Informe de Vetas Angostas

EMPRESA MINERA YAULIYACU S.A.

PRESENTADO :

RICARDO MIGUEL YUPANQUI MARTINEZ

Guardado por Emp. Minera Los Quenuales s.a.

Ricardo M. Yupanqui M

AGRADECIMIENTO.

Ing. FERNANDO PAJUELO RINCÓN. Gerente de Operaciones.

Ing. PEDRO QUINTEROS Jefe de Ingeniería



ASPECTOS GENERALES INTRODUCCIÓN El presente informe refleja la supervisión que realice acerca de cronogramas elaborados especialmente para la preparación de los tajeos Open Stope,

se ha informado vía red

todos los días acerca de los avances en ellas. Se ha observado los beneficios del método, como también algunas fallas que presenta el método, para exponerlo en el informe escrito y vía red . Se sugiere algunos sistemas de control, adecuados que tienden a reducir los incidentes observados, que generalmente se basen controlar la dilución en nuestros tajeos. Se analizó operaciones unitarias de perforación voladura acarreo

sostenimiento para

sugerir un nuevo método de explotación para las vetas angostas OBJETIVOS: El objetivo principal del presente informe es de señalar algunas fallas y sugerir alternativas para su evaluación, y posible paliación GEOLOGIA GENERAL Ubicación La

Mina Yauliyacu se ubica en el distrito de Chicla, provincia de Huarochiri,

departamento de Lima. Geográficamente se localiza en la zona central, flanco Oeste de la cordillera Occidental de los Andes entre la coordenada 11º 30’ latitud sur y 76º10’ de longitud oeste, a una altura promedio de 4250snm. MINERALOGIA La Mina Yauliyacu es productora de zinc, plomo, plata y cantidades menores de cobre. La mineralogía es constitutiva por esfalerita, galena, tetraédrica y calcoperita como



minerales de mena de mayor abundancia; los minerales de ganga están representados principalmente por pirita, calcita y cuarzo.

ESTRATIGRAFIA La columna estratigrafica de la región esta conformada principalmente por arenisca, lutitas calcáreas, caliza, brechas, tufos y lavas, los cuales alcanzan una

potencia

aproximada de 5,400 m. GEOLOGIA ECONOMICA La mineralización de la mina YAULIYACU se presenta en: VETAS Las vetas que han sido formadas por el relleno de fracturas. En superficie, la estructura mas importante tiene una longitud aproximada de 5 km. De los cuales 4.0 km. ha sido ya explorado en sub suelo. Verticalmente la

mineralizacion es conocida en un

encampane de 2,000 m .Las vetas son angostas generalmente menores a 1.00 metros de ancho. CUERPOS Los cuerpos pueden ser de tres tipos: Stockwork e diseminaciones laterales a las vetas. Vetillas

y diseminaciones concordantes con la

estratificación de

arenisca y

conglomerados. Sulfuros masivos concordantes con niveles de conglomerado.

La mineralizacion esta en todos los tipos de rocas: desde las capas rojas, miembro Carmen, volcánicos Tablachaca, Volcánicos Carlos Francisco y la formación de



Bellavista. las vetas tienen un rumbo que varia de N30ºE y N80ºE con buzamiento que oscila de 60º a 80º NO.

ESTANDARES EN EL MINADO CALCULO DE DILUCIÓN PARA LAS VETAS ANGOSTAS. La dilución fue calculada de acuerdo al método de minado.

Para corte y

relleno/shhrinkage se considera 0.15m para cada lado de la veta, en cuerpos 0.20m para cada lado. Para sublevel stoping se considera 0.50m para cada lado del mineral. El material de dilución fue considerado con ley cero. RECUPERACION DE MINERAL EN EL MINADO Se considera una recuperación del 95% del tonelaje de mineral minado en cada bloque. MINE CALL FACTOR Se considera un factor de 0.80 para MCF (Mine Call Factor); aplicable en las leyes. Este factor es una aproximación porque no se tiene datos estadísticos. LEY DE CORTE Se considera una ley de corte variable de acuerdo con el costo operacional del método de minado previsto para cada uno de los bloques de cubicación. Así tenemos: Corte y Relleno - Valor mínimo de minado en veta Corte y Relleno - Valor mínimo de minado en cuerpo Shrinkage - Valor mínimo de minado Sublevel stoping - Valor mínimo de minado

US$ 30.00 20.00 24.00 18.00

METODOS DE EXPLOTACION En la Empresa Minera Yauliyacu S.A se viene trabajando en los siguientes métodos de explotación como son:



CUT AND FILL SHRINKAGE SUBLEVEL STOPING OPEN STOPE METODO DE EXPLOTACION OPEN STOPE. CONTROL DE DILUCION El control de dilucion es mas importante tratándose de yacimientos de vetas angostas con leyes marginales. La ley diluida se puede calcular con la formula:

a ley v*Pev + Sr*leyc*Pec Ley dil. = A*Pec + Sr*Pec

DONDE : a. Sr Ley v Ley c Pev Pec

= = = = = =

Potencia de veta Sobre rotura Ley de veta Ley de caja Peso especifico de veta Peso especifico de caja.

Se realiza el calculo para cada metal, para hallar después el valor por tonelada VPT VPT = 2.5727Ag – 1.756Cu + 0.6317 Pb +6.9020Zn + 0.448. Donde Ag, Cu, Pb. Zn, son leyes diluidas. Teniendo los valores reales de cada mineral podemos planear y predecir nuestros costos, para ejecutar un plan de mejoramiento continuo para controlar la DILUCION. CONTROL DE OPERACIÓN MINA DE LOS CRONOGRAMAS. Se realizado a diario el control de los cronogramas elaborados para las labores en preaparición del Open Stope, las labores que lleguen a la etapa de producción se le dejaba a responsabilidad de los encargados de área (Jefes de sección –Residentes de las contratas).



Adjunto informe de control de operación mina y los logros encontrados en el mes de junio.

DILUCIÓN La dilución de las leyes

de cubicación de un

block de mineral ,significa una

disminución de la ley inicial ,debido a que operacionalmente es imposible extraer exactamente solamente la estructura mineralizada ; esta imposibilidad pueda ser por desprendimiento de cajas alteradas o falladas , por rotura de las cajas como efecto de la volcadura de las estructuras mineralizadas etc .

DILUCION POR SOBRE ROTURA DE CAJA. (originada por tres factores controlables)   

SOBRE PERFORACION EXCESO DE EXPLOSIVO CONDICIONES GEOMECANICAS DE CAJA.

SOBRE PERFORACION: Llamado también picada de caja, generalmente se produce por el comportamiento de veta en forma sinuosa o irregular

potencia

y mineralizacion. En algunos casos

observados en labor es por tipo y condiciones del equipo; la habilidad del perforista en adecuearce a condición física de labor. Este efecto de sobre rotura se controlaría en un 100%, mediante la implementacion de cursos de capacitación al perforista, para observar el detritus de la perforacion; lo mismo que indica el corte o paso a roca esteril, tambien capacitarles a controlar los ángulos de minado siendo, ángulos de salida de corte encara libre (  ), angulo de buzamiento de manto de veta (  )



USO EXCESIVO DE EXPLOSIVO El efecto es dañar las cajas y genera un efecto colateral como la sobre fragmentación y sostenimiento adicional También este efecto es controlable

un 100% con diseño de carga para diferente

longitud de taladros y diámetros de la misma. Es muy importante realizar para cada tajeo un levantamiento GEOTECNICO con el objetivo de realizar cuadros de Indice de calidad de roca versos factor de carga. (Fc Vs Q).

POSIBLE CONTROL DE EXPLOSIVO.  Se ha realizado pruebas de pesaje en laboratorio del nitrato en diversas vasijas consiguiendo material que se puede utilizar en mina como estándar de medida para un eventual prueba de campo y estandarizar usos de explosivos en mina . -

Lata de LECHE común contiene 500gr de Nitrato.

-

Lata de MILO común contiene 800gr de Nitrato.

* El control del explosivo se puede lograr, si en Planeamiento se calcula la cantidad necesaria

de material

explosivo a usar en su operación, por el volumen (m 3)

producción y longitud desarrollo (mt); se programaría ya sea por semana o por mes a cada empresa de servicio; y si la ctta optimiza su uso del volumen designado mejor por ellos y si le faltan ellos solucionaran su operación. * Se debe hacer funcionar los polvorines de cada Ctta y Empresa, para el despacho de explosivo por cada labor y lo necesario requerido por ese día .Por decir se sabe por calculo teórico la cantidad mínima que se requiere para fragmentar la roca es de 120



gr/pie terreno semi duro; eso quiere decir que para un tajeo que se perfore con barreno de 6 pies se debe despachar 720 gramos por taladro, mejor redondeando para asegurar disparo, a 800gr/tal para 25 taladros se despacharia 20 kilos lo cual significa menos de un quintalito. No como se hace ahora para la misma cantidad de taladros se deja a puertas de labor 2 sacos de nitrato como es obvio el remanente del material se dejará y se utilizará posteriormente, ocasionando tal vez que el explosivo no detone; por que no hay una consigna de hacer regresar el explosivo remanente a polvorín. * Cada ayudante de perforista debe contar con dos costalillos para llevar el material de explosivo y accesorios todos los días.

 Para controlar la cantidad adecuada de agente de explosivo utilizado por taladro se puede estandarizar cargando a 80lb de presión estándar mina, taladro con 500gr y 800gr de material utilizando las latas calculadas su capacidad. Cuanto de longitud de la manguera antiestática corresponde el volumen de las latas; tal así que él perforista al ver la marca equivalente, deje de soplar el anfo para controlar el material explosivo su correcta distribución a lo largo del tajeo ayudará cada vez a minimizar el efecto de las ondas de expansión del explosivo y en consecuencia controlar nuestra caja especialmente caja techo y mejorar el ancho de minado por la dilución.

Obs. Lata de 500gr es para realizar voladura controlada. La presión de aire puede variar pero no la longitud equivalente, se vería afectado el decupling and cupling del nitrato ( relación de confinamiento ) es decir

si es muy baja la presión. Ver fig.

siguiente.



Tal. de 6 pies Cargadora neumática X El volumen de X de anfo debe ser igual a la longitud de Y del tubo antiestatico en este caso 800 gr de anfo debe ser igual a longitud Y Y (mt.) = 800 gr.

Y Punto señalado con negro será marca estandarizada para diferentes longitudes de perforación y diámetros de taladros, en el cual se ve el perforista debe dejar de soplar carga.

Lata de leche 500 gr de anfo

Lata de milo 800 gr de anfo

CONDICIONES GEOMECANICAS Se presenta en variables estocasticas muy aleatorias que pueden ser calculados, al detalle por los software de mecánica de rocas que posee nuestra empresa, realizando un seguimiento continuo del comportamiento del macizo rocoso mediante

el

levantamiento geotecnico considerando  Resistencia de la roca inalterada  Espaciamiento de fisuras  Filtraciones de aguas subterráneas  Rumbo y buzamiento de las fisuras. Es latente el efecto en un caso típico de dilución por deslizamiento de cuñas de las cajas. CONTROL DE PERFORACIÓN Se ha ploteado diversos mallas que están en rangos B = (50-70)cm; E = (35 – 45)cm en malla dos uno y las de más. Lo cual es él problema que genera dilución



y sobre rotura se cajas y misma veta , por que no se pinta malla con B y E constante. Sugiero utilizar malla: Burden = 0.50m Espaciamiento =0.45m Densidad de carga (dq) = 1Kg/tal. Angulo de producción () = 75º Buzamiento de veta

() = dependiendo de veta.

Para que el calculo realizado no se quede solamente en gabinete y se marque en terreno puntos con pintura a medidas aproximadas mejor. Se puede aprovechar las líneas de geología que marcan la veta a 0.20m – 0.4m aproximadamente; para combinarlo con parámetros de burden y espaciamiento y realizar el cuadrillaje del área a perforar y en cada intersección de líneas, se perforaría el taladro con B y E adecuado y carga de fondo, para llevar labores mas uniformes, tal así que ningún perforista perforará fuera de marca, si así fuera se multaría a Ctta que falte al cuadrillado. Ver gráfico.

Muestra de marcado de malla puntual en tajeo:

Pintado de veta Geología

0.5

veta

0.2 - 0.4 0.2



Como se puede observar en el grafico casi siempre se repite la pintada de los taladros al calculo y los taladros tienen carga en toda su longitud con tacos de 0.1 – 0.15 mt o aveces nada de taco; explosivo topeado. Una manera de corregir este tipo de pintado seria cuadrillando lalabor, se puede aprobechar las marcas de geologia para marcar la malla .Si tenemos un ancho de minado economico de 0.8 mt.se marcaria con geologia el limite mariginal de la veta en este caso seria 0.5m dejando 0.15mt a cada lado para efectos de radio de influencia del explosivo y se empesaria a cuadrillar con los parametros del burden en es caso igual a 0.55mt y el espaciamiento igual a 0.45 mt. Se capacitaria insitu en terreno al perforista para perforar un taladro en cada interseccion de la marca de geologia con la linea del burden y espaciamiento. tal.

Línea de marca de geología

Taladro en intersección de marca de geología y línea de B y E

0.15 m

0.55

0.55

0.55 veta

0.8m

0.5 0.45

0.45

0.45

0.15

MALLA 2 X 2



MALLA 2 X 1

0.15m

B

E

0.8m

0.15m

Línea de geología que marca veta. Línea medio que define veta

B

0.8 m

E

MALLA SIG SAG



Comentario : las cuadriculas se tiene que estandarizar el obvio que va ha variar dependiendo de las condiciones en que se trabaja. Esta misma técnica se puede aplicar a los sub niveles y ventanas, rampas que desarrollamos. FUNDAMENTO TECNICO PARA EL DISEÑO DE MALLA. Para dicho efecto se a utilizado modelo de LANGEFORS. No se utilizó otra técnicas como la teoría de CONMINUCION por falta de datos geomecanicos, este ultimo calculo seria mas recomendado para nuestras labores, pero para dar fundamento al diseño y tener parámetros a utilizar realizamos el siguiente calculo.

Bmax = D 33

 x PRP @ x f x E/B

Donde: Bmax

= Burden maximo

@

= Constante de roca que se halla a partir de C

f

= Factor de fijación

E/B

= Relación empírica usada en mina.

PRP

= Potencia relativa por peso ( 0.814 calculado por Teoría hidrodinámica)



= densidad de explosivo confinado en taladro.

Finalmente el burden practico ( Bp) a utilizar se calculara por : Bp = Bmax – e’ – db xH Donde : .e’

= error de emboquillado ( 0.2 m)

db

= desviación de barreno ( 0.023 m/m)

H

= Profundidad de taladro (H = 6pies )



En las diversa ploteadas de malla en labor se encontró un promedio que se perfora con B = 51.41 y E =38.57, por lo tanto la relación empírica utilizada en labor será E/B = 0.75. @ esta en función de C constante de roca igual a 0.4 valor que hallo, en pruebas realizada en

tajo abierto; pero nosotros tenemos

condiciones de bastante

confinamiento en veta, por lo tanto tendrá que ser superior al calculado, interpolando en tabla @ =0.75.

El factor de fijación para nuestro tajeos que perforamos en un ángulo de 75 grados con respecto a la

cara libre generada con un ancho de apertura de 0.8m cumple la

relación de 3:1, por lo cual el factor será f = 0.9 (tabla) Densidad de carga confinada  = 0.95 ( manual de explosivo) PRP, es calculada para el agente de voladura que utilizamos, PRP = 0.814.

Remplazando cada dato en formula se tiene: Bmax = 0.82 mt Bp

Al burden por ser parámetro critico para la voladura se castiga un +/- 10 % por posible error teórico de calculo que pueda ocurrir, entonces el burden quedará para prueba Bp = 0.58*0.1

= 0.82 –0.2-0.023(1.8)

Bp = 0.58 mt.

Bp = 0.55 mt

E = 0.8(Bp) E = 0.45 mt

Con estos dos parámetros están listos para su prueba en campo, con una densidad de carga (dq) explosivo por taladro a calcular. Bp 3/2 Bp – A .dq =

55 do


A

2

C 0.4


PRP Donde : A

= ancho de apertura de cara libre (0.8m)

.do

= diametro de taladro.

C

= 0.75 factor de roca

Utilizando relación se hallará la cantidad necesaria de explosivo a utilizar por taladro. .dq = 0.675 Kg / mt entonces el consumo por taladro sera Ce Ce = 0.675 Kg / mt * ¾ * 1.8 mt. Ce = 0.911kg/ tal < > Se cargará 1 Kg/tal.

METODO DE EXPLOTACIÓN OPEN STOPE El método de minado ha sido pensado exclusivo para vetas . muy pequeña de potencia ; es una variante del Shrinkaje estático con una diferencia marcada que se cuenta con mineral al día . El método Open Stope esta basado en el uso de la bien conocida de puntales de avance y puntales de seguridad con su respectivo tablas y líneas de vida PETS NOSA, para la ejecución del método. La limpieza en este método se puede realizar mediante Scapper y/o equipo LHD micro scoop. Este ultimo le da flexibilidad al método y mayor productividad; la extracción de estéril es considerablemente reducida . CONTROL DE OPERCION DEL METODO OPEN STOPE EN LA MINA YAULIYACU. Dependiendo del ancho de estructura y sus leyes en veta y diseminado se calcula un ancho de minado permisible de 0.8m.En realcé se ha logrado anchos de tajeo de 0.4m,



pero por la ergonomía del perforista se considera 0.6 – 0.7 m y un máximo al ancho permisible.

Labor

cm.

mt

mt

grd

Sub.Nv 2-90 Realce 2-90

0.7 0.7

0.8 0.8

45-90 45-90

P.V A.M AP. Buz

LEYES PROMEDIAS JUNIO PROGRAMADAS REALIZADAS

P.V A.M A.P Buz

%Zn

%Pb

%Cu OzAg %Zn 2.7 1.55

%Pb 1.98 1.32

Valor

%Cu OzAg 0.31 8.58 0.29 7.1

mineral 43.4 $/Tm 33.4 $/Tm

= potencia de veta = ancho de minado promedio = ancho permisible = buzamiento de veta

DESARROLLO La realización de desarrollo se realiza mediante diversas labores, para cortar veta conocida el block propuesta para su preparación}, el desarrollo se realiza:

  

Rampa Crucero Chimenea PREPARACIÓN DEL OPEN STOPE

La preparación se comienza con la apertura de un sub. nivel

sobre veta en una

longitud de 30 –50m. CUADRO DE INFORMACION DE SUB NIVEL PERFORACION Sección 2.2*0.8

Lp Ttc Frp Frt Tph Thr Pdhr TMH

Nro de tal. teor. prac. 14

20

Lp m.

tacos m.

Ttc min.

frp frt Tph Thr Pdhr TMH Tm/m Tm/tal min/hr tal/hr Tm/hr Tm/hg

1.63

0.25

6.5

0.25

0.4

16.25

2.5

1

1.3

= longitud de perforación promedio = tiempo total de ciclo de perforación = factor de rendimiento de perforación = factor de rendimiento por taladro = tiempo productivo por una hora = taladro por hora. = producción por una hora. = tonelada por hombre

CUADRO DE INFORMACION DE SUB NIVEL VOLADURA NroLos deQuenuales tal. Lp Guardado por Emp. Minera s.a. Sección 2.2*0.8

teor.

prac.

m.

14

20

1.63

tacos avanz. Explosivo Ricardo Grado M. de Yupanqui fragmentacion M m. m kg/dis kg/tal kg/tm 0.25

1.4

37.5

1.88

4.6

muy molido

EXPLOTACIÓN DE TAJEO DE OPEN STOPE. La explotación se lleva acabo mediante el ciclo: PERFORACIÓN No se acumula taladros generalmente se perfora un numero de 27 taladros en un longitud de 4.3m de longitud en malla 2* 1 y 2*2 , no se realiza pintado de malla, solamente el perforista al ojo por calculo perfora. CUADRO DE INFORMACION DE SUB NIVEL PERFORACION Sección 4.3*0.8

Lp Ttc Frp Frt Tph Thr Pdhr TMH Pjb

Nro de tal. teor. prac. 18

27

Lp m.

tacos m.

Ttc min.

frp frt Tph Pdhr TMH Pjb Tm/m Tm/tal min/hr Tm/hr Tm/hg Tm/jb

1.7

0.15

5.66

0.35

0.58

19.13

0.58

2.73

120

= longitud de perforación promedio = tiempo total de ciclo de perforación = factor de rendimiento de perforación = factor de rendimiento por taladro = tiempo productivo por una hora = taladro por hora. = producción por una hora. = tonelada por hombre = producción por juego de barreno.

VOLADURA La voladura se realiza en contadas oportunidades con taladros mas allá de 27 taladros o sea taladros acumulados, se utiliza el agente de voladura el examon P como columna de explosivo y iniciador el carmex con fulminante Nr. 6, amarrados con ignitacord (mecha rápida);también se realiza la iniciación de la columna explosiva con fanel.

CUADRO DE INFORMACION DE SUB NIVEL VOLADURA Nro de tal. teor. prac.

Lp m.

tacos avanz. Explosivo Grado de fragmentacion m. m kg/dis kg/tal kg/tmRicardo M. Yupanqui M

1.63

0.15

Sección Guardado por Emp. Minera Los Quenuales s.a. 4.3*0.8

18

27

1.4

42

1.6

0.38

muy molido

LIMPIEZA Inicialmente se instalo scrappers para la limpieza (aproximadamente 10 TM /gd) , es sabido que este equipo es muy lento en vetas con comportamiento sinuoso casi todas las vetas se comportan del ultimo mencionado. Posterior se realizo el desquinche de ancho de minado de 0.8m a 2m para instalar equipo microscop (6.7 TM / hr.) en blocks que justifica su utilización EMPLEO DEL SCRAPPER PARA EL ACARREO. VENTAJAS: -

Simplicidad y robustez del sistema

DESVENTAJAS: -

Rendimiento bajo a una distancia superior a 30 MT.

-

Rendimiento bajo en vetas sinuosas

-

El SCRAPPER debe ser lo suficientemente pesado para efectuar el acarreo y además debe estar bien equilibrado; una rastra de 60 cm

no reúne estas

condiciones, deslizándose con frecuencia sobre el material que debe acarrear. -

Produce dilación en razón de la longitud acarreada cuando el material de relleno no esta definido del mineral derribado.

SOSTENIMIENTO Se refiere la colocación de puntales de avance con espaciamiento de 2.4 *2.4, la colocación de tablas de 2 por cada 2 puntales .El colocado de estos ademes es en toda su longitud de explotación.  Un solo hombre a una altura 20-30m pone 3 puntales /gdr  Dos hombres a la misma altura ponen 3-5 puntales /gdr Se tiene problemas de desprendimiento de cuñas de cajas techo en la sección V y sección III, es una de las causas que genera dilución en las labores. Por ejemplo se ha



puesto 92 puntales en el tajeo M-120 que tiene 22.5m de longitud y 7.30mt de alto haciendo un área de 164.25 m2. CALCULO DE MÁXIMA PRESION DE CAJA TECHO EN UN AREA DE 164.25 m2. El tajeo corresponde a la sección V de ramal de la veta M tiene un buzamiento de 62 grados con ancho de minado de 0.9m ; la madera que se utiliza para puntal de avance son redondos de eucalipto de 6 pulg. De diámetro los valores de resistencia de estos puntales se requiere determinar en el laboratorio de acuerdo a las normas ASTM (método

estándar para

la prueba

de especimenes limpios y pequeños) datos se

consigue en tablas de ademes. CARGA CRITICA (Pc) Es la capacidad de la carga de una columna que expresa el valor de la fuerza axial, suficiente para que la columna adopte apenas una forma ligeramente flexada. Esta carga depende del área de su sección transversal, del tipo de material y de la relación de esbeltez. La presión que ejerce la caja techo de caserón no de be superar el valor de Pc para que el puntal trabaje sin fallar . Por ello un buen diseño de malla para distribuir los puntales y colocarlo adecuadamente reduciría el numero de ellos y por ente el costo, para no colocarlos en zonas que no requieran y los esfuerzos estén estables. El calculo de Pc, se realizara con la relación :

( )2 E I Pc =

(KL)2

Donde : Pc

= Carga critica



= Modulo de elasticidad de material (100.000 Kg/cm2) = Momento de inercia de la sección transversal ( d4/64) = diámetro de puntal 6 pulg. = 15.24cm = longitud efectiva de puntal (K = 0.7) = ancho de minado.

E I .d K L

I = (15.24)4/64 = 842.87 Remplazando los valores.

Pc = 209.594 /puntal.

Entonces la presión (Pt) que ejercerá la caja techo del caserón será. Pt = 209.594 Kg. / m2 * 164.25 m2 Pt = 34425.81 Kg

Hallando el numero de puntales (#p.) necesario para sostener esa presión por el tiempo que dure la explotación

P=

Donde :

@c A

#p = A*P @c

P = Pt @c = resistencia del puntal (110 Kg/cm2) A

= 164.25 m2

#p = 34426.8 Kg/1100000 Kg/m2 = 3.13 m2 Esto significa que cada puntal se colocara por 3.13 m 2 ya sea con malla 2.4*2.4m ó 1.7*1.7m de espaciamiento de uno a otro. #p = 164.25 m2 /3.13m2 , entonces se colocara 53 puntales con una malla cuadrada de 1.75*1.75m de espaciamiento. Como se puede observar la diferencia del numero de puntales de 92punt – 53punt.=39punt*2.36$/punt.= 92.1 $ de mas gastados.



CUADRO DE METODOS DE EXPLOTACION EN MINA YAULIYACU S.A NUMERO DE METODO DE EXPLOTACION PORCENTAJES DE METODO METODOS OS SM CF SLS OS SM CF SLS

SECCION

LABOR

I

PRODUCCION DESARROLLO

22 4

14 1

0 0

1 0

7 3

64 25

5 0

32 75

II


9 7

2 6

0 0

3 0

4 1

22 86

33 0

44 14

III


7 6

5 6

1 0

0 0

1 0

71 100

0 0

14 0

V


13 6

3 2

0 0

10 4

0 0

23 33

77 67

0 0

74

39

1

18

16

53 %

24 %

22 %

TOTAL

1 %

FUENTE: Programa de produccion.

OS = open stope SM = shrinkage mecanizado CF = corte relleno SLS = sub level stoping

ALTERNATIVA DE CAMBIO DE METODO DE EXPLOTACIÓN OPEN STOPE VERSUS VEIN MINING

OBJETIVO : Aumentar la productividad y flexibilidad del minado INTRODUCCION



Como se puede observar en el cuadro anterior de 74 métodos de explotación representa

Open Stope haciendo un

39

53%, para el mes de junio se realizó mas

preparación en la sección III por lo que el porcentaje aumentaría. El método Open stope tiene desventajas :  Seguridad se cuestiona.  Ergonomía para el trabajador en el ambiente de trabajo.  Costo y uso de madera es alto.  Es un método no ecológico.  Disponibilidad de mineral es pequeño por día.  Ciclo de minado es muy lento. En el minado se observo que en un valor promedio de todos los tajeos, se perfora una longitud de 4.3 mt/ guardia y se dispara realizando la voladura con 27 taladros. Se realiza máximo tres cortes al mes casi no se acumula taladros. Las mallas utilizadas son de 2*1, 2*2 y los parámetros geométricos del burden (B) y espaciamiento (E) se ha dejado al criterio del perforista. El tonelaje promedio programado por tajeo casi no supera los 300 TM /mes. Produciendo en un

promedio 11700 TM /mes en toda la

mina. En los cuadros siguientes se realizará comparaciones de costos y uso de madera por los métodos en comparación, se tomara un block de 50m de largo y 30mt de alto con un ancho de minado de 0.8m.Quisiera cautelar que para decisión dew cambio de metodo es necesario realizar mas análisis en investigación de operaciones y simulación en la



reilación valor costo beneficio.

METODO DE EXPLOTACION OPEN STOPE

TIEMPO

METODO

ITEM dimension de block

RESULTADOS 50*30 m

ancho de minado

0.8m

longitud de perforacion

4.3m

Longitud de barreno

6pies

Longitud de taladros

5.7 pies

Taladros por disparo

27tal

Burden promedio (B)

0.5m

Espaciamiento promedio (E)

0.4m

Tiempo promedio por taladro

6.12 min/tal

Tiempo neto de perforacion

165.24min/tal

Velocidad de perforacion

0.94pie/min

Factor de perforacion ( n )

0.74.

Eficiencia de perforacion

155.7pie/gd

COSTO DE PREPARACION SUB NIVEL

ITEM SUB NIVEL

$/m avance 50m

Costo uni.

Avance

COSTO TOTAL

232.72

50

11636

7.65

78.1

597.465

0

0

0

$/hr equipo

35

8

280

$/m *2%supervision

4.7

4.7

235

$/m3 desq. 50 $/uni sostenimiento

COSTO TOTAL


12748.465


COSTO DE EXPLOTACION

TAJEO

ITEM

Costo uni.

Avance

COSTO TOTAL

$/TM rotura 50m

15

3360.00

50400

$/hr equipo

35

90

3150

0.3

0.3

1008

$/Tm *2%supervision

COSTO TOTAL

54558

Tiempo que se demora en explotar el block por 3 cortes al mes 10 meses/ block

COSTO DE MADERA

ITEM

Cant.Totaluni.$ Sub TOTAL

Puntal en linea 50m ( 20punt.)

SOSTENIMIENTO

Puntal altura 30m

240 2.36

566.4

(12 punt.)

15% por perd. vold. (0.15*240)

72

2.36

169.92

456

2.2

1003.2

46

2.2

101.2

Soga en linea mt. (50m)

200

6

1200

20% por deterioro (0.2*50)

40

6

240

Atacadores

24

0.6

14.4

Puntales por camino

29

2.36

68.44

Tablas por encofrado

90

2.2

198

Tablas por descanso

45

2.2

99

Escaleras

18

6.8

122.4

Tablas

(19*2*12cort)

10% por perd. Vol. (0.1*456)

COSTO TOTAL DE MADERA.


(2*1 cort*12)

3782.96


CUADRO RESUMEN DE COSTO

ITEM

COSTO $

1 COSTO DE PREPARACION

12748

2 COSTO DE EXPLOTACION

54558

3 COSTO DE MADERA

3782.96

4 COSTO DE ADM. 5 OTROS COSTO TOTAL


71089


METODO DE EXPLOTACIÓN POR

VEIN MINIG La explotación por VETAS o filones , como también se llama , es un método de minería que normalmente se emplea en yacimientos con bastante buzamiento y de poca anchura . El denominación “ por chimeneas “ es la mas adecuada porque una de las tareas de preparación es abrir la chimenea y la explotación se inicia desde esta . La tarea de preparación empieza con los sub. niveles . La distancia puede ser grande , de hasta 100 m , si lo permite la forma del yacimiento . Los sub. niveles

se abren

preferiblemente en el yacimiento , acondicionándose como niveles de transporte . A esto sigue la horadación de la chimenea piloto , también en el mineral . Tras terminar la labor de preparación , desde la chimenea se inicia la perforación de explotación . Normalmente los barrenos son horizontales ( perpendiculares a las paredes y a la veta ) puede hacerse una perforación circular paralela o en abanico. La carga y volcadura se realiza desde la chimenea . Se extrae roca fragmentada y cuando la voladura llega al nivel de transporte superior se realiza el descombro final. Las ventajas de este método son : - Inversiones de capital bajas - El equipo de perforación puede ser convencional stoper y / o Alimak - poco labor de preparación - poca labor de preparación en la roca estéril - La perforación , carga de explosivo y voladura son independientes entre si . El método también puede utilizarse en yacimiento mas grandes , con un espesor de 30 a 40 m entonces se convierte RAISE MINING. Como estamos trabajando con un block de 50*30 m para realizar el análisis de la posibilidad de aplicación en la Mina YAULIYACU S.A.



ETAPA DE PREPARACIÓN Las labores de preparación se realiza sobre estructura con ancho de minado 0.8m en un longitud de 50 mt, pudiendo ser mayor, luego se procede el desquinche a 2 metros , para el uso equipo LHD. Tiempo de culminación en 34 días mas 4 días para el desquinche, el sub. nivel quedaría preparada 38 días, el mismo tiempo y costo para el Open Stope.

EN ESTA ETAPA SE REALIZARA EL SUB NIVEL SOBRE VETA, COMO EN OPEN STOPE A UN ANCHO DE 0.8m Y ALTO DE 2.2m Y LONGITUD DE 50m GEOLOGIA

EVALUARA

COMPORTAMIENTO ESTRUCTURA

EN

EL

DE

LA

LEYES

Y

POTENCIA

TERMINADA EL SUB NIVEL SE PERFORARA PARA EL DESQUINCHE EN UN LONGITUD DE 50m SOBRE CAJA TECHO CON UN BARRENO DE 4 pies, PARA UNA APERTURA DE 2 m . LA COLOCACION

DE

LOS

PERNOS

DE

ANCLAJE Y/O SPLI SET SE COLOCARA SOBRE TODA LA SUPERFICIE DE LA LABOR



PERFORACION DE LAS CHIMENEAS - TAJEO. Realizada el sub. nivel se procedería a delimitar los bloks y las chimeneas : BLOCK , tendría una longitud de 5mt por una altura de 30m, una vez realizadas las chimeneas – tajeo para realizar la acumulación de taladros con longitud de 8pies para ambos lados para su posterior tronadura. CHIMENEA - TAJE O, denomino de esta manera por que en el método Open stope la longitud promedio de perforación 4.3m / gd con un numero de taladros de 27. Si se perfora

en esta longitud sobre veta , se puede considerar en perforar casi la misma

longitud

como si fuera una chimenea en sus ciclos de perforación y voladura y

colocado de puntales; la sección de la chimenea - tajeo es de 0.8 de ancho y 2.5 de longitud con un barreno de 6 pies, realizando una comunicación de los 30 metro en 10 días con un producción de mineral de 168 TM en diez días, siendo mas del 50 % del programado. Se consideraría el costo

de chimenea 150.79 $/m

versus

Rotura tipo tajeado

15$/Tm. Planeamiento realizaría el análisis par este caso al ejecutor de la obra

BLOCK A DISPARAR CON UNA CUBICACION CONSIDERANDO DENSIDAD DE 2.8 TM/m3 DATO FACILITADO POR GEOLOGIA LA CANTIDAD DE MINERAL A SACAR SERIA 1200 TM CON UNA LEY DE PLATA PROMEDIO 13 onz. Ag. EN CASI TRES MESES A DIFERENCIA DEL OPEN STOPE 10 MESES



CH = chimenea Ancho = 0.8 m Largo = 2.5 m

B = Block Ancho = 0.8 m Largo = 5.0 m

PERFORACION Y VOLADURA . La acumulación de taladros

se realiza , mediante las chimeneas con perforación

horizontal, una vez echa el pintado de veta de geología, la acumulación de taladros seria en un numero de 116 tal / frente. En este caso no existiera problemas de costos. El volumen derribado seria a la tercera semana

336 TM aproximadamente que

indudablemente superaría la producción del el programado para los Open Stope. Ver figura siguiente.



PERFORACION DE LOS BLOCKS DEL B1 A B7

EN LA ETAPA DE PRODUCCION DE L METODO VEIN MINING UNA VEZ REALIZADA

LAS 2 CHIMENEAS (10 días) DE LAS 7 CHIMENEAS

SE

PROCEDE LA ACUMULACION DE TALADROS EN TODA LA LONGITUD Y CARAS DE B1 Y B2 APROXIMADAMENTE, EN 3 DIAS CON BARRENO DE 8 PIES ( 8.16 min / tal ) REALIZANDO 116 TALADRO CON UN MALLA 0.5* 045 m, LAS DEMAS CHIMENEAS SEGUIRAN EN PRODUCCION Y COMUNICACIÓN POR SUPUESTO PARA CONTINUAR CON EL CICLO.



VOLADURA DE LOS BLOCK

LA VOLADURA SE REALIZARA TERMINADA LA ACUMULACIÓN DE TALADROS DE LOS BLOCKS B1 Y B2 , PERO SOLAMENTE SE DISPARARA UNA SOLA CARA DEL B2 DEJANDO LA MITAD COMO PILAR PARA EL SIGUIENTE MODO PARA CARGAR Y SE CARGARA EL PILAR DEJADO Y ASI SE SEGUIRA HASTA TERMINAR EL BLOCK .LA PERFORACION Y VOLADURA SE DEBE APROVECHAR LOS PUNTALES COLOCADOS PARA COMUNICAR LAS CHIMENEAS . LA VOLADURA Y LA LIMPIEZA SE REALIZARA EN RETIRADA .



Chimenea - Tajeo

PARA METODO DE EXPLOTACION. VEIN MINIG

ITEM

Costo uni.

Produccion

$/TM rotura 30m

15

168.00

2520

$/hr equipo

35

90

3150

0.3

0.3

1008

$/Tm *2%supervision

COSTO TOTAL

6678

COSTO POR 7 CHIMENEAS

Chimenea

COSTO TOTAL

ITEM

Costo uni.

$/m rotura 30m $/hr equipo $/Tm *2%supervision

Produccion

COSTO TOTAL

150.79

30.00

4523.7

35

90

3150

0.6

0.6

2016

COSTO TOTAL COSTO POR 7 CHIMENEAS


46746

9689.7

67827.9


ITEM PARA METODO DE EXPLOTACION. VEIN MINIG dimension del block mt. ancho de minado Dimension de bock ITEM Costo uni. Prod/block COSTO TOTAL dimension de chimenea -tajeo longitud de barreno * pies $/TM rotura 30m 15 336.00 5040 longitud de taladros * pies equipo 90 3150 taladros por$/hr disparos en chimenea - tajeo 35

Block Tajeo

METODO

METODO DE EXPLOTACION VEIN MINING

Corte quemado 6superv taldros $/Tmde *2% ision 0.3 burden ( B )m COSTO TOTAL Espaciamiento ( E )m taladros por disparos en perforacion block - tajeo burden ( B )m Espaciamiento ( COSTO E )m TOTAL POR 7 BLOCK

0.3

RESULTADOS

50*30 0.8 5*0.8m 0.8*2.5 6 5.7 20-20 6 0.5 0.3 232 0.5 0.45

1008 9198

64386

TIEMPO

En un promedio de programacion mensual de produccion, se le ha programado en OPEN STOPE 300 TM/mes

PUNTAL - DISPARO (despues de los 30 m necesita emnaderador) Perforacion por taldros min/tal Comunicación de chimenea de 30m Acomulacion de taladros en block -tajeo Voladura de taladros e n block - tajeo

8horas 8.16 10dias 4dias 8horas

COSTO DE MADERA

SOSTENIMIENTO

ITEM

Cant.Totaluni.$ Sub TOTAL 203

2.36

30

2.36

70.8

196

2.2

431.2

20

2.2

44

210

6

1260

20% por deterioro (0.2*30)

42

6

252

Atacadores

24

0.6

14.4

7

6.8

47.6

Puntal altura 30m

(29 punt.)*7Ch.

15% por perd. vold. (0.15*203) Tablas

(28*1*7ch.)

10% por perd. Vol. (0.1*196) Soga en linea mt. (30m)

(2*1 cort*12)

Escaleras COSTO TOTAL DE MADERA.


479.08

2599.08


CUADRO RESUMEN DE COSTO

ITEM

COSTO $

COSTO DE PREPARACION SN

12748

1 COSTO DE PREPARACION Chimenea -tajeo

67827.9

2 COSTO DE EXPLOTACION

64386.0

3 COSTO DE MADERA

2599.1

4 COSTO DE ADM. 5 OTROS COSTO TOTAL

147561

CUADRO DE COMPARACION DE COSTOS APROXIMADOS PARA UN BLOCK TEORICO DE 50M * 30M EQUIPO LIVIANO

TIPO DE METODO

COSTO TOTAL

METODO OPEN STOPE METODO VEIN MINING

TIEMPO

Prod./mes

Tipo

Control

Perforacion

Dilucion

Term. De bolck

Sub nivel

71088.96

10 mese

40dias

300 TM

Perf. Vert.

60%

147561

3-4meses

40dias

800 TM

Perf. Horz.

100%

CONCLUSIÓN

 Aparentemente el método propuesto es 100% caro en el análisis teórico, pero si nos fijamos en el tiempo que se demora es tronar un bolck de 50*30 m .Es una diferencia que se d e be considerar.  Se debe considerar el método y realizar su análisis de sensibilidad económica.  Buscar bajar el costo con algunas optimizaciones de alguna operación unitaria que requiera el método propuesto.  La dilución con una perforación horizontal es controlable al 100%  También el nivel del grado de fragmentación del mineral.



 Para el control geológico

de la estructura es

muy favorable

saber el

comportamiento de la misma en altura.  En el trabajo el método Open Stope es muy lento y su mecanización con equipo LHD ya sea micro scooptram no justifica para la producción por guardia aproximadamente 19 TM/gd.  Para el control y elaboración de la programación de actividades Stope, se debe tener la presencia de los jefes de guardia de

en

Open

las contratas para

el mejor control y coordinación para los trabajos.  Debe haber encargados de la supervisión de los cronogramas por sección, así facilitar el control de operación mina.  Se debe controlar constantemente la perforación y voladura en los tajeos y desarrollo del open stope.  Se debe capacitar al perforista para controlar su consumo de explosivo, perforación y

su

el pintado del cuadrillaje de malla que se debe realizar todos los

días.  Finalmente quiera cautelar algunos lasus calami incurridos en el informe.



Informe de Vetas Angostas

Recommend Documents