5-6-2018
CURSO: SERVICIOS AUXILIARES
Magister: Ing. BENAVIDES CHAGUA, Silvestre INTEGRANTES •
OLLERO SANCHEZ, JOSUE VICTOR
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VALERIO PALOMINO, NILTON DAVID
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HUAMAN MUÑOZ, GEORGE BRIAN
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ESPINOZA QUISPE, JHONATAN
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TORRES ORTEGA, JHOSEB
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POVIS ZEVALLOS, NOÉ
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ORTEGA VIZCARRA, JHORVIZ
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COTRINA SANTIAGO, EDGAR
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CONDOR QUISPE, JIMMY
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REYNOSO PORRAS, RAQUEL
UNIDAD DE PRODUCCION UCHUCCHACUA
DEDICATORIA El presente trabajo dedicamos a la universidad con más excelencia del Perú UNIVERSIDAD NACIONAL DANIEL ALCIDES CARRION, a los ingenieros que gracias a ellos seguimos por el buen camino.
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Contenido DEDICATORIA .......................................................................................................................................... 1 INTRODUCCIÓN ...................................................................................................................................... 5 OBJETIVOS ............................................................................................................................................... 6 COMPAÑÍA MINERA BUENAVENTURA S. A. A. ....................................................................................... 7 Descripción de la visión, misión y valores de Buenaventura ............................................................. 8
Visión: ............................................................................................................................................. 9 Misión ............................................................................................................................................. 9 Valores ........................................................................................................................................... 9 Estrategia corporativa: .............................................................................................................. 10 Código de ética: .......................................................................................................................... 10 Seguridad: ................................................................................................................................... 11 Campañas y actividades: ....................................................................................................... 11 Procesos Obligatorios Obligatorios : .......................................................................................................... 11 Acci Ac cion ones es de m ejora: ejo ra: ............................................................................................................... 11 UNIDAD DE PRODUCCION UCHUCCHACUA ..................................................................................... 14 ORGANIGRAMA DE SUPERINTENDENCIA DE UCHUCCHACUA ........................................................ 15 EL METODO DE MINADO CUT AND FILL (CORTE Y RELLENO ASCENDENTE) ....................................... 18 5.1 Respuesta de la roca a los cambios de la energía ...................................................................... 19 PROPIEDADES MAS IMPORTANTES DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN UTILIZADO ............................... 23 MÉTODO DE CORTE Y RELLENO ASCENDENTE (Over Cut and Fill)................................................... 23 CONDICIONES DE APLICABILIDAD .................................................................................................... 23 RELLENO ............................................................................................................................................ 24 VENTAJAS: ......................................................................................................................................... 25 DESVENTAJAS: ................................................................................................................................... 25 EL MÉTODO DE MINADO OVER CUT AND FILL (CORTE Y RELLENO ASCENDENTE) ......................... 26 CARACTERÍSTICAS DEL YACIMIENTO ................................................................................................ 27 FUNDAMENTO PARA LA ELECCIÓN DEL METODO DE EXPLOTACIÓN .................................................. 28 Elección de un método de explotación ............................................................................................ 28 pág. 2
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Geomecánica ..................................................................................................................................... 30 Características del yacimiento .......................................................................................................... 31 Arreglo estructural de la masa rocosa .............................................................................................. 32 Influencia de esfuerzos en la masa rocosa ....................................................................................... 33 Clasificación de los principales métodos de explotación ................................................................. 33 Evaluación económica para selección del método de explotación ................................................. 37 Calculo de reservas minables y valor del mineral ............................................................................ 38 Calculo de margen de utilidad y valor presente neto ...................................................................... 41 Ley mínima de corte ......................................................................................................................... 45 SISTEMA DE BOMBEO Y DRENAJE DE AGUAS SUBTERRÁNEAS Y METEORICAS .................................. 47 FUNDAMENTOS TEÓRICOS ............................................................................................................... 48 NPSHo. Disponible del Sistema : ....................................................................................................... 52 RESULTADO DE LA MEJORA DE BOMBEO ........................................................................................ 57 CALCULO DE SOBREPRESIONES POR GOLPE DE ARIETE ................................................................... 59 ANÁLISIS DE LOS RESULTADOS ......................................................................................................... 62 PRUEBA Y PUESTA EN OPERACIÓN ................................................................................................... 62 Sumidero (deslamador y tanque) ..................................................................................................... 62 COMPARACIÓN DE RESULTADOS ..................................................................................................... 64 APLICACIONES PRÁCTICAS ................................................................................................................ 65 SISTEMAS DE AIRE COMPIMIDO Y CAPACIDAD INSTALADA ................................................................ 65 Características de las compresoras .................................................................................................. 67 ACARREO Y TRANSPORTE DE MINERAL ................................................................................................ 68 CARACTERÍSTICAS GENERALES ......................................................................................................... 70 TRANSPORTE DE MINERAL ............................................................................................................... 73 SISTEMA DE VENTILACIÓN .................................................................................................................... 74 Responsabilidades: ........................................................................................................................... 75 Registro y controles: ......................................................................................................................... 76 MEJORA DE LA VENTILACION DE MINA SOCORRO - 2011 ............................................................... 76 NUEVO SISTEMA DE VENTILACIÓN EN LA MINA SOCORRO - 2015 ................................................. 77 pág. 3
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SISTEMA DE MATENIMIENTO DE EQUIPOS Y MAQUINARIAS .............................................................. 77 EQUIPOS Y MAQUINARIAS ................................................................................................................ 77 SISTEMA DE MANTENIMIENTO DE EQUIPOS Y MAQUINARIAS ....................................................... 80 ANÁLISIS Y PROBABILIDAD DE CAMBIO DE MÉTODO .......................................................................... 89 BANQUEO Y RELLENO (BENCH AND FILL) ......................................................................................... 90 TIPOS DE MINERAL ............................................................................................................................ 90 VENTAJAS Y DESVENTAJAS ............................................................................................................... 90 Diseño de bloques ............................................................................................................................. 92 ANCHO DE CÁMARAS DE EXPLOTACIÓN .......................................................................................... 92 PROBLEMA N° 1 .................................................................................................................................... 96
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INTRODUCCIÓN El presente trabajo de investigación de la compañía minera BUENAVENTURA a la unidad de producción UCHUCCHACUA, donde encontramos diferentes tipos de información sobre la empresa desde la flora a la fauna hasta la geología, de la exploración hasta la producción día/ año, el sistema o método de explotación de la empresa. Compañía de Minas Buenaventura es una empresa peruana productora de metales preciosos con más de 64 años de experiencia en actividades de exploración, desarrollo, construcción y operación de minas. Iniciamos nuestro camino en 1953 con la adquisición de la mina Julcani, en Huancavelica. Desde entonces desarrollamos una cultura empresarial que tiene como eje el cuidado del medio ambiente, la salud y la seguridad de todos nuestros colaboradores y el respeto a las comunidades.
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OBJETIVOS 1. 2. 3. 4. pág. 6
Conocer la producción de la empresa minería Conocer el sistema de ventilación Conocer el método de extracción extracc ión El funcionamiento total de la empresa
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COMPAÑÍA MINERA BUENAVENTURA S. A. A. Somos la primera empresa minera latinoamericana en listar en la Bolsa de Valores de Nueva York desde 1996. Actualmente, como se muestra en el cuadro 4.1 y gráfico 4.1, Buenaventura opera en siete minas en el Perú: Orcopampa, Uchucchacua, Antapité, Julcani, Recuperada, Shila-Paula e Ishihuinca. Además, según el cuadro 4.2, tiene el control de la compañía minera El Brocal y otros intereses minoritarios en diversas compañías mineras, como Yanacocha, Conehua y Cerro Verde.
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Ubicación de las principales minas y proyectos de exploración de la Compañía de Minas Buenaventur a S. A. A.
Descripción de la visión, misión y valores de Buenaventura
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Visión: Ser una empresa minero-metalúrgica globalmente competitiva. Líderes en términos de seguridad y generación de oportunidades para el desarrollo integral de nuestro equipo humano, así como en rentabilidad y creación de valor para los accionistas. Estamos plenamente comprometidos con un manejo responsable del medio ambiente y con el desarrollo sostenible de las comunidades en las que operamos. Desarrollar recursos minerales generando el mayor valor posible a la sociedad. Misión •
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Ser el operador minero de elección y de mayor aceptación para las comunidades, las autoridades y la opinión pública en general. Promover el crecimiento y desarrollo orgánico, principalmente a través de las exploraciones y la investigación metalúrgica. Diversificar nuestra producción a otros metales y energía. Mantener el contacto y la transparencia con nuestros accionistas, las autoridades y demás grupos de interés ( stakeholders). Lograr excelencia ambiental en nuestras operaciones y exploraciones. Desarrollar y promover alianzas estratégicas con las comunidades donde operamos, participando activamente en favor de su desarrollo sostenible. Lograr un ambiente de trabajo que promueva el desarrollo humano y profesional en todos los ámbitos de la empresa. Explorar por recursos hídricos y propiciar el aprovechamiento racional de estos.
Valores Las acciones y decisiones de Buenaventura implican un comportamiento del personal consecuente con los mandatos contenidos en la misión y los valores de la empresa. Se destacan los siguientes valores: integridad, laboriosidad, lealtad, respeto, honestidad y transparencia. Seguridad: es un valor central que promueve el respeto a la vida de nuestros colaboradores y que está presente en todos nuestros procesos, operaciones y actividades. Honestidad: actuamos de manera recta y proba, sin mentir, engañar u omitir la verdad. Laboriosidad: sentimos pasión por nuestro trabajo; damos lo mejor de nosotros y actuamos de manera eficiente, segura y responsable. Lealtad: estamos comprometidos con nuestra empresa, misión, visión y valores. Somos parte de un mismo equipo. Respeto: demostramos consideración y trato cortés hacia las personas, sus ideas, su cultura y sus derechos. pág. 9
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Transparencia: nuestras comunicaciones y actos son veraces, claros, oportunos y sin ambigüedad
Estrategia corporativa: La estrategia corporativa de Buenaventura parte del directorio, compuesto por siete miembros, cinco de los cuales son independientes. En virtud del compromiso de transparencia de la empresa con sus accionistas, una persona designada por los fondos de pensiones del Perú forma parte del directorio y participa en las actividades del comité directivo. Para la gerencia, el directorio es un recurso de valor agregado en tanto presta dirección y asesoría. Cuatro comités apoyan la labor del directorio: auditoría, compensaciones, nominaciones y gobierno corporativo. Cada uno de estos comités está compuesto en su mayoría por directores independientes. El comité de auditoría, en particular, lo integran exclusivamente miembros independientes del directorio. Por su parte, el comité de gobierno corporativo asume la responsabilidad de todas las iniciativas vinculadas con el gobierno corporativo de Buenaventura. Los cargos de presidente del directorio y de gerente general de Buenaventura están separados, a fin de asegurar la imparcialidad del directorio al momento de evaluar y supervisar la gerencia. Finalmente, Buenaventura lleva a cabo evaluaciones periódicas del directorio, las cuales son realizadas por un director principal en conjunto con los directores independientes. Para Buenaventura es primordial informar en forma correcta y oportuna al mercado. Con este propósito, creó un comité de revelaciones cuya función es transmitir al mercado toda la información pertinente apenas finalizan las reuniones del directorio. Con ello se busca, además, evitar retrasos en la comunicación que abran la posibilidad de que personal interno con acceso a información privilegiada le dé mal uso. Código de ética: Para abordar temas de integridad y conducta, el directorio aprobó un código de ética que se encuentra a disposición de las partes interesadas y cuya lectura es obligatoria para todos los empleados de la compañía y los miembros del directorio. Este código se refiere principalmente a conflictos de interés y transacciones relacionadas. El oficial encargado de ética reporta al comité de auditoría y tiene la misión de supervisar que los empleados, los gerentes y los directores cumplan con las normas establecidas. Tanto el oficial de ética como el presidente del comité de auditoría pueden ser contactados por medio de un pág. 10
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sistema de denuncia de irregularidades, que permite a quienes tienen intereses en la compañía informar de manera anónima sobre cualquier posible sospecha o información de violación al código de ética. El comité de revelaciones y el directorio son responsables de publicar los estados financieros y el informe anual con la participación activa de la gerencia. Buenaventura se rige por normas internacionales de publicación de informes y usualmente los estados financieros se adhieren a las prácticas contables generalmente aceptadas (GAAP) de Estados Unidos. Los informes financieros son revisados por un auditor independiente externo que responde ante el directorio. La empresa publicita información de control y propiedad accionaria cada mes y no se involucra en ningún acuerdo de accionistas que pueda perjudicar su sistema de gobierno corporativo o el trato con sus accionistas. De igual manera, la compañía informa a sus accionistas sobre todas las relaciones comerciales y las disposiciones sustanciales de los contratos que suscribe. Seguridad: Campañas y actividades: •
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Participación constante de todos a fin de alcanzar la meta de “Cero Accidentes”. Campaña “Si no es seguro, no se hace”.
Campañas para incrementar el reporte de incidentes (cuasi accidentes). Campaña de tránsito seguro con entrega de dípticos destacando las responsabilidades del chofer y los pasajeros.
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Programa “DeCo” (Detecta y Corrige condiciones subestándar) orientado
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a los riesgos críticos de la empresa. Programa de Observación de Conductas Riesgosas.
Procesos Obligatorios : • • •
Auditoría a las empresas transportistas de materiales peligrosos. Inspecciones multidisciplinarias lideradas por el Gerente de la Unidad. Investigaciones de accidentes graves realizadas por equipos de trabajo con personal directivo proveniente de otras unidades.
Acci on es d e mejor a: • •
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Desarrollo del Plan de Capacitación por Competencias para el personal. Reporte de Actos y Condiciones subestándares para corregir desviaciones.
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Reuniones de mejora continúa del Programa de Seguridad con la participación de los Gerentes de Unidad, Superintendentes de Mina y Vicepresidencias. Reforzamiento del área de Higiene Industrial y monitoreo permanente de peligros físicos, químicos, biológicos y ergonómicos. Reforzamiento de la capacitación de las Brigadas de Respuesta a Emergencias
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ORGANIGRAMA DIRECCION DE BUENAVENTURA
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Uchucchacua (100% BVN) se ubica en el distrito de Oyón, provincia de Oyón, región Lima. Es una operación subterránea descubierta por Buenaventura que produce plata, plomo y zinc. Inició operaciones en 1975. En esta zona, y como parte del convenio suscrito por el proyecto Pozo Rico con la comunidad campesina de Chinche Tingo, se logró la implementación de una miniplanta lechera en 2004, la cual permitirá industrializar la producción de leche de la zona. También se hizo entrega en 2005 de ganado brown swiss para la mejora genética, lo que contribuye a elevar los niveles de producción. En 2006 Buenaventura ha apoyado la formulación del plan de acción de cuatro comunidades campesinas dentro del programa de desarrollo de Alto Castilla. En Uchucchacua continúa durante 2006 el Proyecto de Desarrollo Agropecuario Sostenible en la Sierra Central-sede Oyón, a cargo de la Universidad Nacional Agraria La Molina, en convenio con las empresas mineras de la zona. Adicionalmente, se ejecuta el plan de capacitación para la cosecha de truchas en las comunidades de Huachos y Yanacocha, y se ha firmado un convenio con la Asociación Interprovincial de Comités de Lucha para la Erradicación de la Mosca de la Fruta en el valle de Huaura-Sayán, con el apoyo del Servicio Nacional de Sanidad Agropecuaria (Senasa).
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ORGANIGRAMA DE SUPERINTENDENCIA DE UCHUCCHACUA Superintendencia General
Encabeza la ejecución física de la construcción de acuerdo a Contrato, planificando y administrando económicamente los recursos humanos, materiales y equipos necesarios. ✓ Apoya al Gerente de Construcción en todas aquellas funciones que éste le delegue. ✓ Planifica y asigna tareas detalladas con su personal supervisor, los Superintendente de Área y controlar su ejecución, incluyendo todas las tareas técnicas y operativas para la buena y oportuna realización de las obras. ✓ Dota a la obra de los recursos necesarios para su ejecución, revisando oportunamente los equipos y herramientas requeridos. ✓
Asistent e de Su per in ten den ci a General ✓ ✓
Asiste al Superintendente de Mina en todas sus funciones y en su ausencia. Organiza las reuniones de planeamiento: organizar, dirigir, ejecutar y controlar el cumplimiento de los estándares, procedimientos, políticas, principios, reglamento de seguridad y salud ocupacional, dentro del departamento de Mina.
Superintendente de mina
Planifica y supervisa el desarrollo, preparación y producción de las actividades mineras. ✓ Gestiona la atención de los requerimientos de personal, equipos y materiales para la operación de las unidades mineras. ✓ Implementa procedimientos e indicadores para el desarrollo de actividades mineras, a fin de realizar mejora continua en sus actividades. ✓ Participa en la elaboración del cronograma de distribución de transporte y asignación de los tajos de explotación para las unidades mineras y garantiza su cumplimiento. ✓ Vela por el cumplimiento y participar de las actividades que conlleven al cumplimiento de normativas, reglamentos, presupuesto, planes ✓
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operativos y estratégicos de su área y el desarrollo de personas a su cargo según las políticas y procedimientos dispuestos para tal fin, con el objetivo de contribuir a la mejora continua de su gerencia y/o dar cumplimiento a la normativa legal vigente. Superintendente de planta
Supervisión de las operaciones y cumplimiento de los procedimientos operativos de cada sección, identificar desviaciones y de encontrarlas corregirlas de inmediato. ✓ Responsable de los resultados Metalúrgicos. Realiza las pruebas e investigaciones metalúrgicas del mineral a procesar. ✓ Supervisa, coordina y controla la ejecución de los procesos de producción (chancado, molienda, flotación, filtrado, disposición de relaves y despacho de concentrados) de la Planta Concentradora. ✓ Supervisa el despacho de concentrado verificando el cumplimiento de las normas de seguridad en todo momento ✓ Apoya en la supervisión en seguridad y control medio ambiental ✓ Maneja la reducción de costos de la Planta Concentradora. ✓
Superintendente de mantenimiento ✓
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Administra, coordina, controla y monitorea la ejecución de las OTM, programadas, preventivas-predictivas, correctivas planificadas y correctivas por averías y emergencia. Mejora los procedimientos de ejecución del mantenimiento. Planifica, coordina y monitorea el abastecimiento de materiales y repuestos, herramientas y equipos para la ejecución del mantenimiento. Evalua y controla los costos de mantenimiento, administrar el buen uso de los repuestos y materiales. Administrar los recursos humanos orientados a los servicios de mantenimiento. Administra y controla los contratos de servicios del área.
Jefe de recursos humanos ✓ ✓
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Propone, ejecuta y evalúa la aplicación del programa de reclutamiento, selección y contratación de personal. Administra el área de RRHH elaborando, ejecutando y controlando políticas y procedimientos que permitan a la organización alcanzar sus objetivos.
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Supervisa el pago oportuno de las remuneraciones, gratificaciones, bonificaciones de personal, así como los aportes, retenciones e impuestos. Verifica la correcta elaboración de las planillas de remuneraciones, gratificaciones, bonificaciones, AFP, ESSALUD, EPS, SUNAT y liquidaciones de beneficios sociales. Evalua las faltas disciplinarias cometidas por el trabajador y propone las sanciones administrativas correspondientes según las normas internas y las normas laborales, civiles y penales vigentes. Fortalecer el clima laboral de la organización, generando compromiso, motivación e integración entre los colaboradores, así como las condiciones de trabajo que garanticen la salud y seguridad ocupacional.
Jefe de geolo gía ✓ ✓ ✓ ✓
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Definir los objetivos estratégicos en coordinación con gerencias y velar por su cumplimiento en los plazos acordados. Elaborar el programa anual exploraciones mediante labores mineras y sondajes diamantinos. Revisar y aprobar el programa de sondajes diamantinos mensuales en base al presupuesto. Supervisar reportes diarios, justificar resultados de ley de producción, avances en exploración, así como administrar los indicadores de calidad del mineral. Evaluar y aprobar los nuevos proyectos de exploración dentro del presupuesto designado. Supervisar y controlar los presupuestos, gastos y proyectos.
Jefe de servicio so cial ✓
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Asistir en supervisar y evaluar los programas de Bienestar Social en oficinas y campamentos. Asistir en la realización de estudios sobre la situación social de la población laboral y su familia, elaborando el diagnóstico situacional y diseño del informe de la población habitante en los diferentes campamentos.
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Efectuar la atención a los casos sociales, accidentados, fallecimientos, afines. Efectuar trámites en ESSALUD para inscripción de trabajadores y adscripción de sus familiares de los que no radican en la zona. Apoyar en la orientación, asesoría en salud y pensiones al personal cesante.
Jefe de seguridad y medio ambiente ✓
Planificar, organizar, coordinar, asesorar y facilitar el desarrollo, medición e implementación de una cultura proactiva en el campo de la seguridad, con el propósito de garantizar la prevención de contingencias o daños personales y la aplicación de medidas correctivas. ✓ Supervisar, asesorar y controlar la aplicación de los reglamentos, políticas internas, normas de seguridad y el programa anual de seguridad. ✓ Presentar el programa anual de inspecciones en coordinación con el Residente de Obra, previa aprobación del comité de seguridad. ✓ Informar mensualmente a toda la empresa minera acerca del desempeño logrado en la administración de la gestión de seguridad y salud ocupacional.
EL METODO DE MINADO CUT AND FILL (CORTE Y RELLENO ASCENDENTE) Es un método que es utilizado en nuestra mina en cuerpos mineralizados irregulares. Para abreviar, este método de corte-y-relleno la mena es cortada en alzamientos horizontales, empezando de un corte de fondo y procediendo hacia arriba. Cada alzamiento consiste en ocho a diez rodajas mientras la altura de alzamiento es de 40 a 60 m, y se deja entonces un pilar de umbral. Cuando cada rodaja se quita, es rellenada dejando una plataforma activa para el próximo alzamiento en la mina chacua usamos el estándar de 5m de altura de corte. La situación de tensión del método de corte-y-relleno se describe en la fig.1. Se observa los progresos de minado hacia arriba, la carga del cuerpo mineralizado sobre y debajo de las etapas del Tajeo de explotación.
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Cuando minamos el tajo se acerca a la excavación (y rellenado), la mena permanece formando un pilar del umbral horizontal sujetado a tensiones muy altas. Si las fuerzas de tensiones en el pilar se van acercando, el fallamiento ocurrirá en el propio pilar o en la roca de techo.
Fig. 1 Incremento del techo en un stope con minado ascendente progresivo Cuando el pilar del umbral ha fallado, la disminución en el endurecimiento lleva a la redistribución de tensiones encima de y debajo del tajo. 5.1 Respuesta de la ro ca a los cambio s de la energía
Cuando se quita la roca para crear una excavación la masa y restantes de la roca instalada por el esfuerzo es deformado. Las fracturas se crean a menudo en este proceso y a veces se generan las ondas sísmicas. Deformación del refuerzo, el fracturamiento de la masa rocosa y la creación de ondas sísmicas requiere energía. Analizar los cambios de la energía al hacer labores subterráneas es por lo tanto importante. También algunos criterios para analizar el potencial de rockburst se basa en la ley de la conservación de la energía. El análisis se basa en cambios de geometría entre la figura 5a y la figura 5b, es decir, regalado, 5 de pág. 19
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12 estado I a estado II y la asunción de una más a elástico linear de la roca. Mientras que se agranda la excavación la masa circundante de la roca se mueve hacia la abertura creada, dando por resultado un cambio de la energía potencial (Wt). La roca quitada también contiene la energía almacenada (U m). La suma de estos términos representa la energía formada como resultado de la ampliación esta energía debe ser disipado (Hedley, 1992, ref.5)
Las tensiones que actuaban una vez quitado la roca esta transfieren energía a la más a circundante de la roca, aumentando así su energía de tensión almacenada (Uc). Si las excavaciones entonces aportan una cierta energía esta se absorbe al deformarse (Ws). La energía restante refiere como energía lanzada (Wr). La ley de la conservación de la energía. Si la roca fuera quitada instantáneamente ésta causaría vibraciones en la masa de la roca, y elequilibrio sería restaurado por descarga y la energía sísmica de proceso o la energía cinética(Wk) sería disipado (Hedley, 1992, ref.5). La energía que tiene que ser lanzada es la suma de energía almacenada en la roca quitada (Um) y la energía cinética (Wk). Para las condiciones elásticos no hay alternativas, eso significa que: Wr = Um + Wk Eq.1 pág. 20
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El componente sísmico de la energía contribuye al daño causado por un rockburst, y es energía sísmica que es registrada por los sistemas sísmicos como el caso chacua. Si la explotación minera se hace en los pasos pequeños (infinitesimales), el proceso es estable y no se da ninguna energía sísmica. Algunas minas que incrementan la explotación minera en ejecución pueden experimentar rockburst como es el caso de mina chacua que va en aumento en explotación. Esto significa que hay algunas otras fuentes de la energía que es lanzada, quizás debido al fractura miento inelástico de las condiciones por ejemplo de pilares o del resbalón alo largo de una discontinuidad. - el cambio en energía potencial es la fuerza impulsora; si esto se puede reducir la otra energía los componentes reducen correspondientemente. - el soporte (relleno) caso mina chacua es favorable de dos maneras; en reducir el cambio de energía potencial por reducción de la convergencia volumétrica del tajeo en explotación, y de ella
absorbe la energía, que significa menor energía que está disponible para el lanzamiento como energía sísmica (rockburst). La eficacia sísmica es un cociente usado para describir el potencial de rockburst. Se define la relación como energía cinética o sísmica respecto a la energía lanzada (Wk /Wr). Cuando más alto es el cociente más alto es el potencial de rockburst.Un estudio numérico de los componentes de la energía durante la explotación creciente, (Hedley1992, ref.5) estudió un stope sin soporte en uno rebody vertical. El ore body tenía 3 m de ancho y30 m. de alto, minado en diez cortes. Una tensión horizontal pre minado de 50 MPa fue utilizada. El cambio en energía potencial sísmica (Wt) para cada cortada es obtenido restando el cambio total de la energía potencial del corte anterior del actual corte. Cuadro fig.6 demuestra cómo cambia la energía de los componentes para cada corte. El aumento es lineal pues pág. 21
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progresa la explotación minera hacia arriba el cociente Wk/Wr demuestra que 72 % de la energía lanzada total son energía sísmica
Como experimento, la rebanada más alta fue dividida en tres rebanadas de 1 m para comparar la eficacia sísmica entre una rebanada de 3 m y una rebanada de 1 m. Una rebanada de 1 m debe ser una buena aproximación de la explotación minera incremental. La reducción en la altura de la rebanada conducirá a una disminución de la eficacia sísmica desde72 % a 59 % (Hedley, 1992, ref.5), pero sigue siendo lejos una eficacia sísmica cero, es decir, que no es eliminado la energía sísmica. Las ecuaciones usadas ´para el cálculo de
Regalado, 6 de 12los componentes de energía pueden estar fundadas en (Hedley 1992, ref.5). En el caso nuestro las rebanadas en cuerpos mineralizados no superan los 5 m en cada corte. De allí nuestra sismicidad es de mediana a baja intensidad (- 1.0 a + 0.8 Mw)
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PROPIEDADES MAS IMPORTANTES DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN UTILIZADO MÉTODO DE CORTE Y RELLENO ASCENDENTE (Over Cut and Fill) En este método de explotación el mineral es cortado en tajadas horizontales, comenzando de la parte baja y avanzando hacia arriba. El mineral roto es cargado y extraído completamente del tajo. Cuando se ha excavado una tajada completa, el vacío dejado se rellena con material exógeno que permite sostener las paredes y sirve como piso de trabajo para el arranque y extracción de la tajada siguiente. Como relleno, se utiliza el material estéril proveniente de los desarrollos subterráneos o de la superficie, también relaves o ripios de las plantas de beneficio, e incluso, mezclas pobres de material particulado y cemento para darle mayor resistencia.
CONDICIONES DE APLICABILIDAD
Se puede aplicar en yacimientos: Con buzamientos pronunciados mayores de 55 °. En yacimientos tipo Vetas. Con cajas medianamente competentes o competentes. Las cajas del yacimiento pueden ser irregulares y no competentes. • • • •
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El mineral debe tener buena ley. Disponibilidad del material de relleno detrítico.
RELLENO
El relleno que se comporta como un soporte. Es una necesidad en los tajeos explotados. El objetivo es que no afecte a otras áreas de trabajo, evitando el hundimiento y otros efectos tectónicos y más aún para buscar seguridad en la explotación a medida que va profundizándose la labores, las presiones son mayores. En minería subterránea existen tres tipos de relleno que son relleno hidráulico, hidroneumático y convencional. 1. Relleno convencional o detrítico: El relleno para las labores excavadas proviene generalmente de: - Material estéril de desarrollo. Se estime en 40% aproximadamente. - Deposito naturales de grava de superficie 60%. La distribución del relleno en el tajeo es muy laborioso, llegándose a consumir hasta un 30% del tiempo del personal del tajeo, en muchos casos el piso no es uniforme, como consecuencia existe una pérdida de mineral por dilución. Es muy difícil compactar el relleno de grava en todos los rincones del tajeo, debido al esponjamiento del material y la incomodidad entro del tajeo. 2. Relleno hi dráulico: El relleno hidráulico es una mezcla de relave cicloneado con el agua o bien arenas glaciares con agua y la pulpa es transportada mediante tuberías accionadas por bombas o por gravedad a las labores: Ofrece muchas ventajas como: • • •
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El relave como material se halla en forma gratuita Es mucho más eficiente, económico y veloz. La adición de cemento en la capa superior reduce la capa del mineral con el relleno. Flexibilidad en las técnicas mineras permitiendo transformar el método de baja eficiencia a métodos eficientes.
Así como también las siguientes desventajas: pág. 24
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Alta inversión inicial. Mayor volumen de agua es introducido en la mina, requiriéndose la evaluación de bombeo o por gravedad. Si la percolación no es adecuada crea el fenómeno del embudo, ocasionando derrumbes en lo posterior. Problemas de tuberías, desgastadas, cambio de válvulas ocasionará paradas de la bomba. Cuando en el relave exista gran cantidad de pirita se elevará la temperatura y produce anhídrido sulfuroso, Pudiéndose provocar inclusive incendios.
3. Relleno hidron eumático: Es similar al relleno hidráulico, usándose para el transporte tuberías de metal. El relleno hidroneumático consiste en enviar material chancado. Puede mezclarse con cemento y agua, la que o preparada en mezcladoras para este fin: la carga pasa por una tubería con diámetro apropiado la misma que da paso a una bomba neumática para enviar a los tajeos con alta presión de aire para rellenar los espacios vacíos.
VENTAJAS: • •
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La recuperación es cercana al 100%. Es altamente selectivo, lo que significa que se pueden trabajar secciones de alta ley y dejar aquellas zonas de baja ley sin explotar. Es un método seguro. Puede alcanzar un alto grado de mecanización. Buena ventilación. Facilidad de cambio de método.
DESVENTAJAS: • •
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Costo de explotación elevado. Bajo rendimiento por la paralización de la producción como consecuencia del relleno. Consumo elevado de materiales de fortificación. El volumen de mineral arrancado en un ciclo de trabajo es relativamente pequeño. Los requerimientos de mano de obra en actividades no productivas son altos, por lo tanto, la productividad del método es baja. El mantenimiento de chimeneas es costoso.
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EL MÉTODO DE MINADO OVER CUT AND FILL (CORTE Y RELLENO ASCENDENTE)
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Es un método que es utilizado en nuestra mina debido a la irregularidad de su mineralización. Para abreviar, este método de corte-y-relleno la mena es cortada en alzamientos horizontales, empezando de un corte de fondo y procediendo hacia arriba. Cada alzamiento consiste en ocho a diez rodajas, mientras la altura de alzamiento es de 40 a 60 m, y se deja entonces un pilar de umbral. Cuando cada rodaja se quita, es rellenada dejando una plataforma activa para el próximo alzamiento en la mina Uchucchacua usamos el estándar de 5m de altura de corte. La situación de tensión del método de corte-y relleno se describe en la fig.4. Se observa los progresos de minado hacia arriba, la carga del cuerpo mineralizado sobre y debajo de las etapas del Tajeo de explotación. Cuando minamos el tajo se acerca a la excavación (y rellenado), la mena permanece formando un pilar del umbral horizontal sujetado a tensiones muy altas. Si las fuerzas de tensiones en el pilar se van acercando, el fallamiento ocurrirá en el propio pilar o en la roca de techo. Cuando el pilar del umbral ha fallado, la disminución en el endurecimiento lleva a la redistribución de tensiones encima de y debajo del tajo. RELLENO DE LOS TAJEOS: 80% detrítico y 20% hidráulico.
CARACTERÍSTICAS DEL YACIMIENTO • •
•
• •
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El mineral se presenta en vetas y cuerpos regulares e irregulares. El mineral económico básicamente es la plata (galena argentífera, puntos de plata roja, argentita y plata nativa). La mineralización es irregular, donde los sulfuros se hallan dentro de una matriz de brecha de calcita, óxidos de fierro y manganeso. La ley del mineral de plata varía de 7 a 30 Oz/TM. Las cajas son incompetentes a moderadamente competentes.
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• •
• •
• • • •
La consistencia del mineral es de semiduro a duro. Las vetas tienen una potencia entre 1.0 m. a 1.75 m. y los cuerpos de 4.0 m. a 15 m., pero en algunos casos pueden llegar a los 30m. El buzamiento tanto para vetas y cuerpos varía entre 80º y 85º. Las características geomecánicas del mineral, rocas de techo y cajas, se presentan de varios tipos como R III-A, R III-B, que tienen influencia sobre: El dimensionamiento de los pilares que deja. Uso de sostenimiento adecuado. Dimensionamiento de las labores de desarrollo, preparación y explotación. El restablecimiento del equilibrio del macizo rocoso.
FUNDAMENTO PARA LA ELECCIÓN DEL METODO DE EXPLOTACIÓN Elección de un método de explotación Según Estudios Mineros del Perú S.A.C. (2011), el método de explotación a considerarse debe ser el más económico y eficiente. Para ello, se utilizan los siguientes criterios básicos: 1. Forma, tamaño y posición espacial del cuerpo mineralizado. 2. Contenido y distribución de los valores metálicos. 3. Propiedades físicas y químicas del mineral y las rocas adyacentes o encajonantes. 4. Factores económicos y facilidad de transporte. 5. Condiciones
de
seguridad,
de
medio
ambiente
y
disposiciones
gubernamentales 6. Efectos de las operaciones subsidiarias. 7. Consideraciones especiales. Según Carlos López Jimeno y Osvaldo Aduvire Pataca, Los factores que influyen en la selección de un método de explotación son: 1. Geología pág. 28
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2. Geometría del Yacimiento y Distribución de Leyes 3. Características Geomecánicas del estéril y del mineral 4. Procedimiento Numérico de selección 5. Otros factores a considerar (ritmo de producción, disponibilidad de mano de obra especializada, las limitaciones ambientales, la hidrogeología y otros aspectos de índole económica). Según, Tomas Clemente Ignacio y José Clemente Lazo, (2009) el objetivo básico en la selección de un método de minado para un depósito en particular, es diseñar un sistema de extracción del mineral que sea lo más apropiado bajo las condiciones actuales. Considerando los siguientes factores: 1. Condiciones Geológicas (buzamiento, Resistencia de la roca) 2. Dimensiones de las aberturas 3. Reservas de mineral y leyes 4. Evaluaciones de Mineral 5. Costo de Minado y Valores del Mineral 6. Productividad y Mecanización 7. Consideraciones d~ las Maquinas 8. Consideraciones de la mina 9. Consideraciones de la eficiencia 10.
Equipo Minero y productividad (equipo de perforación, equipo de carga y
transporte) Según, Carlos Vásquez Gonzales, Jaime Tumialán de la Cruz y Carlos Román Basurto, en el diseño de explotación, para la selección del método de explotación, se han tomado en cuenta las condiciones naturales del yacimiento: 1. Condiciones Morfológicas (forma, tamaño, buzamiento, profundidad), 2. Las reservas y distribución de leyes 3. Condiciones geomecánicas del mineral y de las rocas encajonantes. pág. 29
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Tomando en cuenta las premisas siguientes: ➢ Las ➢
condiciones geomecánicas. del yacimiento no sean afectadas seriamente.
Alta selectividad y máxima recuperación de los recursos minerales explotables
➢ Grado
de mecanización de la operación que permita una alta productividad y
eficiencia a bajos costos y que sea rentable. Geomecánica
El dimensionamiento geomecanico de la falla Socorro y el cuerpo Magaly - Tj. 775 es el que nos va a permitir determinar el método de minado más apropiado. El método de tajeo por subniveles con taladros largos, es aplicado en cuerpos de buzamiento empinado, en donde tanto el mineral como las rocas de las cajas son competentes. Por otro lado, para que este método este bien diseñado debe tener bien definidos los contornos de la mineralización. De preferencia estos contornos deben ser regulares, a fin de permitir una buena recuperación del mineral y minimizar la dilución. El estudio geomecánico del cuerpo Magaly, falla Socorro y su entorno físico se realiza en base a los datos litológicos-estructurales tomados en campo por el departamento de. Geología, la estimación de parámetros resistentes de la roca y trabajo de gabinete. El dimensionamiento geomecánico del cuerpo Magaly y de la falla Socorro, es el que nos va a permitir determinar el método de minado más apropiado, para explotar en el Nv. 060 hacia el Nv. 120, ya que los niveles superiores se vienen explotando con Corte y Relleno Ascendente. El cuerpo Magaly de la mina Socorro. es otro cuerpo importante dentro de la U.P. Uchucchacua, donde se ha decidido aplicar el método de explotación por subniveles con taladros largos, (masiva de soporte natural). pág. 30
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En cuanto a los aspectos conceptuales del método de explotación por subniveles con taladros largos, este método es aplicado en cuerpos de buzamiento empinado, en donde tanto el mineral como las rocas de las cajas son competentes. Por otro lado, este método es adecuadamente diseñado y puesto en práctica cuando se tienen definido los contornos de la mineralización. De preferencia estos contornos deben ser regulares, a fin de permitir una buena recuperación del mineral y minimizar la dilución. La definición de los contornos del cuerpo mineralizado, permitirá un diseño adecuado de la malla de perforación y voladura, puesto que en este método de minado es muy importante en control de la ubicación, alineamiento y longitud de los taladros. Otro aspecto importante es el dimensionamiento geomecánico del minado. En este sentido hay algunas interrogantes que se deberán aclarar. Como ejemplos de estas interrogantes tenemos: ¿Qué altura de subniveles sería conveniente para este caso? Anch o (m) Altura (m) Lo ngitud (m) Rumbo 25
60
200
N46ºE
Bu zamiento
68ºSE
¿Podría quedar vacía y estable una excavación de 200 m de longitud por 60m de altura y hasta 25 m de ancho? ¿Sería necesaria la utilización de relleno? ¿Sería necesaria dejar algunos pilares estabilizantes? Características del yacimiento
Para iniciar la evaluación geomecánica, en la tabla se detalla las características geométricas, orientación y buzamiento del cuerpo Magaly.
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Al respecto, el buzamiento del cuerpo Magaly, entre los Nvs. 060 y 120, es empinado y tanto el mineral como las rocas de las cajas son competentes. Lo relativo se debe a la presencia de la falla Socorro. Esta falla está acompañando a la mineralización a lo largo de toda la longitud del cuerpo. Sin considerar estos aspectos de la presencia de la falla Socorro, tanto el mineral como las cajas se presentan competentes. El cuerpo mineralizado reconocido en el Nv. 060, tiene una longitud total de 200 metros aproximadamente. En el extremo SW tiene la mayor potencia (hasta 25 m), en la parte central presenta un ensanchamiento (hasta 15 m), y en lado NE tiende a disminuir la potencia, hasta cerrarse en el extremo NE.
Ar reglo estru ctural de l a masa ro co sa
Se establece que entre los Nvs. 060 y 120, predomina el siguiente arreglo estructural: ➢ En
la caja techo, predomina un sistema de discontinuidades estructurales de
rumbo N61 o E y buzamiento 79oNW, asociado a un sistema de fallamiento diferente a la falla Socorro. En este caso, este sistema dominante tiene buzamiento contrario al buzamiento del cuerpo mineralizado, lo cual es una condición desfavorable para la estabilidad de la caja techo. ➢ En
el mineral, predomina un sistema de discontinuidades estructurales de
rumbo N46oE y buzamiento 68°SW, asociado a la falla Socorro y a la estructura mineralizada. En este caso, al presentarse este sistema dominante de discontinuidades paralelo a la estructura mineralizada, las condiciones de estabilidad también serán desfavorables respecto a la dirección de avance, independientemente de que esta sea de SW a NE o de NE a SW. pág. 32
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➢ En
la caja piso, se presentan dos sistemas de discontinuidades estructurales,
respectivamente con orientaciones: N 54 °E-71 °NW y N52°E--70°SE. Tratándose de la caja piso, estos sistemas de discontinuidades no tendrán mayor relevancia en las condiciones de estabilidad de la misma. En conclusión, se tendrá que tener mucho cuidado con las condiciones de estabilidad del techo y de la caja techo del tajeo, puesto que en este sector se ubica la rampa de acceso (Rampa 626). Influencia de esfuerzos en la masa rocos a
Con un análisis mediante softwares tales como dips, phase 2 se muestran los resultados del análisis de esfuerzos realizados en las secciones. Las figuras presentadas muestran la influencia que podrían tener los esfuerzos en la rampa 626. En una etapa del avance del minado, cuando quede abierta y vacía la excavación entre los Nvs. 060 y 120, habrá esfuerzos más altos en los contornos de la rampa, obligando a tener que utilizar un sostenimiento de esta excavación. El análisis realizado, también demostró que los esfuerzos no tendrán influencia negativa en las labores de preparación (by pass y ventanas) ubicadas en la caja techo. Se ha estimado que el esfuerzo vertical inducido máximo en este área será de aproximadamente 33 MPa y el esfuerzo horizontal inducido máximo será de 9 MPa. Clasificación d e los princip ales métodos de explotación
Una vez que el depósito de mineral ha sido probado y delimitado, y la información recogida es suficiente para permitir un análisis profundo, es importante el proceso de selección del método o métodos más apropiados para el inicio de una operación minera. Para estos propósitos los principales son clasificados de la siguiente manera:
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1. Para Tajeas con soporte natural, los métodos más adecuados son el minado por Cámaras y Pilares (room-and-pillar mining) y el Tajeo por Subniveles (sublevel stoping). 2. Para tajeos con soporte artificial , los métodos adecuados son el Almacenamiento Provisional (shrinkage stoping), minado por Corte y Relleno (cut and- fill mining), minado por Conjunto de Cuadros (square set mining), y el minado por Paredes Largas (Long wall mining).
3. Para métodos por HUNDIMIENTO las técnicas adecuadas son el Hundimiento por Subniveles (sublevel caving) y el Hundimiento por Bloques (block caving). Debido a la singularidad de cada depósito de mineral, las variantes en cada uno de estos métodos son casi ilimitadas. Fuente: Tomas Clemente Ignacio y José Clemente Lazo (2009).
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Figura: Clasificación preliminar de los métodos de explotación para Cuerpo Magaly.
En función a la evaluación de las condiciones naturales promedio que presenta el cuerpo Magaly y su entorno físico, usando el esquema conceptual de la figura N° 1, se seleccionan los métodos de explotación aplicables para el cuerpo Magaly.
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Tabla:
selección del método de explotación.
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De la tabla y figura se nota que los métodos que podemos usar según las características del yacimiento son tajeo por subniveles con taladros largos y corte y relleno. Hasta aquí se ha logrado seleccionar de una gama de métodos aplicables para la explotación del cuerpo Magaly. La siguiente fase del proceso consiste en determinar en función a criterios Técnico-económicos cuál de estos métodos es el óptimo para la explotación del cuerpo Magaly. Evaluación econó mica para selección del método de explotación
Con la finalidad de seleccionar el método óptimo para la explotación del cuerpo Magaly, se evalúan económicamente los métodos seleccionados técnicamente, para ello, primero analizaremos los costos directos relativos según métodos de minado subterráneo y luego la selección del método en función de la geometría del cuerpo y las condiciones geomecánicas presentes. En la siguiente tabla de comparación de costos directos relativos según métodos de minado subterráneo se nota que el corte y relleno mecanizado es 246.15% más costoso que usar tajea por subniveles (4.5 contra 1.3). Se evaluara el margen de utilidad económica a obtener usando tajeo por subniveles con taladros largos y corte y relleno. El método de explotación que ofrezca la mayor rentabilidad del proyecto será el método a usar.
COMPARACIÓN DE COSTOS DIRECTOS RELATIVOS SEGÚN MÉTODOS DE MINADO SUBTERRÁNEO Método de minado subterráneo Costo relativo Hundimiento por bloques 1 Cámaras y pilares 1.2 Tajeo por subniveles 1.3 Hundimiento por subniveles 1.5 Tajeo por hundimiento vertical 4.3 Corte y relleno mecanizado 4.5 Tajeo por acumulación (Shrinkage) 6.7 Corte y relleno convencional 9.7 Tabla: Costos directos relativos según métodos de explotación. pág. 37
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Calcu Calculo lo de reservas minables y valor d el mineral
Para estimar las reservas minables y el valor del mineral, en cada método de explotación se sigue un procedimiento el cual consiste primero en determinar el porcentaje de recuperación y luego la dilución porcentual en la ley del mineral. Determinaremos primero el porcentaje de recuperación. Como podemos observar en la Tabla por el método de corte y relleno la recuperación promedio es de 85% de las reservas geológicas y en tajea por subniveles con taladros largos se recupera el 80% de las reservas, ya sea por los puentes que quedan hacia el nivel superior o los pilares intermedios para hacer más estables los tajeas t ajeas y el área de influencia de estas labores.
Tabla: Porcentaje de recuperación de mineral.
Luego se determinara la dilución de diseño según O' Hará para ambos métodos de explotación y finalmente la dilución de diseño más apropiado. Como se nota en la tabla la dilución será mayor usando tajea por subniveles con taladros largos.
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Tabla: Cálculo de la dilución según O’Hara.
Para dar mayor certeza a los cálculos de diseño y según los datos que se tiene en otras minas y en tajeos de la unidad de Uchucchacua se considerara el siguiente porcentaje de dilución. Como se nota en la tabla en condiciones medias en taladros largos tenemos una dilución promedio de hasta 30% y en el método de corte y relleno en la unidad de Uchucchacua tenemos en condiciones medias unos 15% de dilución.
Tabla: Porcentaje de dilución según los métodos de explotación.
Para el diseño utilizaremos los datos que se muestran en la Tabla para evitar errores en la toma de decisiones.
Tabla: Porcentaje de dilución para diseño.
Continuando con la selección del método de explotación, calcularemos las reservas minables de acuerdo a cada método de minado. En la Tabla se detalla el cálculo para el método de tajeo por subniveles usando taladros largos.
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Tabla: Calculo de reservas y valor de mineral usando tajeos por subniveles con taladros largos.
En la Tabla se detalla el cálculo de las reservas res ervas minables para el método de Corte y relleno.
Tabla: Cálculo de reservas y valor de mineral usando Corte y relleno.
En las tablas anteriores se tiene el resumen del cálculo de reservas minables (TCS), la recuperación de reservas geológicas (%) y el valor del mineral asociado a los blocks de mineralización por cada método de explotación. En esta primera evaluación, se observa que el valor de mineral usando método de Corte y relleno es 7.196 US$/TM mayor que usando tajea por subniveles. Para calcular el valor del mineral hay dos formas: ➢ Conociendo
el valor que se paga por el concentrado y dividiéndolo entre el
R.C.M. En Uchucchacua tenemos dos tipos de concentrados de Pb-Ag y Zn los cuales tienen los siguientes R. C. M. como se muestra en la tabla:
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Tabla: Radio de concentración metalúrgica. ➢
En la cubicación de mineral de la unidad tenemos las equivalencias con respecto a la Plata, las cuales son: ✓ ✓ ✓
1 OzAg = 1% Pb 1 OzAg = 1% Zn 1 OzAg = 3.367 U. S. $/OzAg.
Calculo de margen de util idad y valor presente neto
En esta etapa, calcularemos los costos de operación para cada método de explotación y luego determinaremos el margen de utilidad del acuerdo al método de explotación. En la Tabla se muestra el cálculo del costo de operación del método de tajeo por subniveles con taladros largos. Para este análisis, se ha tomado en cuenta el uso de 01 Jumbo electrohidráulico, una longitud de perforación de 13.0 m, O 1 Scoop diese/ a control remoto de 3.5 yd3 y una producción diaria de 500 TCS. Se considera un 25% adicional por imprevistos y considerando una voladura secundaria mayor en este método de explotación.
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Tabla: Costo de operación con el método de tajeo por subniveles con taladros largos.
Para hallar el costo de operación en el método de corte y relleno, se realizó una evaluación de la preparación y explotación del tajo en el cuerpo Magaly. El resumen del análisis se muestra en la Tabla para este análisis, se ha tomado en cuenta el uso de tres perforadoras Jack leg, una altura de corle de 2.40 m. y una longitud de perforación de 8 pies, 01 Scoop eléctrico de 3.5 yd3 y una producción diaria de 250 TCS, como se nota en la Tabla en el método de corle y relleno ascendente lo que incrementa más el costo de operación es el sostenimiento que tiene que realizarse con Split sets y mallas en toda la periferia del tajeo, además el relleno provendrá de los avances de la profundización de la Rampa 626 a un ritmo de 200 metros por mes con una sección de 3. 5 x 3. 5 m la cual nos proveerá 2450 metros3 de relleno mensual.
Tabla: Costo de operación con el método de corte y relleno.
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Por lo tanto, de acuerdo a los costos operativos hallados por los dos métodos de explotación, se obtiene el margen de utilidad. En la Tabla se detalla el resultado.
Tabla: Margen de Utilidad por cada método de minado.
Por lo tanto, usando el método de tajeo por subniveles con taladros largos obtenemos 4.67 US $/TCS más de utilidad que si usaremos el método de corte y relleno ascendente. Para terminar nuestro análisis evaluaremos el Valor Presente Neto por cada método de explotación para seleccionar definitivamente nuestro método de explotación a utilizar. En la Tabla siguiente se resume el Valor Presente Neto por método de explotación, obteniéndose 2'050,260 US $más si explotamos el cuerpo Magaly usando el método de tajeo por subniveles con taladros largos en vez de usar el método ascendente detrítico.
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de
Corte y relleno con
relleno
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Tabla: Valor Presente Neto por método de minado.
Como se nota esta diferencia es el resultado del mayor ritmo de producción diario (250 TCS/día más) usando tajeo por subniveles con taladros largos que usando corte y relleno. La explotación del tajo usando taladros largos es más rentable pues el período de recuperación de la inversión es menor que usando Corte y relleno. Además es un método más seguro porque el personal no está expuesto directamente en la explotación.
Tabla: Comparación de la productividad según método de minado.
En la tabla siguiente se compara la productividad de la explotación de tajeos, usando el método por subniveles con taladros largos y Corte y relleno. Como se observa, la productividad (ton/hombre-guardia) es más baja en condiciones normales usando Corte y relleno que usando tajeo por subniveles con taladros largos.
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Tabla: Productividad en la Unidad de Uchucchacua.
En la Tabla siguiente se nota la productividad que tendrá el cuerpo Magaly usando tajeo por subniveles con taladros largos y corte y relleno Por lo tanto, usaremos el método de Explotación por subniveles con taladros largos para explotar el cuerpo Magaly.
Ley mínima de corte
Actualmente nuestro costo de operación está en 35 $/TCS incluyendo depreciación y amortización. Decidido el método de explotación de minado y el costo operativo para el proyecto, determinaremos la ley mínima de corte de nuestro proyecto. La ley mínima de corte será la ley de Ag que posea un valor económico que permita cubrir los el costo operativo del proyecto. Este valor está en función de la recuperación metalúrgica en Planta, el % pagable de concentrado por contrato y el precio del metal en el mercado. Para determinar dicho valor, se utilizan las equivalencias de la ley de Pb y Zn con respecto a la
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Plata. En la Tabla se detalla la simulación hecha para determinar la ley de corte. Se observa que con una ley de 6.4508 OzAg-Eq/TCS, obtenemos un valor de mineral de 21.72 US $/TCS que cubriría nuestro costo de operación. Es decir, el mineral es rentable a partir de una ley de 6.4508 OzAg/TCS. En el Graf, N° 01, se observa la distribución de Ley vs valor del mineral.
Tabla: Cálculo de la ley mínima de corte.
Gráfico: Determinación de la Ley de Corte de Ag. pág. 46
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SISTEMA DE BOMBEO Y DRENAJE DE AGUAS SUBTERRÁNEAS Y METEORICAS
Un sistema de bombeo es la suma de energía cinética y potencial a un líquido con el propósito de moverlos de un punto a otro. El sistema a través del cual el líquido es bombeado ofrece resistencia al flujo por varias razones. El flujo a través de las tuberías y válvulas se ve impedido por la fricción, la altura de elevación es una resistencia adicional. La selección y optimización del sistema de bombeo se centra en una bomba centrífuga que deberá ser capaz de entregar un caudal especificado del fluido a través del sistema en el que se usa. Esta capacidad de caudal requerida debe ser especificada junto con la altura total necesaria para superar la resistencia del caudal y cumplir con los requisitos de presión de los componentes del sistema. El caudal generalmente se mide en litros por segundo (1/s) o en galones por minuto (gpm) y la altura total del sistema (Altura Dinámica Total) se mide en metros (m) o en pies (ft). La presión del sistema y la resistencia del flujo, que son características del sistema y una correcta estimación de la cantidad y calidad del agua a evacuar determinaran la correcta selección de la bomba. Teniendo presente estos aspectos se diseñara un sistema de bombeo ptimo y eficiente teniendo en cuenta el aspecto de inversión inicial y de operación a lo largo de toda la vida útil del sistema de bombeo.
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FUNDAMENTOS TEÓRICOS Altu ra Total del Sistema (Altu ra Din ámica Total): Carga total de un sistema
contra la cual debe operar una bomba está compuesta por la altura estática, diferencia de presiones, carga por fricción, perdidas en la succión y descarga, Altura correspondiente a la velocidad. HDT=(Z2-Z1)+1/2g*rJi-V12)+1/y(P2-P1)+hrs+hrd
Dónde: Z2
: cota de nivel en la descarga.(m).
Z1
: Cota de nivel en la succión (m)
(V22-V12)/2g
:diferencia de carga de velocidades del líquido en el pozo y en el depósito (generalmente despreciables) (m)
(P2-P1)/Y
:diferencia de presiones del líquido en el pozo de bombeo y en el depósito (generalmente ambas atmosféricas) (m)
hrs
:perdidas de carga primaria y menores en la succión, (m).
hrd
:perdidas de carga primaria y menores en la descarga, (m).
Considerando las velocidades despreciables y ambas presiones atmosféricas se deberá generar una altura de presión de: HDT= Hest· + hrs + hrd
Altu ra Estática: La energía de elevación o energía potencial Z, en un líquido pág. 48
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es medido en metros (m), la carga estática total de un sistema es la diferencia de elevación entre el nivel del líquido en la descarga y el nivel del líquido en la succión verticalmente por encima o debajo de la línea centro de la bomba. El líquido por encima de la línea centro de la bombas tiene una energía potencial positiva y por debajo de esta negativa. Altura de velocidad. Es la energía cinética en un líquido en cualquier punto, puede calcularse con la ecuación hv = ~ (V2 1 g) (m). Altu ra de presió n. Se considerara si el líquido de succión o de descarga está a
otra presión que no sea la atmosférica, en metros. Altu ra de fr ic ción. Es la carga equivalente expresada en metros (m) del líquido
bombeado, que es necesaria para vencer las pérdidas de fricción causadas por el flujo del líquido a través de la tubería, incluyendo todos los accesorios. Número Reynolds : adimensional es usado para describir el tipo de flujo en la
tubería es expresado Re= V*D/v (2.3)
V: velocidad promedio del líquido en la tubería, (m/s) O : diámetro interior de la tubería, (m) v: viscosidad cinemática del líquido, ( m2/s). Perdidas Primarias (Formu la de Darcy - Weisbach) : La determinación del
cálculo de fricción en tuberías es con la fórmula de Darcy-Weisbach Dónde: pág. 49
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h f =F(L/D)*(V2/2G)
f : factor de fricción L: longitud de tubería, metros(m) D: diámetro interior de la tubería, metros( m) V: velocidad promedio del líquido en la tubería, metros(m) g: aceleración de la gravedad, (9.807 m/s2) Perdidas Menor es: se presentan en las tuberías debidas a codos, bifurcaciones,
juntas de unión, válvulas, etc. Expresada por la fórmula de Darcy-Weisbach h=∑k V2/(2G)
Dónde: Ik : coeficiente de resistencia, el cual depende del diseño y tamaño de la válvula, diseño de los codos o reducciones o expansiones de la tubería V: velocidad promedio del líquido en la tubería.(m/s) g: aceleración de la gravedad, 32.7 ftls2 (9.807 m/s2).
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Figura 2.1 Cambios en la energía y a presión de un sistema
TEL : Línea de energía total HG : Gradiente hidráulico Hs
: Cabeza estática a la entrada. Si, como se muestra en la figura 2.1 , el nivel del agua en el tanque está sobre la bomba, Hs es positivo. Si el nivel del tanque está debajo de la bomba (esquema punteado) Hs será negativo
H0
: Cabeza estática de descarga
HTs : Cabeza estática total en el sistema= H0 -Hs (considerando el signo de Hs) Hts
: Pérdida de energía del lado de entrada de la bomba, debida a fricción y Accesorios
hm : Pérdida de energía del lado de descarga de la bomba, debida a fricción pág. 51
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y accesorios NPSH: Presión estática a que debe ser sometido un líquido, para que pueda fluir
por sí mismo a través de la tubería de succión y llegar finalmente a inundar los alabes en los orificios de entrada del impulsor. Para el correcto funcionamiento de una bomba centrífuga es condición imprescindible que no surja formación de vapor en su interior. NPSHo. Disponible del Sistema :
Depende exclusivamente de las Características hidráulicas de la red externa de succión conectada a la bomba. Para que el sistema de bombeo opere satisfactoriamente el NPSH disponible deberá ser mayor por lo menos en 0.50 m, al NPSH requerido por la bomba.
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NPSHo = (_P+Pa-PvP) 1 Sg +_h59 - hrs
Dónde: P
:presión manométrica en el depósito, adicional (m)
Pa
:Presión atmosférica local (m).
PvP : Presión de vapor del agua a T oc (m) SG
: Gravedad específica del agua a T oc (adimensional)
Hsg : Desnivel más desfavorable bomba en carga positivo Desnivel más favorable en aspiración negativo hrs : Pérdidas por fricción en la succión NPSHR :De acuerdo a la curva de la bomba NPSHR.- Requerido de la Bomba: Depende exclusivamente del diseño de
cada bomba según el tipo, modelo, capacidad y velocidad, describe la magnitud de la presión total, que debe existir como mínimo en la entrada de la bomba, para evitar la cavitación. Golpe de Ariete: Sobrepresión en la tubería, cuando se cierra bruscamente
una válvula, se puede expresar por la fórmula de Allievi h =e *VJg
Dónde: h = sobrepresión en metros de columna de agua (m) e= velocidad de propagación de la perturbación de presión (m/s) pág. 53
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V0 =velocidad del agua antes de producirse la perturbación (m/s) g =aceleración de la gravedad (9.81 m/s2) e = 9900/(48.3+(K*D/e)) 112
Dónde: K : Características del material de la tubería. Para el acero toma el valor de0.5. D =diámetro interior de la tubería (m) e= espesor de la tubería (m) Tuberías: Son las conducciones metálicas de sección transversal circular, a
través de los cuales circula el líquido. Válvula automática para control de bombas: Válvula controlada por piloto
diseñada para instalarse en el lado de descarga, para eliminar los picos de sobrepresión en la línea y condiciones de depresión, las cuales suceden durante el arranque o paro (planeado o no planeado) de la bomba. Válvula Anticipadora de Onda. La válvula se abre en reacción a la caída de
presión generada por la súbita parada de la bomba, mediante la apertura de la válvula se Disipa la onda de alta presión de retorno y así se elimina el golpe de ariete Válvula ventosa : Permiten evacuar el aire evitando la perdida de agua de la red
presurizada a la vez que permiten la entrada cuando la red se despresuriza. Filtro : Destinado a impedir el ingreso de cuerpos extraños a la bomba. Válvula mariposa : Instaladas para cerrar el flujo del líquido en las tareas de
mantenimiento. pág. 54
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Sumidero: Elemento importante en la estructura de una estación de bombeo,
debe ser debidamente situado, diseñado en forma y tamaño para que las condiciones del flujo del líquido no tengan un efecto adverso en el funcionamiento de la bomba, las características deben proporcionar un flujo uniforme, disipación de la energía cinética del flujo de llegada la más alejado de la aspiración de las bombas, evitar zonas de estancamiento en el tanque en las que puedan producirse sedimentos, disponer de elementos necesarios para la retención de sólidos, mantener velocidades por debajo de los valores máximos recomendados entrada a la cámara 0.9 m/s , para el flujo de aproximación a la toma 0.3 m/s a fin de evitar las turbulencias y disminuir las pérdidas energéticas. Diseño boca entrada a tubería de succión : Forma abocinada de la boca de
entrada a la tubería de succión basada en un cuadrante de elipse de semiejes a y b, D= (1.5 a 1.8 )*Da
Dónde: Da= Diámetro interior de de fa tubería (m).
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Sumergencia mínima: altura mínima del agua sobre la boca de entrada a la tubería de succión para evitar la formación de vórtices H>1.5*D
Dónde: D = Diámetro de la boca de entrada de la tubería de succión (m) Instalación tubería succión en sumidero: La distancia mínima recomendada entre los ejes de las tuberías de succión (Det) Det ~ (2 a 3)*D
Dónde: D =Diámetro de la boca de entrada de la tubería de succión (m)
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Volumen d el Tanque : V= to* Qe/4 (2.12)
Dónde: V : Volumen del tanque (m3) to : Ciclo de arranque (s) Oe : Caudal de drenaje (m3/s) Potencia absorbida: medido en base al caudal y la altura dinámica total del
sistema
P = Q*SG *HDT /(3960*r]bomba) (HP)
Dónde: Q: caudal de drenaje (GPM) HDT : altura dinámica total (ft) SG : Gravedad específica del agua (adimensional) flbomba : eficiencia de bomba considerado para cálculos 60%
RESULTADO DE LA MEJORA DE BOMBEO
El sistema de bombeo para el Nv. 3990 para obtener los 1000 1/s es una operación en paralelo, está constituido por cuatro bombas de 250 1/s cada una, con una línea de succión de 28 pulgadas de diámetro y una línea de descarga de
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18 pulgadas de diámetro para dos bombas con un caudal de 500 1/s por cada línea de drenaje. Diseño de Sumidero
Para el diseño del sumidero (cámara de aspiración) se tiene en consideración que es deseable contar con un flujo uniforme y libre de la existencia de aire, disipación de la energía cinética del flujo de llegada, disposición de elementos de retención de sólidos, mantener las velocidades por debajo de lo recomendado. Velocidad del agua en deslamador acceso al tanque de 0.05 m/s para un caudal de 1 000 1/s y área de 18.231 m2 Haciendo uso de la formula (2.12) determinamos que el Volumen del Tanque es de 450m3 para un ciclo de arranque (lo) de 1800 s y para un caudal de drenaje Qe de 1 m3/s. a) Diseño boca entrada a tubería de succión Dando valores a la formula (2.9) D=1.5*Da = 1.5*28 D = 42 pulg.= 1.07 m. Para una área de 1.0668 m2 y caudal de 500 1/s
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Velocidad del flujo: 0.55 m/s. d) Altura neta de succión positiva disponible (NPSH0 ) del condiciones mínimas
de succión que se requieren para evitar la cavitación en la bomba, deberá ser mayor por lo menos en 0.50 m, a la altura neta de succión positiva requerido (NPSHR) por la bomba. Para un caudal de 500 1/s y para un diámetro de tubería de 28" se obtiene una velocidad de 1.25 m/s en cada tubería de succión conectada a dos bombas.
CALCULO DE SOBREPRESIONES POR GOLPE DE ARIETE El golpe de ariete es el incremento momentáneo en presión, el cual ocurre en un sistema de agua cuando hay un cambio repentino de dirección o velocidad. Cuando una válvula cierra repentinamente, detiene el paso del agua que está fluyendo en las tuberías, y la energía de presión es transferida a la válvula y a la pared de la tubería.rJer anexo H características tuberías de acero). Los cálculos se realizan haciendo uso de las formulas (2.3.6), (2.3.7) y para un caudal maximo de drenaje de 500 l/s. pág. 59
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TIPOS DE VÁLVULAS Y OTROS ACCESORIOS a) Válvula automática para control de bombas
Válvula Bermad Modelo 7 40-Q para control de bomba tipo horizontal, instalada en el lado descarga de la bomba tipo booster, sincronizada con la bomba para poner en marcha o parar el motor mientras la válvula está cerrada. La válvula pág. 60
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abre lentamente permitiendo el llenado paulatino de la tubería. En caso de corte energía o avería, actúa como válvula de retención, cerrando en forma inmediata impidiendo que fa columna de agua retorne hacia la bomba. Diámetro de 14" de la válvula seleccionada para el sistema de bombeo, instalada una para cada bomba. b) Válvula anticipadora de onda
Válvula Bermad anticipadora de onda modelo 735M, la súbita parada de la bomba es seguida por una caída de presión mientras la columna de agua se sigue desplazándose a lo largo de la línea. Al regresar, la columna golpea a la válvula de retención cerrada de la bomba, creando una onda de presión, que se desplaza a velocidades de hasta 4 mach. Para la eliminación de esta onda, las válvulas anticipadoras de onda reaccionan a la caída de presión, y reciben a la columna de regreso ya abierta, eliminando así el golpe de ariete. Diámetro de 6" de la válvula anticipadora de onda seleccionada para el sistema de bombeo, instaladas dos en cada tubería de descarga calibrada una para un caudal de 250 lis y la otra para un caudal de 500 1/s (ver anexo J características y operación válvula anticipadora de onda BERMAD 735M) c) Válvula ventosa
Válvula ventosa marca ARI modelo D-060HF de doble efecto, diseño dinámico permite la descarga de aire a alta velocidad de grandes caudales, elimina el aire de las tuberías con flujo de agua a presión. pág. 61
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Diámetro de 4" de la válvula ventosa seleccionada para el sistema de bombeo, instalada una en cada tubería de descarga instalada en el cambio de pendiente de la instalación de las tuberías. d)Filtro
Filtro marca Bermad modelo 70F, para contener el ingreso a la bomba de cuerpos extraños como piedras, palos, etc. Diámetro 20" del filtro seleccionada para el sistema de bombeo, instalada una en cada tubería de succión de bombas.
ANÁLISIS DE LOS RESUL TADOS
Los datos obtenidos permiten que el proveedor de bombas INTECH S.A. realice Ja selección de la bomba adecuada a las necesidades del sistema de bombeo. PRUEBA Y PUESTA EN OPERACIÓN
Si el proceso de diseño del sistema de bombeo de 1 000 1/s para un altura estática de 150 m. se realiza cumpliendo una correcta aplicación de las ecuaciones de continuidad de movimiento y energía permitirán obtener un sistema de bombeo óptimo, con alta eficiencia y con bajos costos de mantenimiento. Sumidero (deslamador y tanque)
Las dimensiones del deslamador y sumidero para un caudal afluente de 1000 l/s nos permiten realizar los arranques de las bombas cada pág. 62
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30 minutos, la velocidad del agua es de 0.05 m/s permiten obtener un buen porcentaje de decantación de sólidos en el deslamador. El nivel mínimo del agua a 2.40 m sobre la boca de la tubería de succión evitara la formación de vórtices. La distancia de 2.13 m. Entre ejes de las tuberías de succión permiten obtener un flujo uniforme en la succión. a) Altura neta de succión positiva disponible (NPSH0 ) del sistema El NPSHD de 10.81 m. de la instalación es mayor que el NPSHR de 7.58 m. de la bomba el sistema funcionara bien. b) altura dinámica total (HOT) y potencia Para un caudal de 250 1/s y una altura dinámica total (HDT) de 149.09 m. se requiere una potencia de 815 HP, se selecciona un motor de 900 HP, 1785 RPM. Tensión de 4160 Voltios. c) Calculo de sobrepresiones por golpe de ariete :La sobrepresión de 511400 Kg/m2 (511.43 m.) al estar por debajo de la presión de diseño de la tubería de 620000 Kg/m2 la tubería soportara la sobrepresión del golpe de ariete para un caudal de 500 l/s y velocidad del agua de 3.04 m/s. d) Válvula automática para control de bombas La instalación de las válvulas automáticas para control de bomba nos permite proteger a las bombas, tuberías y otros componentes aislándolos de los cambios súbitos en la velocidad relacionados con el arranque y la parada de la bomba. Este método de control del sistema de bombeo evita que el sistema sufra los efectos de la sobrepresión en lugar de eliminarla. pág. 63
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e) Válvula anticipadora de ond a
La instalación de válvulas anticipadoras de onda, descargará hacia la atmósfera la sobrepresión causada por el fenómeno del golpe de ariete en los casos en que se tenga paradas no programadas de las bombas. f) Válvula ventosa
El empleo de las válvulas ventosas evita las oscilaciones de presión y funcionamiento anómalo del sistema, protege las tuberías de roturas por depresión o sobrepresión y del desgaste ya que evita el fenómeno de la cavitación, evita la disminución del caudal de drenaje.
COMPARACIÓN DE RESULTADOS SISTEMA DE B OMBEO AÑO 2010-2011
En el sistema de bombeo del Nv. 3990 en el año 2010- 2011 se tiene una capacidad de drenaje deJ Nv. 3990 al Nv. 4120 de: Mina Carmen : 185 1/s Mina Socorro: 250 1/s EVALUACIÓN DE RESULTADOS
Con la puesta en operación de las cuatro bombas de 250 lis en el Nv. 3990 Mina Carmen se obtuvo un incremento de caudal efectivos de 280 1/s Caudal máximo de drenaje del Nv. 3990 al Nv. 4120 fue de 1017 litros.
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La reubicación de las bombas permitió un incremento de caudal de drenaje del Nv. 3920 Rampa 626,Nv. 3920 y Nv. 3850 rampa 626-1 Mina Socorro con referencia al año 2011 de 470 litros.
APLICACIONES PRÁCTICAS
El proceso desarrollado en el presente trabajo puede guiar al interesado en implementar la correcta aplicación de las ecuaciones de continuidad de movimiento y energía que permitirán obtener un sistema de bombeo optimo, y con bajos costos de mantenimiento. SISTEMAS DE AIRE COMPIMIDO Y CAPACIDAD INSTALADA Un importante requerimiento en la minería es definitivamente el suministro confiable de aire comprimido, entendido como la disponibilidad permanente de aire a la presión adecuada, en la cantidad requerida y con la calidad apropiada.
El aire comprimido es vital para las operaciones mineras, ya sea como fuente de energía, como medio de transporte de líquidos y sólidos, como insumo para un proceso o como medio de transmisión de señales para instrumentación y control. Muchas de las operaciones críticas de una faena minera están indisolublemente ligadas al suministro adecuado de aire comprimido. Generalmente se tiende a tratar el tema de la confiabilidad del suministro de aire mediante la adición de capacidad de generación -se agregan compresores y equipos de tratamiento-, en la medida en que se haga necesario de acuerdo con el comportamiento observado en la planta. Esto crea la noción de que un sistema confiable es simplemente un sistema sobredimensionado en su capacidad de generación, que cuente con compresores de respaldo. Lo anterior es cierto en parte; un sistema sobredimensionado tendrá eventualmente la capacidad suficiente para cubrir la demanda total del sistema. pág. 65
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Sin embargo, disponer de una gran planta de compresores no es suficiente: es preciso también contar con el sistema de regulación y la capacidad de almacenamiento adecuados para que los equipos entren en carga y salgan de carga cuando el consumo del sistema lo requiera, y no ante señales de presión que pueden generarse al interior mismo de la tubería de conducción de aire comprimido, producto de almacenamiento insuficiente o consumos de grandes volúmenes. Otro factor que se debe tener en cuenta para garantizar el suministro de aire es la entrada de los compresores de respaldo. Estos deben ser integrados al sistema de control automático para poder ser puestos en marcha sin la intervención del operario, ante una eventual falla de uno de los compresores principales (esto garantiza que se pondrán en marcha de inmediato cuando se requieran). Es importante tener en cuenta el tiempo que tarda un compresor de respaldo desde el momento en que recibe la señal de partida hasta que entra en condición de carga. El aire acumulado en el sistema debe suplir los requerimientos de consumo durante este lapso, de lo contrario la presión del sistema caerá, con lo cual se afecta la eficiencia del secado y filtración y se pueden ver comprometidos los procesos productivos. Se tiene, pues, un sistema sobredimensionado con capacidad de respaldo, con sistema de regulación automática (con activación inmediata de los equipos de respaldo) y con la capacidad de almacenamiento adecuada, la cual puede ser complementada con la instalación de dispositivos de expansión de aire, los cuales optimizan el volumen de aire acumulado en los estanques. Lo anterior, nuevamente, es un requisito, pero no es suficiente para optimizar la confiabilidad del suministro. Es preciso conocer la aplicación y normar el consumo. Es importante la ubicación de redes de servicios de agua, aire cerca de las labores de preparación y explotación en buenas condiciones, es importante para un inmediato trabajo de los equipos. En la Siguiente tabla se detallan las compresoras actuales de la unidad y su respectivo caudal. Con estas 5 compresoras abastecen el requerimiento diario de aire comprimido (caudal y presión) en toda la mina.
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Características de las compresoras
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SULLAIR TS - 32
INGERSOLL RAND XLE SULLAIR 24KT La red de tubería de aire sale de la casa de compresoras con un diámetro de 10 Pulgadas y luego prosigue con 6 Pulgadas y finalmente llega a las labores con un diámetro de 4 Pulgadas. ACARREO Y TRANSPORTE DE MINERAL El acarreo de mineral y desmonte en los tajos se hace con scoops eléctricos de
3.5 yd ³, 2.8 yd ³, 2.2 yd ³. Asimismo, contamos con scoops diesel de 4.1 yd ³, 3.5 Yd ³ y 2.2 Yd ³, que trabajan principalmente en la profundización de la Mina Carmen y Socorro y los sublevels con Control Remoto. El sistema de transporte es mixto, utilizando para ello camiones de bajo perfil de 20 ton y locomotoras de: 15 ton, 8 ton, 6 ton, 5 ton, 3.5 ton.
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Scoop diesel de 2,2, yd ³ a control remoto, en plena limpieza desde un draw point en el tajo 775, Cuerpo Magaly, Nv.4 060, Mina Socorro. Fuente: Planeamiento – Uchucchacua IZAJE El izaje de mineral y parte del desmonte se realiza por 2 piques, Pique Master y Pique Luz. Pique Luz: Uso Transporte de Personal y Carga Mineral y Desmonte
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CARACTERÍSTICAS GENERALES
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Pique Luz, Cabina de Control, Nivel 450. El Pique consta de una wincha de 1500 HP, trabaja con 2 skips de 7,5 TC y una jaula integrada en el skip Nro. 02 con capacidad para 9 personas. Fuente: Planeamiento – Uchucchacua
Pique Master Wincha N° 1 Uso: Transporte de Personal y Carga
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Pique Master
Wincha N° 2
Uso: Transporte de Mineral
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Pique Master, estación principal en el Nv. 4450, donde se transporta mineral a los diferentes niveles, la jaula es de 2 pisos, con capacidad para 30 personas. La Wincha N° 01, tiene un motor de 300 HP, marca Nordberg. Fuente: Planeamiento – Uchucchacua
TRANSPORTE DE MINERAL
El transporte del mineral se realizará usando camiones de bajo perfil desde el echadero ubicado en el nivel 3920 hasta el Nivel 4130 (Echadero 624), lugar donde se encuentra la evacuación de mineral principal en mina Socorro hacia el Pique Luz Nv 4120. Tabla. Detalle del ciclo de transporte de mineral TRANSPORTE DE MINERAL TAJO 775 toneladas diarias
500
toneladas guardia
250
camión de bajo perfil
18/TCS viaje
no viajes guardia
13.89
tiempo por viaje
30 minutos
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costo de camión
50 US$/hora
camiones MT – 2000
3
tiempo necesario con un solo camión
6.94 horas
costo por guardia
347.22 US$
costo transporte
1.39 $/TCS
Como se observa en la Tabla el ciclo de transporte de mineral es 30 minutos ya que los camiones de bajo perfil tienen que recorrer aproximadamente 1.5 kilómetros para transportar el mineral. El ciclo total para cumplir con las 250 TCS por guardia es de 6.94 horas con un solo camión que es equivalente a 13.89 viajes o 2.31 horas usando los 3 camiones, lo que da tiempo de usar los camiones para evacuar desmonte de la profundización y poder sacar mineral de otros tajeos. SISTEMA DE VENTILACIÓN La ventilación permitirá dar seguridad y un lugar adecuado a los trabajadores para que puedan desempeñar sus funciones en la forma más eficaz con todas las condiciones que requieren. La minera Uchucchacua tiene una capacidad instalada 6000 TMD, la cual requiere suministrar 1 765 204 pies cúbicos por minuto de aire. Este caudal es suministrado por 10 ventiladores principales.
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Adicionalmente, como parte del actual sistema de ventilación se ha considerado para el corto y largo plazo mediante chimeneas tipo raise borer. Para el corto plazo ha considerado la implementación de 5 chimeneas, mientras que para el largo plazo la instalación de la chimenea RB Gina Socorro
Responsabilidades:
Contar con equipo necesario para las evaluaciones de ventilación: Anemómetro, Psicrómetro, Termómetro, Tubos de Pitot, etc.
Contar
con un software de ventilación para realizar las simulaciones y
cálculos del sistema de ventilación.
Efectuar evaluaciones integrales del sistema de Ventilación cada semestre y evaluaciones parciales del mismo cada vez que se reduzcan conexiones de labores y cambios en los circuitos de aire.
Actualizar y disponer mensualmente los planos de ventilación de la mina, indicando los circuitos de aire y estaciones de control, ubicación de ventiladores, puertas de ventilación, tapones y otros.
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Registro y con troles:
Cuando se trabaje labores de desarrollo y preparación se instalará manga de ventilación a no más de 15 m del frente de la labor.
No está permitido que los frentes de desarrollo, de chimeneas y labores de explotación sean ventiladas con aire usado.
En labores que posean sólo una vía de acceso y que tengan un avance de más de 60 m, se empleará ventiladores auxiliares.
En longitudes de avance menores a 60 m se empleará ventiladores
auxiliares sólo cuando las condiciones ambientales así lo exijan. MEJORA DE L A VENTILACION DE MINA SOCORRO - 2011
El objetivo es incrementar el caudal de aire fresco en la Mina Socorro de 350,000 CFM a 490,000 CFM, siendo el caudal requerido 400,000 CFM, con esto la cobertura de aire en esta mina llegaría al 123%. Para lograr este objetivo, se realizara el desquinche de 150m en el Nivel 4,670 de Mina Socorro y la ejecución de una rampa negativa de 200m hacia el Nivel 4,630, con el objetivo de tener una sección de 4.0 x 4.0m para la salida del aire viciado hacia superficie. La sección actual de la salida en el Nivel 4,630 es de 2.4 x 2.4m. pág. 76
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NUEVO SISTEMA DE VENTILACIÓN EN LA MINA SOCORRO - 2015
El ventilador Howden de 600 caballos de fuerza (HP) y 300,000 pies cúbicos por minuto (CFM) instalado en la mina Socorro, nivel 4630, permitirá incrementar la cobertura de aire en el interior de la mina y brindar un ambiente de trabajo más seguro y saludable para nuestros colaboradores. Para la instalación del sistema se contó con la participación de la Gerencia, las áreas de Minas, Mantenimiento General, Planeamiento, Seguridad y Almacén, así como la empresa Fimavel, especializada en filtración y montaje electromecánico en la industria minera. Todos brindaron el soporte necesario para cumplir con las fechas programadas.
SISTEMA DE MATENIMIENTO DE EQUIPOS Y MAQUINARIAS EQUIPOS Y MAQUINARIAS A continuación, se menciona una lista de equipos uy maquinas que se usan en la Unidad minera Uchucchacua- Buenaventura S.A.
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Conjunto de máquinas complejas que sirve para realizar algunas labores específicas en las minas. Los términos que pertenecen a esta clase tienen como núcleo sémico / máquina / y este núcleo se divide en máquina mecánica fija y máquina mecánica móvil. 1.1. De medición a. BALANZA. Aparato mecánico de metal, en forma rectangular, que ocupa un área de doce metros cuadrados y dos metros de profundidad, con capacidad de medición para sesenta toneladas de mineral que se extrae de la mina con destino a la Planta concentradora. 1.2. De extracció n del agua a. BOMBA. Máquina eléctrica que sirve para expulsar el agua que hay en el interior de la mina hacia las pozas que se ubican en la superficie y que ocupa un área de dos metros de largo por uno y medio de ancho y sesenta centímetros de alto En épocas de lluvia, la bomba funciona durante las veinticuatro horas del día. 1.3. De energía a. COMPRESOR (A) m. Aparato mecánico cuadrangular, de metal, que se utiliza para comprimir el volumen de aire y expelerlo con presión fortísima, generando mayor energía. 1.4. De erosió n del mineral a. CHANCADORA f. Máquina grande de metal, grande, de forma cónica que sirve para triturar los minerales en primera fase. Se instala a continuación del Apron Feeder.
b. FAJA TRANSPORTADORA l. f. Banda de metal, de dos metros de ancho, tendida sobre rodillos que la hacen circular, llevando el mineral fragmentado de la chancadora a las tolvas. c. MOLINO DE BOLAS l. m. Máquina grande y redonda que gira alrededor de un eje central horizontal con bolas de acero pequeñas para triturar el mineral. 1.5. Del transp orte de mineral y person al a. JAULA f. Armazón rectangular de fierro, de dos por tres metros de área, con dos pisos, cada uno de los cuales dos metros de altura, con ventanas pequeñas enmalladas por donde el timbrero ve en qué nivel se encuentra; tiene una puerta corrediza y capacidad para quince personas por cada pág. 78
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b. c.
d. e.
piso. Sirve de ascensor, transporta al personal obrero y también, materiales para los trabajos que se realizan en el interior de la mina. MASTER SHAFT l. m. Inglés. Pique. PIQUE m. Máquina circular de metal, con un radio de dos metros cincuenta y cuatrocientos cincuenta metros de altura, formando cuatro compartimientos: dos para la jaula con su contrapeso y dos para los baldes. Puede tener instalaciones externas o internas y sirve para transportar mineral, personal y comunicar por todos los niveles. Sin. Master Shaft. WINCHA f. Del inglés winch. Máquina compuesta de un motor, dos tamboras enrolladas con cable grueso de una pulgada, constituye parte del Pique y sirve para el izaje de personal, mineral o desmonte. WINCHA DE ARRASTRE l.m. Máquina que con una cuchara, desdentada, sirve para sacar mineral o desmonte a cortas distancias. Generalmente los trabajadores las bautizan con nombres de mujeres, por ej. ‘ La Teresita ’.
Máquina mecánica móvil 1.6. Vehícular 1.7. Para transp ortar comi da a. CALESA f. Aparato de madera, en forma de carruaje, que sirve para transportar hacia el interior de la mina los alimentos de los obreros. 1.8. Para transp ortar person al a. DINA f. Camión mediano con asientos posteriores tipo vagón, que sirve para transportar a los obreros hacia el interior de la mina por la rampa dejándolos en distintos niveles. 1.9. Para transp ortar mineral a. CAMION DE BAJO PERFIL l. m. Véase teletrán. b. CARGADOR FRONTAL l. m. Máquina de transporte con llantas que se utiliza para levantar mineral sobre los volquetes. c. JUMBO m. Inglés. Equipo de perforación compuesto por un bastidor, automotor, y por uno o más brazos de perforación con sus correspondientes martillos y rotativas que se utilizan en los trabajos de extracción dentro de la mina. d. JUMBO CARGADOR l. m. Equipo mecánico formado por un jumbo y un sistema de carga y transporte con una polea situada en el extremo del brazo central. e. SCOOP m. Inglés. Máquina de forma cuadrangular con un pequeño cargador frontal a manera de cuchara y sirve para acarrear mineral o desmonte. pág. 79
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f. TELETRÁN m. Inglés. Camión mediano de metal con la carrocería al ras en la parte frontal y con capacidad de carga para dieciocho toneladas que las transporta del socavón hacia la superficie en momentos de urgencia. Sin. Camión de bajo perfil. g. VOLQUETE m. Vehículo motorizado con una parte frontal y una carrocería alta en la parte posterior que se moviliza sobre ruedas de caucho y sirve para transportar el mineral de la mina a la Planta Concentradora o a la cancha de mineral. 1.10. Para transp ortar mineral y person al a. CONVOY m. Inglés. Conjunto de pequeños carruajes mineros, entrelazados entre sí y traídos por una locomotora. b. EQUIPO m. Conjunto de maquinarias mecánicas y eléctricas, que sirven para realizar la explotación del mineral. c. EQUIPO CONVENCIONAL l. m. Maquinaria compuesta de locomotora, coches mineros, wincha de arrastre y perforadoras, que trabajan sobre rieles. d. EQUIPO TRACKLES l. m. Maquinaria que se desplaza sobre ruedas, como el scoop, el teletrán y el volquete. e. LOCOMOTORA f. Máquina que, montada sobre ruedas y movida por energía eléctrica, arrastra carruajes sobre los rieles. Se las denomina con nombre de mujeres, por ej. “Panchita” (Vé ase anexos, fotos, número 46). f. VAGÓN m. Carruaje grande de tren, hecho que se conduce sobre rieles, con la energía eléctrica de Trolley y sirve para transportar al personal minero desde la superficie hacia la estación del Pique. 1.11. No vehicular a. PALA NEUMÁTICA l. f. Máquina convencional, grande, con dos motores, uno para ejercer tracción y otro, para mover la cuchara; tiene dos manos una para caminar y la otra para cargar minerales. b. PERFORADORA f. Máquina de metal, chica o grande, que sirve para horadar rocas con el sistema neumático o hidráulico. c. PERFORADORA HIDRÁULICA l. f. Máquina mecánica de metal de gran potencia que sirve para perforar peñas y rocas para la producción minera.
SISTEMA DE MANTENIMIENTO DE EQUIPOS Y MAQUINARIAS
El mantenimiento de la empresa constituye un elemento clave para el logro de los objetivos de la misma. Sin un adecuado mantenimiento la pág. 80
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maquinaria interrumpe su operación con mucha frecuencia, alterando considerablemente los programas de producción. En muchas ocasiones provoca cuellos de botella en las líneas, incrementando la cantidad de material en proceso, lo que implica: mayor espacio utilizado, mayor inversión inmovilizada, problemas de calidad en el producto acumulado; personal ocioso y desmotivado; mayor desperdicio de materiales y mayores costos en las reparaciones. Es decir que el mantenimiento afecta en: a) La eficiencia b) Costos c) Calidad d) Confiabilidad (entregas a tiempo) De lo anterior deducimos que es de urgencia mejorar nuestro sistema de mantenimiento. Podemos tratar de definir el mantenimiento de la siguiente manera: Conjunto de acciones encaminadas a la conservación de la maquinaria, equipo e instalaciones, de tal manera que permanezcan sirviendo en Óptimas condiciones, para el objetivo para el cual fueron adquiridas, evitando o minimizando sus fallas durante su vida útil. De la misma definición podemos reconocer algunas divisiones que podríamos agrupar así: a. Mantenimiento de maquinaria y equipo b. Mantenimiento de instalaciones físicas (edificios) c. Mantenimiento de instalaciones eléctricas d. Mantenimiento de otras instalaciones (aire, agua, vapor, etc.) La labor de mantenimiento por consiguiente requiere de muchas habilidades: mecánica, eléctrica, albañilería, carpintería y otras relacionadas con tuberías de agua, vapor, aire y líquidos, entre otras. El mantenimiento puede también clasificarse como en dos grandes grupos: Mantenimiento preventivo y mantenimiento correctivo. El Preventivo es aquel que se realiza periódicamente con la finalidad de prolongar la vida ˙til de la maquinaria y prevenir fallas accidentales.
1.12. OBJETIVOS GENERALES DEL MANTENIMIENTO 1- Reducir el desperdicio del tiempo de producción por fallas en la maquinaria y equipo. 2- Reducir los costos por reparaciones 3- Optimizar la utilización del personal de mantenimiento, equipo y herramientas. 4- Mejorar la calidad de la producción pág. 81
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1.13. ORGANIZACION DEL MANTENIMIENTO La organización del mantenimiento debe contar con el recurso humano necesario para satisfacer eficientemente los requerimientos de dicho departamento, con líneas de mando y ·reas de responsabilidad bien definidos. La estructura del departamento varía de acuerdo con muchos factores, entre los cuales podemos mencionar: tamaño de la empresa (pequeña, mediana y gran empresa); tipo de producción (bienes y/o servicios); tipo de proceso productivo; existen algunos procesos que ocupan muchas máquinas pequeñas, como en la industria de la confección y otras con muy pocas máquinas generalmente grandes, como las grandes bordadoras lineales; máquinas impresoras (prensas). Otro factor importante es dimensionar la variedad de tareas que comprende el área de mantenimiento entre ellas están:
El costo es enorme, muchas veces incontrolable. Por consiguiente, una parte clave del mantenimiento es disminuir las reparaciones accidentales y esto se logra a través de un mantenimiento preventivo. Generalmente el departamento o sección de mantenimiento está· ubicado dentro del área de producción; mantenimiento debe tener una persona que se encargue de la coordinación de este.
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En esta estructura el Jefe de Producción asigna los trabajos al Jefe de Mantenimiento, definiendo prioridades; trabajos de emergencia, trabajos urgentes y trabajos normales. Son aquellos que deben ejecutarse inmediatamente para prevenir pérdidas de producción, averías serias en la maquinaria y equipos o para corregir peligros extremos en la seguridad. Trabajos
de
emergencia:
Trabajos urgentes: Aquellos que durante la programación normal deben
terminarse lo antes posible. Trabajos normales: Son la mayoría de los trabajos de mantenimiento. Se
programan tomando en cuenta los requerimientos de producción y la disponibilidad de la fuerza de trabajo de mantenimiento. Se define fecha y hora de inicio y fecha y hora de finalización, además de recursos. El jefe de mantenimiento asigna y coordina los trabajos de acuerdo con las prioridades del día y al personal disponible; para algunas pequeñas empresas, el jefe de mantenimiento es el mecánico jefe, disponiendo de un asistente; encargándose de todas las reparaciones mecánicas, eléctricas y algunos trabajos de mantenimiento general. 1.14.
MANTENIMIENTO PREVENTIVO
La planificación del mantenimiento preventivo tiene como objetivos: a) Calenda rizar todas las actividades requeridas en un ciclo determinado de tiempo, de tal manera que determine el mes, día y el orden en que debe ser ejecutado cada trabajo y tarea. pág. 83
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b) Determinar los recursos a ser utilizados, comprendiendo repuestos y materiales de trabajo, herramientas y mano de obra. c) Asignar las cargas de trabajo para cada uno del personal de mantenimiento. d) Establecer la necesidad de contratar servicios adicionales de mantenimiento preventivo.
1.14.1. Pasos necesarios para un Plan de Mantenimiento 1- Preparar una lista con toda la maquinaria y equipo. 2- Para cada uno definir la frecuencia de las revisiones requeridas en cierto periodo de tiempo (día, mes, año). Esta frecuencia debe establecerse de acuerdo con especificaciones de la maquinaria, registros históricos de averías y/o en su defecto del criterio y conocimiento de la maquinaria. 3- Se preparan las instrucciones para el mantenimiento requerido para cada uno de las máquinas y equipos listados. Estas instrucciones deben ser detalladas, evitando términos, como: dar mantenimiento cuando sea necesario. 4- Se prepara un plan de trabajo que abarque un año. De preferencia se puede usar un diagrama de Gantt. Se puede hacer por computadora. 5- Se giran las Órdenes de trabajo al personal, anotando fecha de inicio y finalización. 6- Se hace una revisión de los trabajos terminados, para verificar su calidad, el tiempo y recursos utilizados.
La eficacia del Departamento de Mantenimiento no debe juzgarse únicamente por la rapidez de las reparaciones de emergencia, sino, por la ausencia de estas emergencias en la empresa; lograda a través de un buen sistema de mantenimiento preventivo. Para planear, ejecutar y controlar el mantenimiento preventivo es necesario conocer que es lo que debemos reparar y con qué recursos contamos. Para definir lo anterior debemos contar con diferente información: archivos de maquinaria y equipo, herramientas, recursos humanos. pág. 84
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Es de mucha importancia contar con un registro de la maquinaria y equipo que la empresa posee, colocando la información más importante y que nos pueda servir como referencia.
El código es el número que se le asigna a la máquina o equipo y que de preferencia no debe ser al azar.
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El costo sirve además de control contable, para tener una idea en caso de reposición, la fecha de compra y la vida útil, nos dice cuál es la probable vida remanente de una máquina; el proveedor nos ayuda en la compra de repuestos o para una posible reposición; la capacidad es un dato técnico que ayuda en producción; las observaciones, puede incluir algunas modificaciones realizadas. Otros controles muy importantes y muchas veces descuidados son los de herramientas y de repuestos y materiales de mantenimiento. Por pequeña que sea la empresa, si quiere trabajar de manera eficiente y económica y organizada, debe controlar sus herramientas y sus repuestos.
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1.15.
COSTOS DE MANTENIMIENTO
Los costos de mantenimiento es la suma de todos los gastos incurridos para su desempeño, durante un periodo de tiempo (un mes, un año). Así podemos clasificarlo en costos directos y costos indirectos. Los costos directos son aquellos que se producen como resultado directo de los trabajos de mantenimiento, teniendo entre estos costos los siguientes: Mano de obra utilizada, medida en horas-hombre y traducida a ($) - Repuestos, medida en unidades y luego a ($) - Otros materiales, medidas en unidades y luego a ($) - Otros gastos generales: energía eléctrica, administración, etc
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ANÁLISIS Y PROBABILIDAD DE CAMBIO DE MÉTODO El cambio acelerado en las operaciones de minado por nuevos procesos, está jugando un papel trascendental en la minería moderna; la optimización y el control de procesos cada vez se incrementan en la búsqueda de operaciones unitarias limitantes o criticas; el análisis de estas situaciones u obstáculos nos debe servir para mejorar la gestión en las operaciones en mina Uchucchacua. Dentro de los procesos de optimización se requerirá, no solo de variar algunos parámetros, sino realizar una adecuada gestión operativa, es por este motivo, que planteamos en la presente informe de investigación la variación del método de corte y relleno ascendente por el método Avoca Taladros Largos o Bench and Fill para poder controlar, con mayor eficiencia todos las procesos, sin que estos lleguen a ser costosos, y que los resultados sean siempre sean satisfactorios; lo que hará de la empresa, más competitiva y con mayor posibilidad de éxito. El método de explotación Bench And Fill nos permite disparar tajeos de grandes volúmenes, para ello se elaboran planos de perforación de acuerdo a las características
geomecánicas,
indicando
el
número
de
taladros
correspondientes, inclinación y longitud de taladros. La presente informe se realizó con la finalidad de encontrar las deficiencias en el área de perforación y el porqué de las demoras operativas en el nuevo método empleado. La recopilación de información se realizó con el apoyo de todo los integrantes del grupo de trabajo, para explicar los problemas más comunes que existe sobre todo en la perforación, como son desviación de taladros, corrección de taladros y repaso de taladros, que se presentaban en el nuevo método empleado. Finalmente se da a conocer el análisis, resultados y las soluciones a dichas causas que generan las deficiencias en la perforación así como también las elevadas demoras operativas que existen en las operaciones del método Bench and Fill y con ello lograr su optimización. pág. 89
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BANQUEO Y RELLENO (BENCH AND FILL) Método aplicable en la zona vertical de más altas leyes; es una variante del método
➢
de corte y relleno, que incorpora técnicas de perforación vertical similares al método de laboreo por subniveles. El relleno posterior a cada corte se hace con relleno cementado o material de
➢
empréstito para dar estabilidad a las cajas del caserón y proveer el piso para el realce siguiente.
Es parte del ciclo de la operación. Se usa roca o relaves.
➢
Relleno:
➢
Secuencia: Descendente o ascendente.
➢
Carguío del mineral: Equipo ingresa a caserón, se opera con telecomando.
➢
Subsidencia: No genera Acopios de estéril: Requiere acopio de estéril.
➢
Disposición de relaves: Se puede utilizar relaves para relleno.
➢
TIPOS DE MINERAL
Principalmente hablamos de yacimientos auríferos.
➢
VENTAJAS Y DESVENTAJAS VENTAJAS:
➢
Método establecido en la industria y con amplia aplicación
➢
Sectores de baja ley puedes ser no minados
➢
Pilares locales pueden ser dejados para el control de la falla del hangingwall
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➢
Alta recuperación de los recursos y mínima dilución en caserones estables
➢
Donde exista la posibilidad de dos accesos el relleno puede ser continuo
DESVENTAJAS:
➢
Exposición de la operación en el caserón durante el carguío de mineral
➢
Exposición de la perforación cercana al avance del banqueo
➢
Requiere el desarrollo de la rampa y accesos antes de comenzar la explotación de banqueos
➢
Poco flexible ante la existencia de splay mineralizados lo cual hará bajar su Productividad.
El método de bench & fill corresponde a una variante del anteriormente mencionado cut & fill, donde se obtiene una mejora en la productividad y una reducción de los costos de producción.
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Ilustración 19: Esquema Bench & Fill
Esta variante del método se aplica en cuerpos de geometría vertical o casi vertical de dimensiones suficientes y una competencia de la roca que permitan la explotación del cuerpo por medio de banqueo. La secuencia de extracción es en retroceso y seguida por la implementación de relleno en avance. Diseño de bloqu es
Para el diseño de los bloques o cámaras de explotación se debe considerar los siguientes aspectos técnicos: ➢ ➢ ➢ ➢
Estabilidad del caserón Análisis geotécnico Equipo de perforación Altura de cámaras de explotación
La altura del caserón se estima de acuerdo con el equipo de perforación a utilizar, teniendo siempre en cuenta que se cumpla con las condiciones de estabilidad requerida. Con el fin de aminorar la desviación de las perforaciones a realizar, estas se pueden hacer de forma descendente con equipos DTH. ANCHO DE CÁMARAS DE EXPLOTACIÓN
El análisis para definir el ancho de una cámara de explotación está directamente relacionado con la estabilidad del bloque, siendo además necesario el uso de pilares.
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Ilustración 20: diseño bloques de explotación 1. Labores de preparación bench and fill
Labores mineras necesarias para la explotación de un bloque mineralizado del yacimiento (vías de transporte, accesos, ventilación, etc.). Entre estas se tiene el nivel de producción y el nivel superior de perforación. a)
Nivel de pro ducc ión
El nivel de extracción consiste de una galería de transporte y estocadas de carguío, las cuales intersectan de tal manera que aseguran la continuidad del diseño a lo largo del nivel.
Galería de transporte: su diseño debe permitir el movimiento expedito del equipo de carguío, evitando quiebres en el recorrido que reducen la velocidad y contribuyen al deterioro de las pistas. Además debe tener una sección adecuada para tránsito de camiones. Estocadas de extracción: Se deben diseñar considerando que los equipos puedan transitar sin mayores dificultades, además que carguen alineados. Sus parámetros de diseño son: ➢
Longitud: variable y depende de las dimensiones de las cámaras de explotación, las que a su vez dependen de la geometría del bloque de mineral a extraer.
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➢
La distancia entre estocadas dependen del ancho de las unidades de explotación y de los pilares que le darán estabilidad al caserón.
b)
Nivel superior de Perforació n
El Nivel Superior tiene por objetivo la operación de los equipos DTH para perforaciones descendentes. En este caso su orientación es paralela al nivel de extracción, y sus parámetros de diseño son los mismos mencionados para el nivel de extracción.
NIVEL DE PERFORACIÓN
NIVEL DE EXTRACCIÓN
Ilustración 21: Isométrico de nivel superior e inferior bench and fill c)
Pivotes de acceso
Se utilizan para acceder al nivel a explotar y su excavación es por estéril. Su pendiente varía de -12% a + 12% dependiendo de la cota de inicio donde comience este pivote.
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2. Secuencia de explotació n
La secuencia de explotación de las unidades de explotación en un bloque consiste en la extracción de una cámara por medio. Primero se explotan las cámaras primarias, para posteriormente rellenar y explotar las cámaras restantes contra relleno. La secuencia operativa es: o
Perforación descendente
o
Explotación de las cámaras primarias en retroceso
o
Relleno de la cámara explotada
o
Tronadura de cámara contra relleno
o
Relleno faltante
3. Perfor ación y Voladura
El proceso de perforación para el método bench & fill se realiza de manera descendente, haciendo uso de un equipo perforador del tipo DTH con diámetro de perforación de 3 1/2". La tronadura de los pozos perforados se basa en la metodología de Ash, estableciendo parámetros para el burden y espaciamiento de los tiros cargados.
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Ilustración 22: Diagrama tronadura B&F
PROBLEMA N° 1 La Empresa Asignada a su investigación del caso I, Tiene 20 camiones de bajo perfil, básicamente iguales y trabajan 8 horas diarias, estos volquetes se descomponen de vez en cuando a pesar de las practicas preventivas de mantenimiento de la flota. En la Empresa hay 4 mecánicos que trabajan durante las 8 horas, los camiones son de tal naturaleza qué sólo un mecánico puede trabajar eficazmente en cada vez. A veces se descomponen simultáneamente más de 4 camiones, mientras que en otras ocasiones los 4 mecánicos están parados (ociosos). Con mucha más frecuencia dos o tres hombres están desocupados. La Gerencia no cree necesario conservar a los 4 mecánicos, los reportes del jefe de servicios mineros indican que hay una posibilidad en diez, de qué un camión se descomponga en cualquier hora dada. Un estudio de mantenimiento necesario por la oficina de servicios revela los siguientes datos de probabilidad.
TIEMPO REQUERIDO PARA REPARAR CADA CAMIÓN (minutos) PROBABILIDAD 20 0.05 25 0.25 30 0.35 35 0.30 40 0.05 El costo del tiempo ocioso de los camiones es de US$ 8.00, por hora para la Empresa mientras que el salario por hora de los mecánicos que incluyen los beneficios sociales es de US$ 4.00 por hora, asígnese una tolerancia de 10 minutos por hora como tiempo personal a cada mecánico.
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De acuerdo a esta Información de servicios se le pide a Usted; ¿decidir cuál es el número óptimo de mecánicos que necesita la Empresa? Solución:
Datos: Camiones: 20 Mecánicos: 4 Frecuencia: 2 a 3 desocupados Hora/día camiones: 8 h Hora/día mecánico: 8 h Costo camión: $ 8 /h Costo mecánico: $ 4 /h Mecánico: 10 min/ hora break Reparación necesaria 1 mecánico por camión
TIEMPO REQUERIDO PARA REPARAR CADA CAMIÓN (minutos) 20 25 30 35 40
PROBABILIDAD 0.05 0.25 0.35 0.30 0.05
De acuerdo a esta Información de servicios se le pide a Usted; ¿decidir cuál es el número óptimo de mecánicos que necesita la Empresa? • •
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Solo se necesita 1 mecánico para arreglar un camión. A veces se malogra más de 4 o ninguno, pero con frecuencia se tiene 2 a 3 mecánicos parados. Una posibilidad de 1 a 10 de que se malogre un en cualquier hora. Cada 10 minutos de tiempo personal por hora de cada mecánico.
Entonces: Camiones malogrados: 20 * 10 % = 200 %
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