OPERACIONES MINA METODO DE EXPLOTACIÓN UNIDAD JULCANI
(4. EXPLORACIÓN EN INTERIOR DE MINA)
GEOLOGÍA
GESTIÓN DEL PLANEAMIENTO OPERACIONAL
Cálculo de Reserv as, planos topográficos y geológicos, Dilución de Tajeos Mensual
Labor Explorada Cabina de sondaje preparada
MINA- LABOR HORIZONTAL CULMINADA Proyecto de Profundización de Pique Aprobado
6.MANTENIMIENTO DE LABORES
Desmonte Mineral Escogido
1. PLANEAMIENTO DE MINA
2. PREPARACIÓN DE LABORES
Tajo Preparado
4. ROTURA DE MINERAL
5. EXTRACCIÓN DE MINERAL
7. COMUNICACIÓN DE LABORES
Planeamiento Operacional
MINA
Programa de Operación
Desmonte 3. PROYECTOS DE EXPLORACIÓN
Desmonte
Mineral Escogido
8. CIERRE PROGRESIVO Y FINAL
9. GESTIÓN ADMINISTRATIVA DE MINA
PLANTA CONCENTRADORA JULCANI
BENEFICIO DEL MINERAL
Participantes en la Validación: José Arango Hernández Alejandro Fuentes Vera Heider Montoya Espinoza
LIMPIEZA DEL FRENTE
Uso de palas neumáticas
SOSTENIMIENTO El sostenimiento es una de las operaciones mas importantes en una excavación minera subterránea desde el punto de vista de seguridad y economía. En la mina contamos con los siguientes tipos de sostenimiento:
Cuadros cónicos de madera. Mallas electro soldadas con Split set (5’), más straps. Pernos de anclaje con resina (7’). Shottcrete lanzado (2” espesor).
PERFORACIÓN EN FRENTES
Se utiliza maquinas convencionales (maquinas Jack Leg). Se utilizan plataformas de perforación. Se pinta la malla de perforación. Se cuenta con un jumbo electro hidráulico.
VOLADURA • Se realiza la voladura controlada en la corona, con cargas desacopladas (labores de avance) • Se usa el Carmex de 7’. • Se usan la medias cañas de PVC (para la corona). • Se usa en la corona cartuchos de Exadit 45% (Dinamita de baja potencia)
TRACK LESS
VOLADURA CONTROLADA
Empleo de medias cañas para los taladros de la corona (con cargas desacopladas).
Preparación de la cañas
Resultado final, una corona estable.
METODO DE EXPLOTACIÓN CORTE Y RELLENO ASCENDENTE El acceso al yacimiento es por medio de socavones, piques, by pass, cruceros y galerías por niveles. Debido a la forma, tamaño, posición espacial de las estructuras mineralizadas y otros factores, el método de explotación que se aplica a Julcani es el de Corte y Relleno Horizontal Ascendente, utilizando parte del desmonte generado como relleno. El primer corte de mineral, se realiza dejando dos metros y medio (2.5 m.) de altura (puente). La perforación y voladura son convencionales, utilizando perforadoras manuales tipo jack leg, se usa el desmonte como relleno, se construyen chimeneas hacia los niveles superiores para contar con relleno de la labores de avance que se encuentran en los niveles superiores, en algunos casos se disparan coronas pobres y/o se construyen los dog hole. La preparación comienza realizando by pass con sus respectivas ventanas cada 40 m, armando tolvas / camino hacia la caja piso de la veta, luego se deja 2.5 mts. de puente y se procede a unir las tolvas mediante subniveles. Seguidamente entre las tolvas se construye una chimenea central hasta alcanzar el nivel superior, para la ventilación y echadero de relleno (desmonte) y una chimenea que nos servirá como cara libre. La explotación se inicia a partir del subnivel abriéndolo hasta llegar a las cajas, para después comenzar la rotura vertical en cortes paralelos de un metro, luego la extracción del mineral y posteriormente se procede a rellenar el tajeo con material detrítico o material estéril de las exploraciones y desarrollos para la chimenea intermedia.
CICLO DE MINADO
Desatado de rocas
Sostenimiento
Redesatado y sostenimiento
LIMPIEZA DE MINERAL
SISTEMA DE IZAJE
PIQUE JESÚS
WINZE ACCHILLA
EXTRACCIÓN DE MINERAL Y DESMONTES
TOLVAS DE LA PLANTA CONCENTRADORA
SEGURIDAD
Capacitación al personal
Señalización de labores
Señalización de labores
Estación de salvataje
VENTILACIÓN DE MINA CALCULO DE LA CANTIDAD DE AIRE NECESARIO EN LA MINA JULCANI ÁREA ACCHILLA 23 / 02 / 2011 DE ACUERDO AL N° DE PERSONAS TAJEOS, FRENTES Y SERVICIOS NIVEL 420 LABOR
PERSONAL POR GUARDIA
REQUERIMIENTO DE AIRE POR PERSONA (m3/min) R.S.H.M.
Q TOTAL m3/min
Q TOTAL CFM
TOTAL
30.00
6.00
180.00
6,355.93
PERSONAL POR GUARDIA
REQUERIMIENTO DE AIRE POR PERSONA (m3/min) R.S.H.M.
Q TOTAL m3/min
Q TOTAL CFM
9.00
6.00
54.00
1,906.78
PERSONAL POR GUARDIA
REQUERIMIENTO DE AIRE POR PERSONA (m3/min) R.S.H.M.
Q TOTAL m3/min
Q TOTAL CFM
83.00
6.00
498.00
17,584.75
NIVEL 390 LABOR
NIVEL 460 LABOR
NIVEL 510 - 560 - 610 PROFUNDIZACIÓN PIQUE JESÚS LABOR
PERSONAL POR GUARDIA
REQUERIMIENTO DE AIRE POR PERSONA (m3/min) R.S.H.M.
Q TOTAL m3/min
Q TOTAL CFM
TOTAL
77.00
6.00
462.00
16,313.56
Total Personal
199.00
TOTAL AIRE REQUERIDO EN MINA
42,161.02
REQUERIMIENTO DE AIRE PARA DILUIR LOS EXPLOSIVOS Q3 = Q3 = Q3 =
VELOCIDAD DE AIRE x # DE NIVELES x AREA PROMEDIO m2
m/min 25
# niveles 6
570 m3/min
TOTAL GENERAL REQUERIMIENTO DE AIRE - CFM
m2 3.8 Q TOTAL CFM
20,127.12
62,288.14
Línea trolley Manga de ventilación 24”
Inst. de agua 2”
Alcayatas Inst. de aire 4”
ESTÁNDAR DE SECCIÓN 8´x 8´ Ribeteado de cuneta Rieles de 60 lb/yd
Trocha de 30”
CAPITULO II ANALISIS DEL PROBLEMA En la siguiente, analizaremos las características cualitativas y cuantitativas de los estados A y B. 2.1 VARIABLES DE ENTRADA Y SUS LIMITACIONES Nº 01
02
03
04
VARIABLES DE ENTRADA Recurso Humano Perforista Ayudante perforista Supervisor Maquinaria y/o equipos Perforadora jackleg. Ventiladores eléctricos Materiales Block de mineral 8x15 mts profundidad Buzamiento Leyes: Ag=19.5 gr/Tm Au=0.012 /Tm Potencia veta Densidad RMR mineral RMR cajas Fracturas/metro Insumos Agua Aire Tubería Explosivos : Exadit, semexsa Accesorios de voladura
LIMITACIONES DE ENTRADA >= 2 años de exp. >= 1 años de exp. >= 2 años de exp. Presión de aire < =70psi Velocidad de aire 20m/s Ninguna 45m 20º-30º 0.30-0.60m 3.0 TM/m3 18 20 Fracturado Ninguna >= 90 psi Ninguna Ninguna Ninguna
VARIABLES DE SALIDA Y SUS LIMITACIONES VARIABLES DE SALIDA Producción Dilución Diámetro mín. Mineral roto Recuperación Costos Maquinarias Ventilación Beneficio/costo Seguridad
LIMITACIONES > 40Tm/Día < = 10% < 6” > 93% > 19.5 $/Ton >= 87% de la eficiencia => 20m/min. Velocidad del aire. >= 1.2 0 accidentes e incidentes
2.3 DETERMINACION DE LAS RESTRICCIONES Las restricciones son los parámetros que se deben cumplir obligaciones para el diseño de método de explotación y podemos tener los siguientes en nuestro caso:
Cumplimiento de las reglas de seguridad según el reglamento de Seguridad y salud ocupacional Ds 055
Realizar las operaciones unitarias del minado cumpliendo estrictamente con los horarios programados, el block debe ser explotado en 40 días como máximo.
La relación beneficio costo debe ser mínimo a 1.20
El factor de seguridad del método debe ser >= 1
IDENTIFICACION DE LOS CRITERIOS DE DISEÑO Para el diseño del método de explotación tendremos en cuenta los siguientes criterios. 1. 2. 3. 4. 5. 6. 7. 8. 9. 10.
Beneficio/ Costo Seguridad Recuperación Dilución Producción Ventilación Comodidad de operación Necesidad de mínimo recurso humano Mejores accesos Necesidad mínimo de equipos y/o maquinaria
CAPITULO III BUSQUEDA DE SOLUCIONES ALTERNATIVAS POSIBLES DE EXPLOTACION DEL TJ 938-24-25 PROCEDIMIENTO NUMERICO DE SELECCIÓN DE METODOS DE EXPLOTACION Primero analizaremos los factores que influyen en la selección del método de minado, con los datos dados tales como: la geometría y distribución de leyes del depósito y las propiedades geomecanicas del mineral y de las rocas encajonates. TABLA 1 GEOMETRIA Y DISTRIBUCION DE LEYES DEL YACIMIENTO
TABLA 2 CARACTERISTICAS GEOMECANICAS
TABLA 3 RESUMIENDO LOS DATOS GEOMETRIA/DISTRIBUCION DE LEYES DEL YACIMIENTO Forma
DATOS
CARACTER.
Tabular
Tabular
< 10m
Estrecho
Inclinación
20º-55º
Intermedio
Profundidad
450mts
450mts
Uniforme
Uniforme
Potencia
Distribución de leyes CARACT. GEOMECANICAS MINERAL Resistencia del matriz rocosa Espaciamiento entre fracturas
< 8 MPa
Pequeña
>16 Frac/m
Muy Pequeña
Resistencia de las discontinuidades
Pequeña
CAJA TECHO Resistencia del matriz rocosa Espaciamiento entre fracturas Resistencia de las discontinuidades
8-16 MPa
Media
> 16 Frac/m
Muy Pequeña
Pequeña
Pequeña
8-16 MPa
Media
> 16 Frac/m
Muy Pequeña
Pequeña
Pequeña
CAJA PISO Resistencia del matriz rocosa Espaciamiento entre fracturas Resistencia de las discontinuidades
TABLA PARA ESTIMACION EN CAMPO DEL JCS ( Joint Compressive Strength)
Grado
Resistencia Compresion Unixial (MPa)
Indice de Carga Puntual (MPa)
Indice del Martillo de schidt
Extremadamente Dura
>250
>10
50-60
Solo se optienen algunas astillas de la roca con varios golpes de la picota
Miuy Dura
100-250
4-.10
40-50
Requiere de varios golpes de picota para romperla
Dura
50-100
2-.4
30-40
La roca se rompe con uno o dos golpes de picota
Moderadamente Dura
25-50
1-.2
15-30
la roca se indenta hasta 5mm con la punta de la picota
Blanda
5.-25
< 15
La roca se corta con la navaja sin que las pareces se disgreguen
Muy Blanda
1.-5
m
-
Se disgrega facilmente con la picota
Extremadamente Blanda
0.25-1
m
-
Se indenta con el dedo pulgar
Estimacion para estimar la Resistencia
Las rocas con menos de 25MPa de resistencia a la compresión simple ,no pueden ser sometidos al ensayo de carga puntual por presentarse un elevado rango de error en sus resultados. •Luego de haber obtenido estos datos se asignan a cada uno de estos datos, con calificaciones individuales en función de las características y parámetros que presentan los yacimientos. •En la tabla 4 se dan las puntuaciones de cada uno de los métodos de explotación atendiendo al geometría del depósito y distribución de leyes. •En las tablas 5,6, y 7 se recogen igualmente esas puntuaciones, pero referidas a las propiedades geo mecánicas del macizo rocoso, techo y piso y además de la masa mineral.
RESULTADO FINAL DE LAS TABLAS 4, 5, 6,7 Características Geomecánicas
MÉTODO DE EXPLOTACIÓN
Mineral
C.Techo
C.Piso
Cielo abierto
8
8
8
Hundimiento de bloques
12
9
Cámaras por subniveles
-49
Hundimiento x subniveles
Distribución de leyes
Características Geomecánicas
Suma Total
M. E elegir
Mineral
C.Techo
C.Piso
-39
6.0
4.8
3.04
-25.2
-
5
-39
9.0
5.4
1.9
-22.7
-
-46
2
10
-36.8
-27.6
0.76
-53.6
-
2
9
2
-37
1.5
5.4
0.76
-29.3
-
Tajo largo
12
10
5
-37
9.0
6
1.9
-20.1
-
Cámaras y pilares
1
3
2
11
0.8
1.8
0.76
14.3
3
Cámaras almacén
2
10
7
10
1.5
6
2.66
20.2
4
Corte y relleno
9
9
10
15
6.8
5.4
3.8
31.0
1
Fajas descendentes
4
9
5
-40
3.0
5.4
1.9
-29.7
-
Entibacion con marcos
12
9
10
12
9.0
5.4
3.8
30.2
2
LOS POSIBLES METODOS A ELIGIR: CORTE Y RELLENO-ENTIBACION CON MARCOS
ALTERNATIVA Nº 1 CORTE Y RELLENO POR SUBNIVELES El block de mineral es delimitado por 2 subniveles laterales y por el tajo como base, con la finalidad de obtener una mejor información del mineral. Después de delimitar el tajeo, se procederá a correr un subnivel a partir de uno de subniveles laterales paralelo al Tj 938 2425or, dejando un puente de 2 mts. A partir del subnivel base se procederá realizar un subnivel intermedio sobre veta de sección 4 x 4 , con el fin de determinar de manera detallada la potencia promedia y el valor de mineral existente y a la vez permitirá acceso para relleno detrítico. EXPLOTACIÓN: Concluida la preparación damos inicio al minado, que consiste en arrancar el mineral valioso en forma de subniveles, paralelo al Tj 938 24-25, desde la parte inferior llamado base de ataque o subnivel, mediante las operaciones unitarias de perforación, voladura, ventilación, carguío y transporte. 1. PERFORACIÓN: La que emplearemos depende del espacio con el que contamos para realizar esta operación para nuestro caso la perforación se hace con Jack leg DENBER, utilizando barrenos de 3 y 5. VOLADURA: Se utiliza el sistema de iniciación no eléctrico empleando cargas explosivas como semexsa 45%, exadit 45% de 7/ x 8 y como accesorios tenemos carmex, cordón iniciador NAIGTER. LIMPIEZA Y ACARREO: Se realizara de manera convencional efectuando la carretilla, previamente se realiza la selectividad dejando los trozos grandes de desmonte en la zonas ya explotadas.
SOSTENIMIENTO: Al dejar un vacío a lo largo de terreno minado, la estabilidad del terreno va bajando considerablemente ya que las fuerzas de tracción y compresión se exponen sobre los tejeos vacíos. Y es por ello que se debe tener énfasis al problema de la estabilidad del macizo rocoso. Por ende en este método utilizaremos los cuadros completos a lo largo del subnivel y los pilares artificiales, que consisten en el armado de los crbibings con el fin de minar al 100 SEGURIDAD: En el método de corte y relleno por subniveles podemos notar que la estabilidad del techo es buena, ya que además de tener pilares artificiales como los cribbing tenemos los cuadros completos en el s/n y que estos a la vez serán rellenados con material detritico. RECUPERACION: En este método se puede notar que no se dejan pilares naturales, por el cual el minado es casi al 100%, además el puente dejado entre el Tj 938 24-25 y del intermedio serán recuperados, por ende estaríamos hablando de una recuperación al 93%. CONDICIONES DE VENTILACIÓN: En este método la ventilación es de regular-buena ya que el Tj comunica hacia el Nv 420 por una de las chimeneas laterales y a la vez hacia los demás Tj 974. PRODUCCION: La producción depende principalmente de la facilidad que pueda brindar el método en el avance y la estabilidad del techo, por lo cual se puede llegar a producir 600 Tm/mes. Además nos permite aumentar su producción si se requiere de ello ya que está relacionado directamente con el factor de seguridad. DILUCION: En este método notamos que el sostenimiento es con pilares artificiales y con cuadros completos, por ende los materiales estériles seleccionados son rellenados en los s/n, lo cual minimiza la mayor parte y entonces la dilución es mínima llegando 100%. BENEFICIO COSTO: Para determinar la magnitud de las ganancias se asume que el valor por toneladas de mineral, considerando la dilución tenemos: B/C=1.5
ALTERNATIVA 2 CÁMARAS Y PILARES El método consiste en extraer la mayor cantidad posible del mineral, luego dejando parte del mineral como pilares que posteriormente tendrán la función de sostener al techo y que estos serán recuperados posteriormente, luego ya delimitado el block por 2 subniveles laterales y por el Tj como base, del sub nivel paralelo se procede la explotación realizando pilares de 2 tipos de secciones uno de 2x7m (pilar principal) y otro de 1x1m (pilar de apoyo) la dificultad es que el terreno es de RMR 15-30 lo cual no garantiza una óptima explotación y que además es riesgosa a la hora de recuperarlos. El cálculo utilizado modelos matemáticos de “GEOCONSULT” (Almeira 27/05/05) PERFORACIÓN La perforación lo realizamos con una maquina jack leg, utilizando barreras de 4y 5´ VOLADURA La selección de expulsivo esta en función a las características del macizo rocoso, empleamos exadit 45% y semexsa 45% de 7/8´´x7´ y sus respectivos accesorios. LIMPIEZA Se realiza utilizando la carretilla transportando por los s/n laterales hacia la Tv/c 938. B.-SEGURIDAD: Para aplicar este método el macizo rocoso debe ser competente (mineral y cajas) lo cual no garantiza un método apropiado para la explotación, y además es riesgoso recuperar los pilares dejados (seguridad=baja)
C. RECUPERACIÓN: Este método se caracteriza por dejar como sostenimiento pilares de mineral en este caso la R = 75 % aprox. D. DILUCION: Analizando este método concluimos que la dilución es buena obteniendo un 15%. E. PRODUCCIÓN: La producción depende de varios criterios como velocidad de avance, en los frentes de explotación, el diseño de cámaras y pilares, condiciona geo mecánicas, maquinaria empleada, etc. Para este método el tonelaje/guardia promedio es de 20TN, por lo tanto tendremos 600 Tm/mes y una vida de una mina de 40 dias. F. VENTILACIÓN: En este caso la ventilación es muy favorable ya que se encuentra con una chimenea lateral que comunica hacia el Nv 420.
CAPITULO IV BUSQUEDA DE SOLUCIONES CLASIFICACION DE LOS CRITERIOS POR ORDEN DE SU IMPORTANCIA Para clasificar los criterios de acuerdo a su importancia se tienen de un rango de 1-10 , como se ve en el grafico siguiente:
N° 1
Criterio Beneficio/ Costo
2 3 4
Costo Seguridad
10 10
Recuperación Dilución
10 9
Producción Ventilación Comodidad Mínimo recurso humano Mejores accesos
9 8 5 5 5
Necesidad Mínimo de equipo
1
5 6 7 8 9 10 11
Puntaje 10
CUADRO COMPARATIVO DE COSTOS ($/tm) Operación
METOD 1
METODOS 2
Preparación
0.64
0.26
Explotación
16.04
16.04
Relleno
-
-
Recuperación de p.
-
10.00
15.01
15.01
31.69
41.31
Sostenimiento Total
El método de menor costo es el método 1 corte y relleno por subniveles
CUADRO COMPARATIVO DE MAYOR RELEVANCIA METODO 1 Buena 93% 10% 40 Tm/Dia Buena 1.34 31.69
Seguridad % Recuperación % Dilución Producción Ventilación Beneficio/ Costo Costo
METODO 2 Mala 75% 10% 40 Tm/Dia Buena 1.34 41.31
En seguida veamos los criterios de poca importancia producido de las informaciones recogidas durante el análisis del problema. Criterio
METODO 1
METODO 2
Comodidad del operador
Buena
Buena
Mínimo recurso humano
Buena
Buena
Mejores Accesos
Buena
Buena
Mínimo necesidad de equipos
Buena
Buena
FASE DE DECISION La clasificación de los criterios por orden de su importancia lo haremos con la regla de tres simples, luego procesaremos todos los datos obtenidos durante el análisis del problema (criterios) y tomaremos los valores en un rango de 1 a 10 proporcionalmente. Pero antes de poder procesar vamos evaluar en cuadro de pasa y no pasa. Método
Seguridad
B/C=> 1
Recup>=80%
Pasa, N0 Pasa
1
BUENA
1.2
93%
PASA
2
MALA
1.2
86%
NO PASA
Por lo tanto ya no será necesario dar puntajes a cada método de minado de acuerdo a sus criterios, dado que la seguridad es primordial y que no garantiza aplicar este método, lo cual demuestra que el método apropiado para explotar el Tj 938 24-25 es por “ CORTE Y RELLENO POR SUBNIVELES”
N° 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11
Criterio Beneficio/ Costo Costo Seguridad Recuperación Dilución Producción Ventilación Comodidad Mínimo recurso humano Mejores accesos Necesidad Mínima de equipo total
Rango 10 10 10 10 9 9 8 5 5 5 1
Método 1
Método 2
Punt
Pond
Punt
Pond
9 9 9 10 8 8 8 5 5 5 1
90 90 90 100 72 72 64 25 25 25 1
7 6 5 10 8 8 8 5 4 5 1
70 60 50 100 72 72 64 25 20 25 1
654
559
MUCHAS GRACIAS
“SEGURIDAD ES HACER LAS COSAS BIEN”
