UNIVERSIDAD NACIONAL DEL ALTIPLANO FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS
PLANIAMIENTO SUBTERRANEO SUNLEVEL STOPING CURSO: PLANIAMIENTO EN MINERIA PRESENTADO A: ING. EUGENIO ARAUCANO DOMINGUEZ POR: GERMAN CARI CHOQUEHUANCA Código: 134950 JUAN CARLOS CALLATA CALLATA PASACA Código: 131798
Puno – Perú 2017
1
NDICE INTRODUCCIÓN……………………………………………………………………………..
4
RESUMEN…………………………………………………………………………………….
5
CAP CAP TULO TULO I INFORMACION GEOLOGICA Y GEOMECANICA 1.1 GENERALIDADES…………………………………………………………………... GENERALIDADES…………………………………………………………………......... ......
6
1.1.1 UBICACION……………..……... UBICACION……………..…….............................................................................. ...........................................................................
6
1.1.2 GEOLOGIA Y MINERALOGIA…………………………………...…………………. MINERALOGIA …………………………………...………………….
6
1.1.2.4 GEOMECANICA DEL YACIMIENTO………………………………………………
9
CAPÍTULO II PLANIAMIENTO DE MINADO 2.1 DETERMINACION DEL METODO DE MINADO…………………………………….
11
2.2 DISEÑO MINERO……………………………………………………………………….. MINERO………………………………………………………………………..
14
2.3 DISEÑO DE LABORES MINERAS………………………... MINERAS………………………........................................ .....................................
21
2.4 LABOREO MINERO…………………………………... MINERO…………………………………................................................ .............................................
24
2.4.1 DESARROLLO Y PREPARACION………………………………………………….. PREPARACION …………………………………………………..
24
2.4.2 DISEÑO DE LABORES Y PREPARACION………………………………………… PREPARACION …………………………………………
29
2.5 EXPLOTACION O CICLO DE MINADO………………………………………………
36
2.5.1 PERFORACION……………………………………………………………………… PERFORACION………………………………………………………………………
36
2.5.2 VOLADURA…………………………………………………………………………..
42
2.5.3 LIMPIEZA Y ACARREO…………………………………………………………….
44
2.5.4 EXTRACION DE MINERAL…………………………………………………………
45
2.5.5 RELLENO………………………………………...…………... RELLENO………………………………………...…………................................... ................................
46
2.5.6 SOSTENIMIENTO……………………………………………………………………
47
2.6 SERVICIOS AUXILIARES……………………………………………………………..
49
2.7 MEDIO AMBIENTE……………………………………………………………………..
51
2.7.1 SISTEMA DE TRATAMINETO DE AGUAS……………………………………….. AGUAS………………………………………..
51
CAPITULO III PROGRAMA DE PRODUCCION 3.1 AVANCE LINEAL……………………………………………………………………….. LINEAL ………………………………………………………………………..
53
3.2 EMPRESAS CON MINADO POR SUBLEVEL STOPING EN EL PERU…………..
58
CONCLUCIONES…………………………………………………………………………….
63
2
DEDICATORIA
Con mucho cariño dedicamos este trabajo de investigación a nuestros padres, por el apoyo moral, quienes de manera incondicional contribuyen en nuestro desarrollo profesional.
Y también va dedicado a nuestro docente Ing. Eugenio Araucano Domínguez y compañeros de aula, por el apoyo in condicional que nos brindan cada día.
3
INTRODUCCIÓN En la minería subterránea las inversiones son cada vez más grandes, y al tener tiempos de preparación y producción muy largos la incertidumbre aumenta y el riesgo de pérdida aumenta. Una de las mejores armas para lograr una disminución de un alto riesgo inerte a un riesgo minero, es una buena planificación. La planificación de una mina subterránea, desde el punto de vista industrial se puede definir como la actividad en la cual se debe elaborar un buen plan y una buena estrategia de extracción del mineral, teniendo en cuenta todos los factores de carácter ingenieril de tal forma de obtener una operación rentable y segura. En la planificación de una operación minera, es necesario tener en cuenta dos conceptos de bastante importancia primero la planificación es una actividad que está enfocada a acciones futuras y sus objetivos principales son: Evitar que ocurra lo imprevisible, Proporcionar un plazo de tiempo suficiente para que no suceda. El segundo es un problema de decisión con múltiples variables bastantes confusas. Se trata de establecer un curso de acción factible, entre varias alternativas factibles, deducidas a partir del estado, entre los cuales muchos son aleatorios o desconocidos, además se desea que sea óptimo en cuanto a la utilización de los recursos y el cumplimiento de los objetivos trazados. Para cumplir con su misión, la planificación de una mina abarca una serie de aspectos, los cuales se podrían entender con mayor claridad su importancia global. Básicamente estos aspectos son: Elaborar un catálogo e inventario físico de recursos, Establecer leyes de corte y un ritmo óptimo de explotación, Programas de producción y preparación de la mina, Establecer los costos de explotación, Realizar evaluaciones y los estudios complementarios, Diseñar métodos de control. Etc. La planificación se puede clasificar según el periodo de tiempo que abarque. En general, se habla de planificación de largo plazo, mediano y corto plazo. En este trabajo trataremos básicamente La aplicación de planificación de método sub level stoping que consiste en explotar el mineral apartir de sub niveles con el empleo de taladros largos para ello se estudiara todos los pasos de planificación que cosiste para una explotación factible. 4
RESUMEN La explotación de la mina se iniciara a partir de los niveles existentes y sub niveles. La estrategia de explotación contempla el avance de la explotación de los niveles inferiores y superiores, con perforaciones de taladros en paralelo, radial y abanico, para el mejor aprovechamiento de la gravedad en el proceso de extracción del mineral, y generar espacios que serán rellenados con el desmonte producido de los desarrollos en los niveles superiores. Así también en el diseño se determina la separación de los niveles y las galerías principal de extracción para validar estas dimensiones y el sostenimiento de los tajeos, es necesario realizar un estudio geomecanico del yacimiento. El método de explotación seleccionado, según las prácticas recogidas por nuestra experiencia es el Método Sublevel Stoping, los subniveles tendrán una longitud de 50 m a 70 m, con el método de explotación seleccionado se tendrá un mejor control de las inflexiones de la estructura mineralizada durante la perforación de los taladros largos de producción. El nivel superior será utilizado para la perforación y la salida de gases, y como ruta de escape en caso de emergencia, el sub nivel inferior será el nivel de extracción de mineral y desmonte de interior mina a superficie. Realizando un ciclo de minado adecuado la producción estimada seria de 3000 t/mes de mineral con proyección a incrementar su producción a 3500 t/mes para esto es necesario incorporar equipos mineros. El objetivo principal del presente trabajo es desarrollar el diseño de mina simple, práctica, productiva y funcional que permita la realización del proyecto con los más altos estándares de seguridad con una inversión justa y la reducción del costo de operación.
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CAPÍTULO I INFORMACIONES GEOLOGICAS Y GEOMECANICAS 1.1. GENERALIDADES 1.1.1. UBICACIÓN El yacimiento minero Yauliyacu se encuentra ubicado en el distrito de Chicla, provincia de Huarochiri, departamento de Lima. Geográficamente se localiza en la zona central, flanco Oeste de la cordillera Occidental de los Andes, a una altura promedio 4250 msnm. El yacimiento corresponde a la zona catastral 18S, hoja 32-O, Banda L, (Plano de Ubicación A-01). Presenta las siguientes coordenadas:
Coordenadas geográficas: 11º30´Latitud Sur 76º10¨de Longitud Oeste
Coordenadas UTM: Este: 618 909 Norte: 8 264 132
1.1.2. GEOLOGÍA Y MINERALOGIA 1.1.2.1.
GEOLOGÍA LOCAL
En la conformación geológica de la zona tenemos rocas ígneas y hipabisales cuyas edades varían desde el cretáceo superior hasta el terciario más moderno, los depósitos más jóvenes (pleistoceno reciente) tenemos a material aluvial, coluvial, y eluvial distribuido a manera de relleno de la quebradas principales.
6
ESTRATIGRAFIA La roca que predomina en la zona es la granodiorita, cuarzo, calcita, La alteración hidrotermal de las rocas encajonadas es silicificación, piritización, sericitación en zonas aledañas a las vetas y propilitización a ciertas distancias de ellas.
1.1.2.2.
GEOLOGÍA REGIONAL
ROCAS INTRUSIVAS: La roca intrusiva predomina en la zona de estudio actuando como roca encajonante de los afloramientos de Diques y Vetas, las mayores exposiciones de rocas intrusivas se encuentran en los cuadrángulos de chicla y Huarochirí. Tenemos intrusivos (Mesozoicos - Cenozoicos) denominados intrusivos andinos estos comprenden rocas plutónicas y rocas Hipabisales.
ROCAS PLUTÓNICAS:
Batolito de la costa. - Batolito de la cordillera oriental: Esta unidad aflora ampliamente en la
región, siendo de naturaleza granodioritica, sus afloramientos se encuentran en los cerros de chicla y Huarochirí La roca en superficie intemperizada tiene un color gris a gris claro de grano medio a grueso y está constituido
por:
Cuarzo,
feldespato
y
abundante
contenido
de
ferromagnesianos esencialmente horblenda en forma de prismas alargados, biotita en forma tabular y piroxenos, también la presencia de dexenolitos redondeados de grano fino con diámetro de 5 cm. a 50 cm. y la presencia de diques pegmatiticos, y diques de cuarzo.
7
1.1.2.3.
GEOLOGÍA ESTRUCTURAL
Las estructuras están netamente relacionadas a la tectónica andina, producto de la subducción de la placa de Nazca y la placa Sudamericana. Estas estructuras mineralizadas de oro, galena, tetraedrita, calcopirita están netamente ligadas los minerales de ganga están representados principalmente por Pirita, Calcita y Cuarzo.
SISTEMA DE FALLAS Y VETAS En superficie se encontró gran cantidad de diques Andesíticos y de cuarzo con fenocristales de Plagioclasa, en algunas partes p artes silicificados, con dirección N 70° W, N 80° W, E – – W, tal es el caso que estos diques tienen relación con la mineralización debido a que han actuado como conductores de la mineralización y a lo largo de su afloramiento la mineralización es visible en forma paralela a los diques, las vetas que se presentan de esta manera tienen una dirección de N 60° W, N 80° W, en el lado oeste de la veta caudalosa se encontró diques andesiticos y de cuarzo silicificados s ilicificados con dirección N 20° W, con intrusiones de brecha de turmalina con clastos de cuarzo, esto evidencia y corrobora la presencia de una actividad hidrotermal que mineralizó los fracturamientos existentes. CUADROS DE RUMBOS PROMEDIOS DE VETAS, FALLAS Y DIQUES Diques N 70º W N 80º W E-W N 70º W N 20º W
Vetas N 20º W N 80º W N 80º W N 60º W N 70º W N 80º W E-W
N 20º W N 30º W N 40º W E-W N 88º W N 80º W N 10º W N 30º W
Fallas Post - mineralización mineralización gravitacionales gravitacionales fallas potentes de rumbos
gravitacionales gravitacionales
8
Fracturamientos N 60º W N 70º W
1.1.2.4.
GEOLOGIA ECONOMICA DEL YACIMIENTO
Desde el punto de vista metalogenético el yacimiento minero yauliyacu tiene seis vetas principales que afloran aflor an sobre la zona del Proyecto, vetas: Caudalosa Cau dalosa y San Pedro, Karina, Esperanza, Imaculada, Milagrosa, siendo la veta Caudalosa y San Pedro la que presentan una mejor potencia y halo de alteración sobre sus cajas. Los trabajos de mapeo y muestreo se realizaron principalmente sobre la la veta Caudalosa, San Pedro y Esperanza en un área aproximada de 32 Ha. La veta Caudalosa presenta una longitud de afloramiento de 450 m, la veta san pedro 350 m. y la veta esperanza 250 m. Desapareciendo D esapareciendo en la parte alta al no poder atravesar los horizontes de tufos y material morrénico que la cubre. De mapeos y muestreos y perforaciones diamantinas en las vetas se cubicaron un inventario de recursos y reservas como:
INVENTARIO DE RECUROS Recursos Medidos Veta
TMS
A.V.
Ag Oz/t
Au gr/t
%Pb
%Cu
%Zn
Caudalosa
384,805
2.00
4.05
0.44
0.85
0.12
0.90
San Pedro
358,550
3.00
5.06
0.521
0.75
0.16
0.80
Esperanza
349,600
3.50
4.75
0.365
0.68
0.13
0.79
Recursos Indicados Veta
TMS
A.V.
Ag Oz/t
Au gr/t
%Pb
%Cu
%Zn
Caudalosa
320,805
2.00
4.05
0.44
0.85
0.12
0.90
San Pedro
318,550
3.00
5.06
0.521
0.75
0.16
0.80
Esperanza
309,600
3.50
4.75
0.365
0.68
0.13
0.79
9
Recursos inferidos Veta
TMS
A.V.
Ag Oz/t
Au gr/t
%Pb
%Cu
%Zn
Caudalosa
402,805
2.00
4.05
0.44
0.85
0.12
0.90
San Pedro
235,550
3.00
5.06
0.521
0.75
0.16
0.80
Esperanza
251,600
3.50
4.75
0.365
0.68
0.13
0.79
INVENTARIO DE RESERVAS Reservas Probadas Veta
TMS
A.V.
Ag Oz/t
Au gr/t
%Pb
%Cu
%Zn
Caudalosa
39,630
2.00
4.05
0.443
0.85
0.12
0.90
San Pedro
35,550
3.00
5.06
0.521
0.75
0.16
0.80
Esperanza
34,600
3.50
4.75
0.365
0.68
0.13
0.79
Reservas Probables Veta
TMS
A.V.
Ag Oz/t
Au gr/t
%Pb
%Cu
%Zn
Caudalosa
25,440
2.00
4.05
0.443
0.85
0.12
0.90
San Pedro
24,540
3.00
5.06
0.521
0.75
0.16
0.80
Esperanza
26,321
3.50
4.75
0.365
0.68
0.13
0.79
Reservas Posibles Veta
TMS
A.V.
Ag Oz/t
Au gr/t
%Pb
%Cu
%Zn
Caudalosa
20,802
2.00
4.05
0.443
0.85
0.12
0.90
San Pedro
18,326
3.00
5.06
0.521
0.75
0.16
0.80
Esperanza
19,236
3.50
4.75
0.365
0.68
0.13
0.79
10
CAPÍTULO II PLANEAMINETO DE MINADO 2.1.
DETERMINACION DEL METODO DE MINADO La determinación del método de minado se realiza con el método cuantificado de Nicholas, con una consecuente evaluación del ritmo de producción, costos, reservas minables y valor de mineral, donde se evalúa la dilución por el método empírico de O ‘Hará. El método cuantificado de Nicholas, nos deja una alternativa para las condiciones geológicas y geomecánicos del yacimiento, esta alternativa es el método de minado sublevel stoping. Analizando esta alternativa por los costos directos relativos, el método de minado sublevel stoping es 4.5 y también es factible por las reservas minables y valor de mineral, para el método de minado sublevel stoping la recuperación es del orden de 80% la dilución para este método las podemos estimar con el método de O ’ Hará, lo que nos estima una dilución de 26.5%. Analizando el ritmo de producción que podría alcanzar este método de minado, se tiene que el método de minado sublevel stoping alcanza 34t/Hb-Gdia. Este método de minado sublevel stoping abarca mejores condiciones de seguridad para el personal y equipo, así como mejor versatilidad para las expectativas de crecimiento de la empresa que otros métodos de minado.
11
Figura: N° 01 Fuente: Underground Mining Methods - Sublevel Stoping
2.1.1. CONDICIONES DE APLICACIÓN El método Sublevel Stoping o arranque por subniveles normalmente se emplea en CRIADEROS o yacimientos tabulares verticales o sub-verticales, pero MUY REGULARES y de gran espesor (>10m), en los que el mineral y la roca de los hastíales son resistentes o autosoportantes. El método se caracteriza por su gran productividad debido a que las labores de preparación se realizan en su mayor parte dentro del mineral. Como se aplica a yacimientos de alta pendiente, en los que el mineral cae por gravedad en el hueco abierto y que permiten la perforación de barrenos largos de banqueo o en abanico. Estos métodos necesitan una gran preparación y se requiere en general que el criadero sea potente. La distancia óptima entre subniveles depende de dos parámetros: el costo y la dilución, y entre los que se buscará una solución de compromiso. Los 12
costos, en general, disminuyen al aumentar la altura (tendencia actual), pero aumenta con ello la dilución y algún costo p articular, sobre todo al recuperar los macizos de protección y pilares. Las cámaras longitudinales, al descubrir una superficie mayor de hastíales, son peores para la dilución que las transversales. Pero estas últimas necesitan unos pilares que representan normalmente el 50 por ciento del mineral del criadero, mientras en las longitudinales es mucho menor. Actualmente la distancia entre niveles oscila entre 100 y 130 m para toda la cámara y los subniveles se sitúan cada 20 -50 m de altura, por lo general dependiendo de la altura del yacimiento. Las condiciones de aplicación para este método de explotación se detallan en el cuadro que se muestra en el siguiente tabla: GEOMETRIA DEL YACIMIENTO Forma Potencia Buzamiento Regularidad ASPECTOS GEOTECNICOS Resistencia (techo) Resistencia (mena) Fracturación (techo) Fracturación (mena) ASPECTOS ECONOMICOS Valor unitario del mineral Productividad y ritmo de explotación
ACEPTABLE Equidimencional o masivo Estrecho (> 5 m.) >45º Gradual ACEPTABLE >30 Mpa moderado Pequeña Media-Baja ACEPTABLE Bajo Alto
OPTIMO Tabular > 10 m > 65º Uniforme OPTIMO >50Mpa Competente Muy pequeño Baja OPTIMO NA NA
Fuente: métodos de explotación subterráneo Prof. R. Oyarzun
VENTAJAS Y DESVENTAJAS DEL MÉTODO DE EXPLOTACION VENTAJAS:
alta productividad y rendimiento por metro perforado 13
gran altura de banqueo (hasta 70 m.)
uso de explosivo a granel
posibilidad de evacuar el 80 % de mineral roto sin control remoto
bajos costos perforación y voladura
si la roca encajonante es buena, el tajo puede quedar vacío
buen control de leyes y baja dilución del mineral
DESVENTAJAS:
2.2.
apelmazamiento del material disparado, por su caída de gran altura.
presencia de mineral no fragmentado en un 20 % después de la voladura.
no se puede realizar una explotación selectiva.
no es flexible, el cambio a otro método es difícil.
alto nivel de vibración en la voladura.
DISEÑO MINERO
2.2.1. EXPLORACION El objetivo es explorar y validar la proyección de las franjas mineralizadas, que permitirán incrementar los recursos económicos de mineral en el mediano plazo; además permitirá reconocer otros sectores donde es necesario realizar el descarte de la existencia de probables “vetas”.
2.2.2. PREPARACION Se realizan labores horizontales o verticales siguiendo la estructura de la veta y que permiten su reconocimiento y la confirmación de leyes y potencias a lo largo de su recorrido.
14
2.2.3. DESARROLLO En esta etapa, se realizan labores horizontales (galerías, sub niveles, etc.) o verticales (chimeneas, etc.) que permiten la preparación de blocks de mineral que conformarán las zonas de explotación. En la primera etapa de la preparación de la mina, se propone establecer la construcción de las labores mínimas para iniciar la explotación de las reservas existente.
2.2.4. PLAN DE ACCESOS MINA La estrategia desarrollada para elaborar el plan de accesibilidad se sustenta en los siguientes lineamientos y propósitos:
La estrategia es explotar las estructuras ya reconocidas, realizando el menor laboreo posible para iniciar la explotación (Menor inversión).
Acceder de manera simultánea a las vetas en el menor tiempo posible, esta secuencia permitirá el desarrollo y la extracción de mineral simultanea de varios sectores.
Acceso a los tajeos es por rampa o pique, normalmente ubicados en la caja piso.
La galería de extracción debe ser desarrollado en la parte inferior de la cámara, paralela a la zona mineralizada y en estéril.
Las galerías de perforación deben estar en la zona mineralizada como subniveles.
Ejecución de una chimenea que servirá como cara libre para iniciar la voladura del tajeo
Excavación de estocadas o “draw points” que unen la galería de extracción con la galería sobre veta, para la recuperación del mineral derribado.
15
2.2.5. CONTROL ESTRUCTURAL Para el control estructural en las labores subterráneas utilizamos los criterios de la tabla RMR. Durante el mapeo geomecánico se obtiene información como: Litología, meteorización, alteraciones, presencia de agua, tipo, forma de superficie de las discontinuidades, espaciado, continuidad y frecuencia de las diaclasas, y la orientación y rumbo de las estructuras y/o discontinuidades. Esta información se evalúa y cuantifica a través de un tratamiento computarizado; mediante la aplicación de Software: “DIP´S” para determinar el número de familias de discontinuidades y “UNWEDGE” para determinar la presencia de cuñas, y/o áreas inestables. Toda la información sirve como base para establecer la clasificación geomecánica de la masa rocosa entorno de la operación minera.
EVALUACIÓN DE LAS CARACTERÍSTICAS GEOLÓGICO-GEOTÉCNICAS Las labores fueron evaluadas para identificar los tipos litológicos, las geoestructuras principales, el grado de fracturamiento, las filtraciones de agua y otros aspectos que puedan afectar la estabilidad de las labores subterráneas. Las discontinuidades fueron mapeadas mediante el método de registro lineal y analizadas mediante técnicas estereográficas, se identificaron las principales familias de discontinuidades a las cuales se les asignó sus características intrínsecas (orientación, espaciamiento, longitud de traza, rugosidad, relleno, etc.). El análisis de la información obtenida durante el mapeo geológico y caracterización de las discontinuidades, permitieron caracterizar geo mecánicamente el macizo rocoso y el cuerpo mineral. En la clasificación geomecánica se utilizaron los sistemas de clasificación de macizo rocoso RMR y GSI. El índice GSI fue obtenido también por medio de los registros de los mapeos realizados, mediante el método de mapeo de tipo registro lineal. La resistencia del macizo rocoso fue estimada con el criterio de falla de Hoek y Brown. De las zona mapeadas y evaluadas, se evidencian la presencia del macizo rocoso tipo A y B. 16
Tipo
A evaluación GSI = F/B y RMR = (60 – 75)
Tipo
B evaluación GSI = F/R y RMR = (55 – 70)
MODELAMIENTO Y ANÁLISIS DE ESFUERZOS – DEFORMACIONES Finalmente, como un complemento a la metodología empírica utilizada, se propone realizar el análisis de esfuerzos y deformaciones a través del software geomecánico Phase 8, que permite ejecutar análisis bidimensionales de elementos finitos para calcular los campos de desplazamientos y los esfuerzos en el entorno de una excavación subterránea, verificando la geometría de las labores y teniendo en cuenta las secuencias de explotación. Los parámetros Geomecánicos requeridos para el modelamiento serán obtenidos a partir de los ensayos de laboratorio de mecánica de rocas, para este proyecto. El criterio de falla empleado será el criterio Hoek-Brown, que tiene como parámetros mb, s y a. Los resultados deberán mostrar factores de seguridad por encima de la unidad, en todas las condiciones de estabilidad simuladas para el método de explotación a aplicar. Sin embargo, al utilizar relleno detrítico, los factores de seguridad deberán incrementarse notablemente.
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Con estos valores se hace la interpolación en esta tabla, por ejemplo, si se cuenta 10fracturas/metro y la condición de estas estructuras es: liza, abierta y relleno suave. Por lo tanto, esta intersección me arroja un valor de GSI = 40 - 50 (color amarillo); F/M
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Para estimar el valor de GSI, tiene que determinarse primero el número de fracturas por metro lineal en donde se quiera mapear. Luego se tiene que anotar la condición de las estructuras contadas (relleno, abertura, resistencia, rugosidad).
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)
6(
)
d
v B
,) C
.
. )
A
Los códigos de letra que describen la estructura del macizo rocoso son referencialmente la combinación entre la estructura y la condición superficial y/o resistencia de éstas,
55
)
B
(Tabla para uso de trabajadores)
p u U
S M
e p 50
LEVEMENTE FRACTURADA (LF)
(2 - 6 Fract./ metro).
Tres a menos familias de discon tinuidades muy espaciadas entre si. RQD (75 - 90)
95
LF/MB
LF/B
LF/R
LF/M LF/MM
45
40
90 MOD. FRACTURADA ( F )
(6 - 1 2 Fract./ metro).
Muy bien trabada, no disturbada, bloques cubicos formados por tres familias de discontinuidades ortogonales. (RQD 50 - 75)
85
F/MB
F/B
F/R
F/M
F/MM
80
35
30
MUY F RACTURADA ( MF )
(12 - 20 Fract./metro)
Moderadam ente trabada, parcial mente disturbada, formados por 4 ó mas familia de disconti nuidades (RQD 25 - 50),
75
MF/B
MF/MB
MF/R
MF/M MF/MM 25 20
70 INT. FRACTURADA ( IF )
(mas de 20 Fract./metro)
Plegami ento y/o fallamiento con muchas discontinuidades interseptada s formando bloques angulosos e irregulares. (RQD 10 - 25) 55
65
IF/MB
IF/B
IF/R
IF/MM
IF/M
60
15
10
TRITURADA O BRECHADA ( T )
Ligeramente trabada, masa rocosa extremadam ente rota con una mezcl a de frag mentos fácilmente disgrega bles, angulosos y redondeados (Sin RQD)
55
T/MB
50
45
T/B 40
35
T/R 30
25
T/M 20
15
T/MM 10
05
05
00
Figura N° 02: Cuadro comparativo entre la clasificación GSI (Índice de Resistencia Geológica) y RMR (Índice Calidad del macizo Roco 18
Figura N° 03: Tabla de Mapeo G eomecánico por RMR
19
Figura N° 04: Representación de las familias de discontinuidades 20
2.3.
DISEÑO DE LAS LABORES MINERAS El método de minado seleccionado sublevel stoping, con perforación de taladros paralelos en la explotación de vetas in situ y con perforación de taladros en recuperación de los rellenos, este método es el más adecuado y seguro para dar factibilidad al minado. La secuencia de explotación una perforación y voladura en primera instancia de la base para continuar con los subniveles superiores y de los extremos al centro, formando gradines invertidos, el relleno detrítico se incorpora a la explotación de los extremos hacia el medio por los niveles superiores, esto permitirá tener mejor estabilidad de las unidades de explotación, la extracción del mineral se realiza por los cruceros del nivel base de explotación.
2.3.1. ASPECTOS TÉCNICOS Para determinar el dimensionamiento de las labores subterráneas (Rampa, Crucero, Galería, Sub nivel, etc.). Las secciones típicas están sujetas a las dimensiones de la flota de equipos la que se utiliza para la preparación y explotación de las vetas que sustentan el ritmo de producción objetiva. La longitud de banco diseñada en función a la longitud máxima de perforación considerando la perforación en positivo y negativo, ya que es el factor primordial para lograr el control de la dilución dentro de los márgenes esperados. En la ingeniería de diseño se deben considerar los siguientes puntos: 1. Ancho de Minado. 2. Costo de Operación. 3. Ratio de Perforación: toneladas mineral/m-perforados. 4. Ratio de Preparación: toneladas de mineral/m-preparación. 5. Porcentaje de Recuperación. 6. Porcentaje de Dilución. 7. Selección del Equipo y acero adecuados al performance 21
Para ello se realizan el diseño de perforación y voladura “DESIGN DRILLING AND BLASTING” utilizando las formulas siguientes:
BURDEN OBTIMO (SUBTERRANEO)
Bopt = 11.8 x d0.630
LONGETUD MAXIMA DEL TALADRO
L máx. = x ( . - 2 X diámetro Dónde:
L máx.
Longitud máxima de perforación en metros
B
Burden en metros
r
0.03
DESVIACION
Desviación = deviación collar + L máx. * 0.03
DILUCION
% DILUCION =
(Þ)∗ √
Parámetros establecidos Según Método de explotación
22
Subniveles de Perforación
Caserón
Estocada de Carguío Chimenea de Ventilación
Zanja Galería
Nivel Base (Carguío
Subnivel de Ventilación Punto de descarga a
Chimenea o pique Descarga (Buzón) Nivel de Transporte Princi al
Figura 05. Diseño de las Labores mineras – Sublevel Stoping 23
Nivel base o producción (Nivel de transporte) cada 45 – 120 m.
Estocadas de carguío.
Embudos o zanjas recolectoras de mineral (desarrollo de galería).
Chimenea o rampa de acceso a los subniveles de perforación.
Subniveles de perforación conforme a la geometría del cuerpo mineralizado, cada 10 - 30 m.
Figura N°06: Diseño Isométrico – Veta Caudalosa
2.4.
LABOREO MINERO
2.4.1. DESARROLLO Y PREPARACIÓN -
El tajo se delimita con una dimensión de 250 metros de longitud y una altura de 50 metros de altura, desarrollando galerías en el nivel inferior y superior, con diferencia de cotas de 50 metros. 24
-
Se delimita el tajo mediante 02 chimeneas laterales de 50 metros cada una las cuales servirán para la ventilación del tajo y como cara libre para los disparos.
-
Se desarrollara el By Pass en roca estéril y las ventanas de extracción de mineral en el nivel base.
-
Se desarrollará una rampa central en roca estéril para dar accesibilidad a los subniveles de perforación 1 y 2.
-
Se desarrollará una chimenea central del block, para la eliminación del desmonte producto del desarrollo de la rampa y también evacuar el mineral producto de los subniveles.
-
Las ventanas de extracción de mineral se desarrollará con una separación de 18 m de eje a eje, ubicada en el nivel principal de extracción (Nv. 685, Nv. 640 y Nv. 610).
-
La perforación de los avances lineales se desarrollarán con jumbos electrohidráulicos y para la limpieza con Scooptram.
-
Los avances lineales tendrán una sección de labor como detalla en el cuadro siguiente: Tipo de Labores Zona Temerario caudalosa y san pedro
Abreviatura
Sección m2
By Pass
Bp
4.0 x 4.0
Galería
Gl
3.5 x 3.5
Crucero
Cx
3.5 x 3.5
Chimenea
Ch
1.5 x 1.5
Rampa
Rp
3.5 x 3.5
Subnivel n° 01
Sn
3.0 x 3.5
Ventana
Ve
3.5 x 3.5
Labor
Primero se debe generar un nivel base o nivel de producción, el cual consiste en una galería de transporte y estocadas de carguío que permiten habilitar los puntos de extracción. Además habrá embudos o zanjas recolectoras de 25
mineral. Cuando se trata de una zanja continua a lo largo d e la base del caserón se requiere el desarrollo previo de una galería de producción a partir de la cual se excava la zanja. Las galerías de transporte se ubican cada 45 a 120 m entre sí.
26
Son necesarias galerías o subniveles de perforación, dispuestos en altura según diversas configuraciones conforme a la geometría del cuerpo mineralizado, generalmente los subniveles se encuentran entre 10 y 55 m de altura. Para poder llegar a estos subniveles es necesario la ejecución de chimeneas o rampas de acceso, emplazadas en el límite posterior del caserón.
Para las primeras voladuras de producción se usa una chimenea a partir de la cual se excava el corte inicial o cámara de compensación (slot), para la generación de una cara libre. Para cuerpos masivos, grandes mantos o vetas de gran espesor se pueden crear varios caserones separados por zonas estériles o pilares mineralizados que podrían ser recuperados con posterioridad utilizando el mismo método. Las dimensiones de las galerías dependerán de los equipos que circulen en ellas, siendo como mínimo galerías de 3x3 m2 de corte transversal. Además un caserón tendrá medidas del orden de 40 a 80 m de alto, 2 a 30 m de ancho y 60 a 150 m de largo.
27
La confección de las galerías puede ser en forma simultánea y preferentemente dentro de la zona mineralizada, para usar el mineral en la preproducción.
La preparación termina una vez volada la primera tajada del caserón, esto quiere decir la perforación y voladura de un undercut, slot y las secciones de la primera tajada.
28
Fuente: método sublevel stoping partes del desarrollo de una mina
2.4.2. DISEÑO DE LABORES Y PREPARACION
Acceso a los tajeos es por rampa o pique, normalmente ubicados en la caja piso.
La galería de extracción debe ser desarrollado en la parte inferior de la cámara, paralela a la zona mineralizada y en estéril. 29
Las galerías de perforación deben estar en la zona mineralizada como
subniveles.
Ejecución de una chimenea que servirá como cara libre para iniciar la voladura del tajeo
Excavación de estocadas o “draw points” que unen la galería de extracción con la galería sobre veta, para la recuperación del mineral derribado.
2.4.2.1.
DISEÑO Y PRERACION DE ACCESOS Y SUB NIVELES
Puede hacerse a través de una rampa o chimenea, la misma que se ubica en la caja piso de la zona mineralizada, lo más lejos posible para evitar los posibles efectos de la voladura u otras operaciones de producción que se producen durante el tajeado. Chimeneas: se pueden construir con métodos convencionales, “raise boring”, “alimak”, o “vertical cráter retreat”. Y se ubican generalmente a los costas o centro del tajeo.
Figura N° 07 sub niveles de extracción
2.4.2.2.
DISEÑO Y PRERACION DE GALERIAS DE ACARREO
Construida en caja piso y paralela al rumbo del cuerpo mineralizado, por aquí se extraerá el mineral. 30
LONGITUD Y ANCHO Conviene en general en el caso de vetas potentes o de mantos de fuerte pendiente, abarcar todo el espesor de la mineralización. Si se trata de cuerpos masivos se pueden crear varios tajeos separados por zonas estériles o pilares mineralizados que podrían ser recuperados con posterioridad utilizando el mismo método. Depende de los siguientes parámetros: El ancho del tajo varía de 1 a 6 m de potencia. La longitud varía de la potencia de la veta.
ALTURA DEL TAJEO. La altura del tajeo de arranque no tiene limitaciones teóricas, deben amoldarse más bien a las condiciones del yacimiento. Conviene en la mayoría de los casos abarcar toda la altura de la mineralización a fin de limitar el número de galerías bases de extracción a una sola en lugar de varias Se debe considerar La altura del tajeo varia cada 20m
Figura N° 08 diseño de galerías de acarreo 31
2.4.2.3.
DISEÑO Y PREPARACION DE INTERVALOS ENTRE SUB NIVELES
Los intervalos de los niveles principales en las minas varían desde 15 m a 120 m, dependiendo de la extensión vertical del cuerpo mineralizado y condiciones geomecánicas. Los subniveles se acondicionan a estos niveles principales.
Figura N° 09 intervalo entre sub niveles
2.4.2.4.
DISEÑO Y PREPARACION DE DRAW POINTS Y CHIMENEAS
El número de draw points depende de la longitud del cuerpo mineralizado. Ubicación.- tiene los siguientes criterios:
El espaciamiento entre los Draw-points debe ser optimo, sin restricciones para la recuperación máxima del tajeo.
La gradiente varía entre un 3% a 4% aproximadamente es de 10 a 15m siendo este aspecto muy importante.
Los “Draw Points” deben ser ubicados en l a caja piso.
Los “cross cut” deben reforzarse para prolongar la vida del crucero.
32
2.4.2.5.
DISEÑO Y PREPARACION CORTE INFERIOR
Es esencial para la producción de un subnivel convencional, el cual comunica con los “slot” o embudos haciendo un espacio para la v oladura posterior y producción. Dependiendo del sistema de drawpoints a ser usado, el corte inferior puede hacerse por un sistema de chimeneas cónicas desde una galería inferior, o simplemente abrir una galería sobre la estructura mineralizada desde los drawpoints.
Figura N° 10 cortes de niveles inferiores 33
2.4.2.6.
DISEÑO Y PREPARACION DE SLOT- CARA LIBRE
El objetivo de crear la cara libre para la voladura masiva luego de la preparación de galería se procede a la construcción de la chimenea para la preparación del Slot de minado. Se hace esto para tener una cara libre a la perforación y voladura de taladros largos. Puede construirse esta chimenea con métodos convencionales o mecanizados.
Figura N° 11 diseño de slot Una vez culminada la chimenea Slot y con el objetivo de crear la cara libre para la voladura masiva se procede a construir el Slot del Tajo, que consiste en derribar un bloque de nivel a nivel con dimensiones de acuerdo a cada sector.
Figura N° 12 diseño de cara libre 34
SUB LEVEL CON GALERÍA CENTRAL El subnivel de srapers, en el cual desembocan los embudos receptores de mineral. Todas las labores se ubican según un plano vertical en el centro del tajeo y tenían una sección de 2,5 x 2,5 metros. Los embudos desembocan en el subnivel de scrapers en parejas, uno frente al otro, a intervalos de 7 metros. Para construirlos se corría primero una chimenea inclinada a 50º hasta alcanzar subniveles. La creación de un primer corte se efectuará a partir de un par de chimeneas ubicadas en uno de los extremos del block a explotar. En el otro extremo se construirá otra chimenea para permitir el acceso del personal y el abastecimiento de material para los subniveles. Entre los principales inconvenientes de este sistema podemos mencionar las siguientes:
Los tiros perforados a partir de una galería central deben vencer un empotramiento.
El gran número de embudos que se necesitan preparar.
El escaso rendimiento del scraper debido a las frecuentes detenciones cadavez que se hace necesario "cachorrear"
SUB NIVELES DOBLES Entre las ventajas de este sistema con respecto al anterior, se puede señalar:
Se elimina el inconveniente del empotramiento en los límites laterales del tajeo.
El cachorreo se efectúa en gran parte sobre las parrillas.
La mayor dimensión de los embudos permite recibir bolones más grandes. Disminuyen los problemas de atoro en los embudos.
Sin embargo, ofrecía algunos inconvenientes
Mayores trabajos de preparación.
El espesor del puente aumenta de 6 a 14 metros (evidentemente este se recupera durante la explotación del nivel inferior).
El mayor tonelaje que es necesario evacuar por cada embudo (18000 ton en lugar de 4250) provocaba un desgaste excesivo de ellos, especialmente en los puntos. 35
La mala fragmentación se traducía en un constante "cachorreo" con el
problema de mantención de las parrillas.
2.5.
EXPLOTACION O CICLO DE MINADO
2.5.1. PERFORACION - La perforación se realizará con equipos de perforación de taladros largos con alcance máximo hasta 25-30 metros lineales por taladro con brocas de 2.5” , 3” de diámetro, este equipo es autopropulsado. - Antes de la perforación se realizara el marcado del eje y el baricentro de la perforadora, en coordinación con las áreas de topografía, geología, mina y planeamiento. - La perforación se realizara de acuerdo al diseño de la malla que se entregará al perforista. - En el subnivel 1 y 2 se realizara perforaciones positivas y negativas con longitudes de 7.0 a 14.0 metros por taladro. - Malla de perforación, mallas cuadradas con espaciamiento de 1.2 metros y Burden de 1.2 metros.
2.5.1.1.
DISEÑO DE LA MALLA DE PERFORACION
Para lograr una voladura óptima se deben tener en cuenta los siguientes variables:
VARIABLES NO CONTROLABLES
naturaleza del macizo rocoso
geología regional, local y estructural
hidrología y condiciones climatológicos
aspectos geotécnicos y otros.
VARIABLES CONTROLABLES
geométricas (burden, espaciamiento, diámetro del taladro,)
fisico-quimicas (mezcla explosiva, velocidad de detonación) 36
de tiempo (retardo y secuencia)
operativos (practica fragmentación requerida)
En el diseño de la malla de perforación, según los investigadores la variable más importante y crítica es determinar el burden. Existen varios modelos matemáticos para su cálculo que se emplean en el método de minado por subniveles como en tajos a cielo abierto, dichos modelos fueron propuestos por los siguientes investigadores:
modelo de r. ash
modelo de langefors
modelo de pearse
modelo de konya
El diseño de la malla de perforación se calculó aplicando el algoritmo de LANGERFORS el cual arroja resultados de diseño para una malla rectangular con un rango del burden de perforación y el espaciamiento requerido teniendo en cuenta: la dureza del mineral, fragmentación requerida, Diámetro del taladro, longitud del taladro, orientación, tipo de explosivo, precisión del emboquillado, etc. La fórmula de LANGERFORS es como se detalla a continuación.
B máx. = x
( )
Donde: B = Burden en metros D = Diámetro del taladro en mm. C = Constante de roca = 0.40 + 0.75 rocas duras y 0.30 + 0.75 rocas medias. PRP = potencia relativa del explosivo en peso. F = Factor de fijación = 0.85 barrenos inclinados. S/B = Relación burden – espaciamiento = 1.25 Dc = Densidad de carga en kgs / dm3 El valor práctico del burden será:
B = B máx. – 2D – 0.02 L L = Longitud del taladro, E = 1.25B También se usó la fórmula de PEARSE adicionando aspectos geomecanicos, teniendo como parámetros principales: la presión de detonación del explosivos, la resistencia tensiva dinámica de la roca (función de la resistencia comprensiva 37
uniaxial del mineral) y el diámetro de perforación y se obtuvo un nuevo cálculo en base a esta teoría.
B = (K * D /12) *
Donde: B = Burden K = constante depende de la carga explosiva y de la roca varía entre 0.7-0.10 D = diámetro del taladro en pulgadas P = presión de detonación de la carga explosiva en PSI. Std = resistencia dinámica dela roca.
SIMULACION DE BURDEN CON
∅ DE
PERFORACION DE 3 PULG.
ECUACION DE PEARSE EN BUESTRO METODO SUBLEVEL STOPING Equipo Explosivo
(RQD) Diámet p. detonación
Std
K
Burden
ro pulg.
Lb/plg2
50
3.0
1,377,869.50
1,116.82
0.9038
2.418
Slurry
60
3.0
1,377,869.50
1,116.82
0.8545
2.287
Simba AP/80
70
3.0
1,377,869.50
1,116.82
0.8129
2.175
80
3.0
1,377,869.50
1,116.82
0.7769
2.070
K
Burden
m.
PROMEDIO BURDEN SIMBA = 2.12 m. Equipo Explosivo
Simba
Examen- v
(RQD) Diámet
p.detonación
Std
ro pulg.
Lb/plg2
50
3.0
870,233.40
1,116.82
0.9038
1.922
60
3.0
870,233.40
1,116.82
0.8545
1.817
70
3.0
870,233.40
1,116.82
0.8129
1.729
80
3.0
870,233.40
1,116.82
0.7769
1.652
m
PROMEDIO BUDEN SIMBA = 1.69 m.
MALLA DE PERFORACIÓN TALADROS LARGOS POSITIVOS
38
Figura N° 13 malla de perforación
DISTRIBUCION DE TALADROS LARGOS EN PARALELO
39
Figura N° 14 taladros largos
2.5.1.2.
EQUIPOS DE PERFORACION
Los equipos empleados en nuestro método de minado es de dos tipos:
martillo en cabeza, esta realiza dos acciones básicas rotación y percusión produciéndose fuera del barreno, son de accionamiento neumático y hidráulico.
martillo
en fondo, la percusión se realiza directamente sobre la broca de
perforación y el accionamiento es neumáticamente mientras, que la rotación se efectua en el exterior del barreno y puede ser de accionamiento neumático y hidráulico. 40
EQUIPOS DE PERFORACION Equipo
Marca
Rendimiento
Observación
Simba H-1354
Atlas Copco
16.73 Mt/Hr
Taladros Largos
Mustang A-32
Atlas Copco
7.51 Mt/Hr
Taladros Largos
Jumbo
Atlas Copco
19.50 Mt/Hr
Frentes y Desq.
Rocket
Boomer
Figura N° 15 equipos de perforación
INSTALACION DEL EQUIPO DE PERFORACION 1. Debe tener totalmente limpio el nivel de Perforación. 2. Debe tener sus herramientas de trabajo completo 3. Alineamiento de los taladros en la sección vertical de perforación. 4. Instalar el eje de la corredera a la altura de la línea horizontal programada. 5. Hacer uso del láser tanto para la perforación vertical y horizontal. 6. Los barrenos deben estar instalados en su soporte y no en el suelo. 7. Llevar reporte de la longitud exacta de perforación.
41
2.5.2. VOLADURA La voladura depende de la malla de perforación, las más empleadas son: el tipo cuadrática, rectangular y alternada. La voladura es analizada en base a la interrelación de energía, movimiento y fragmentación. La secuencia es: - el inicio de la voladura es desde las chimeneas de cara libre, pudiendo iniciarse de varios frentes. - se inicia la voladura desde la parte inferior del block formando gradines invertidos. - el carguío del explosivo puede realizarse hacia abajo y arriba. - los explosivos que se pueden emplear son:(anfo), emulsiones (slurrex). - Se protege el taladro perforado con tubería de PVC de 2” de diámetro para evitar el colapso de los taladros. - El carguío de los taladros largos se efectuará con la utilización de un cebo de fondo como iniciador detonante no eléctrico de per iodo corto. - La columna restante se cargara con explosivo las 2/3 partes de longitud total. - Los disparos de desarrollaran según las secuencia de salida. - La cara libre será ejecutada por chimeneas VCR de 7 m. de longitud. - El factor de potencia esperado será de 0.4 kg /Ton.
Figura N° 16 malla de voladura y cargado de taladros
42
Figura N° 17 sistema de carguio
DISEÑO DE CARGUIO
Figura N° 18 diseño y carguio de taladros largos 43
Explosivos
Examen p
Factor de potencia
Exagel E-65%
Explotación (0.1250-0.1826)kg/TM
Slurrex AP80 / AP60
Preparaciones 1.85 kg./m 3
2.5.3. LIMPIEZA Y ACARREO Existen dos formas de realizar el acarreo:
utilizando ore pass, en la cual es necesario el uso de scooptram de capacidades de 5-6 yds3 y martillos de percusión en la parrilla (rompe banco), debido a que en este método siempre existirán pedrones mayores a las dimensiones de la parrilla (18”x18”). en el caso de nuestro proyecto utilizaremos scoop de 6 yds3 y rompe bancos hidráulicos de una capacidad de 60 tm/hr.
carguio directo, cuando el material volado tiene fragmentación requerida y uniforme se puede realizar el carguio con el scoop u otro cargador directo al camión de bajo perfil o volquete en zonas previamente acondicionados “camaras de carguio”.
La limpieza del mineral roto de los tajos se realizará con Scoop de 5-6 yd3 hacia la cámara de carguío o los echaderos de mineral y/o cámara de acumulación para su posterior traslado mediante volquetes de 15m3.
Se espera una productividad de limpieza del Scoop de 76 Ton/hr.
EQUIPOS DE ACARREO Y PERCUSIÓN EQUIPO
N° MARCA CAPACIDAD
Scoop ST1000 Scoop ST1000 Scoop ST1020 Scoop
20 22 24 23
Wagner Wagner Wagner Wagner
6.0 yd3 6.0 yd3 6.0 yd3 2.0 yd3
Pala
1
CAT-966F
5.0 yd³
Rompebanco Rompebanco Rompebanco Rompebanco
1 3 4 5
Kent Kent Kent Kent
60 Tm / Hr 60 Tm / Hr 60 Tm / Hr 60 Tm / Hr 44
OBSERVACIONES Equipo de carguio con telemando Equipo de carguio Equipo de carguio Equipo de apoyo Equipo que realiza el Blending del mineral acumulado Equipo de Percusión Equipo de Percusión Equipo de Percusión Equipo de Percusión
Figura N° 19 equipo de limpieza y acarreo scoop
2.5.4. EXTRACION DE MINERAL La extracción del mineral desde el interior de la mina en el caso de nuestro método de explotación se realiza con una flota de volquetes de 15m3 de capacidad a través de una rampa negativa de 6x4 m2 con una pendiente de 10%.
EQUIPOS DE TRANSPORTE EQUIPO
N°
MARCA
CAP. TM
OBSERVACIÓN
volquete
14
volvo
24
En stand by
volquete
15
volvo
24
En stand by
volquete
16
volvo
24
Transporte
volquete
17
volvo
34
Transporte
volquete
18
volvo
34
Transporte
volquete
19
volvo
34
Transporte
45
Figura N° 20. Equipos de acarreo y transporte
2.5.5. RELLENO DESPUÉS DE LA EXPLOTACIÓN El Relleno después de la explotación se realizara con relleno detrítico, desmonte producto de las labores de exploración, desarrollo y preparación, este relleno también ayudara a conservar la estabilidad de los tajeos explotados, el relleno será por etapas de acuerdo a la dinámica de explotación.
46
Figura N° 21: Esquema del Rellenado del Tajo después de la explotación
2.5.6. SOSTENIMIENTO
By pass se sostendrá con pernos de anclaje y malla sistemática de 1.5 m x 1.5 m, el sostenimiento es preventivo, aunque esto dependerá de la evaluación y recomendación del departamento de geomecánica.
Cruceros de extracción se sostendrá con Split Set sistemático, a una malla de 1.5 m x 1.5m o 1.2 m x 1.2 m más malla electrosoldada según la recomendación.
Rampa se sostendrá con pernos de anclaje o Hydrabolt de 7’ de longitud espaciadas sistemáticamente con una malla de 2m x 2m.
En las ventanas de perforación (en la conexiones con la galería antigua), se colocara sostenimiento pasivo por ser más inestable la zona, para dar mayor seguridad al personal y equipo durante la perforación de los taladros largos.
47
Figura N° 22 Sostenimiento de tajeos
2.5.7. TRANSPORTE Y SISTEMA DE EXTRACCIÓN El transporte del mineral de mina a la cancha de mineral de la planta concentradora se realizará por medio de volquetes de 15 m3 de capacidad, de los puntos de acopio asignados (Ore Pass).
NIVELES PRINCIPALES DE EXTRACCIÓN Se tendrán 3 niveles principales de extracción de mineral: La extracción es a través del nivel principal 685 de una sección de 4.0 m. x 4.0 m., ingresaran volquetes de 15m3 de capacidad para la extracción de material que se realizará en los diferentes puntos de acumulación ore pass (mineral) y waste pass (desmonte), las cuales acumulará el material de los niveles superiores. Los Ore pass estarán comunicadas en el nivel principal a tolvas electrohidráulicas las cuales serán maniobradas por operadores con experiencia lo cual nos permitirá realizar un buen carguío y distribución de cargas adecuadas en los volquetes que posteriormente extraerán el material a superficie. 48
Figura N° 23 punto de extracción
2.6.
SERVICIOS AUXILIARES
2.6.1. CONSIDERACIONES DE VENTILACIÓN Para la ventilación en las labores consideramos lo siguiente: Ventilación
natural mediante la construcción de una chimenea al extremo
del tajo. Ventilación
forzada mediante ventiladores de 30,000 para suministrar aire
fresco y 60,000 CFM instaladas en la comunicación de las chimeneas a superficies. El
detalle de la ventilación se muestra en el estudio de ventilación de la
Zona Temerario caudalosa y san pedro.
2.6.2. CONSIDERACIONES DE AIRE COMPRIMIDO El aire para la perforación, similar al agua será captada de la red principal de tubería de Ø 6”, las cuales están instaladas en la casa compresora en superficie en el Nv. 685. 49
Equipo
Marca
Cantidad
Ubicación
Capacidad (CFM)
Casa
Comprensora
comprensora 3
Ingersoll
1
Nv. 685
1,240
rand SSR
(temerario
XF-250
caudalosa)
2.6.3. CONSIDERACIONES DE AGUA El agua para la perforación será captada de la recirculada desde las pozas de tratamiento de “Orcococha”, almacenando en los tanques ubicados en el nivel superior 810 donde serán distribuidos a los diferentes niveles inferiores con tubería de polietileno Ø 2”. Necesidad de agua en interior Mina - Operación EQUIPO Jumbo (Frontonero) Bolter 77 (Empernador) Speider (taladros largos) Jackleg
CONSUMO DE AGUA (l/min) 66 66
CONSUMO DE AGUA (Gl/Hr) 1042.11 1042.11
CONSUMO DE AGUA (m3/Hr) 3.94 3.94
OPERACIÓN EQUIPO (Hr/Dia) 14.50 14.00
50
789.47
2.99 0.63
17.00 16.00
16.51
CANTIDAD CANTIDAD REQUERIDA REQUERIDA EQUIPOS AGUA (m3/Dia)
2 1 2 6
TOTAL
2.6.4. SISTEMA DE DRENAJE Con el inicio de las operaciones y la mecanización, se necesita tener un sistema de drenaje de los niveles inferiores, con la finalidad de hacer efectiva y ef iciente la contingencia de drenaje que se tiene en tiempos de lluvia, por incremento de flujos de los drenajes. Actualmente en la Unidad Caudalosa, se tiene proyectado utilizar el Nivel 685, para la acumulación de agua de los niveles superiores y centralizarla en dicho nivel, para lo cual se está haciendo un proyecto integral, en el cual la evacuación del agua se realizara a través del sistema de cunetas hasta la cámara de sedimentación en interior mina, la cual mejorará la calidad de agua que será tratada en superficie y sirven para el vertimiento cero.
OBJETIVO
50
114 55 102 60
331
Diseñar el sistema de drenaje en el Nv. 685, nivel principal del proyecto y nivel principal de drenaje donde los niveles superiores e inferiores desembocarán hacia superficie.
DESCRIPCIÓN DEL PROYECTO El Proyecto consiste en realizar un sistema de drenaje en el nivel principal 685, para ello se tiene que realizar una cuneta principal de evacuación de agua de dimensiones: 0.40 m. x 0.40 m y en los niveles superiores cunetas de 0.30 m x 0.30 m., una vez concluido los trabajos de mina se continuará con los trabajos civiles, donde se construirán pozas de concreto armado, para que la limpieza sea eficiente se tendrá un programa de limpieza y mantenimiento de cunetas. El recorrido del sistema de drenaje hacia superficie es el siguiente: una cuneta principal en el nivel 685 en la cual se captara el agua de los niveles superiores para posteriormente tener un tratamiento primario (sedimentación) y luego llegar a superficie y ser depositadas en una poza, las cuales son tratadas y bombeadas hacia las Pozas de tratamiento, para posteriormente ser bombeadas hacia al reservorio superior donde se acumula el agua para uso minero y el excedente al reservorio de la planta concentradora, cerrando el circuito de vertimiento Cero.
RECIRCULACIÓN DE AGUA El drenaje de los diferentes niveles de la mina es captada en el Nv. 685, zona Temerario. El agua proveniente de los drenajes de los niveles superiores es canalizada hacia el Nivel 685. Los puntos de los drenajes en superficie son de los niveles superiores Nv. 715, Nv. 740 y 790. En tiempos de lluvia se incrementa el flujo de agua de los drenajes llegando a circular hasta un máximo de 35 lt/seg aproximadamente y en tiempos de sequía el bombeo es de 5 lt/seg aproximadamente.
2.7.
MEDIO AMBIENTE
2.7.1. SISTEMA DE TRATAMIENTO DE AGUA
51
a. GENERALIDADES El sistema de tratamiento y recirculación del efluente de interior mina y de la relavera, se ha implementado con el objetivo de captar el efluente de interior mina y de las canchas de relaves, tratar todo el efluente y re circular para su utilización en las operaciones mineras, planta de procesos metalúrgicos y otras actividades. Para dicho fin se ha implementado un sistema de drenaje (Captación del Efluente) de interior mina y de l a cancha de relaves, un sistema de tratamiento (Neutralización y Sedimentación) y una red de bombeo (Sistema de Bombeo) desde las pozas de tratamiento hasta el embalse Tastacucho para su utilización en el proceso metalúrgico, operaciones mina y regado de vías.
b. OBJETIVO GENERAL Tratar el efluente de la mina, planta concentradora y cancha de relaves, y re circular al “Embalse Tastacucho” para su utilización en la planta concentradora, operaciones mina y regado de vías.
SISTEMA DE TRATAMIENTO (NEUTRALIZACIÓN Y SEDIMENTACIÓN). 02 plantas de tratamiento y 05 pozas de sedimentación
Figura N° 25. Plantas de tratamiento de aguas 52
c. PLANTA DE TRATAMIENTO ACTIVO Consta de 02 Plantas de tratamiento activo para la neutralización del efluente que se evacuará de sistema de drenaje de interior mina. La primera planta de tratamiento activo, corresponde a la “Planta de Adición de Lechada de Cal”, ubicado en la cabecera de la relavera N°02. Su función es neutralizar e incrementar el pH del efluente de 5.5 hasta 9, para precipitar los metales y los sólidos disueltos. El reactivo que se consume en esta etapa del tratamiento es la Cal (Ca O). La segunda planta de tratamiento corresponde a la “Planta Reguladora de pH”, ubicado después de la Poza 03. Su función, es regular el pH del agua tratada que sale de la Poza 03 hacia la poza 04 y 05 (para su bombeo), para mantener el pH entre 7 a 7.5, para su recirculación.
2.7.2. DESMONTERA El desmonte generado de interior mina se utilizara como relleno en los tajos vacíos a partir de los niveles superiores con la finalidad de estabilizar las cajas y evitar hundimientos en superficie, y parte del desmonte será evacuado a la desmontera asignada según su evaluación y aprobación.
CAPITULO III PROGRAMA DE PRODUCCION 3.1.
INDICADORES SUBLEVEL STOPING TALADROS LARGOS
Producción: 3000 TM / día
Costo de minado (7-14 $/ton).
Diámetro de taladros: 3 Pulgadas. Las longitudes pueden ser hasta 30 m.
Recuperación 60-80% (depende de los muros y losas).
Dilución varía entre 3-10% de material diluyente de la pared colgante y techo. 53
Factor de potencia: 0.4 kg / ton
Ratio de perforación: 0.28 ton / m.
Ratio de cubicación: 40 ton / m. de avance
Muros y losas pueden ser recuperados, se planifica como parte del método de explotación.
Figura N° 26. Dimensionamiento de tajeos por sub niveles
54
Avances Lineales Zona caudalosa
Zona
Fase labor Exploración Total expl. desarrollo
Total desarrollo Preparación
Tipo Sección Ene Gl 3x3 50 50 Bp 4x4 Ca 3.5 x 3.5 4x4 Ch 1.5 x 1.5 20 Est 3.5 x 3 15 Rp. 4x4 70 105 Bp Ca Vn
Total preparación Total caudalosa Total general
3.5 x 3.5 4x4 3.5 x 3 3.5 x 3
60
Feb Mar 50 50 50 50
Abr 50 50
10 15 70 85
70 80
15
Mes May Jun Jul Ago Sep 50 50 50 50
60 20 70 150
20 70 70
70 90
70 130
50 50
50 50 85 185
20 70 20 45 155
20 45 125
30 45
20
30 130
280
180
150
250
280
180
150
250
30 10 50 70 160
70 70
21 40
30 40
70 131
70
Dic Total 300 300 0 30 81 40 270 80 80 700 70 1,211 195 310 60 370 935
70
70
60 130
45 115
30 30
325
335 280
275
100
131
70
70
2,446
325
335 280
275
100 131
70
70
2,446
20
55
60
Oct Nov
PROGRAMA DE PRODUCCIÓN ZONA CAUDALOSA
Origen Caudalosa
San pedro
Esperanza
Valores
Ene
Feb
Mar
Abr
May
Jun
Jul
Ago
Sep
Oct
Nov
Dic
Total
Tonelaje
3,391 2,271 3,621 3,391 3,391 3,391 3,620 3,620 3,391 3,620 3,390 3,619 40,719
Ley (gr/TM)
9.95
% recuper.
93.19 93.09 92.40 93.18 93.83 93.24 93.15 93.44 93.88 93.74 94.27 94.22 93.54
Finos (Oz Au)
1,011 656
Tonelaje
1,920 1,980 1,980 1,980 1,980 1,980 1,980 1,980 1,980 1,980 1,980 1,980 23,700
Ley (gr/TM)
22.63 23.53 23.48 23.66 23.83 23.38 23.93 24.34 23.87 23.49 23.58 23.49 23.60
% recuper.
89.09 89.16 89.16 90.47 90.48 90.42 90.43 90.47 90.42 90.36 90.36 90.36 90.21
Finos (Oz Au)
1,229 1,337 1,334 1,363 1,374 1,347 1,380 1,404 1,376 1,354 1,359 1,353 16,224
Tonelaje
2,160 2,100 2,100 2,110 2,110 2,110 2,110 2,100 2,100 2,100 2,100 2,100 25,300
Ley (gr/TM)
19.84 19.73 19.74 19.90 19.98 19.59 19.66 19.93 19.61 19.20 19.21 19.19 19.63
% recuper.
89.18 89.16 89.16 90.47 90.48 90.42 90.43 90.47 90.42 90.36 90.36 90.36 90.10
Finos (Oz Au)
1,229 1,188 1,189 1,221 1,226 1,202 1,206 1,217 1,197 1,171 1,172 1,170 14,389
9.65
8.22 885
8.95 909
10.54 9.17 1,079 932
8.98 974
9.79
10.86 10.52 12.19 12.22 10.09
1,065 1,111 1,148 1,252 1,340 12,361
Total tonelaje
7,471 6,351 7,701 7,481 7,481 7,481 7,710 7,700 7,471 7,700 7,470 7,699 89,719
Total ley (gr/TM)
16.07 17.31 15.29 15.93 16.72 15.87 15.74 16.30 16.76 16.22 17.18 17.02 16.35
Total % recuperación
90.27 89.97 90.01 91.18 91.46 91.18 91.21 91.37 91.49 91.44 91.68 91.71 91.10
Total finos (Oz Au)
3,484 3,181 3,407 3,494 3,679 3,480 3,560 3,687 3,684 3,673 3,783 3,864 42,975
56
PRESUPUESTO: COSTO (US$) COSTO MINA Descr_Dpto
Ene
Feb
Mar
Abr
May
Jun
Jul
Ago
Sep
Oct
Nov
Dic
Total
Admin
30,269
30,079
31,883
31,580
30,243
30,276
30,276
31,152
30,210
31,111
30,259
30,325
367,711
Avance
88,650
89,115
83,571
102,110 119,293
96,438
43,247
6,803
41,092
31,088
73,571
76,362
851,340
Min gener.
9,549
9,549
9,549
9,549
9,549
9,549
9,549
9,549
9,549
9,549
114,584
9,549
9,549
Rotura
143,853 114,025 149,970 143,853 143,853 143,848 149,954 143,837 143,837 149,954 143,811 149,928 1,726,838
Serv. Auxil.
12,834
total
285,154 253,918 287,940 299,902 316,000 292,905 245,784 209,993 237,487 234,357 271,224 280,450 3,215,115
11,151
12,962
12,810
13,062
12,746
12,759
12,536
12,799
12,656
14,034
14,286
154,642
Costo unitario: 80 $ / TM ; 260 $ / Onza Au COSTO TOTAL Dpto_ID3
Ene
Feb
Mar
Abr
May
Jun
Jul
Ago
Sep
Oct
Nov
Dic
Total
Producción 594,229 555,777 605,402 628,436 635,830 606,816 582,911 551,520 563,602 572,181 609,778 952,134 7,185,677 G. Admin
18,550
9,705
9,705
9,705
9,705
19,019
9,705
9,705
9,705
20,046
14,873
19,064
159,486
Acop.
53,788
56,956
55,250
53,214
53,167
52,534
52,372
52,127
52,235
52,143
52,162
51,887
637,836
Mineral Total
666,627 622,442 670,358 691,356 698,701 678,368 644,987 613,352 625,541 644,370 676,812 723,085 7,955,999 Costo unitario: 195 $ / TM ; 645 $ / Onza Au
57
3.2.
EMPRESAS CON MINADO POR SUBNIVELES EN EL PERU El método por subniveles se aplica con éxito en varias minas logrando índices de productividad entre los 30 - 40 tm/hm-gdia entre las minas que aplican el método tenemos los siguientes: Raul
Minsur
Perubar
Iscaycruz
Milpo
Yauliyacu
Colquisiri
consorcio horizonte
UNIDAD MINERA SAN RAFAEL – EMPRESA MINERA MINSUR S.A. 1. ANTECENTES: En la unidad de San Rafael a través de los años se ha realizado cambios en los esquemas organizativos y operacionales con la finalidad de mejorar la productividad y la rentabilidad de la empresa acorde con el crecimiento del yacimiento y la aplicación de nueva tecnología. El complejo minero San Rafael y la planta de fundición y refinación de Pisco, son las unidades económicas en las que se desarrollan las actividades productivas de la Empresa MINSUR S.A. El yacimiento de San Rafael, a través de su desarrollo se ha ido modificando con el avance geológico minero; lo que ha permitido en este momento situarlo como uno delos yacimientos de estaño más importantes del mundo.
2. UBICACIÓN La unidad san Rafael se ubica en el nevado de Quenamari de la cordillera de Caravaya, un segmento de la cordillera oriental, distrito de Antauta, provincia de Melgar, departamento de Puno; a una altitud de 4, 530 m.s.n.m. En las 58
coordenadas geográficas 70º 19’ longitud Oeste y 14º 14’ latitud Sur o coordenadas UTM357, 730E y 85426,570N.
3. GEOLOGÍA El yacimiento estañífero de San Rafael se enclava en un stock terciario de composición monzogranítica, el cual intruyó rocas metamórficas compuestas por filitas y pizarras de la formación Sandia. La mineralización es de origen hidrotermal en forma de vetas de relleno de fracturas, y de remplazamiento en bolsonadas ubicadas dentro del intrusivo. Los afloramientos de las vetas corresponden a vetas pre-mineral con rumbos promedio N10°- 60° W y buzamientos entre 40° y 75° NE.
4. PRODUCCIÓN: Antes de que MINSUR S.A adquiera los derechos mineros en el año 1977, este yacimiento había producido desde 50 TM/día hasta 250 TM/día. A partir de ese año se empieza a desarrollar e incrementar la producción, introduciendo cambios en los métodos de explotación: desde corte y relleno, shirinkage dinámico convencional, shirinkage dinámico mecanizado y finalmente el actual método Sublevel Stoping con taladros largos, que fue introducido en el año 1,995, y que hasta el momento se viene implementando.
BANQUEO POR SUBNIVELES (SUB LEVEL STOPING) ES UNA APLICACIÓN DELOS PRINCIPIOS DE VOLADURA DE TAJO ABIERTO El método de explotación que se aplica en la mina San Rafael es el Sub Level Stoping debido principalmente a:
La disposición natural del mineral en el yacimiento en forma de vetas con ensanchamientos en su estructura denominados bolsonadas o cuerpos, con buzamientos que oscilan entre 48º hasta 75º.
La potencia de la mineralización en vetas que oscila entre 2.0 m hasta 6.0 m. y en los cuerpos hasta los 35.00 m. lo cual favorece la aplicación del método. 59
Las
características
de
la
roca
encajonante
(intrusito,
pórfido,
monzongranitico) muy competente y de dureza media.
Profundización del yacimiento con mineralización continuada, cuyo acceso es a través de una rampa principal de 6.0 x 4.0 m2 de sección, gradiente de 10 %.El método de explotación se realiza en block mineralizados que tienen una longitud que varía de 100.00 hasta los 200.00 m. en sus extremos se desarrollan chimeneas que servirán de cara libre y que estarán ubicadas en la caja techo de la estructura. La consecuencia de perforación de taladros largos ha sido diseñada teniendo en cuenta los siguientes conceptos:
Dejar una distancia de 1.00 hasta 1.50 m. entre la caja techo y la fila del primer taladro.Dejar una distancia de 0.50 hasta 1.00 entre la caja piso y la fila del ultimo taladro (para evitar la dilución por rotura de cajas).
Seguir con malla de perforación actual es decir 3 x 3.5 m. pero se continuará realizándose nuevas pruebas con la finalidad de disminuir la voladura secundaria y las vibraciones que nos producen desprendimientos de rocas en zonas ya explotadas. La voladura de los taladros largos se realiza progresivamente en forma secuencial teniendo en cuenta los siguientes aspectos:
Primero se realiza la voladura de la cara libre aprovechando las chimeneas que se encuentran en los extremos y han sido diseñadas para este fin.
Realizar la voladura en forma escalonada de gradines invertidos que nos permitirá ejecutar el trabajo en forma segura tanto para el personal como para los equipos.
El carguío de explosivos se realizará tanto de arriba hacia abajo, como de abajo hacia arriba dependiendo de la perforación realizada.
5. PERFORACIÓN La perforación de taladros largos, se realizan con equipos electrohidráulicos de última generación, las longitudes de perforación pueden variar de 15 m hasta30. m. óptimamente y los diámetros varían desde 03 hasta 4.5, siendo las mallas de perforación cuadradas y en “V”.
60
6. VOLADURA La voladura se realiza con explosivos de alto poder rompedor empleando para ello dinamitas, ANFO y emulsiones, en la voladura primaria se estima que se genera un 20% de mineral semi-roto complementando con la voladura secundaria, empleando para ello explosivos del tipo dinamita y emulsión.
7. ACARREO El acarreo se realiza con equipos LHD Scoop de 6.5 yd3, los cuales desde los puntos de carguío de los tajos acarrean el mineral hasta la parrilla de los echaderos de mineral, los equipos de percusión (Rompe bancos) reducen los bancos mayores a 20” x 18” para que pase hacia la tolva, desde ese punto son transportados mediante los volquetes a la plataforma de acumulación de mineral en superficie.
8. EXTRACCIÓN DE MINERAL La extracción de mineral de acuerdo al planeamiento de minado proyectado debe extraer de la zona intermedia un total de 1 M de toneladas y de la zona baja 13 M toneladas. El ritmo de producción será de 2,500 TM/día, 70,000TM/mes y 840,000 TM/año. La extracción de mineral del yacimiento se realiza mediante la rampa con el uso de equipos Diesell, siendo estos volquetes de 15 m3 cuya capacidad de transportes es de 24TM. Los que deben recorrer en la zona intermedia una longitud promedio de 3,500 m., para el cumplimiento del programa de producción diario de 2500 TM/día se emplea una flota de 05 volquetes con uno en stand by los cuales tiene una operación horaria efectiva de 20 horas /día, ello implica que cada equipo realiza 21 viajes /día y un total de 500 TM/día. Cada volquete.
9. SOSTENIMIENTO En los By pass y estocadas de los niveles de extracción se colocan pernos de anclaje con resinas y mallas de protección, este tipo de sostenimiento por tener 61
costos muy elevados están siendo sustituidos por el Split Set. Está en pleno proceso de evaluación para determinar el monto de ahorro en los costos y la calidad de sostenimiento que nos de una garantía similar a la de los pernos con resina. En cuanto a los niveles intermedios que servirán para la perforación de taladros largos se realizan dos tipos de sostenimiento el primero similar al descrito anteriormente y el segundo en la caja techo todo el later al es perforado a una longitud de 4.00m. Con una malla de perforación de 2 x 1.50 m., en estos taladros se introducen una barrilla de fierro corrugado de 5/8” y luego se cementa con una bomba de aire comprimido hechizo.
10. VENTILACIÓN El sistema de ventilación en la mina en un 60% es natural y es resto mecánico, todas las galerías mediante la rampa 533 comunican a superficie, de igual modo las chimeneas; para la red del circuito de ventilación se aprovecha de toda esta infraestructura, guiando los flujos de aire a los lugares requeridos mediante puertas de ventilación y cortinas.
62
CONCLUCIONES
El método requiere una alta inversión de capital, requiriendo una cantidad grande de labores de desarrollo antes de que la producción pueda comenzar ya que el método no es selectivo y requiere que la mayor parte del cuerpo sea mineral.
Por la amplia preparación previa que necesita se precisa disponer de medios para realizar una fuerte inversión, pero en compensación es uno de los de menor costo y de mayor garantía de seguridad. Hay que tener en cuenta estas condiciones al elegir el método, que, por otra parte, es de los mejores en condiciones adecuadas del macizo rocoso.
Las recuperaciones son altas a partir de 90% ya que se pueden recuperar los pilares Alta inversión necesaria en la preparación, ya que representa un 30 a 40% de los costos totales La dilución depende de las cajas irregulares y la intrusión de estéril, es por esto que se necesitan cuerpos tabulares bien definidos geométricamente, teniéndose diluciones bajas (10 a 15%).
El método por subniveles es un método con soporte mínimo ya que para la explotación de un deposito mineral con este método se necesita una caracterización geomecánica buena de la roca encajonante
63
