taladro = 202/30 = 6.7 = 7 cartuchos PROBLEMA.Un jumbo neumático trabaja en las siguientes condiciones: profundidad del taladro = 6 pies, eficiencia del operador = 70%,velocidad de penetración = 2 pies/min., colocación y enroscado del cuello del barreno = 1.6 min. longitud del taladro por cambio de broca = 200 pies. Calcular el número de perforadoras y el número total de taladros por hora. Solución A) calculamos el numero de perforadoras N= 0.7 x 6 pies = 1.31 = 1 MAQUINA N= E x F 2 pies/min x 1.6 min PxK CALCULAMOS LA CAPACIDAD DE PRODUCCIÓN DEL JUMBO
C = 60 x F x N x E = 60 min/hr x 6 pies x 1 maquina x 0.7 = 53.73 pies/hr 6 pie x 3 min + 1.6 min + 6 pies F xB + K+ F 200 pies 2 pies/min S P B) número total de taladros por hora N° = 53.73/6 = 8.96 = 9 TALADROS N° = C/F PRODUCCIÓN MINERA.Teniendo en cuenta que el tajeo es el elemento base de la producción de una mina se puede formular las siguientes relaciones matemáticas entre la producción de las labores preparatorias y los tajeos: 1) PD = NT X PT + NP X PP en TM/día 2) PT = PD X 100 - PLP 100 3) PP = PD X PLP 100 DONDE: 25
PD = Producción por día Nt = # de tajeos Pt = Producción promedio por tajeo/día Np = # de labores preparatorias Pp = Producción por labor preparatoria por día PLP = % de producción de labores preparatorias La producción de las labores de desarrollo no han sido consideradas porque no son significativas y generalmente se ejecutan en roca estéril.
FACTORES PRINCIPALES PARA ELEGIR UN TRAZO.1. Orden de salida de los taladros 2. El número de taladros que forman la sección 3. El grado de fragmentación El grado de fragmentación nos da las pautas para saber si hay exceso en el número de taladros de acuerdo al tamaño de los fragmentos arrancados.
PSI
60 70 80 90 100
2¨ 50 56 63 70 77
DIÁMETRO DEL CILINDRO (PISTON) Pulg. VOLUMEN EN PIES3/MIN. 2 /4¨ 2 /2¨ 2 /4¨ 3¨ 3 /8¨ 3 /16 3 /4¨ 3 /2¨ 60 68 82 90 95 97 100 108 68 77 93 102 108 110 113 124 76 86 104 114 120 123 127 131 84 95 115 126 133 136 141 152 92 104 126 138 146 149 154 166
3 /8¨ 113 129 143 159 174
4 /4¨ 130 147 164 182 199
5¨ 150 170 190 210 240
EJEMPLO.calcular el consumo de aire cuyo diámetro del pistón es de 2 pulg. para una presión de 100 lbs/pulg2 de trabajo, sabiendo que el consumo a 60 lbs/pulg 2 es de 50 pies3/min. SOLUCIÓN. P1= 100lbs/pulg2 P2= 60 lbs/pulg2 V1= 50 pies3/min.
+ 14.7 + 14.7
P1V1 = P2V2
V2 = P1V1 = 114.7 X 50 = 77 pies3/min. P2 74.7
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5 /2¨ 164 181 207 230 252
TABLA 2.1 FACTORES DE SIMULTANEIDAD PARA CONSUMO NÚMERO EQUIVA FACTOR DE NUMERO EQUIVA FACTOR DE MÁQUINAS LENTE CORRECCIÓN MÁQUINAS LENTE CORRECCIÓN 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18
1.0 1.8 2.7 3..4 4.1 4.8 5.4 6.0 6.5 7.1 8.1 9.5
1.0 0.9 0.9 0,85 0.82 0.80 0.77 0.75 0.73 0.71 0.69 0.67 0.65 0.64 0.63 0.62 0.61 0.60
19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30 31 32 34 40 50 75
11.7 11.7
15.8
21.4 25.5
0.59 0.58 0.58 0.57 0.57 0.56 0.56 0.55 0.55 0.54 0.54 0.53 0.53 0.53 0.52 0.52 0.51 0.47
EFECTOS DE INCREMENTO DE ALTURA SOBRE EL COMPRESOR.La eficiencia volumétrica expresado en términos de aire libre es la misma a cualquier altura, porque el pistón se desplaza en el mismo espacio. pero si expresamos en términos de aire comprimido, ésta decrece con el aumento de la altitud, porque la densidad del aire disminuye. PIES /ALTITUD
P. ATM. ( LBS/PULG 2)
0 500 1 000 1 500 2 000 2 500 3 000 3 500 4 000 4 500 5 000 6 000 7 000 8 000 9 000 10 000 11 000 12 000 13 000 14 000 15 000
14.7 14.44 14.18 13.92 13.67 13.43 13.19 12.95 12.72 12.49 12.27 11.83 11.41 11.00 10.62 10.24 9.87 9.52 9.19 8.86 8.54
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3.- PROBLEMA En una mina se a diseñado una compresora de 2000 pies 3/minuto para desarrollo, explotación y extracción del mineral, la mina se encuentra ubicada a una altura de 3 000 m.s.n.m. determinar el numero de maquinas perforadoras Jack Leg que se pueda operar sabiendo que el consumo de c/maq al nivel del mar es de 100CFM. SOLUCION H = 9 000 pies P2 = 10.62 PSI F= 1.33 Consumo de la Jack Leg al nivel del mar = 100CFM El consumo real de cada maquina a esa altura es de 100 x 1.33 = 133 CFM Si una maquina consume 133 CFM X .......................... 2 000 CFM X = 2 000/133 = 15 maquinas El factor de simultaneidad es de 15 maq. X 0.63 = 9.47 = 10 maquinas 4.- PROBLEMA Calcular la capacidad de la compresora que se debe establecer en la mina turmalina ubicada a 1,524.39 m.s.n.m. la misma que está equipada con 8 perforadoras de diámetro de 4 pulg. con una presión de 80 lbs/pulg 2, siendo el consumo de aire de c/u de ellas de 116 CFM a nivel del mar. SOLUCION CAP. = 1 017.90 CFM = 1100 CFM. por seguridad se redondea
PROBLEMA.Una perforadora de 3” de va a trabajar en la mina Carolina a una altura de
14 000 pies la maquina opera con 80 lbs/pulg2 de presión. Cuanto aire va a necesitar para hacer que trabaje esta maquina en forma eficiente?
PROBLEMA.Se tiene trabajando 6 maquinas a 80 lbs de presión, tiene de 3 1/8”. Cuanto aire necesitara al nivel del mar?
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PROBLEMA.se planea la producción para un centro minero de 1 000TC de mineral/dia que estará distribuida de las siguientes formas: 70% en tajeos, el 20% en galerías y chimeneas y el 10% en piques. las perforadoras que se van a usar son las Stopper son las BBD46GSE que trabajan 4.5 hrs netas, los taladros tienen 4.5 pies 3 de mineral /pie perforados, se estima una profundidad de 7 pies de prof/tal y la velocidad es de 7pulg/minuto. las perforadoras Jack Leg son las BBC17W que trabaja normalmente 3 hrs. efectivas siendo los taladros de 7 pies de profundidad con una velocidad de perforación de 7.5 pulg/min. las perforadoras para los piques son las Jack Hammer RH658-SL. el trabajo lo realiza en 2 hrs y con una velocidad de 6 pul/min. determinar la capacidad real del compresor sabiendo que una TC es igual a 10 pies 3 de mineral arrancado, considerar asimismo el 25 % como margen de seguridad para realizar el tipo de compresor a usar, sabiendo que el caudal de las Stopper es de 158CFM/máq, de las Jack Leg de 127CFM/máq. de las Jack Hammer es de 119CFM/máq. para una presión de trabajo de 80PSI. SOLUCIÓN: El caudal será de = 2448.75 CFM = 2500 CFM
2.5.- TRANSPORTE.Para el transporte del mineral en los niveles de extracción final hasta la superficie se utiliza el tipo adecuado de maquinaria seleccionado en base a los estudios de tiempo, a la capacidad de producción de la mina y al aprovechamiento de la gravedad, generalmente se utiliza el transporte dentro de los niveles por medio de locomotoras en un 68% de las minas en operación, volquetes de bajo perfil 28% y por fajas transportadoras en un 4%.
2.6.- EXTRACCIÓN DEL MINERAL LA SUPERFICIE.La mayoría de las minas subterráneas en producción utilizan en un 67% rampas para extraer el mineral, el 20% por socavones y el 13% por piques. estos accesos se utilizan también para introducir los rellenos. 2.7.- SEGURIDAD Y VENTILACIÓN SUBTERRÁNEA.Casi todas las minas ventilan sus labores mediante el uso de ventilación eléctrica. la ventilación se adecua generalmente al me siendo los accesos las fuentes de inyección de aire fresco. En las minas donde se operan con equipos diesel se nota que existe deficiencia en la distribución de aire fresco. en muchos casos mecanizar una mina se han efectuado sin correlacionar la ventilación adecuada por lo que disminuye en la productividad.
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Por lo tanto el problema de la seguridad ya no es solo una exigencia de los trabajadores sino también de las empresas quienes toman conciencia de que es imposible alcanzar una buena eficiencia y productividad sin la adecuada seguridad en la operación de minas dando origen al concepto de prevención de riesgos y evitar accidentes, para ello es necesario desarrollar nuevas técnicas de seguridad para su control. debido a la introducción de nuevos explosivos, el uso de máquinas cada vez más grandes y poderosas, para la explotación masiva que asegura mayor rendimiento y eficiencia, agravando los problemas de ruidos, sostenimiento, ventilación y transporte. Las condiciones de trabajo deben ser aceptables en función al tiempo por lo que es necesario conocer los siguientes conceptos: Es necesario prevenir los riesgos personales Prevenir las enfermedades ocupacionales La explotación debe ser racional evitando su colapso por falta de previsión Obtener eficiencia y rentabilidad en la operación minera Prevenir los daños al medio ambiente
Sostenimiento.- Son aquellos órganos aislados o estructuras de cualquier naturaleza que sirven para controlar la caída de rocas y el derrumbe o colapso de las labores, para ello es necesario tener en consideración la protección del personal, equipos y maquinarias. En el diseño de minas para la ejecución de las diversas labores mineras tales como desarrollos preparación y explotación en lo posible se debe de buscar el terreno y el método adecuado para que el sostenimiento sea natural evitando en lo posible el uso de sostenimiento artificial con costos y riesgos adicionales.
DESARROLLOS.Vías de acceso y servicios.- las vías de acceso por constituirse en labores de uso permanente ya sea para tránsito de personal, ingreso de maquinarias y extracción de mineral - desmonte y servicios en general, con el apoyo del estudio geomecánico es preferible diseñar las vías de acceso y servicios fuera de las estructuras sobre terreno competente aún cuando su costo inicial sea mayor y con el tiempo esto permitirá un menor costo y evitará accidentes.
PREPARACIÓN.En las labores de preparación tales como cruceros, subniveles, chimeneas y otros las que normalmente tendrán uso solo mientras se agote la explotación del block o tajeo. solamente se debe proyectar el sostenimiento tan solo para dar seguridad momentánea, las chimeneas destinadas a echaderos principales de desmonte o mineral deben ser proyectadas y ejecutadas fuera de la estructura mineralizada y de ser posible dentro de terreno compatible en todo caso estas deben contar con parrillas, señalizaciones y chutes, en lo posible con control mecánico, neumático o eléctrico. 30
EXPLOTACIÓN.Si bien es cierto que la elección del método de explotación se realiza fundamentalmente en consideración a las características minero geológico del yacimiento, también es cierto que las condiciones de seguridad que deberá tener la explotación durante todas sus etapas es de vital importancia tanto para la seguridad del personal como para posibilitar la explotación racional evitando constantes interrupciones o colapso total del tajeo así como de la dilución que pueda ser antieconómico la explotación.
DISEÑO DEL METODO DE EXPLOTACIÓN En el diseño del me deberá tomarse en cuenta los aspectos siguientes: O Sostenimiento O Ventilación O Velocidad de explotación O Grado de mecanización O Vías de acceso, evaluación y servicios auxiliares O Niveles de ruidos O Iluminación O Control de agentes físicos y químicos O Dilución. Sostenimiento.SOSTENIMIENTO DE CHIMENEAS CON CRIBENES
CRIBEN CERRADO
CRIBEN ABIERTO
A C
A
B
C B
A = B C= A+B L= 0
L = LUZ A=B=L C =A + B + L
Ventilación.La ventilación se define como el suministro de aire por medios naturales o mecánicos (forzada) y es considerada como un factor de vital importancia en el diseño de una mina subterránea: el objetivo principal de la ventilación es el suministro y distribución técnica de las corrientes de aire puro aprovechando su movimiento natural o forzándolo por medios mecánicos para los siguientes fines: 31
Suministrar a todos los trabajadores aire limpio y fresco en cantidades suficientes para su respiración Entregar los volúmenes de aire no contaminado necesario para el trabajo de maquinaria en minas mecanizadas, para su mantenimiento y normal funcionamiento. Reducción por dilución o evitar por flujos continuos de aire limpio las concentraciones de los contaminantes a niveles tolerables Regular las condiciones termo ambiéntales a niveles aceptables.
La cantidad mínima de aire por hombre es de 106 pies cúbicos por minuto (1m3/min = 0.5885 pies 3/seg = 35.3m ..... 35.3 x 3m 3/min = 106 pies 3/min) es decir 3m3/min, con un incremento porcentual sobre los 1500 m.s.n.m. y si es que se emplea en la explotación equipos diesel la cantidad de aire que se suministra no debe ser menor de 3 m3 por cada HP de potencia. Por otro lado en minas donde no se usa anfo la velocidad del aire debe de ser de 15 m/min como mínimo y cuando se usa anfo de 20m/min, en ambos casos la velocidad no debe ser mayor de 250 m/min. las condiciones de volumen y velocidad antes expresado son aplicadas cuando entre los turnos de trabajo existe un intervalo de 4 horas. por planeamiento de minado los turnos de trabajo tienen menos intervalos por lo que los volúmenes de aire se incrementan en un porcentaje de 80 a 200%.
Problema Práctico.Solo a modo de ilustración se efectúa el cálculo del volumen de aire necesario para un frontón de una sección de 2.1m x 2.4m donde trabajan normalmente 6 personas en una mina a más de 4,000 m.s.n.m., se necesitará:
Q = NG(1+%) DONDE: Q = Volumen de aire requerido en pies3/min. N = # de personas en el lugar de trabajo G = Cantidad de aire para una sola persona % = porcentaje para corregir la altura. REEMPLAZANDO VALORES Q = 6 X106 (1+1) = 1272 pies 3/min. Q = AV DONDE: A = Área transversal de la galería en pies 2 V = Velocidad de la corriente de aire en pies/minuto DESPEJANDO “V” TENEM OS:
V = Q/A 32
V = 1272/52 = 24.46 pies/min. La velocidad de flujo entre 20 a 30 pies/min remueve polvos y gases sobre 30 pies/min rompen nubes compactas y ocasionan una rápida dilución de los contaminantes. las minas con un alto % de gases requieren una velocidad de aire por encima de los 100 pies/min. Teniendo en cuenta que la circulación del aire se debe a la diferencia de presiones producidos por fuerzas naturales o mecánicas algunas minas solo requieren de ventilación natural mientras que otras es indispensable la ventilación mecánica. La ventilación del aire por ventilación natural se debe a la diferencia de peso entre el aire que entra y el aire que sale lo que a su vez se debe a la diferencia de temperatura es decir a menor t° el peso del aire es mayor y viceversa. para calcular la presión de la velocidad del aire.
HV = V2/2G = W X V2 5.2 2(32.2)x(60)2
.
= W(V/1098)2
Donde Hv = Presión velocidad en Pulg H 20 V = Velocidad de la corriente en Pies/min W = Densidad del aire (lb/pies 3).
Ejemplo: Calcular la Presión de la velocidad del aire donde su densidad es de 0.04 lb/pie 3, la velocidad del flujo es de 2000 pies/min. Solución Hv = 0.04(2000/1098)2 = 0.13 pulg. De H 20 Agentes Naturales.en el diseño de una mina deberá tomarse en cuenta la presencia de agentes físicos o naturales y los producidos por la maquinaria tales como la temperatura, humedad, iluminación y ruido los cuales cuando salen de los niveles normales constituyen un factor perturbante y peligroso para la salud de los trabajadores. Los polvos que se producen durante la operación minera se clasifican: A) Polvos que producen fibrosis pulmonar como son la sílice y el asbesto B) Polvos que producen pequeña o ninguna fibrosis pulmonar como el carbón o hierro. C) Polvos tóxicos o sea aquellos que tienen efectos sistémicos sobre el organismo, como los de Pb y Mn. D) Polvos irritantes tales como los de la cal E) Polvos carcinógenos como lo que producen los minerales radioactivos La principal enfermedad ocupacional que afecta a los mineros es la silicosis producido por la sílice libre(cuarzo) y depende de: 33
Concentración en el ambiente (# de partículas por pie3 de aire) Tamaño de las partículas(desde fracción de micras a menos de 150 micras, las peligrosas son menores de 10 micras) Composición mineralógica. Las fuentes de polvo son: perforación, voladura, remoción de materiales: carga y descarga de mineral y desmonte, transporte, enmaderado y movimiento de máquinas. Los medios para reducir la cantidad de polvo que genera la operación son: Empleo de agua en la perforación Ventilación suficiente y adecuada Aplicación de agua por aspersión, etc. Agentes Físicos.Las normas sobre este aspecto establecen los niveles mínimos aceptables de concentrado de oxígeno, anhídrido carbónico, monóxido de carbono, hidrógeno sulfurado, gases nitrosos, etc.
ACTIVIDAD MINERA.Por lo tanto la actividad racional de una mina, desde el punto de vista técnico económico se desarrolla en 3 zonas distintas que son: - Zonas en desarrollo, en las cuales se realizan labores mineras que van a definir la estructura de la mina como son: rampas piques, galerías de nivel, echaderos y chimeneas principales - Zonas de preparación, que definen la geometría de los tajeos y aseguran las condiciones necesarias para su explotación como son ventilación con dos vías independientes de salida, evacuación de mineral, ingreso de personal, equipos de relleno, etc. - Zonas de explotación (tajeos) de los cuales se arranca el mineral aprovechando la facilidad dada por las 2 caras libres luego se realiza la carga y traslado del mineral hasta el primer echadero y posteriormente restablecer el equilibrio del macizo rocoso. la relación secuencial racional entre zonas exige: - La ejecución de las labores de desarrollo 2 a 3 años antes de la explotación - La ejecución anticipada de las labores preparatorias 6 meses a 1 año antes de la explotación. Por lo tanto es necesario que se cumpla la relación racional entre la producción de la mina y las reservas y por otro lado la relación secuencial entre las labores de desarrollo, labores de preparación y tajeos se respete entonces la mina tendrá un carácter dinámico, permitiendo dos zonas: 1) Zona activa.- (exploración, desarrollo y preparación y otra parte en explotación en tajeos. 2) zona explotada.- la cual debe ser aislada de la estructura de la mina debido a que no hay necesidad de acceder a ella el restablecimiento del equilibrio del macizo rocoso se produce sin efecto importante sobre la zona activa. 34
Una estructura racional de la mina permite mantener un mínimo de labores de desarrollo y preparación asimismo permite concentrar la producción con la consiguiente reducción del personal auxiliar y los costos de mantenimiento.
PROBLEMA.Se desea transportar mineral de la tolva interior de la mina la mina San Nicolás hasta la planta concentradora. En base a los datos siguientes encontrar el número de volquetes necesarios: Mineral a extraer por guardia: 900TM Tiempo efectivo de trabajo: 5 hrs Ciclo del volquete: 30 min. Capacidad del volquete: 38TM. Solución.1.- Tonelaje horario = 180 TM/hora
2.- TM x Volquete/hr = 47.5 TM/hr 3.- N° de volquetes en Operación = 4 Volquetes
PROBLEMA.Con los datos siguientes encontrar el rendimiento horario del Scooptram marca Wargner modelo ST-2B, así como el material a limpiar es seco de tamaño grande, la capacidad del cucharón es de 1.53 m 3, su factor de llenado es de 65%, su rendimiento por hora es de 50 minutos, siendo su ciclo: Tiempo de carga : 20 segundos Tiempo de maniobra : 60 “ : 10 “ Tiempo de descarga Tiempo de retorno : 40 “ Solución.1.- Tiempo del ciclo: TOTAL :130 seg = 2.17 min. 2.- Producción/hr Scooptram = 22.91 m3/hr
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3.- OPERACIONES UNITARIAS En éste punto se analizan los siguientes aspectos: - Los equipos y parámetros utilizados en las labores de desarrollo y preparación - Las operaciones unitarias en los tajeos - Sostenimiento y relleno en los tajeos El grado de mecanización influyen en la productividad y en los costos del mineral minado. A fin de obtener mayor eficiencia el equipo usado debe ser el más ade cuado al me a las características geomecánicas del mineral a la capacidad de la producción a la ubicación sobre el nivel del mar.
3.1.- EQUIPOS Y PARÁMETROS PARA LAS LABORES DE DESARROLLO Y PREPARACIÓN.Teniendo en cuenta el estado tecnológico de los métodos de explotación generalmente todas las minas tienden a la mecanización utilizándose para la perforación el siguiente equipo: Jack Leg 38% 19% Cavo Drill Jumbos 35% Simba 8% La utilización de las Jack Leg es generalmente para labores de preparación, ya que éstos equipos son adecuados a la sección de la labor minera. Para la voladura se usa: Cargado manual 67% Cargado mecanizado 33% (cargador neumático ANFO) Para la limpieza se utiliza: Winches o Scraper 12.5% Pala Neumática 16.7% 70.8% Scooptrams La limpieza generalmente son mecanizados en función de la sección y tipo de labor se utiliza: 2 Para secciones hasta 8 m Winches Scraper en las labores de preparación y palas neumáticas en las labores de desarrollo Para labores con sección mayor de 8 m2 se ha generalizado la utilización de Scooptrams. Para la apertura de chimeneas y echaderos se realiza con Raise Bore de 1.2 a 2.3 m. de diámetro. 3.2.- Operaciones Unitarias en los Tajeos.En la actualidad la tecnología de la explotación en las minas subterráneas se realiza por: a) Perforación y voladura b) Corte directo c) Procedimientos especiales como son: Lixiviación, gasificación, etc.
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Hasta ahora en la minería en los yacimientos metálicos la tecnología usada es por el método de perforación y voladura. 3.2.1.- Desquinche.En la práctica minera el desquinche se realiza por un grupo de 2 mineros bien instruidos o por el grupo de perforistas. La operación de desquinche de 15 minutos hasta 30 minutos se realiza después de cada disparo. Antes del ingreso del personal a los tajeos. Y después de la ventilación. La seguridad de las caídas de las rocas depende de la eficiencia del desquinche. 3.2.2.- Perforación y Consumo de Taladros por TM/Mineral La perforación es una de las operaciones unitarias más importantes y que influye directamente en la eficiencia del M.E. La eficiencia se encuentra representada por los siguientes factores: Velocidad de penetración en m/min. Que depende de la competencia de la roca perforada y del rendimiento equipo usado, cuyo costo está dado en $/m, $/Tm. El consumo de taladros para obtener una TM de mineral expresado en m/TM y que varía con el ME.
COSTOS DE EXPLOTACIÓN DE UN TAJEO (ME. CORTE Y RELLENO ASCENDENTE MECANIZADO) CARACTERÍSTICAS. La perforación se efectuará con un Wagon Drill de dos máquinas perforadoras, operan con un barreno de 3m de largo y 7/8”de diámetro.
La perforación es de 60 taladros por guardia, cada uno 2.4m ( 7.87’), éste
trabajo se realiza en 4 hrs. El tajeo es de 17.70pies x 13.80 pies El acarreo del mineral dentro del tajeo se hace con scooptram Se empleará relleno hidráulico Las tolvas para mineral se construirán con anillos metálicos de 1.2 m de altura y una longitud total de tolvas (de piso a piso)de 60m. Pesos específicos: - mineral in-situ : 2.2 - mineral arrancado : 1.7 Consumo de aceite de cada perforadora de 0.25 gal-guardia a US $ 8.00/gal.
Solucion.Volumen = 5.4m (largo) x 4.2 (ancho) x 2.4 m( espesor) = 54.43 m 3 x 2.2 TM/m3 =120TM. luego: - Producción/guardia = 120 TM/guardia - Producción/día = 240 TM/día
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1.- Costo por Mano de Obra de Producción Personal US$/tarea c/u Incid. % US $/tarea-total Perforista Wagon Drill (1) 14.00 100.00 14.00 Operador del scooptram (1) 14.00 100.00 14.00 Ayudante oper. scoop. (1) 9.00 100.00 9.00 Supervisor(Tec. de minas) (1) 20.00 6.25 1.25 Por Tarea : 38.25 B.S.83% : 31.75 Por 120 TM: 70.00 1 TM : 0.58 1 m3 : 1.00
2.- Costo por Implementos de Seguridad y Herramientas Personal perforista w.d. operador scooptram ayudante oper. scoop. supervisor
US $/tarea c/u Incid. % US$/tarea – total (1) 1.81 100.00 1.81 (1) 1.37 100.00 1.37 (1) 1.61 100.00 1.61 (1) 0.91 6.25 0.06 Por 120 TM : 4.85 1 TM : 0.04 1 m3 : 0.07
3.-Costo de Perforación.3.1.- Cálculo de Costo y Conservación del Equipo Se obtendrá determinando el valor actual de la inversión en este equipo: a) Precio total del W.D. = US $ 50,400.00 Valor de Rescate30% = 15,120.00 Vida útil =12,000 hrs =1,500 días, n= 5 años, tasa de rendimiento : 10 % b) Gastos de reparación y mantenimiento: r = 50,400 x (frc) = 50,400 x 0.26380 = 13,300.00 c) De acuerdo al valor de rescate, se sabe que al final del 5to año será de 15,120.00, luego su valor actual en el periodo cero será: d) VA = 15,120 x( FSA) 15,120 x 0.62092 = 9,400.00 por lo tanto el V.A de la inversión es: d) V.A =50,400+13,300 x(FAS) –9,400.........50,400+13,300x3.79089,4 0 0 = 91,418 ó también se calcula así : 50,400+50,400 – 9,400 = 91400 e)La vida útil es de 1500 días, por tanto 1,500 x 240 TM/día = 360,000 TM
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Costo/TM = us $ 91,418/ 360,000 tm tm = us $ 0.25/tm 3 Costo/m3 = us $ 0.43/m
Depreciación del W.D La dirección de contribuciones ordena que estos bienes se deprecien en 5 años: Precio total del equipo : US $ 50,400 Valor de rescate : US $ 15,120 Saldo a dep. en 5 años : US $ 35,280 Depreciación por año : US $ 7,056 Se sabe que : Producción/año Depreciación/TM Depreciación/TM
= 72,000 TM = US $ 0.10/TM = US $ 0.17/m3
3.2.- Costo por empleo de Barrenos Para una perforadora del W.D : - Precio total de un barreno de 3m y 7/8¨de diámetro : US $ 400.00 Vida útil : 1,000 pies pies - Costo del mantenimiento 20 % : US $ 80.00 Costo por 1,000 pies : US $ 480.00 Costo por 1 pie : US $ 0.48 Luego la tanda de la perforación cuesta: 472.2 pies x US $ 0.48/pie = US $ 226.66 Para 1 TM = US $ 1.90 Para 1 m3 = US $ 3.23 ( incluye afilado de barreno) como se necesitan 02 barrenos se tiene = US $ 3.80/TM = US $ 6.46 /m 3
3.3.- Costo por Mangueras y Conexiones Para una Jackleg se tiene un costo/TM. = US $ 0.04/TM, y para un wagon drill se estima conservadoramente: Costo/TM = US $ 0.20/tm Costo/m3 = US $ 0.34/m3 3.4.- Costo de Operaciones del Wagon Drill - Por lubricantes: Se gasta gasta ¼ de galón por cada perforadora por guardia. entonces por guardia consume el W.D: 2 x( 0.25gal) x ( us $ 8.00/gal ) = us $ 4.00 - Por llantas: se requieren 4 llantas con la de repuesto, cada una tiene una vida útil de 8 meses (200 días ó 400 tareas) luego el costo por tarea es: Costo/tarea = (US $50/llanta) x (4 llantas)/ (400 tareas)
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Costo/tarea = US $ 0.50/tarea. Luego el costo de operación del WD por tarea es: US $ 4.50/tarea se gasta por 1 TM : US $ 0.04 por 1 m3 se gasta : US $ 0.07
3.5.-Costo de Materiales para Voladura - Dinamita: Para arrancar 1 TM de mineral se necesita 0.34 kg de dinamita de 65%, la caja de 22.4 kg cuesta US $ 90.00. para una producción por tarea se empleará: 120 TM x 0.34kg/TM = 40.8 kg de dinamita representa un gasto de : 40.8 kg x US $ 90.00 /22.4kg = US $ 163.93 para 1 TM se gasta : US $ 1.37 (a) para 1 m3 se gasta : US $ 3.73 además cada taladro se carga con: - 10 pies de guía a US $ 0.06/pie : US $ 0.60 - un fulminante y conector c/u respectiv. US $ 0.109, US $ 0.06 : 0.16 - Para el encendido se requiere un cordón de 20´de largo a US $ 0.02/pie : 0.40 Por la tanda de perforación se gasta : US $ 46.00 Por 1 TM se gasta : US $ 0.38 (b) Por 1 m3 de mineral : US $ 0.65 En resumen se tiene: (a) + (b) se tiene: Costo por /TM = US $ 1.75/TM Costo/m3 = US $ 3.00 Costo del Transporte del Mineral Dentro del Tajeo.El acarreo del mineral dentro de los tajeos se hace con un Scooptram de las siguientes características: - Capacidad máxima : 1.36 TM - Peso : 5,779 kg. - Ancho : 48¨ - Largo : 218¨ - Altura : 61¨ 40
- Motor eléctrico
: Voltaje : 230/460 ----- HP = 40 = 29.41 Kw-h.
Estándares: - Ciclo completo : 2.5 minutos - Factor de carguío : 0.38 - Disponib. mecánica : 81% - Eficienc. de operac .:75% - Velocidad : 67 m/minuto - Precio total : US $ 162,000 - Vida útil : 14,000 hrs = 934 días = mas o menos 3 años - Valor de rescate 30% del precio total = 30% x 162,000 = US $ 48,600.00 Calculos: Capacidad real del Scooptram : (1.36 tm) x 0.81 x 0.83 x 0.75 = 0.68/TM El ciclo completo dura 2.5 minutos, en este tiempo transporta 0.68 TM. luego la capacidad por hora es: Capacida/hora = (60 minutos/2.5 minutos/ciclo) x (0.68tm/ciclo) = 16 TM/hora entonces durante la vida útil se puede acarrear: (16tm/hora) x (14,000 horas) = 224,000 TM. Costo de uso y Conservación del Scooptram El Scooptram debe transportar a las tolvas del tajeo toda la producción del día, si se considera que: - El valor actual del equipo es : US $ 162,000 (a) - Suma de todos los valores actuales gastos de reparac. y manten. preventivo: US $ 162,000 (b) - Valor actual de rescate de las tablas financieras financieras n = 3 años años y tasa r: 10% el factor (fsa) = 0.75131, luego: VA de rescate = (US $ 48,600) x 0.75131 = US $ 36,514.00 (c) acarreo total durante toda la vida útil = 224,000 TM (d) Luego el valor actual de la inversión en maquinaria es teniendo en cuenta (a), (b) y (c). VA = US $ 162,000 + US $ 162,000 – US $ 36,514 = 287, 486 (e) Entonces el costo por uso y conservación teniendo en cuenta (d) y (e) es:
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Costo/tm = (US $ 287, 486)/(224,000 TM) = US $ 1.28 Costo/m3 = US $ 2.18/m 3
Depreciación Siguiendo lo ordenado por contribuciones se tiene: - Valor total del equipo : US $ 162,000 - Valor de rescate : US $ 48,600 saldo a depreciarse en 5 años : US $ 113,400 Depreciación/año : US $ 22,680/año Producción/año : US $ 72,000/año Depreciación/tm = (depreciación/año)/(producción/año) Depreciación/TM = 22,680/año/72,000/año = US $ 0.32/TM Depreciación/m3 = US $ 0.54/m 3
Costo por Consumo de Energia del Soop por Guardia El Scooptram trabaja por guardia 7.5 horas
Calculos: - Peso del Scoop vacío : 5.78TM - Peso del mineral transp.por ciclo : 0.68TM - Peso total del scoop con mineral : 6.46 TM - Velocidad del scooptram : 67m/minuto - Espacio total recorrido por ciclo : 67 x 2.5 minutos =167.5 m. - El espacio medio del trabajo : 167.5/2 = 83.75m. Entonces el trabajo w por ciclo es: W = peso total x espacio medio= 6.46 TM x 83.75 = 541.025 kilográmetros. El trabajo total se realiza en 7.5 hrs (450 minutos) es decir: (450 minutos)/(2.5 minutos/ciclo) = 180 ciclos, luego el trabajo total es: W= (541,025 kgm/ciclo) x (180 ciclos) = 97´384,500 kgxm. Se sabe que 1 kw-h = 367,000 kgm a us $ 0.17/kw-h Entonces el trabajo efectuado en k-w es: 42
W = (97´384,500 kgm)/(367,000 kgm/kw-h) = 265.35 kw-h, y cuestan: (256.35 kw-h) x (US $ 0.17/kw-h) = US $ 45.11 En consecuencia: Producción por guardia se gasta en energía : US $ 45.11 por 1 TM se gasta en energía : US $ 0.38 por 1m3 de mineral : US $ 0.84 Costo de Operación del Scooptram
A) Lubricantes.- 0.5 gal/guardia a US $ 8.00/gal. costo/guardia = (0.5 gal/guardia) x (US $ 8.00/gal) = US $ 4.00/guardia B) Llantas.- el juego esta compuesto por 5 llantas de 9.50 x 20, a US $ 3,200 c/u Costo de 5 llantas x 3200 : US $ 16,000 Reparaciones menores (10%) : US $ 1,600 Total a gastarse durante la vida útil : US $ 17,600 La vida útil es de 1,000 hrs, luego: Costo/hora = (US $ 17,600)/(1,000 hrs) = US $ 17.60/hr. La producción por hora promedio: Producción/hora = (120TM)/(8 hrs) = 15 TM/hora, luego: Costo/TM = 1.17/TM Costo/m3 = US $ 2.00/m 3 Costo de uso y Conservación en Trenes Mayores Para Transporte en Interior Mina La empresa emplea trenes mayores para transportar el mineral desde las tolvas del tajeo hasta la tolva de gruesos de la planta concentradora, y ha fijado el siguiente costo: Costo/TM Costo/m3 Vida útil Valor de rescate
: US $ 1.00/tm : US $ 1.70/m3 : 10 años : US $ 0.00
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Depreciación de los Trenes Mayores El equipo tiene un valor actual de US $ 150,000, según contribuciones se debe depreciar de la siguiente manera: Valor total del equipo : US $ 150,000 Valor de rescate : US $ 0.00 Saldo a depreciarse en 5 años : US $ 150,000 Depreciación/año : US $ 30,000 Producción/año : US $ 72,000tm Depreciación/TM = depreciación/año / producción/año Depreciación/TM = 30,000 /72,000 =US $ 0.42/TM Depreciación/m3 = US $ 0.71/m3
Costo por Uso de la Tolva Metálica de Anillos La tolva tendrá una longitud total de 60m. cuando se encuentra terminado de explotar el tajeo y quedará conformada por 50 anillos. Cada anillo se arma completamente en una tarea (un maestro y un ayudante). valor total del anillo más accesorios, uso de herramientas y parrillas : US $ 370.00/anillo Vida útil : 12,000 TM, no necesita reparaciones Un tajeo se puede explotar en un plazo máximo de 6 meses, después de este tiempo la tolva no se usará para depositar mineral, aunque servirá para ventilación, etc. consideramos que en 6 meses se debe pagar esta tolva, y teniendo en cuenta: Inversión inicial total : (US $ 370/anillo) x (50 anillos) = us $ 18,500 Tasa de rendimiento : 10 % Tasa mensual : (10%)/(12 meses) = 0.84% mensual r = 18500 x (crf) = 18,500 x 0.1717 = us $ 3,176.45/mes Producción mensual = 6000 TM/mes Luego el costo por uso de propiedad de la tolva es: Costo/TM = (amortiz/mes)/(producción/mes) Costo/TM = (US $ 3,176.45/mes)/(6,000tm/mes) = US $ 0.53/TM Costo/m3 = US $ 0.90/m3 44
Costo por Mano de Obra por Armar un Anillo Para armar un anillo y su parrilla de seguridad es necesario un trabajo de una tarea de un maestro y un ayudante. después de 6 meses el tajeo se agota y la tolva queda terminada con sus 50 anillos, luego el promedio de anillos por día es: (50 anillos/6 meses)/(25 dias/mes) = (1/3) anillos/día Si para armar un anillo se emplea una tarea y por día representa (1/3) de anillo en promedio, entonces por día se tiene un gasto de (1/3) de la tarea de un maestro más su ayudante. por tanto se tiene lo siguiente: Mano de obra: Personal 1 maestro 1 ayudante
US $/tarea c/u US $ total 12.00 9.00
12.00 9.00
21.00 B.S. 83% : 17.43 por tarea : 38.43 Implementos de seguridad y herramientas
Personal 1 maestro 1 ayudante
US $/tarea c/u US $ total 1.61 1.46
1.61 1.46
por tarea :
3.07
por tarea se gasta en : - Mano de obra : US $ 38.43 - Implementos segurid.herramie. : 3.07 Total por tarea : US $ 41.50 Valor de 1/3 de esta tarea : US $ 13.83 en consecuencia se tiene: para 120 TM : US $ 13.83 para 1 TM : 0.12 Costo/TM : 0.12 Costo/m3 : US $ 0.20/m3 Costo de Relleno Hidraulico sus componentes son: - costo por mano de obra 45
-
costo por materiales costo por maquinaria y equipo
Costo por Mano de Obra.Conforme al diagrama expuesto se considera para esta actividad un ingeniero para los dos guardias por día. cada guardia tiene un capataz empleado que supervigila a 9 obreros. Mano de Ora por Guardia Personal
US/día c/u
Icid. %
US total/tarea
1 superv. Técnico 1 capataz 1 bombero 2 enmaderadores 2 tuberos 2 ayudan. enmad. 2 ayud. tubero
20.0 15.0 12.0 12.0 12.0 9.0 9.0
50 100 100 100 100 100 100
10.00 15.00 12.00 24.00 24.00 18.00 18.00
por tarea de 8 horas B. S. 83% por 8 horas/tarea costo/hora NOTA: Para el cálculo de los costos por implementos estima el 10% de los costos de la mano de obra.
: 121.00 : 100.43 : 221.43 : 27.68 de seguridad se
Costo del Bombeo del Relleno Hidráulico - El corte de mineral de un día debe ser: 2 x (5.40m x 4.20m x 2.40m) = 108.86m 3 = 109m3/día - El volumen de un corte completo en el tajeo(de tolva a tolva) es: 30m x 4.20 x 2.40m = 302.4 m 3 Luego el número de días que demora en arrancarse es: (302.2m3)/(109m3/día) = 2.77 días = 3 días - Características del bombeo de RH: se emplean: - 1 motor eléctrico de 360kw
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-
2 bombas centrífugas de 75HP c/u 2 ciclones kreps de 15¨ 180m. de tubería de fierro negro de 4¨de diámetro 180m. de tubería de fierro negro de 31/2¨de diámetro Capacidad real de bombeo de pulpa =1.10m3/minuto= 66m 3/hora de RH. - la pulpa tiene: peso específico = 1.35 peso específico del sólido = 2.7 porcentaje de sólidos = 41.5% de donde se deduce que en los sólidos se tiene: (66m3/hora)x(41.5%) = 27tm/hora = 10m3/hora - Preparar el tajeo para rellenarlo demanda 1 día de trabajo (ejecución de barrera de puntales y yute,extensión de tuberías). en los 2 días siguientes se debe iniciar y terminar el rellenado completo del tajeo, de tolva a tolva. - Por lo tanto, diariamente se debe depositar en el tajeo pulpa, en un volumen de: (302.4m3)/(2días) = 151.2m 3/día de rh en sólidos. - La operación de bombeo proporciona en sólidos: 10m3/hora luego el número de horas de bombeo será: (151.2m3/día)/(10m3/hora) = 15.12 horas/día - Se sabe que el Costo/hora del RH por mano de obra es de US $ 27.68/hora, y que la bomba entrega RH a razón de 10m 3/hora, luego el costo por mano de obra de este relleno es: Costo/m3 = (US $ 27.68)/(10m 3) = US $ 2.77/m 3 entonces por guardia se tendrá: 7.5 horas de bombeo de RH en estas condiciones y aplicando la regla de valor actual de los costos se tiene los siguientes cálculos y corrientes de inversiones: Valor actual de la bomba : US $ 853,000 Vida útil = 4 años = 1,200 días = (15 horas/día) x 1,200 días vida útil = 18,000 hrs. Tasa de rendimiento : 10% Valor de rescate, estimado más o menos 20% de US $ 853,000 = 171,000.
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Costo de Uso y Conservación de la Bomba Los gastos realizados en reparaciones y mantenimientos preventivos efectuados periódicamente y cuya suma de valores actualizados es igual al valor total de la inversión inicial. el valor de rescate lo adquiere la bomba al final del último período y por US $ 171,000. de las tablas financieras obtenemos para n = 4 años, r = 10%, el factor: FSA = 0.6830 por lo tanto el va de la inversión total es: VA = US $ 853,000 + US $ 853,000 – (US $ 171,000)x(0.6830) VA = US $ 1´589,207 (a) durante la vida útil la bomba puede pasar el siguiente volumen de sólidos para rellenar: v = (10m3/hora)x(18,000horas) = 180,000 m3 que representan a un tonelaje de mineral de: (180,000m3)x(2.2tm/m3) = 396,000TM (b) luego el costo de uso y conservación teniendo en cuenta (a) y (b) es: Costo/tm = (US $ 1´589,207)/(396,000TM) = US $ 4.00/TM Costo/m3 = US $ 6.80/m 3 Depreciacion de la Bomba De acuerdo a contribuciones se procede de la siguiente manera: Precio total de inversión : US $ 853,000 Valor de depreciación : US $ 171,000 Saldo depreciarce 5 años : US $ 682,000 Depreciación/año : US $ 136,000 72,000 TM Producción de mineral 1 año : Luego: - Depreciación/tm = (US $ 136,400)/(72,000TM) - Depreciación/tm = US $ 1.89/TM - Depreciación/m3 = US $ 3.21/m 3 Costo por Uso y Conservación de Tuberías El circuito de tuberías por donde circula el RH, desde la planta de producción del relleno hasta el tajeo en que se emplea , se desgasta por lo que debe ser restituido, originándose de esta manera el costo por uso y de conservación de las tuberías. La inversión en tuberías tiene el siguiente detalle:
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- 180m de tubería de 4¨de diámetro de US $ 120/m US $ 21,600.00 - 180m de tubería de 31/2¨de diámetro a US $ 105/m 18,900.00 - accesorios, materiales y mano de obra 30% del valor de toda la tubería 27,800.00 valor total inicial de la inversión US $67,800.00 (a) vida útil: 4 meses = 100 días = 200 guardias Como por guardia se bombea 7.5 hrs y por hora pasan sólidos a razón de 10 m3/hr. entonces durante la vida útil del circuito circularán sólidos en un total de: (10m3/hora) x (1,500 horas) = 15,000 m3 Equivalente a un tonelaje de mineral de: (15,000m3) x (2.2tm/m3) = 33,000 tm (b) por (a) y (b) se tiene: costo/TM = (US $ 67,800)/(33,000tm) = 2.05/TM Costo/m3 = US $ 3.49/m 3 Costo por Consumo de Energia del RH. Se tiene por hora una circulación de pulpa de: (1.10m3/minuto) x (60 minutos/hora) = 66m 3/hora La pulpa el p.e. = 1.35, entonces el peso que trabaja por hora es(sin considerar rozamiento): (66m3/hora) x (1.35TM/m3) = 89.1TM/hora El bombeo se efectúa durante 7.5 hrs/guardia, equivale entonces a un tonelaje de: (89.1tm/hora) x (7.5horas/guardia) = 668.25TM de RH Se desplazan a lo largo de toda la longitud de la tubería esto es : 360m. luego, el trabajo total realizado es w: w = 668,250 kg x 360m = 240´570,000kgm como 1kw-h = 367,000kgm, entonces w = (250´570,000kgm)/ (367,000kgm/kw-h) w = 665.50kw-h a us $ 0.17/kw-h, resulta que el costo por consumo de energía es: costo por trabajo = (665.50 kw-h) x (US $ 0.17/kw-h) costo por trabajo = US $ 113.14 para prod/guardia = US $ 113.14
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para 1 TM se gasta para 1m3 se gasta
= US $ 0.94/TM = US $ 2.07/m3.
Resumen del Costo de Explotación de un Tajeo por Corte y Relleno Ascendente Mecanizado COSTO POR -Mano de obra en producción -Implementos de seguridad. y herramientas -Perforación: a) Uso y conservación del equipo depreciación del WD b) Empleo de barrenos c) Mangueras y conexiones d) Operación del WD. - Materiales para voladura * dinamita * guía blanca, fulminante, conector, cordón - Transporte del mineral en el tajeo * uso y conservación del scoop * depreciación del scoop * consumo de energía, scoop * operación del scoop - Transporte en interior mina en trenes mayores * uso y conservación * depreciación de trenes mayores - Costo por uso de la tolva metálica de anillos * mano de obra para armar anillos - Relleno hidráulico (RH) * mano de obra * implementos de seguridad y herramientas * uso y conservación de la bomba * depreciación de la bomba * uso y conservación de tuberías * consumo de energía COSTO TOTAL (depreciación)
US$/TM m 0.58 1.00 0.04 0.07 0.25 (0.10) 3.80 0.20 0.04
0.43 (0.17) 6.46 0.34 0.07
1.37 0.38
2.73 0.65
1.28 (0.32) 0.38 1.17
2.18 (0.54) 0.65 2.00
1.00 (0.42) 0.53 0.12 1.63
1.70 (0.71) 0.90 0.20 2.77
0.16 4.00 (1.89) 2.05 0.94 19.92 (2.73)
0.27 6.80 (3.21) 3.49 2.07 34.78 (4.63)
El costo de perforación es igual al consumo de taladros en m/Tm x precio ($/m) de un análisis se llega a determinar que la perforación en tajeos se realiza con los siguientes equipos: Stoper, su longitud de perforación es de 1.5-2.5m., se utiliza en un 4.4% en las unidades mineras en operación. Jack leg, cuya longitud de perforación es de 1.5m-2.5m, se utiliza ésta máquina en un 37.3% de las unidades mineras 50
Cavo Drill 350 y Upper Drill de 1 y 2 brazos, su longitud de perforación es de 2.5m-3.6m se utiliza en un 25% en las unidades mineras. Jumbos hidráulicos: Boomer y Tam Rock de 1 y 2 brazos cuya longitud de perforación es de 15m y se utiliza en un 33% en las unidades mineras. Simba, para taladros largos perfora hasta 20m. La eficiencia de los equipos de perforación varía en función de la competencia del macizo rocoso desde 0.24 m/min para roca competente a 0.55m/min para roca de poca competencia. la eficiencia de los equipos de perforación varía con el tipo de equipo usado desde 0.24m/min en las Jack leg, 0.33m/min con las Cavo Drill hasta 0.72m/min con las Jumbos (Boomer), cuya eficiencia es tres veces las máquinas anteriores. la perforación en los se me usa como índice el consumo de taladros por tonelada de mineral minado en m/tm así tenemos: Cámaras y pilares 1.22 m/tm Almacenamiento provisional 0.99 “ 0.25 “ Subniveles Cráteres verticales (cvr) 0.37 “ Corte y relleno ascendente 0.74 “ Corte y relleno descendente 0.67 “
El alto consumo de algunos se debe a la falta de caras libres
Problema.Una galería de sección de 7’x 6’ es perforado con maquinas Jack leg realizando
18 taladros en todo el frente, con una velocidad promedio de perforación de 0.5 pies/minuto, con un avance real de 1.20m. hallar: A) el tiempo de perforación de un taladro B) el tiempo neto de perforación del frente C) hallar el rendimiento de perforación en : 1.- Tm/pie si el Pe del mineral es de 2.8 Tm/m 3 2.- Pies-Perforados/m. de avance 3.- Tm/m. de avance
3.2.3.- VOLADURA Y FACTOR DE POTENCIA.Es una operación muy importante y necesaria para explotar el mineral de un tajeo por las siguientes razones:
Es una operación peligrosa Necesita la interrupción de todas las actividades dentro de una distancia de seguridad El reinicio de la operación puede efectuarse después de eliminar los gases tóxicos de la explotación mediante una ventilación forzada Se debe efectuar el desquinche El resultado de la voladura y el consumo del explosivo depende de las características geomecánicas del mineral 51
Para la voladura subterránea en minas en operación en los tajeos se utiliza generalmente: Dinamita 41.7% Anfo-Dinamita 50% 8.3% Anfo-Fanel La mayoría utiliza el anfo con cargador neumático. Una buena voladura permite: La obtención de la máxima cantidad de material roto por disparo en función del ME usado, de los elementos geométricos del yacimiento, del equipo usado, de la longitud y diámetro del taladro, del tipo de macizo rocoso, etc. Buenos resultados en el fracturamiento (grado de fragmentación) Realización del disparo y ventilación Seguridad total de la operación Mínimo factor de potencia, sin la necesidad de usar voladura secundaria que eleva los costos de voladura y disminuye la productividad en el tajeo Por lo tanto los parámetros fundamentales de la voladura son: - El Factor de potencia: Kg/TM - La cantidad de mineral roto por disparo expresado en TM. Los factores promedios de potencia de voladura está en función del ME usado es como sigue: Cámaras y Pilares 0.29Kg/TM 0.32 Almacenamiento 0.31 Sub niveles CVR 0.48 Corte y Relleno Asc. 0.26 0.24 Corte y Relleno Desc.
4.- CARACTERÍSTICAS DEL MÉTODO DE EXPLOTACION Para evaluar los métodos de explotación subterránea se define primeramente los siguientes parámetros Reservas de mineral explotable por block Longitud de labores preparatorias necesarias para el block de explotación Índice de metraje de labores preparatorias Porcentaje de la producción de mineral extraído por labores preparatorias con relación a la extracción total Elementos geométricos del block de explotación Consumo específico de explosivos en tajeos(factor de potencia) en kg/tn y consumo de taladros en m/tn de mineral extraído. Modalidad de sostenimiento para el equilibrio del macizo rocoso Parámetros básicos como: dilución, recuperación de las reservas, mineral roto por disparo, productividad en el tajeo y productividad subterránea. 52
La elección del me subterránea y superficial se adopta mediante un análisis económico como costos de minado, recuperación y dilución, en otros casos se combinan ambos métodos como es el caso de Iscaycruz y Cerro de Pasco para decidir su rentabilidad se emplea la siguiente relación de desbroce:
RD = COSTO/TN SUBT – COSTO/TN SUPERF COSTO/TN ESTÉRIL RD = Relación de desbroce SI RD > 1 Se adopta superficial SI RD < 1 Se adopta subterráneo EJEMPLO: La relación de desbroce de una mina (mineral/estéril) = 1:5.5 los costos estimados son: subterráneo = US $/TN 15.00 (mineral) superficial = US $/TN 4.5 (mineral) estéril = Us $/Tn 2.5 (estéril) RD = US $ (15-4.5) = 0.76 < 1 Se elige subterráneo US $ 13.75 Si la relación de mineral/estéril 1: 3.5 SUBTERRÁNEO = US $/TN 15 SUPERFICIAL = 4.5 ESTÉRIL = 2.5 RD = US $ (15-4.5) = 1.2 >1 Se escoge superficial US $ 8.75
CALCULOS DE LA LEY DEL CUT-OFF RDC = VR/TN MIN – CP/TN MIN CD/TN ESTÉRIL RDC = Viene a ser la relación del desbroce critico o sea el punto de equilibrio expresado en tn de estéril por tonelada de mineral VR/TN. MIN = Valor recuperable viene a ser la recuperación del valor del mineral en las etapas de beneficio, concentración, fundición y refinación CP/TN. MIN = Costo de producción es la suma de todos los costos de mineral: beneficio, fundición refinación, directos, indirectos, gastos generales(administrativos) sin incluir los costos de remoción de estéril. 53
CD/TN ESTÉRIL = Es el costo de remoción del material estéril por tonelada EJEMPLO: Tenemos tres TCS (2000lbs) de un mineral de Cu. con los siguientes datos: Ley de mineral % CONTENIDO DEL CU. (LB/TC) Recuperación LBS/TN RECUP. DEL CU VALOR DEL CC A 80 CTV $/LB
0.86 17.20 85.00 14.62 11.70
0.50 10.00 85.00 8.50 6.80
0.40 8.00 85.00 6.80 5.44
CALCULAMOS LOS COSTOS POR TCS DE MINERAL: COSTO DE CAPITAL COSTO DE MINADO CC FUNDICIÓN REFINACIÓN
0.620 0.620 0.620 1.185 1.185 1.185 1.778 1.778 1.778 1.721 0.087 0.789 1.368 0.785 0.628 -----------------------------------------------------------COSTO TOTAL POR TCS 6.672 5.355 5.000 VALO NETO 5.028 1.445 0.44
CALCULAMOS EL CUT-OFF si para 0.40 % de cu hay us $/tcs 5.44(valor recuperable) x en %..............................para us $/tcs 5.00 LEY DE CUT-OFF EN % = 0.4 X 5.00 = 0.367 % DE Cu 5.44
OTRA MANERA: CUT-OFF EN % =
CT/TCS . = 5.00 PRECIO POR LB X 20 X RECUP.
. = 0.367% CU 0.8X20X0.85
con la primera ley el cut-off = 0.49 % cu con la segunda ley el cut- off = 0.39 % de cu el costo total en us$ por tcs 20 en el denominador es el número de libras de cu contenido en 1%
4.1.- LABORES DE PREPARACION.En el diseño y selección del me más adecuado se debe tener en cuenta el volumen de las labores preparatorias necesarias y su influencia sobre los costos de explotación y deben tener las siguientes características: 54
Se ejecutan con una anticipación de meses o un año de iniciar la operación del tajeo Su duración corresponde a la duración del año más 6 meses o un año a 3 años Las labores de preparación delimita el tajeo del bloque de explotación, según el proyecto del me, asegurando el acceso en el tajeo para le personal y equipos, asegurando la ventilación y por lo menos 2 salidas de evacuación Las labores de preparación como galerías subniveles, acceso entre tajeos y rampas, chimeneas de ventilación, de relleno, echaderos, tolvas etc. el sostenimiento solamente se aplica en caso que las condiciones de la roca lo impongan y teniendo en cuenta su tiempo de duración corta. Una parte de las labores de preparación desaparecen con la explotación del mineral, otras sirven para la preparación del block colindante. La sección de las labores de preparación dependen de su función en la explotación como: acceso de equipos y personal, ventilación y la realización de las operaciones unitarias como: perforación, acarreo, relleno y sostenimiento
4.2.- DIMENSIONES DEL BLOCK DE EXPLOTACION.Sabiendo que la unidad de producción de una mina subterránea es el block , es por ello que se debe diseñar con dimensiones óptimas teniendo en cuenta: El acceso para el personal y equipos La concentración de la producción en un mínimo de tajeos para reducir el mantenimiento de las labores mineras de desarrollo y preparación, aumentar equipos y reducir el personal no productivo para evitar el tiempo muerto. Asegurar la ventilación y dos accesos de evacuación para situaciones de emergencia Asegurar la realización de las operaciones unitarias en condiciones óptimas Asegurar un mínimo de labores preparatorias. El ancho de los blocks de explotación corresponden a la potencia del yacimiento así tenemos: A) Para el me de cámaras y pilares el ancho del tajeo debe de ser el máximo de autosoporte para asegurar la mecanización y condiciones de seguridad B) Para el me por almacenamiento provisional el ancho del tajeo corresponde a la potencia del yacimiento más el estéril que participa en la dilución, siendo de 2m.-3m. C) Para el me por subniveles el ancho del tajeo se determina por el cálculo de estabilidad D) Por el me de corte y relleno ascendente su ancho es de 2m a 4m. Por lo tanto a > ancho del tajeo> es la productividad y bajo es el costo de extracción.
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LA LONGITUD DEL BLOQUEO EN EL ME ESTÁ EN FUNCIÓN DE: El desarrollo del cuerpo o estructura mineralizada en sentido del rumbo La optimización del transporte de mineral del tajeo al primer echadero y del transporte del relleno LA ALTURA MÁXIMA DEL TAJEO SE DETERMINA POR: La competencia del mineral y roca del techo El ME El equilibrio usado El corte realizado por disparo LA ALTURA DEL CORTE USADO EN EL TAJEO ESTÁ EN FUNCIÓN: Al ME Potencia del yacimiento Ancho del tajeo El equilibrio usado y la capacidad de la producción requerida La posición de los taladros(horiz. vert. o inclinados) asegurar el desquinche como medida de seguridad. 4.3.- REESTABLECIMIENTO DEL EQUILIBRIO DEL MACIZO ROCOSO.El reestablecimiento del macizo rocoso después de la extracción del mineral debe de asegurar la continuidad y la seguridad de su explotación. la modalidad más exitosa es el uso del relleno para asegurar la continuidad de la explotación.
4.4.- RECUPERACION DE LAS RESERVAS La recuperación de las reservas está determinado por: Por diseño de apertura y desarrollo del yacimiento Secuencia del sistema de explotación (avance o retirada). Por le me aplicable Por la tecnología de explotación: diseño, planeamiento de minado, organización y control. METODO DE EXPLOTACION RECUPERACION % Cámaras y Pilares 75 Amacenamiento Provisional 85 Subniveles con relleno 95 Subniveles con vacíos 80 CVR 60 Corte y relleno ascendente 45-95 Corte y relleno descendente 90-95
5.- COSTOS OPERATIVOS EN LOS METODOS DE EXPLOTACION 5.1.- COMPARACION DE COSTOS.Hay consideraciones comparativas para estimar el menor costo de minado ejemplo tajeo por subniveles y corte y relleno. asumiendo una ley teórica del cu de 2.2% estimado por los muestreos de perforación diamantina con una diluciòn de 10% para el me de corte y relleno, la ley promedio esperada será: 2.2/1.1 = 2%cu. 56
para el me de subniveles se estima un incremento de 1% de material con una ley de 0.5% de cu, para éste caso la ley promedio será de: (0.022x0.85)+(0.005x0.15)/1.1=1.77% Si asumimos 50% de cu en el concentrado y 0.20% de cu en los relaves; el me de corte y relleno requiere de 28 tn de mineral para producir 1tn de cc. para el me de subniveles la relación es de 30tn. Ahora si el valor de una tn de cu es de 360$/tn Entonces me corte y relleno = 360/28 = 12.86 $tn Para el me por subniveles = 360/30tn = 12 $/tn La diferencia es de 0.86 $/tn que en la gran cantidad de reservas a explotar se genera un gran ahorro. Al hablar de costos comparativos se refiere a los costos de explotación en tajeo y el de las labores de preparación y desarrollo, así tenemos que los costos de explotación con menos costos son: - Almacenamiento provisional, subniveles, CVR en retroceso - El ME de Cámaras y Pilares los costos de perf. y voladura son altos debido a la falta de 2 caras libres - El ME de Corte y Relleno Ascendente el costo total se distribuye: 52% en las operaciones de explotación, 24% en el relleno y 42% en las labores de preparación. - El ME de Corte y Relleno Descendente el 44% en producción, 45% relleno y 11% en las labores de preparación.
5.2.- PRODUCTIVIDAD Y MECANIZACION.La productividad en minería es sinónimo de mecanización, es decir reemplazar la labor manual con máquinas sofisticadas, modernas de gran capacidad y tamaño, para ello es necesario tener en cuenta las siguientes consideraciones: Consideraciones de la máquina Consideraciones del yacimiento Consideraciones de eficiencia La productividad en el tajeo es considerada como uno de los más importantes parámetros utilizados para la medida de eficiencia de un proceso y de la performance de la tecnología de explotación, de maquinaria y de la actividad humana.
En cada me la productividad es un parámetro característico dependiendo del tipo de yacimiento La productividad en el tajeo (extracción del mineral hasta el primer echadero)
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METODOS EXPLOTACION PRODUCTIVIDAD TAJEO (TN/HG) -Cámaras y pilares 10 -Amacenamiento provisional (hasta 2m. de potencia) 10 - Corte y relleno descendente 10 - Subniveles 20 - Cráteres verticales 20 - Corte y relleno ascendente 12 En el Perú el me más usado es el corte y relleno ascendente debido a su diseño tecnológico, alta mecanización y condiciones naturales del yacimiento la variación de la productividad en un tajeo dentro de un mismo ME se debe a las diferentes condiciones naturales del yacimiento, al diseño del ME, a la organización del trabajo, a la mecanización y a las condiciones de trabajo. En la evaluación económica de los me el factor altura s.n.m. influye negativamente sobre el costo unitario por tm extraída y generalmente sobre los costos totales, debido al alto consumo de carburantes y baja de rendimiento de los equipos diesel y humano. Sin embargo para la ventilación de minas ubicadas a gran altura el tiraje natural es más importante debido a la variación de la densidad del aire y la temperatura. asimismo se tiene datos que el 20% de minas explotan yacimientos con potencias hasta 2m. 16% minas entre 2-5m., 21% entre 20-40m., 9% entre 40-100m. y 13% minas con potencia mayor de 100m. Las minas con potencias mayores de 100m.(cuerpos) se explotan generalmente por el me de subniveles, corte y relleno ascendente y descendente. la mayoría de las minas tienen un buzamiento mayor de 50º(80%) y el porcentaje restante con buzamiento menor a 40º(usándose el me de cámaras y pilares y subniveles con espacios vacíos abandonados. así tenemos: ME - Cámaras y pilares - Almacenamiento provisional - Subniveles - Corte y relleno ascendente - Corte y relleno descendente
BUZ. 0º-30º >70º 40º-70º 35º-85º > 80º
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5 . 3 .-
REGLA S
GENERAL ES
PARA
D I V ID I R
UN
YACIMIENTO
PARA
LA
EXPLOTACION
Antes de poner en marcha una mina es necesario investigar a fondo el o los puntos donde se ha encontrado el mineral útil y determinar lo siguiente: 1) Carácter y propiedades del mineral que encierra el yacimiento 2) Leyes o % de contenido fino 3) Potencia, buzamiento y extensión del yacimiento 4) Su magnitud-reservas probadas 5) Tipo y forma del yacimiento 6) La naturaleza del mineral, dureza y resistencia 7) Características de las cajas 8) Existencia de aguas subterráneas y gases 9) Costos de explotación 10) Precio del mineral 11) La inversión o circunstancias económicas 12) Contenido critico (PE) o Cut Off.
5.4.- R E G L A S P A R T I C U L A R E S P A R A D I V I D IR U N Y A C I M I E N T O PRIMERA REGLA.- los yacimientos verticales o muy inclinados se dividen en niveles o pisos según la vertical. a partir del pozo o pique se abren cortadas hacia la estructura mineraliza, para hacer el bloqueo respectivo y se explota en forma descendente un nivel tras otro dejando en la superficie un puente como protección para evitar el ingreso de agua, derrumbes, etc. además que debido a la meteorización la mineralización cerca de la superficie es de menor calidad. SEGUNDA REGLA.- el yacimiento se divide en varios bloques mediante galerías sobre minerales yacimientos inclinados y planos se divide en franjas (fajas horizontales o tajeos horizontales) el arranque se realiza, bien en dirección y en sentido ascendente, pero progresando toda la explotación en sentido horizontal. TERCERA REGLA.- la extracción de las menas arrancadas procedentes de los distintos campos de explotación, niveles o pisos, se realiza por el nivel principal inferior hasta la superficie. cuando el buzamiento del yacimiento es grande y el mineral lo permite se puede dejar caer simplemente por el ore pass. CUARTA REGLA.- el arranque del mineral se debe realizar preferentemente por laboreo en retirada desde el límite del yacimiento hacia delante. otras veces se hace el arranque por laboreo en avance es decir desde el pozo o pique hasta el límite o periferia del yacimiento. QUINTA REGLA.- los materiales, relleno, equipos y maquinarias para la explotación, así como el personal penetran por su parte superior en forma descendente hacia la galería inferior en yacimientos inclinados en cambio en yacimientos con encampane el transporte se hacen por los niveles o galerías en dirección.
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SEXTA REGLA.- la corriente de ventilación entra por el nivel inferior el aire fresco ascendiendo por las labores o chimeneas y retornando el aire viciado por el nivel superior a al superficie.
> pot h= 20m 85m
< pot. h= 100m.
< buz. h= 50m
> buz. h=
DIFERENCIA ENTRE EXPLOTACION ASCENDENTE Y DESCENDENTE ASENDENTE.VENTAJAS la gravedad facilita el arranque por lo tanto el consumo de explosivos es menor y menor el número de taladros el transporte en la explotación es sencillo y fácil por la gravedad el personal no se encuentra expuesto a la caída de bloques del relleno la introducción del relleno para el sostenimiento es fácil DESVENTAJAS se necesita tableros o andamios cuando se utiliza el relleno parte del mineral se pierde los obreros están expuestos a desprendimiento de mineral cuando no es firme el trabajo de perforación es económico
DESCENDENTE.60
