Facultad De Ingenieria De Minas Escuela Profesional De Ingenieria De Minas

UNIVERSIDAD NACIONAL DEL ALTIPLANO-PUNO FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS

TALLER DE COMPRENSION DE TEXTOS ACADEMICOS MONOGRAFIA: “METODO DE EXPLOTACIN SUBTERRANEA SUB LEVEL STOPING”

PRE SENTADO POR: POR: Alan Ruso Cáceres Choque. DOCENTE: Ing. José Riveros Mendoza. FE CHA DE D E ENTREGA: ENT REGA: 26/07/2018

“PUNO“PUNO-PERU” “2018”

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Tabla de contenido

I. INTRODUCCION........................................................ .............................................................................. ............................................ ...................... 3 II. MARCO TEORICO ................................... ......................................................... ............................................ ........................................ .................. 4 1. DEFINICION DEL METODO SUBLEVEL STOPING: STOP ING: ..................................... ..................................... 4 2. CONSIDERACIONES DEL DISEÑO DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN. ..... 4 2.1CARACTERÍSTICAS 2.1CARACTERÍSTICAS ESPACIALES. .............................. .................................................... ................................. ........... 4 2.2 CONDICIONES GEOLÓGICAS E HIDROLÓGICAS .................................... .................................... 5 2.3 CONSIDERACIONES GEOTÉCNICAS. ........................ .............................................. ................................. ........... 6 2.4CONSIDERACIONES 2.4CONSIDERACIONES ECONÓMICAS. ........................................................ ........................................................... ... 6 3. PREPARACIÓN Y DESARROLLO ............................ .................................................. ........................................ .................. 7 3.1. DISEÑO DEL TAJEO.......................................... TAJEO................................................................ ............................................ ...................... 8 3.2. TIPOS DE SUB LEVEL. ...................................... ............................................................ .......................................... .................... 10 4. PRODUCCION. ......................................... ............................................................... ............................................. ................................... ............ 11 4.1 CARACTERÍSTICAS:........................................... ................................................................. .......................................... .................... 12 4.2 TIPOS DE CUERPOS DE MINERAL. ........................................... ........................................................... ................ 12 5. CARGUÍO DEL MINERAL. ................................. ....................................................... ............................................. ....................... 15 6. VENTILACIÓN. ............................................ .................................................................. ............................................ ............................... ......... 16 7. FORTIFICACIÓN......................................................... .............................................................................. ...................................... ................ 17 8. VENTAJAS Y DESVENTAJAS DEL MÉTODO. ............................................ ............................................ 17 9. APLICACION DEL METODO DE EXPLOTACION POR SUBNIVELES EN EL PERÚ. .......................................................... ................................................................................. .............................................. .................................. ........... 18 10. UNIDAD MINERA SAN RAFAEL – RAFAEL – EMPRESA EMPRESA MINERA MINSUR S.A. 19 10.1 ANTECENTES. ................................ ...................................................... ............................................ ...................................... ................ 19 10.2 UBICACIÓN. ........................................... ................................................................. ............................................ ............................... ......... 19 10.3 GEOLOGÍA. ............................................ .................................................................. ............................................ ............................... ......... 19 10.4 PRODUCCIÓN. ........................................... ................................................................. ............................................ ........................... ..... 20 10.5 BANQUEO POR SUBNIVELES SUBNIVELES (SUB LEVEL STOPING) ES UNA APLICACIÓN DELOS PRINCIPIOS DE VOLADURA DE TAJO ABIERTO .. 20 10.6 PERFORACIÓN. .................................. ........................................................ ............................................ .................................. ............ 21 10.7 VOLADURA............................................ .................................................................. ............................................ ............................... ......... 21 10.8 ACARREO. .......................................... ................................................................. ............................................. .................................. ............ 21 10.9 EXTRACCIÓN DE MINERAL. ............................................. .................................................................... ....................... 22 10.10 SOSTENIMIENTO. .......................................... ................................................................ .......................................... .................... 22 10.11 VENTILACIÓN. ............................................ .................................................................. ............................................ ........................ 22











I.

INTRODUCCION

Hoy en día la elección y control de los métodos de explotación en minería son un rol de gran responsabilidad del Ingeniero de minas, puesto que muchas veces influye en el grado de efectividad de producción así mismo de su rentabilidad, por lo cual es conveniente que el Ingeniero tenga un cierto conocimiento sobre éstos. No hay que entender la minería subterránea como algo de un pasado remoto, ya que yacimientos muy importantes en el mundo se explotan hoy en día a través de este procedimiento. Método usualmente aplicado a cuerpos c uerpos mineralizados competentes, de alto buzamiento y rodeado por rocas competentes. Con los avances tecnológicos en equipos, explosivos, etc. lo han hecho un método altamente eficiente y versátil. Específicamente el método a tratar en este documento es la del método de explotación sublevel stoping que es un método en el cual se excava el mineral por tajadas verticales dejando el caserón vacío, por lo general de grandes dimensiones, particularmente en el sentido vertical. Se emplea en yacimientos tabulares verticales o sub-verticales, pero muy regulares y de gran espesor (>10m), en los que el mineral y la roca de los hastíales son resistentes o auto soportantes.

En el cual veremos is realmente este método de explotación es productivo y eficaz para estar a la vanguardia analizando características, condiciones, factores costos y eficacia y generar desarrollo minero.











II.

MARCO TEORICO

1. DEFINICION DEL METODO SUBLEVEL STOPING: Este método se aplica preferentemente en yacimientos de forma tabular verticales o subverticales de gran espesor, por lo general superior a 10 m. Es deseable que los bordes o contactos del cuerpo mineralizados sean regulares. También es posible aplicarlo en yacimientos masivos o mantos de gran potencia, subdividiendo el macizo mineralizado en caserones separados por pilares, que posteriormente se pueden recuperar. Tanto la roca mineralizada como la roca circundante deben presentar buenas condiciones de estabilidad; vale decir, deben ser suficientemente competentes o autosoportante. Como se aplica a yacimientos de alta pendiente, en los que el mineral cae por gravedad en el hueco abierto y que permiten la perforación de barrenos largos de banqueo o en abanico. Estos métodos necesitan una gran preparación y se requiere en general que el criadero sea potente. La distancia óptima entre subniveles depende de dos parámetros: el costo y la dilución, y entre los que se buscará una solución de compromiso. Los costos, en general, disminuyen al aumentar la altura (tendencia actual), pero aumenta con ello la dilución y algún costo particular, sobre todo al recuperar los macizos de protección y pilares. Las cámaras longitudinales, al descubrir una superficie mayor de hastíales, son peores para la dilución que las transversales. Pero estas últimas necesitan unos pilares que representan normalmente el 50 por ciento del mineral del criadero, mientras en las longitudinales es mucho menor. Actualmente la distancia entre niveles oscila entre 100 y 130 m para toda la cámara y los subniveles se sitúan cada 20-30 m de altura, por lo general dependiendo de la altura del yacimiento.

2. CONSIDERACIONES DEL DISEÑO DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN. 2.1CARACTERÍSTICAS ESPACIALES. Todo lo concerniente para mantener un ritmo de producción constante, estable y segura, como los esfuerzos alrededor de las excavaciones, el tamaño, la orientación del cuerpo y su relación con la orientación de los sistemas de discontinuidades críticas presentes en el macizo rocoso para un excelente ritmo de producción. Los factores que tienen un mayor peso en la primera etapa de selección del diseño son los











Geometría Distribución de Leyes Propiedades Geomecánicas de las paredes y del cuerpo mineralizado. Forma (tabular, lenticular, masivo, irregular) Disposición (inclinado, manteo) Profundidad (media, extremos, razón de sobrecarga) Todo esto es concerniente tanto al mineral como al estéril adyacente. Mediante el análisis de esos factores se obtendrá un primer diseño y ordenación de las labores más adecuadas a realizar.

2.2 CONDICIONES GEOLÓGICAS E HIDROLÓGICAS La investigación geológica llevada a cabo debe permitir, por un lado, la correcta evaluación de los recursos y reservas que alberga el depósito, debe facilitar información del tipo de roca, zonas de alteración, estructuras principales, etc. Tanto de mineral como de roca de caja (o huésped) afecta la decisión de usar métodos selectivos o no selectivos Requerimiento de drenaje, bombeo, tanto en rajo como en subterránea Mineralogía es importante para procesos

Todo esto es concerniente tanto al mineral como al estéril adyacente. Mediante el análisis de esos factores se obtendrá un primer diseño y ordenación de las labores más adecuadas a realizar. 

Mineralogía y petrografía (óxidos vs. Sulfuros)



Composición química



Estructura del depósito (pliegues, fallas, discontinuidades, intrusiones)



Planos de debilidad (grietas, fracturas, clivaje)



Uniformidad, alteración, meteorización (zonas, límites)



Aguas subterráneas e hidrología (ocurrencia, flujo, nivel freático)

Todo ello debe plasmarse sobre planos y secciones a la escala adecuada para que el yacimiento pueda ser visualizado e interpretado fácilmente. Se precisa toda esa información para colocar adecuadamente las escombreras auxiliares y la infraestructura minera, así como para evaluar las posibles alteraciones a que puedan dar lugar las labores mineras.











2.3 CONSIDERACIONES GEOTÉCNICAS. El comportamiento geotécnico de los diferentes materiales depende básicamente de la resistencia de las rocas, el grado de fracturación de los macizos, y la resistencia de las discontinuidades. Existen muchos otros sistemas de clasificación muy completos, pero los tres indicados con suficientes para una primera aproximación al comportamiento del macizo rocoso. La resistencia de la matriz rocosa es la relación entre la resistencia a la comprensión simple y la presión ejercida por el peso del recubrimiento. Esta última puede calcularse a partir de la profundidad y la densidad de la roca, mientras que la resistencia a la comprensión es más sencillo determinarla indirectamente mediante ensayos de carga c arga puntual. El espacio entre fracturas puede definirse en término de fracturas por metro o por el RQD (Rock Quality Designation).

2.4CONSIDERACIONES ECONÓMICAS. Determinan el éxito del proyecto, Afectan inversión, flujos de caja, periodo de retorno, beneficio Reservas (tonelaje y ley) Tasa de producción Vida de la mina (desarrollo y explotación) Productividad Costo de mina de métodos posibles de aplicar

2.4.1FACTORES TECNOLÓGICOS TECNOLÓGICOS Se busca la mejor combinación entre las condiciones naturales y el método Porcentaje de recuperación Dilución Flexibilidad a cambios en la interpretación o condiciones Selectividad Concentración o dispersión de frentes de trabajo Capital, mano de obra, mecanización

2.4.2FACTORES MEDIOAMBIENTALES MEDIOAMBIENTALES No sólo físico, sino que también económico-político y social Control de excavaciones para mantener integridad de las mismas (seguridad). Subsidencia y efectos en superficie. Control atmosférico (ventilación, control de calidad de aire, calor, humedad) Fuerza laboral (contratos, capacitación, salud y seguridad, calidad de vida, condiciones de comunidad). En consideración a estos factores, se debe tomar una decisión respecto a si explotar el cuerpo mineralizado mediante métodos de explotación de superficie o métodos de explotación subterráneos. Las características espaciales (geometría del cuerpo) y la competencia de la roca













métodos de superficie o subterráneos. En estos casos, es necesario tomar la decisión en función del beneficio económico que se generará en cada caso.

SARROLLO 3. PREPARACI ÓN Y DE SARROLLO

Primero se debe generar un nivel base o nivel de producción, el cual consiste en una galería de transporte y estocadas de carguío que permiten habilitar los puntos de extracción. Además habrá embudos o zanjas recolectoras de mineral. Cuando se trata de una zanja continua a lo largo de la base del caserón se requiere el desarrollo previo de una galería de producción a partir de la cual se excava la zanja. Las galerías de transporte se ubican cada 45 a 120 m entre sí. Son necesarias galerías o subniveles de perforación, dispuestos en altura según diversas configuraciones conforme a la geometría del cuerpo mineralizado, generalmente los subniveles se encuentran entre 10 y 55 m de altura. Para poder llegar a estos subniveles es necesario la ejecución de chimeneas o rampas de acceso, emplazadas en el límite posterior del caserón.

Para las primeras tronaduras de producción se usa una chimenea a partir de la cual se excava el corte inicial o cámara de compensación (slot), para la generación de una cara libre.











La confección de las galerías puede ser en forma simultánea y preferentemente dentro de la zona mineralizada, para usar el mineral en la preproducción. La preparación termina una vez tronada la primera tajada del caserón, esto quiere decir la perforación y tronadura de un undercut, undercut, slot y las secciones de de la primera tajada.











Chimeneas: Chimeneas: se pueden construir con métodos convencionales, “raise boring”, “alimak”, o “vertical cráter retreat”. Y se ubican generalmente a los costas o centro del tajeo.

3.1.2 GALERIA DE ACARREO. Construida en caja piso y paralela al rumbo del cuerpo mineralizado, por aquí se extraerá el mineral.

3.1.3LONGITUD Y ANCHO. Conviene en general en el caso de vetas potentes o de mantos de fuerte pendiente, abarcar todo el espesor de la mineralización. Si se trata de cuerpos masivos se pueden crear varios tajeos separados por zonas estériles opilares mineralizados que podrían ser recuperados con posterioridad utilizando el mismo método. método. Depende de los siguientes parámetros: El ancho del tajo varía de 1 a 6 m de potencia. La longitud varía de la potencia de la veta.

3.1.4ALTURA DEL TAJEO. La altura del tajeo de arranque no tiene limitaciones teóricas, deben amoldarse más bien a las











3.1.6 DRAW POINTS El número de drawpoints depende de la l a longitud del cuerpo mineralizado. Ubicación.- tiene los siguientes criterios: El espaciamiento entre los Draw-points debe ser optimo, sin restricciones para la recuperación máxima del tajeo La gradiente varía entre un 3% a 4% aproximadamente es de 10 a 15m siendo este aspecto muy importante. Los “Draw Points” deben ser ubicados en la caja piso. Los “cross cut” deben reforzarse para prolongar la vida del crucero.

3.1.7CORTE INFERIOR Es esencial para la producción de un subnivel convencional, el cual comunica con los “slot” o embudos haciendo un espacio para la voladura posterior y producción. Dependiendo del sistema de drawpoints a ser usado, el corte inferior puede hacerse por un sistema de chimeneas cónicas desde una galería inferior, o simplemente abrir una galería sobre la estructura mineralizada desde los drawpoints.











metros. Los embudos desembocan en el subnivel de scrapers en parejas, uno frente al otro, a intervalos de 7 metros. Para construirlos se corría primero una chimenea inclinada a 50º hasta alcanzar subniveles. La creación de un primer corte se efectuará a partir de un par de chimeneas ubicadas en uno de los extremos del block a explotar. En el otro extremo se construirá otra chimenea para permitir el acceso del personal y el abastecimiento de material para los subniveles. Entre los principales inconvenientes de este sistema podemos mencionar las siguientes: 

Los tiros perforados a partir de una galería central deben vencer unempotramiento.



El gran número de embudos que se necesitan preparar.



El escaso rendimiento del scraper debido a las frecuentes detenciones cadavez que se hace necesario "cachorrear"



3.2.2 SUBNIVELES DOBLES. Entre las ventajas de este sistema con respecto al anterior, se puede señalar: 

Se elimina el inconveniente del empotramiento en los límites laterales del tajeo.



El cachorreo se efectúa en gran parte sobre las parrillas.



La mayor dimensión de los embudos permite recibir bolones más grandes. Disminuyen los problemas de atoro en los embudos.

Sin embargo, ofrecía algunos inconvenientes 

Mayores trabajos de preparación.



El espesor del puente aumenta de 6 a 14 metros (evidentemente este se recupera durante la explotación del nivel inferior)



El mayor tonelaje que es necesario evacuar por cada embudo (18000 ton en lugar de 4250) provocaba un desgaste excesivo de ellos, especialmente en los l os puntos.













La producción se realiza desde los subniveles con voladuras adecuadas, que desprenden rebanadas verticales de frente de la cámara, con salida inicial hacia la cara previamente preparada, desplomándose el mineral mineral sobre las tolvas o embudos embudos del fondo. La disposición de los barrenos para esta voladura caracteriza dos variantes del método: Con taladros largos en paralelo:

4.1 CARACTERÍSTICAS: El Tajeo por subniveles (Sublevel Stoping, Blasthole o Longhole Stoping) con taladros largos es un método de minado de alta producción aplicable: “a cuerpos o vetas extensas, de

buzamiento casi vertical y geometría regular que poseen un mineral y cajas competentes que requieren esporádicos o ningún soporte y el mineral roto fluye bajo la influencia de la gravedad”

Este método posee una fuerte inversión en la etapa de preparación, aunque dicho costo es compensado por el hecho que gran parte de la preparación es ejecutado en mineral. El método de explotación ha provenido de las minas de hierro de Michigan en 1902 (Peele, 1941) y al principio fue inventado como un banco de taladros cortos y sistema de rastras. Los rangos de producción son de 15 a 40 ton/hombre-guardia y el tajeo puede producir encima de 25,000 toneladas /mes. El tajeo por subniveles con taladros largos es usado aproximadamente por el 9 % en EE.UU. y el 3 % de producción mundial metálica metálica (Lawrence, 1982).











Los cuerpos de mineral deben tener un mínimo de 6 metros de potencia para permitir el uso eficiente de la voladura de taladros largos. Los cuerpos de mineral menores a 6 metros de potencia tienen un costo más alto por tonelada de mineral debido a la menor producción por disparo, y cuando las potencias son menores a 1.5 metros la maniobrabilidad de la perforación total son difíciles para lo cual se recurrirán a ciertos métodos de perforación. Ninguna potencia superior limita el minado de estos cuerpos usando este método. Sin embargo, en cuerpos grandes de mineral, los pilares de apoyo a menudo deben ser dejados en el lugar durante el ciclo total de minado. Estos pilares por lo general son recuperados después de que los tajeos adyacentes hayan sido rellenadas (Boshkov y Wright, 1973; Hamrin, 1982). La perforación de taladros largos y los grandes volúmenes de producción disparados requieren que los cuerpos de mineral sean bien definidos. Los bordes de los tajeos deben ser regulares, porque cuerpos irregulares de mineral y aquellos que contienen grandes tramos de desmonte no pueden fácilmente ser evitados. El desmonte desmonte de los cuerpos irregulares de minera minera

Procedimiento: La cámara en su conjunto se prepara como se ha expuesto anteriormente. Una vez abierta la cara frontal, para iniciar el arranque, y comenzando por el subnivel más bajo, se prepara una cornisa en cada subnivel y a todo lo ancho del frente de arranque. Desde estas cornisas se perfora con barrenos paralelos descendentes, que después se vuelan. La voladura se comienza por abajo y se hace en orden ascendente subnivel a subnivel. La distancia











4.2.1 Con taladros en anillo o abanico: En este sistema se pueden perforar los barrenos, según el esquema de abanico, con la seguridad que da el perforarlo dentro de la galería del nivel. Así puede llevarse la perforación tan adelantada como se quiera, limitada solo por el riesgo de perder barrenos por los desplomes de roca al avanzar la labor. La distancia entre subniveles depende, entre otros factores, de la posibilidad de controlar la dirección de los barrenos para asegurar un “espaciado” y “piedra” correctos en los fondos extremos de los mismos. Esta tecnología progresa constantemente. Normalmente se comienza la voladura por los subniveles más bajos, pero preparando la perforación y carga de todos los l os barrenos antes de iniciar la l a voladura. Se suelen perforar hasta seis abanicos en cada subnivel, volándose solo los tres primeros de una vez; algunas veces se vuelan de uno en uno, para examinar su efecto. El diseño del abanico es de gran importancia para conseguir buena fragmentación y un máximo de recuperación. Los parámetros que hay que tener en cuenta son: - Longitud de perforación óptima: de 20m a 24m, pasados los cuales se hace más difícil el control de la desviación de los barrenos. - Fragmentación: puede lograrse reduciendo la roca o el “espaciado” de los barrenos. La primera varía entre entre 1.6m y 3.3m y lo mismo el “espaciado” de los fondos de los barrenos.











Desventajas 1. No es posible la explotación selectiva. La ley media necesaria hay que mantenerla combinando el arranque de varias cámaras. 2. Es necesario un servicio de mantenimiento de equipos riguroso y por ellos caro. El servicio de mantenimiento es más caro que el de producción.

5. CARGUÍO DEL MINERAL. El mineral arrancado cae por gravedad y es recolectado por embudos o por la zanja creadas con tal objeto, abarcando toda la base del tajeo. En el caso de tener una zanja, ésta progresa en el mismo sentido y a la velocidad que la explotación continúa. Por el contrario, si se trata de embudos, estos deben prepararse con anticipación y sus dimensiones van a depender del ancho del tajeo. Existen varias posibilidades para cargar el mineral a partir de la base de los embudos o zanjas: a. Buzones de tipo Malmberget: Consiste en colocar buzones que cargan el mineral directamente a carros de ferrocarril. Se necesitan buzones especiales que permitan "cachorrear" los bolones dentro de ellos y cuyo precio influye de manera importante en el costo del método de explotación.











en el nivel de transporte. Este sistema pierde gran parte de su ventaja si hay muchos buzones en producción al mismo mismo tiempo. c. Palas cargadoras o Scraper: La tendencia actual evoluciona hacia la supresión de las parrillas, su escaso rendimiento, su alto costo costo de mantención cuando cuando el tonelaje que pasa por ellas es grande y las dificultades que presenta la operación de destrancar el cuello de los embudos, hacen que se prefiera en la actualidad la caída del mineral a través de una zanja cargando el mineral con palas mecánicas o scrapers. La pala necesita más trabajos preparatorios (estocadas más largas), pero permite tener aberturas más grandes y además proporciona una mayor flexibilidad en el trabajo, puesto que puede ir separando los bolones para ser "cachorreados" con posterioridad. d. Actualmente debido a los grandes avances tecnológicos el equipo más usado es el Scoop; esté carga el material a través de los cruzados de extracción y traslada el mineral a los piques de traspaso, tra spaso, siendo posteriormente el mineral evacuado por camiones. Entonces para el carguío y transporte podemos definir que se desarrollan las siguientes labores: 

El mineral puede cargarse a través de los “chutes” o embudos mineros, los pedrones son frecuentes, siendo esto un inconveniente, por lo que se realiza la voladura secundaria y con la consecuente c onsecuente reducción del flujo de producción.













7. FORTIFICACIÓN. La aplicación de este método exige buenas condiciones de estabilidad tanto de la roca mineralizada como de la roca circundante. No requiere, por lo tanto, de la utilización intensiva i ntensiva o sistemática de elementos de refuerzo. Las galerías de producción en la base de los caserones se fortifican por lo general, mediante pernos cementados o pernos y malla de acero ac ero (incluso shotcrete), atendiendo a las l as condiciones locales de la roca. En los subniveles de perforación se puede utilizar localmente elementos de refuerzo provisorios cuando las condiciones de la roca así lo requieran.

8. VENTAJAS Y DESVENTAJAS DEL MÉTODO.











El método llega a ser muy ineficiente en bajas pendientes donde se puede esperar que la dilución aumente. Los humos de las voladuras secundarias pueden dirigirse dentro de los tajeos cuando se hace una excesiva voladura secundaria. (R4).

9. APLICACION DEL METODO DE EXPLOTACION POR SUBNIVELES EN EL PERÚ. El subnivel Stoping es conocido como minado por sub-niveles y consiste en dejar cámaras vacías después de la extracción del mineral. El método se caracteriza por sugran productividad debido a que las labores de preparación se utilizan en su mayor parte dentro del mineral. En este capítulo se realizó el estado comparativo del sub level stoping en Perú, para lo cual se tomó 3 unidades mineras: San Rafael, Uchucchacua y EIscaycruz, por ser unidades mineras significativas a nivel de producción. La preparación de este método contempla galerías de perforación (GP), galería de base o











10. UNIDAD MINERA SAN RAFAEL – EMPRESA EMPRESA MINERA MINSUR S.A.

10.1 ANTECENTES. En la unidad de San Rafael a través de los años se ha realizado cambios en los esquemas organizativos y operacionales con la finalidad de mejorar la productividad y la rentabilidad de la empresa acorde con el crecimiento del yacimiento y la aplicación de nueva tecnología. El complejo minero San Rafael y la planta de fundición y refinación de Pisco, son las unidades económicas en las que se desarrollan las actividades productivas de la Empresa MINSUR S.A. El yacimiento de San Rafael, a través de su desarrollo se ha ido modificando con el avance geológico minero; lo que ha permitido en este momento situarlo como uno delos yacimientos de estaño más importantes del mundo.











fracturas, y de remplazamiento en bolsonadas ubicadas dentro del intrusivo. Los afloramientos de las vetas corresponden a vetas pre-mineral con rumbos promedio N10°- 60° W y buzamientos entre 40° y 75° NE.

10.4 PRODUCCIÓN. Antes de que MINSUR S.A adquiera los derechos mineros en el año1,977, este yacimiento había producido desde 50 TM/día hasta 250 TM/día. A partir de ese año se empieza a desarrollar e incrementar la producción, introduciendo cambios en los métodos de explotación: desde corte y relleno, shirinkage dinámicoconvencional, shirinkage dinámico mecanizado y finalmente el actual método Sublevel Stoping con taladros largos, que fue introducido en el año 1,995, y que hasta el momento se viene implementando.











y que estarán ubicadas en la caja techo de la estructura. La consecuencia de perforación de taladros largos ha sido diseñada teniendo en cuenta los siguientes conceptos: • Dejar una distancia de 1.00 hasta 1.50 m. entre la caja techo y la fila del primer taladro. Dejar una distancia de 0.50 hasta 1.00 entre la caja piso y la fila del ultimo taladro (para evitar la dilución por rotura de cajas). • Seguir con malla de perforación actual es decir 3 x 3.5 m. pero se continuará realizándose nuevas pruebas con la finalidad de disminuir la voladura secundaria y las vibraciones que nos producen desprendimientos de rocas en zonas ya explotadas. La voladura de los taladros t aladros largos se realiza progresivamente en forma secuencial teniendo en cuenta los siguientes aspectos: • Primero se realiza la voladura de la cara libre aprovechando las chimeneas que se encuentran en los extremos y han sido diseñadas para este fin. • Realizar la voladura en forma escalonada de gradines invertidos que nos permitirá ejecutar el trabajo en forma segura tanto para el personal como para los equipos. • El carguío de explosivos se realizará tanto de arriba hacia abajo, como de abajo hacia arriba













10.9 EXTRACCIÓN DE MINERAL. M INERAL. La extracción de mineral de acuerdo al planeamiento de minado proyectado debe extraer de la zona intermedia un total de 1 M de toneladas y de la zona baja 13 M toneladas. El ritmo de producción será de 2,500 TM/día, 70,000TM/mes y 840,000 TM/año. La extracción de mineral del yacimiento se realiza mediante la rampa con el uso de equipos Diesell, siendo estos volquetes de 15 m3 cuya capacidad de transportes es de 24TM. Los que deben recorrer en la zona intermedia una longitud promedio de 3,500 m., para el cumplimiento











III.

CONCLUSIONES: En conclusión pudimos observar y analizar que realmente el método de explotación











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RICARDO ARTEGA RODRÍGUEZ, RODRÍGUEZ, 1997, Instituto Tecnológico GeoMinero de España: Manual de Evaluación Técnico-Económico de Proyectos Mineros de InversiónEspaña. 1°Edición. pág. 118 /570

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MANUAL DE MINERÍA. Estudios mineros del Perú S.A.C

Facultad De Ingenieria De Minas Escuela Profesional De Ingenieria De Minas

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