costo de perforacio y voladura-converted

UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTIN DE AREQUIPA
FACULTAD DE GEOLOGIA, GEOFISICA Y MINAS
ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS
TESIS
DETERMINACION ECONOMICA DE LA MALLA DE
PERFORACION Y VOLADURA EN VETAS ANGOSTAS
EN MEJORA DE LA EFICIENCIA DE EXPLOTACION
PRESENTADA POR EL BACHILLER:
OLIVER TEJADA MANDUJANO
PARA OPTAR EL TITULO
PROFESIONAL DE INGENIERO DE MINAS
AREQUIPA - PERU
2007
1
DEDICATORIA
Dedico con mucho afecto a mis padres.
1
RESUMEN
La presente tesis, cuyo objetivo principal es determinar el burden y
espaciamiento (malla), se inició con la finalidad de mejorar la eficiencia en la
explotación de vetas angostas de minas Arirahua S.A. – Minarsa que se
encuentra ubicado en el Distrito de Yanaquihua, Provincia de Condesuyos,
Departamento de Arequipa; la geología económica para determinar la malla
económica está asociada a las rocas volcánicas – intrusitas; siendo el
yacimiento filoneano, el mineral económico se halla en cuarzo y sulfuros, donde
el oro se encuentra en forma de inclusiones en piritas y calcopiritas, o en los
contactos galena – pirita – escalerita.
El ensamble mineralógico de las vetas constituye una asociación típica
mesotermal (250-350ºC) de cuarzo calcopirita – pirita – oro. La mineralización
se debe al relleno hidrotermal de las fisuras en las rocas volcánicas e intrusitas
y está generalmente ubicada muy cerca al contacto con el batolito,
granodiorítico. El espesor de las betas es de 0.08-0.15m y la veta Carmen
posee una potencia promedio de 0.115 m, de rumbos S, Weste y buzamientos
de 70-80ºSW.
La metodología seguida fue estudio geológico, mineralogía, cálculo del burden,
según PEARSE, siendo B=0.20 m y S = 0.20 ; cálculo de costos unitarios de
perforación y voladura; comparación con los estándares de empresa y costos
calculados que son menores en la tesis.
Asi mismo, se trabajó con la potencia de la veta para determinar la malla
económica referido con la ley de corte y finalmente se tiene como resultado de
malla triangular de 0.30 m x 0.30 m, por tanto se concluye que en vetas
angostas con potencia de 0.08 m esta malla económica debe ser menor a 0.20
m; en cambio en vetas angostas de 0.15 m de potencia de veta Carmen puede
diseñarse en mallas económicas triangulares, se recomienda usar la malla
triangular, en lugar de malla en zig-zag.
2
CAPITULO I
I.
INTRODUCCION
1.
JUSTIFICACION
El yacimiento de Arirahua S.A., se caracteriza por presentar vetas
angostas que varían de 0.08 a 0.15 m de potencia, con leyes de oro
de 10 g/ton; siendo las cajas encajo nantes competentes, en donde
actualmente la malla en zigzag de 0.2 x 0.2 m empleada
no
satisface alas estrategias económicas de la empresa, por lo que,
acorde al a avance de la ciencia y tecnología, es menester introducir
ideas innovadoras, según condiciones propias de la roca en el lugar
de extracción; para evitar el daño a la roca encajonante por causa de
la perforación y voladura de rocas, longitud de taladros, cambios de
dirección de la excavación e intersección entre aberturas, presencia
de cuñas, el fenómeno del estallido de rocas. Por otro lado la
clasificación geomecánica del macizo rocoso en la voladura de
rocas, conforma el grupo de variable más importante. Empero, la
generación de vibraciones y como consecuencia de ello, la
1
propagación de fisuras con fragmentación en el contorno de la
excavación. Es así, que el daño por la voladura controlada, tendrá
al menos un radio uniforme de fisuras, siempre en cuando la
perforación de los taladros sean paralelas entre si, y el burden y
espaciamiento sean de carácter económico; sin embargo por
muchas circunstancias, no alcanzan el 100% de la eficiencia, por lo
que se introduce la técnica del control de paralelismo a fin de ampliar
la malla con el mismo diámetro de barreno, a 0.25 X.0.25 m2
triangular, y zigzag con la metodología de ser exhaustivo en la
supervisión de perforación vertical en el tajo con Stoper, control de
parámetros de perforación y voladura de rocas, como burden optimo
y practico, espaciamiento, profundidad del taladro, control de
carguio de explosivos exagel como cebo de 80% y espaciar la
columna de carga, con el uso adecuado de retardadores exel que
van del Nº1 al 24, para secuenciar el disparo económico.
2.
PREGUNTAS DE INVESTIGACION
1. ¿Cual es son las condiciones geológicas, operativas,
y
seguridad para determinar la malla económica favorable en
costos de perforación y voladura?
2. ¿En que condiciones y parámetros se podría mejorar la eficiencia
de explotación en vetas angostas, desde la perspectiva de
perforación y voladura?
3. ¿Existirá la malla de perforación y voladura mas adecuada u
optima económica al menor costo probable, según la potencia de
la veta y diámetro de perforación ya existente?.
3.
VARIABLES
VARIABLES INDEPENDIENTES
4. Diámetro de perforación
2
5.
potencia de veta y ancho de minado mínimo y dureza de
mineral.
6.
porcentaje de dilución permisible
7.
Tipo de explosivo
8.
Calidad de Perforación y
9.
control de paralelismo
VARIABLES DEPENDIENTES:
1. Burden
2. Espaciamiento
3. profundidad del taladro.
4. grado de fragmentación
5. vibraciones
6. costos unitarios
7. seguridad
8. productividad.
4.
HIPOTESIS:
Que determinados parámetros de perforación y voladura de rocas en
el cálculo de la malla resulte económico favorable en vetas angostas
y ello permita la mejora de eficiencia de explotación.
5.
OBJETIVOS
OBJETIVOS GENERALES

Realizar el estudio propuesto a fin de resolver el problema
existente.

Presentar la presente investigación ante los jurados para su
aprobación y obtener el titulo profesional de Ingeniero de Minas,
y lograr alcanzar mi desarrollo profesional y aspiraciones futuras.
3
OBJETIVOS ESPECIFICOS
1.
Determinar la malla más favorable y económica en
la
perforación de vetas angostas.
2.
Buscar la mayor eficiencia en la explotación de vetas angostas.
3.
Diseñar los parámetros de perforación y voladura de rocas en
vetas angostas, con criterio simple y sencillo de aplicar en la
labor para encontrar la solución, y reducir los costos unitarios.
4
CAPITULO II
II.
MARCO TEORICO
1.
DISEÑO DE VOLADURAS Dr. Calvin Kenya – Ing. Enrique Albarran
N. Página 148, subtitulo Diseño de Zanjas, se tomara como marco
de referencia teórica.
“Si se necesita una zanja angosta en un manto rocoso estratificado,
con frecuencia se puede utilizar una hilera sencilla de barrenos
colocados a lo largo del eje de la zanja. La distancia del burden o
espaciamiento entre estos barrenos será similar al indicado y
calculado por la ecuación siguiente.
B = 0.012( 2SGe/SGr + 1.5)De
Una relación L/B mínima, de uno debe utilizarse en todos estos tipos
de voladuras.
Se usaran los siguientes criterios:
5
a) La distancia del burden debe ser calculada de acuerdo a la
ecuación arriba escrita y ese burden se coloca de acuerdo a lo
indicado en la figura siguiente:
Fig. Nº 01 Diseño de Zanja de dos hileras
Hay que notar que este no es el burden verdadero. La distancia
perpendicular desde el barreno a la cara libre al momento de la
detonación es menor.
b) El ancho de la zanja debe ser entre 0.7B y 1.25B. Si el ancho de
la zanja debe ser menor a 0.7B, entonces se deberán utilizar
barrenos de menor diámetro con cargas de explosivo menores y
con los burdenes apropiados para estas cargas. Por otra parte,
si el ancho de la zanja debe ser mayor a 1.25B, se necesitara, o
un barreno de mayor diámetro con su burden correspondiente, o
se puede utilizar un zanjeo de tres hileras como la indica la
figura.
6
Fig. Nº 2 Diseño de Zanja de Tres hileras
c) La relación L/B debe ser mayor a 1.
2.
CORTE Y RELLENO (CUT AND FILL)
2.1
PRINCIPIOS GENERALES:
Es un método ascendente ( realce ). El mineral es arrancado
por franjas horizontales y/o verticales empezando por la parte
inferior de un tajo y avanzando verticalmente. Cuando se ha
extraído
la
franja
completa,
se
rellena
el
volumen
correspondiente con material estéril ( relleno ), que sirve de
piso de trabajo a los obreros y al mismo tiempo permite
sostener las paredes del tajo (caseron), y en algunos casos
especiales el techo.
7
La explotación de corte y relleno puede utilizarse en
yacimientos que presenten las siguientes características:

Fuerte buzamiento, superior a los 50º de inclinación.

Características fisico-mecanicas del mineral y roca de caja
relativamente mala
2.2
( roca incompetente ).

Potencia moderada .

Límites regulares del yacimiento.
ALTERNATIVAS DE APLICACIÓN:
Se refiere a los siguientes aspectos:
2.3

Preparación de la base del caserón (tajeo)

Perforación.

Carguío del mineral.

Construcción de buitras.

Relleno.

Ciclo de producción. ( ver fig. 2.1 )
PREPARACION DE LA BASE DEL CASERON.
Al igual que en el método de explotación SHINKAGE, se debe
limitar el caserón con una galería base o de transporte, una
galería superior y chimeneas. En lo que a galerías base se
refiere se tienen las siguientes alternativas:
a)
GALERIA BASE PROTEGIDA POR UN PUENTE DE
MINERAL: Se deberá tomar en cuenta en este caso la
precaución, una vez arrancada la primera tajada, de
construir un piso de concreto delgado para separar el
relleno del mineral del puente y evitar así que se mezclen
en el momento de recuperar el puente.
8
b)
GALERIA BASE CON TECHO ARTIFICIAL: En este caso
se trata de evitar que el relleno del caserón se mezcle con
el mineral del nivel inferior cuando éste sea explotado. La
precaución será la misma que la del caso anterior , con la
diferencia que aquí la loza de concreto debe ser mucho
mas resistente ( concreto armado ) de manera de soportar
el peso del relleno.
c)
GALERIA BASE TOTALMENTE ARTIFICIAL. En el caso
de crear una galería base completamente artificial, se
construirá un piso de concreto armado con los mismos
fines del caso anterior.
En cuanto a las buitras (echadero de mineral) de evacuación
del mineral arrancado, se puede decir que en general la
distancia entre ellas dependerá de dos factores fundamentales:
1.- sistema a empleado en la evacuación del mineral ( a mano
o mecanizado ).
2.- calidad del material con que están construidas
No se debe en vacilar en la construcción de buitras de buena
calidad en preferencia de concreto, puesto que después de la
explotación del caserón , serán estas mismas las que se
utilizaran para abastecer los caserones inferiores, lo que
permite reducir notablemente los problemas creados por el
abastecimiento del relleno.
Se conservarán también estas buitras, cuando la explotación
sea llevada en forma ascendente, con el objeto de evacuar el
mineral a un solo nivel de transporte intermedio, tomando en
cuenta que dicha construcciones coincidan verticalmente.
9
Las buitras para relleno se deberán correr por el mineral a partir
del techo del caserón hacia el nivel superior. Su distancia
dependerá principalmente del ciclo de producción y de los
medios disponibles para la colocación del relleno del caserón .
2.4
PERFORACION:
En este método al igual que el SHINKAGE se pueden perforar
tiros HORIZONTALES, VERTICALES E INCLINADOS.
En el caso de tiros HORIZONTALES, no se tiene que vencer
un empotramiento y el rendimiento por metro barrenado y uso
de explosivo será mucho mejor. El inconveniente de la
perforación horizontal reside en el hecho de que en caserones
estrechos, el perforista no puede disponer de suficientes
lugares de trabajo.
En los tiros VERTICALES se tendrá siempre que vencer un
empotramiento, por lo cual será necesario una perforación con
pasadura(sub drilling), lo que disminuye el rendimiento por
metro barrenado aumentando consigo el uso de explosivo. La
ventaja que posee es que deja suficiente lugar de trabajo al
perforista asegurando una buena utilización del tiempo.
Una solución intermedia consiste en la PERFORACIÓN
INCLINADA ya que es más ventajosa que la perforación
vertical, pues el empotramiento que tiene que vencer es más
fácil, disminuyendo consigo la pasadura trayendo consigo las
ventajas ya vistas anteriormente.
2.5 CARGUIO DEL MINERAL
El mineral arrancado debe ser extraído totalmente y en forma
regular del caserón. Esta evacuación se puede realizar de
diferentes maneras:
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a) CON PALA A MANO: Ya sea tirando directamente el
mineral en buitras de evacuación, o llenando carros que se
vacían en dichas buitras.
b) CON
SCREAPER:
Existen
varias
posibilidades
de
instalación. Una de ellas consiste en instalar todo el
conjunto en el caserón mismo, con el riesgo de exponerlo a
los disparos y derrumbes del techo, además de la perdida
de tiempo que significa cambiarlo de piso cada vez que se
termina de explotar una tajada.
Otra posibilidad seria instalar el huinche con su motor el la
galería base o en la galería superior. En este caso los cables
subirían o bajarían por una chimenea y el huinche se manejaría
por control remoto. El inconveniente de esta alternativa es que
la instalación del huinche en la galería base, por lo tanto los
cables se deben correr por una chimenea suplementaria.
Existen tres alternativas cada una con sus ventajas e
inconvenientes.
b1) CHIMENEAS DE TRES COMPARTIMENTOS : En este
caso el compartimento del medio se utiliza para el movimiento
de los cables y para el acceso; y los dos compartimentos
laterales para la evacuación de la saca. Su ventaja es que
existen dos buitras de evacuación, experimentando así un
menor desgaste y en segundo lugar el huinche permanece fijo,
el inconveniente es de ser una solución cara.( ver fig.2.2 )
b2) CHIMENEAS DE DOS COMPARTIMIENTO : En este caso
se usan alternadamente las buitras para el movimiento de
cables y para la evacuación del mineral, según el lado del
caserón que se este limpiando.
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Tiene la ventaja de ser una solución mas barata y su
desventaja es de tener que cambiar cada tiempo la ubicación
del huinche.
b3) CHIMENEA INDEPENDIENTE PARA EL MOVIMIENTO
DE LOS CABLES Y PARA EL ACCESO DEL PERSONAL: Esta
solución es la que nos parece más conveniente. Consiste en
construir una buitra de concreto armado de sección circular y
gran diámetro para la evacuación del mineral . Contigua a ella y
desplazada en sentido perpendicular a la corrida de la veta, se
construye otra buitra de rollizos para el movimiento de los
cables y acceso. Tiene la ventaja de ser una solución barata y
eliminar los cambios de ubicación del huinche, sin embargo, la
existencia
de
una
sola
buitra
de
evacuación
es
un
inconveniente, pues experimenta un mayor desgaste .
c) CON PALAS MECANICAS CARGANDO EN CARROS O
DUMPERS : Se pueden utilizar palas mecánicas pequeñas
montadas sobre rieles cargando carros o palas montadas
sobre oruga si se dispone de dumpers. Como la maquinaria
trabaja sobre el mismo caserón, se debe prever las
perdidas de tiempo para los cambios de piso y protegerla
en cada disparo.
d) PALAS AUTOCARGADORAS ( L.H.D ): Cuando la
superficie de la labor es buena, se favorece el uso de
equipo montados sobre ruedas de goma. La acción de
transporte consiste en llevar el mineral al coladero de
mineral, situado generalmente en el tajo mismo (ver 2.3)
2.6
CONSTRUCCION DE BUITRAS (ECHADEROS)
En la parte inferior si estas buitras se construyen de rollizos, su
número deberá estar en función de los rendimientos de la
12
marina. Hay que tomar en cuenta que algunas buitras estarán
clausuradas por mantencion debido a que en este caso el
desgaste es mayor que en el método shrinkage , puesto que
por ello pasan el 100 % del mineral arrancado v/s 40 % del
shrinkage.
Se debe cuidar de trabajar con las buitras siempre llenas, de
modo de evitar así los golpes de los bolones contra la madera
en la parte inferior de ellas.
Además,
se
debe
forrar
interiormente
con
tablones
semielaborados que se clavan a los rollizos y rodearlos de una
especie de pirca de piedra tamaño regular antes de echar el
relleno, para impedir que se escurra al interior de la buitra.
En caso que se construyan buitras de buena calidad ( concreto
armado) se podrá estimar su numero en función del
rendimiento de la marina. Se tendrá así por ej. Una buitra cada
60 o 30 mts. Distancia optima para los screapers o palas
autocargadoras ( L.H.D ).
2.7
RELLENOS:
a) Origen: El material de relleno puede estar constituido por
roca estéril, procedente de las labores de preparación de la
mina las que se distribuyen sobre la superficie del caserón .
También el material de relleno puede ser de relaves ( desechos
de plantas de concentración de minerales ) , o arena mezclada
con agua, que son transportados al interior de la mina y se
distribuyen mediante tuberías, posteriormente el agua es
drenada quedando un relleno competente. El que aveces se le
agrega cemento para conseguir una superficie de trabajo dura.
13
Este relleno debe ser lo mas barato posible, tanto en su
obtención como en su abastecimiento. Según el caso, su
procedencia puede ser la siguiente:
i) Canteras especiales: Este relleno se obtiene en la superficie,
en canteras especialmente organizadas , con ese objeto para
así, abaratar los costos. De todas maneras, salvo en aquellos
casos de canteras de arenas o de materiales dendriticos que
se pueden obtener a un costo muy reducido, este sistema es
por lo general caro.
ii) Rellenos de caserones antiguos: Éste es relativamente de
bajo costo, siendo el inconveniente que éstos rellenos se
consolidan por la acción de la humedad y de la presión de las
cajas.
iii) Estériles de plantas de preconcentración: Se usa cuando la
planta está a poca distancia de la mina, de no ser así, obliga a
un mayor costo de transporte del estéril.
iv) Relleno Hidráulico: Consiste en transportar un relleno
constituido por material de grano fino , suspendido en una
pulpa en base a agua, que se deja decantar en el caserón.
v) Relleno Creado In Situ : La obtención de relleno en el
caserón mismo puede ser ventajoso, como por ejemplo en el
caso de vetas angostas o de vetas que presentan variaciones
en la mineralización.
b)
Abastecimiento del relleno: Considerando la gran
cantidad de material a transportar, éste aspecto representa un
porcentaje considerable del costo total de explotación. Desde el
punto de vista de transporte se distinguen dos tipos de rellenos:
rellenos secos y relleno húmedos.
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Rellenos secos: Se transporta de manera idéntica que el
mineral, es decir, se empleará el mismo equipo empleado en el
transporte del mineral. De ésta manera, el relleno llega a los
caserones por la galería superior y es vaciado en las buitras
(Ore Pass ).
Rellenos Hidráulicos o Húmedos: Es un caso especial en que la
pulpa es transportada por gravedad a través de una red de
cañerías con varios terminales que se introducen en los
caserones desde la galería superior por una chimenea o bien
por hoyos de sondajes entubados.
2.8
CICLO DE PRODUCCIÓN:
Es importante que en este método de explotación organizar el
trabajo en los caserones de tal modo que no se produzcan
atrasos por la colocación del relleno, factor que influye
considerablemente en las posibilidades de producción de un
determinado caserón.
Es evidente, entonces, que para tiempo, se deberá empezar el
arranque desde las chimeneas de relleno hacia el centro del
caserón, de manera que una vez evacuado el mineral
arrancado sea posible rellenar inmediatamente esa parte del
caserón.
En caso de no existir mecanización tanto la extracción del
mineral como la colocación del relleno es lento, por lo cual no
hay problemas con su abastecimiento. Ahora si existe
mecanización, las distancia entre las buitras de evacuación del
mineral es mayor y por lo tanto el volumen que se ocupara para
el relleno será también mayor.
15
2.9
CARACTERISTICAS
GENERALES
DEL
METODO
DE
EXPLOTACION POR RELLENO:
a)
Posibilidades
de
aplicación:
Este
método
tiene
posibilidades de aplicación bastante amplias, se aconseja
especialmente en aquellos yacimientos donde las cajas no son
seguras y las características mecánicas de la roca no son
satisfactorias. Como se trabaja con una altura máxima
equivalente a la altura de dos tajadas ( 2.5 – 3 mts. ) es posible
controlar mediante apernado o acuñadura cualquier indicio de
derrumbe.
b) Seguridad: Este método ofrece bastante seguridad en todo
a lo que refiere al obrero contra desprendimiento de roca ya
sea del techo o las paredes.
c) Recuperación: En general es bastante buena, siempre que
se tome la precaución de evitar pérdidas de mineral en el
relleno. Cabe agregar, que éste método permite seguir
cualquier irregularidad de la mineralización.
d) Dilución de la ley: Puede existir una pequeña dilución de la
ley en el momento de cargar los últimos restos de mineral
arrancado que quede en contacto con el relleno. Esto se puede
evitar estableciendo una separación artificial entre el mineral y
el relleno, solución que en casos excepcionales ( mineral de
gran ley ) resulta antieconómico . Entonces se debe aceptar
que algo de mineral se mezcle con el relleno.
e) Rendimientos: Sus rendimientos se pueden considerar
satisfactorios.
En caserones sin mecanización, se alcanza normalmente
rendimientos del orden 4-8 ton/hombre, según el ancho del
caserón. En caserones mecanizados, este rendimiento es
16
duplicado, es decir se alcanza una cifra decente del orden de
14 ton/hombre, sin tomar en cuenta el abastecimiento del
relleno. Si se trata de relleno hiidráulico, con caserones
mecanizados, se obtienen rendimientos netamente superiores.
2.10 VENTAJAS Y DESVENTAJAS DEL METODO CUT AND FILL.
Ventajas:
-
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 .
-
Se adecua a yacimientos con propiedades físicos –
mecánicas incompetentes.
Desventajas:
-
Costo de explotación elevado.
-
Bajo rendimiento por la paralización de la producción como
consecuencia del relleno.
-
Consumo elevado de materiales de fortificación.
2.11 VARIANTES DEL METODO
RAMPA POR VETA: Es aplicable en aquellas vetas que
quedan fuera del alcance de las rampas de acceso, entre
niveles, y que por su valor económico no es factible construir
una rampa propia. Este método es aplicable a cuerpos
vetiformes de potencia, rumbos y manteo variable y con cajas
de baja calidad geotécnica.
17
DESCRIPCIÓN DEL METODO: El sistema de explotación
Rampa por Veta, también es un método por realce. Se
diferencia de este último, en que el piso es llevado en rampa.
Consiste en dividir un block de explotación en triángulo inferior
y superior.
La explotación se inicia con el triángulo inferior desde la
chimenea de ventilación hacia el acceso. A medida que el
levante es realizado la chimenea de ventilación desaparece, de
esta manera se va formando la rampa hasta que su pendiente
llega +15%, que su máximo valor.
Una vez lograda la máxima pendiente, la explotación del
triángulo inferior concluye. En esta parte de la explotación la
rampa esta conectada al nivel superior y se comienza la
explotación del triángulo superior.
Ahora la explotación se realiza accesando desde el nivel
superior, invirtiendo de este modo el sentido de operación.
Conjuntamente con la explotación del triángulo superior se
construye una chimenea "falsa" sobre el relleno, de modo de
mantener abierto de circuito de ventilación. La extracción
termina cuando la rampa a logrado la horizontal y con ello
concluye la explotación del block, quedando construida la labor
sobre el relleno.
Para la explotación de esta variante la preparación que se debe
realizar es:
1.- PREPARACION
Galería base: corresponde a una labor que se desarrolla en la
base del block, a lo largo de este. Este desarrollo es corrido por
18
la veta según su corrida y su ancho mínimo requerido por el
equipo de carguío.
Chimenea de ventilación: esta labor se desarrolla paralela a la
veta en la vertical, desde el extremo final de la cámara hasta
llegar a la cota del nivel superior, que esta conectado al
sistema general.
2.- CICLO DE EXPLOTACION
Las actividades que se desarrollan para la explotación son las
mismas que se realizan en el corte y relleno original.
Ventajas del método:
-
Es un método selectivo
-
Después de la explotación queda construido el nivel
superior
-
Una vez terminada la explotación del triángulo inferior
queda construido el acceso para explotar
-
La parte superior.
Desventajas del método:
-
La producción no es constante, es decir, al iniciar la
extracción del triángulo inferior, la producción es máxima y a
medida que se logra la pendiente máxima de la rampa la
producción disminuye hasta llegar a cero
-
Al formar un segundo panel, el ciclo empieza de cero para
llegar al máximo cuando la cámara termina su vida útil.
-
El sistema de ventilación es limitado.
19
Fig. 3. Esquema de Explotación
Fig. 4. Corte y relleno tradicional
20
Resumen del Método
1. Geometría del Yacimiento
Aceptable
Optimo
Forma
Cualquiera
Tabular
Potencia
Cualquiera
>3m
>30°
>60°1
Tamaño
Cualquiera
Cualquiera
Regularidad
Cualquiera
Irregular
2. Aspectos Geotécnico
Resistencia (Techo)
Aceptable
>30 MPa
Optimo
>50 MPa
s/profundidad
>50 MPa
Fracturación (Techo)
Alta-media
Media-Baja
Fracturación (MENA)
Campo
Tensional
(Profundidad)
Comportamiento
Deformacional
Media-Baja
Baja
Cualquiera
<1000 m
Elastico
Elastico
3. Aspectos Económicos
Aceptable
Optimo
Valor Unitario de la MENA
Productividad
y
ritmo
explotación
Media-Alto
Alto
Media-Baja
NA
Buzamiento
Resistencia (Mena)
3.
In-situ
Tenso-
de
METODO POR CASERONES RELLENO SHRINKAGE
3.1
PRINCIPIO
En la explotación por cámara almacén, el mineral se arranca
por franjas horizontales, empezando desde la parte inferior del
cuerpo y avanzando hacia arriba. Parte del mineral tronado se
deja en el caserón ya excavado, donde sirve como plataforma
de trabajo para la explotación del mineral de arriba y para
sostener las paredes del caserón.
La roca aumenta su volumen ocupado cerca de un 70 % por la
tronadura. Por esto se debe extraer continuamente un 40 % del
mineral tronado durante la explotación, para mantener una
21
distancia adecuada entre el techo y la superficie del mineral
tronado. Cuando el arranque haya avanzado al límite superior
del caserón planeado, se interrumpe el arranque y se puede
recuperar el 60 % restante del mineral.
3.2
PERFORACION
La perforación puede ejecutarse con tiros horizontales,
verticales e inclinados estas modalidades tienen sus ventajas e
inconvenientes.
La perforación de tiros horizontales tiene la ventaja de generar
un mejor rendimiento tanto del metro barrenado como el
explosivo. En efecto, como los tiros horizontales no tienen que
vencer el empotramiento, no necesitan pasadura ni tampoco
carga de fondo, de modo que los metros barrenados y los kilos
de explosivo por tonelada arrancada resultan inferiores que con
tiros verticales.
Pero por otra parte, los tiros horizontales tiene como
inconveniente
el
de
limitar
el
trabajo
de
perforista
especialmente cuando se trata de vetas angostas, debido a
que este debe esperar la eliminación del esponjamiento de un
disparo para continuar con su trabajo; en caso contrario debe
trasladarse a otra grada.
Por eso, cuando se usa perforación horizontal, es necesaria la
creación de varias gradas o sino, se debe organizar el trabajo
de modo que el perforista realice otras operaciones como parte
del ciclo, por ejemplo, evacuar el esponjamiento, fortificación,
construcción de accesos. En el caso de la perforación vertical
no existe inconvenientes, puesto que es posible perforar,
incluso con bastante anticipación, toda la grada del caserón.
22
Sin embargo, estos tiros verticales tendrán el inconveniente de
tener que vencer un empotramiento y serán por lo general más
cortos para permitir la correcta introducción de la broca en el
tiro, considerando el inconveniente presentado por la altura
entre el piso del mineral arrancado y el techo del caserón
comprendida entre los 2.0 metros a 2.20 metros . Por este
motivo es frecuente la perforación de tiros verticales de
solamente 1.60 metros en Shrikage, lo que evidentemente no
puede dar buenos rendimientos del metro barrenado ni un buen
consumo de explosivo. No obstante, mirado desde el punto de
vista del principio del método, este inconveniente se traduce en
una ventaja, puesto que con tiros cortos y un mal consumo de
explosivos se obtiene una saca de fragmentación más fina, lo
que facilita el vaciado del caserón.
Otra solución sería también la perforación inclinada, que en
todo caso resulta más ventajosa que la perforación vertical,
pues así es posible disminuir la pasadura, con la cual aumenta
la eficiencia del metro barrenado y del explosivo.
Sin embargo, tiene el inconveniente de resultar más engorrosa
para el perforista y requiere por lo menos un mayor control. De
lo contrario, el obrero rápidamente comienza a alterar el ángulo
de inclinación.
En conclusión podemos decir, que es preferible la perforación
horizontal siempre que el perforista disponga de suficiente
lugar para efectuar su trabajo.
3.3 PREPARACION DE LA BASE DEL CASERON
Sea el yacimiento una veta o una masa mineralizada, es
indispensable tener una galería en la base del caserón que
permita la evacuación del mineral arrancado a la superficie. El
23
techo de esta galería, llamada base, puede ser un puente
natural de mineral o puede ser artificial construido ya sea de
madera o de perfiles metálicos.
Se deja un puente natural cuando la roca mineralizada tiene
una buena resistencia mecánica. En este caso se crean
embudos para recibir la saca y después evacuarla en forma
controlada sobre los carros.
Estos embudos pueden ser construidos antes de iniciar la
explotación si se desea evacuar el esponjamiento por
gravedad; o después de la fase total de arranque, para no
debilitar prematuramente el puente natural, de tal manera que
el 40 % a evacuar podría ser extraído a través de buitras.
En el caso de una galería base con techo artificial, es
indispensable tomar muchas precauciones durante los primeros
disparos, debido a que la saca va a caer directamente sobre el
techo sin protección alguna.
Como medida de precaución, se aconseja disparar siempre la
primera tajada con tiros verticales, aún que después sé allá
decidido la utilización de tiros horizontales, ya que tiene la
ventaja de proyectar la saca horizontalmente aminorando
considerablemente la fuerza de impacto del material sobre el
techo de la galería.
La loza que se coloca encima de los perfiles o de los rollizos,
por lo general no se hace de concreto debido a que es
necesario romperla posteriormente para el vaciado del caserón.
Se utilizan rollizos partidos por la mitad o tablones semi
elaborados que pueden correrse lateralmente cuando se desea
vaciar los caserones. ( ver fig. 5 )
24
3.4
ACCESOS Y VENTILACION
En la mayoría de los casos se crean accesos artificiales desde
la galería base y si es posible dentro de un pilar.
De ser posible la creación de accesos en ambos extremos del
caserón, es decir por los pilares que limitan el caserón en el
caso de una veta, estos serán usados como vías de traspaso
de materiales , equipos, personas y ventilación. Lo que
permitirá evitar el gasto adicional en la perforación de una
Chimenea por el mineral.
De esta manera se deberá disponer de un circuito de
ventilación artificial en casi todos los casos, salvo si se tiene
varios caserones contiguos lo que permitirá tener una sola
chimenea de ventilación hacia la galería superior ubicada en
uno de los caserones y creando un circuito obligado del aire
mediante compuertas, de modo de ubicar los diferentes
accesos por la galería base.
3.5
EVACUACION DEL ESPONJAMIENTO
Como así lo define la preparación del método es necesario
evacuar un 40 % del mineral arrancado después de cada
disparo, debido a que el aumento natural que experimenta el
mineral al ser arrancado; esponjamiento, impide el trabajo del
perforista. Este esponjamiento puede ser extraído por gravedad
o de otras maneras como veremos a continuación.
3.6
EVACUACION POR GRAVEDAD
En este caso se extrae el mineral a través de embudos
construidos en la base del caserón. Se hace descender todo el
mineral arrancado cuyo nivel debe ser mantenido lo más
25
horizontal posible y es aquí precisamente donde reside una de
las mayores dificultades de este método de explotación.
Efectivamente, para que el nivel superior del mineral arrancado
se mantenga horizontal se debe evacuar exactamente la misma
cantidad de saca en cada embudo y si por algún motivo esta
evacuación no se controla en la forma adecuada, se altera el
ritmo de producción del caserón respectivo, debiéndose igualar
el nivel a mano. En otros casos, si se extrae demasiado
mineral, el nivel superior de la masa arrancada se aleja mucho
del techo del caserón impidiendo el trabajo del perforista
originándose todas las complicaciones que es posible imaginar.
Por estas razones, es fundamental controlar la cantidad de
mineral extraído de cada embudo contando por ejemplo, el
número de carros llenados en cada uno de ellos; carguío que
puede ser efectuado ya sea con pala mecánica si se deja caer
el mineral al suelo, o mediante buzones instalados en el techo
de la galería base.
Otro inconveniente del método consiste en el peligro que
significa la formación de bóvedas en el mineral arrancado, las
cuales pueden derrumbarse repentinamente.
3.7
EVACUACION POR OTROS SISTEMAS
Si se desea eliminar el inconveniente originado por la
evacuación del esponjamiento por gravedad, se puede recurrir
a una evacuación en el mismo nivel del caserón , eliminando la
parte superior del mineral arrancado ( 40% ) a través de
Chimeneas
artificiales
que
se
van
construyendo
progresivamente en el mineral a medida que la explotación
avanza. Estas chimeneas pueden ser de troncos de maderas,
26
rollizos, de concreto o menos frecuentemente, de tubos de
acero.
La marina se puede realizar a mano , con palas auto
cargadoras, Scrapers o palas mecánicas. El sistema moderno
consiste en utilizar una pala auto cargadora o un Scrapers, de
modo de eliminar del caserón vías ferreas y carros. Pero por la
naturaleza misma del método es necesario que operen en el
mismo
caserón
por
lo
cual
se
debe
protegerlas
convenientemente antes de cada disparo y luego subirlas a la
grada siguiente.
Ahora la cantidad de Chimeneas necesarias para la evacuación
del esponjamiento o, dicho de otra manera, la distancia entre
estas, será función del medio utilizado para efectuar esta
evacuación y su determinación precisará en cada caso de un
pequeño cálculo económico comparativo entre el costo que
significa una Chimenea artificial y el mejor rendimiento de la
marina que se puede obtener de ella. No se debe olvidar sin
embargo la necesidad de tener un número prudente de
Chimeneas tomando en cuenta que algunas pueden destruirse.
Sin embargo, si la veta es ancha, estas Chimeneas tienen el
inconveniente de que durante el vaciado del caserón van
quedando, en el aire y muy a menudo se derrumban lo que
dificulta la evacuación de la saca, especialmente si estas han
sido construidas de marcos de rollizos. Por esta razón es
conveniente en lo posible ubicarlas en la pared del caserón,
empotrado bien la parte artificial de ellas.
Es evidente que este sistema de evacuación del esponjamiento
es más seguro, pero más caro debido a que necesita más
mano de obra tanto en la marina misma , como también en la
construcción y mantención de las Chimeneas.
27
En la actualidad el método de acuerdo a las condiciones del
mercado
y
a
los
continuos
avances
tecnológicos
ha
experimentado algunas modificaciones que han permitido la
optimización de recursos y por ende la reducción de costos. Es
así que estos embudos construidos en el puente natural o
artificial han sido reemplazado por chimeneas laterales que
limitan el block y a su vez cumplen la función de traspaso de
personas, equipos, servicios, traspaso de mineral y ventilación,
evitando de esta manera la construcción de embudos que solo
son destinados al traspaso de mineral.
3.8
EXTRACCION DE LA SACA ACUMULADA
3.8.1 Galería base con puente natural:
Según este sistema, la evacuación de la saca se efectúa a
través de embudos perforados en el puente natural. Estos se
pueden crear antes de empezar el arranque, o después de la
evacuación del esponjamiento por gravedad o, por último, en la
fase final de arranque una vez que se ha evacuado el 40% de
la saca mediante Chimeneas artificiales de manera de no
debilitar inútilmente el puente natural.
La base de los embudos se puede cerrar con buzones o
dejarse abierta de modo que el mineral caiga directamente al
suelo de donde será cargado en carros con una pala mecánica,
que existen en la vecindad una Chimenea de evacuación del
mineral hacia un nivel inferior, puede también ser removido por
una pala auto cargadora.
3.8.2 Galería base artificial:
En este caso es necesario realizar aberturas en el techo de la
galería, comprendidas entre dos vigas contiguas de modo de
dejar caer la saca.
28
En algunos casos se cierran estas aberturas con buzones, para
llenar directamente los carros. Se deberá dar preferencia a un
tipo de buzón metálico, fácil de armar y desarmar, para poder
utilizarlo en diferentes lugares.
Sin embargo, pese a que parezca ilógico, por lo general se
prefiere dejar caer la saca en el suelo de la galería de donde se
carga mediante una pala mecánica.
Esta solución se aplica especialmente en los casos en que se
tiene una fragmentación irregular del mineral arrancado, que
obligaría a la construcción de aberturas y buzones de grandes
dimensiones para evitar que se tranquen. Cabe hacer notar
que este último sistema condena la circulación en la galería
base impidiendo el acceso a otros caserones.
Unos de los inconvenientes que presenta el trabajo con techos
artificiales consiste en su posible destrucción a los derrumbes
de bóvedas que se pueden crear en el mineral arrancado
durante el periodo de vaciado.
Actualmente el mineral escurre por gravedad a través de un ore
pass , cae al piso del nivel base o de transporte y en seguida
es retirado del sector por camiones y cargado por un cargador
frontal.
3.8.3 Consolidación de las paredes:
Es un aspecto bastante importante en relación con este método
de explotación, pero que en la práctica no se le presta una
atención adecuada debido principalmente, a que los técnicos
no toman conciencia de la mala calidad de las paredes durante
la fase de arranque a causa de que esas paredes presentan
muy poca superficie libre durante esta fase, quedando además
sostenidas por el mismo mineral arrancado, los diversos
29
sistemas de sostenimiento a que es posible recurrir dependen
de la calidad de las paredes y de la magnitud de los derrumbes
que se pueden prever.
En vetas estrechas por lo general se afirman las paredes
colocando rollizos atravesados de caja a caja, lo que mejora la
recuperación.
Otra posibilidad de sostenimiento, que se puede aplicar en
cualquier tipo de yacimiento es el apernado de las paredes ya
sea con pernos ubicados en forma esporádica cada vez que se
nota una zona débil o colocados de manera sistemática y
unidos entre si mediante palos, fierros, ángulos o mallas
metálicas.
Sin embargo, el sistema más adecuado para combatir el
empuje de las paredes consiste en dejar pilares de mineral ya
sea aprovechando las zonas de mineralización pobre o en
forma sistemática, los pilares sistemáticos pueden ser de dos
tipos :

Pilares continuos que limitan el caserón en ambos
extremos.

Pilares aislados dentro del propio caserón.
Los pilares continuos ubicados en los extremos del caserón, se
pueden recuperar al final de la etapa de arranque, perforando
tiros verticales desde la galería superior hacia abajo y desde la
galería base hacia arriba. Si se trata de vetas angostas,
cualquier recuperación se presenta muy problemática, lo mismo
ocurre con los pilares ubicados dentro del caserón. ( ver fig. 6 )
30
3.9
VENTAJAS E INCONVENIENTES DE SHKRINKAGE
VENTAJAS
Las ventajas de este método son fundamentalmente las
siguientes :
1. Una parte importante del mineral arrancado se extrae por
gravedad, 100% en el caso que el esponjamiento se
extraiga tambiém por gravedad y 60% si su extracción se
efectúa por buitras artificiales, eso permite disminuir de
manera notable los gastos de marina y aumentar los
rendimientos de la explotación.
2. Este método permite sostener provisoriamente las paredes
laterales del caserón con el mismo material arrancado.
Además, el obrero puede controlar el techo del caserón.
3. En ciertos casos disponer de una reserva de mineral
arrancado que puede extraer de la mina rápidamente y con
un alto rendimiento.
DESVENTAJAS
Las
desventajas
de
este
método
de
explotación
son
fundamentalmente las siguientes :
1. Seguridad, en ciertos casos este método puede ser
peligroso debido a la formación de bóvedas durante la
evacuación por gravedad del esponjamiento, puesto que los
obreros confinados en la horizontalidad del piso del mineral
arrancado, pueden empezar a trabajar y ser repentinamente
chupados por el derrumbe de estas bóvedas. También se
pueden formar bóvedas durante el período de vaciado del
31
caserón que, al derrumbarse, pueden dañar el techo de la
galería base en el caso que tenga techo artificial.
2. Dilución de la ley, el Shkinkage implica, por lo general, una
dilución de la ley debido a que durante la fase de vaciado
del caserón se mezclan corrientemente zonas de estériles
que se derrumban de las paredes. Es frecuente que al final
de la fase de vaciado sea necesario desechar capas de
mineral de ley demasiado baja disminuyendo aún más la
recuperación del yacimiento.
3. La recuperación del yacimiento no es muy buena por varias
razones:

Este método no se adapta bien a la explotación de aquellas
zonas mineralizadas secundarias que se forma alrededor de
la mineralización principal.

La recuperación de los pilares es muy difícil y hemos visto
que estos pilares son indispensables. Salvo en casos
excepcionales, la recuperación de un yacimiento de
bastante importancia es del orden del 70 a 80 % con este
método de explotación.

Algunas especies de minerales se oxidan muy fácilmente
provocando dificultades relacionadas con la recuperación
en planta. Conocemos varios casos donde se puede
apreciar una pérdida de recuperación de un 5% por solo
hecho de que los sulfuros metálicos se han oxidado.
4. La posibilidad de producción instantánea es baja en la
primera fase, debido a que se extrae solamente el 40% del
mineral arrancado. Claro que una vez finalizado el
arranque de un caserón, es posible la creación de un ciclo
de producción más regular, compensado de este modo la
32
baja producción de un caserón en la fase de arranque con
cada uno en la fase de vaciado.
5. La acumulación de mineral arrancado en los caserones
durante la primera fase y antes de alcanzar un ciclo regular
de producción, obliga a una inversión adicional necesaria
para el arranque del 60% del mineral restante de esos
caserones.
6. Por último, es bastante engorroso controlar los costos y los
rendimientos de este método de explotación, debido a la
influencia del mineral acumulado.
3.10 FORMAS DE DISMINUIR LAS DESVENTAJAS RELATIVAS A
ESTE METODO DE EXPLOTACION
Es posible la eliminación parcial de estas desventajas, adoptando las
siguientes medidas:
1. Aumento de la velocidad de explotación. Para ello, la solución
consiste en trabajar con caserones más reducidos, aumentando
también los lugares de perforación. Efectivamente, si es posible
explotar de manera más rápida, se eliminan automáticamente
algunas de las desventajas, como son:

La oxidación del sulfuro será intensa y las paredes dispondrán
de menos tiempo en deformarse.

La fase de vaciado se puede comenzar antes y, por lo tanto,
los intereses del capital que representa este mineral
acumulado, se aplican a un período más corto.
2. Disponer de mayores medidas de seguridad. En lo que a
seguridad sé refiere como en:
33

Sostenimiento de las paredes. Se debe suponer de
antemano, que las cajas van a empujar el mineral arrancado y
que, por lo general, se van a derrumbar parcialmente durante
el período de vaciado.

Formación de bóvedas. El otro factor importante en relación
con la seguridad, es el que se refiere a la formación de
bóvedas
en
el
mineral
arrancado.
La
dificultad
de
escurrimiento de la saca proveniente de la escasa diferencia
entre el tamaño de los bolones y la reducida dimensión del
caserón.
FIg. Nº 05 Un Caserón (Tajeo)
34
Fig. Nº 6 (Varios Caserones)
35
RESUMEN DEL MÉTODO
1. Geometría del
Yacimiento
Aceptable
Optimo
Forma
Cualquiera
Tabular
Potencia
Cualquiera
>3m
>30°
>60°1
Tamaño
Cualquiera
Cualquiera
Regularidad
Cualquiera
Irregular
2. Aspectos Geotécnico
Aceptable
Optimo
Resistencia (Techo)
>30 MPa
>50 MPa
Resistencia (Mena)
s/profundidad
>50 MPa
Fracturación (Techo)
Alta-media
Media-Baja
Fracturación (Mena)
Media-Baja
Baja
Cualquiera
<1000 m
Elastico
Elastico
3. Aspectos Económicos
Aceptable
Optimo
Valor Unitario de la Mena
Media-Alto
Alto
Productividad y ritmo de
explotación
Media-Baja
NA
Buzamiento
Campo Tensional
(Profundidad)
Comportamiento
Deformacional
In-situ
Tenso-
36
CAPITULO III
MATERIAL DE ESTUDIO
3.1 AMBITO DE ESTUDIO:
Compañía Minera Arirahua S.A MINARSA
3.2 UNIDAD DE ESTUDIO
Veta Carmen
3.2.1
UBICACIÓN
El yacimiento de Arirahua se encuentra ubicado en el paraje de
Arirahua, distrito de Yanaquihua, provincia de Condesuyos,
departamento de Arequipa. Geográficamente se encuentra
localizado en la cabecera de la quebrada Huichucuy, dentro del
macizo occidental de la cordillera de los Andes, flanco oeste, a
una altitud de 3,735 m.s.n.m.
Las Coordenadas geográficas de Arirahua son:
37
72º 56’ 15”
Longitud Oeste
15º 39’ 50”
Latitud Sur
Las Coordenadas UTM de Arirahua son:
3.2.2
8 267,322
Norte
720,958
Este
ACCESIBILIDAD
El distrito minero es accesible desde la ciudad de Arequipa por
una carretera asfaltada y afirmada, cubriéndose desde Arequipa
275 Km. En los tramos siguientes:
CUADRO 1: Accesibilidad a la U.E.A Barreno
Descripción
Arequipa al desvío de Camaná
Desvío
de
Chuquibamba
Camaná
92 Km.
carretera asfaltada
– 118 Km.
Chuquibamba – desvío Cotahuasi
Desvío
Salamanca
Condición
Distancia
carretera
afirmada
asfaltada
35 Km.
carretera afirmada
Cotahuasi–desvío 15 Km.
carretera afirmada
Desvío Salamanca – Arirahua
15 Km.
Total Arequipa – Arirahua
275 Km.
Haciendo
un
tiempo
de
aproximadamente 7 horas.
38
y
trocha carrozable
viaje
de
Arequipa-Arirahua;
Plano Nº 01: Ubicación de la U.E.A. Barreno “MINARSA”
39
3.2.3
TOPOGRAFÍA Y CLIMA.
El relieve es bastante accidentado con geoformas positivas
representando por cerros empinados como el Orpojonte y el
Torrepampa, las geoformas negativas están representadas por
una serie de quebradas juveniles que discurren con dirección al
Sur – Oeste cortando las diferentes unidades litológicas que
constituyen los tributarios del río Ocoña.
El drenaje es a través del conjunto de quebradas que disectan la
zona descienden en forma abrupta y encañonada a la cuenca del
valle Rió Ocoña. Estas quebradas son secas, las que en épocas
de lluvias eventuales provocan avenidas torrenciales.
El clima se presenta dos periodos bien definidos: verano, cuya
duración es de Diciembre a Marzo con presencia de neblina y
precipitaciones fluviales, y el invierno que dura los meses de
Mayo a Agosto donde el frió es intenso., con fuertes vientos y sin
presencia de lluvias.
Condiciones ambientales:
3.2.4

Temperatura Máxima Verano: 16.7 ºC

T. Promedio verano: 11.4 ºC

Temperatura Máxima Invierno: 13.3 ºC

T. Promedio invierno: 10.1 ºC
FLORA Y FAUNA.
En cuanto a la vegetación de la zona es muy escasa debido al
clima de la región, no existen plantas de gran tamaño. La
vegetación que predomina es la yareta, ichu.
40
La fauna esta representada por los camélidos comunes de esta
parte de la sierra como son llamas, alpacas, viscachas, guanacos
y aves silvestres.
ORGANIGRAMA DE LA COMPAÑÍA MINERA “MINARSA”
3.2.5
U.E.A BARRENO
GERENTE GENERAL
GERENTE DE OPERACIONES
SECRETARIA
Jefe Dpto. Seguridad y
Medio Ambiente
Jefe Dpto. Geología
SUPERINTENDENTE
DEPARTAMENTO MINA
Jefe Dpto. Mantenimiento
Mecánico Eléctrico
JEFE DE GUARDIA
Asistente
Seguridad
Turno Dia
Turno Noche
Jefe Dpto. de Planta
Concentradora
Residentes de Empresas
Especializadas
Servicio Social
Secretaria
Jefe Dpto. Médico
Jefe de Guardia
Turno Día
Jefe de Guardia
Turno Noche
Capataz
Capataz
Bodeguero
Bodeguero
Obreros
Obreros
41
3.2.6 RECURSOS ENERGETICOS
La fuente de energía Eléctrica para la unidad Minera es suministrada por
grupos electrógenos que detallamos a continuación.
Grupos Electrógenos
-
Potencia KW
Energía KWH
No 1 3406
100
7135
No 2 3408
160
32733
No 3 3412
320
183269
No 4 3412
320
54043
No 5 3412
-
-
No 6 3412
300
188004
No 7 3412
330
178419
TOTAL
1530
643603
CONSUMO
PROMEDIO
DE
COMBUSTIBLE
DIESEL
POR
GRUPOS ELECTRÓGENOS
46500 galones / mes
-
CONSUMO PROMEDIO DE COMBUSTIBLE NETO
52179 galones / mes.
-
CONSUMO PROMEDIO MES DE ENERGÍA POR AREAS
> Planta Concentradora
381045
> Mina
231814
> Iluminación y Taller de Mantenimiento
15000
> Perdidas
15744
----------
Total
-
643603
Consumo promedio anual de energía total (Kwh) por TMS. es de
70.31 KWH/TMS.
42
3.2.7
GEOLOGÍA LOCAL Y REGIONAL
Las características físico – químicas del yacimiento de Arirahua,
permiten clasificarlo como un depósito hidrotermal de metales
preciosos.
3.2.7.1 GEOLOGÍA REGIONAL:
De acuerdo a los estudios realizados por el INGEMMET, se
reporta
la
presencia
de
rocas
metamórficas,
ígneas
y
sedimentarias cuyas edades van desde el precámbrico hasta el
cuaternario reciente. En la mina y alrededores afloran unidades
litológicas claramente definidos como son:
Deposito
Cuaternario
Reciente.-
Constituidas
por
las
manifestaciones eruptivas recientes del Volcán Coropuna, las
cuales se encuentran rellenando los valles modernos y cubriendo
los depósitos morrénicos originados por la glaciación del
Pleistoceno Superior, infrayacen a depósitos clásticos recientes
originados por la meteorización y erosión actual, estos cubren las
planicies y laderas.
Rocas Volcánicas del Terciario Superior y Cuaternario
Antiguo.
En esta unidad se incluyen al volcánico Huaylillay y al grupo
Barroso:
a) Volcánico Huaylillay.- Litológicamente esta constituido por
tobas y brechas tobáceas, principalmente de composición
dacítica a riolítica de coloración de blanco a blanco rosado
debido a la alteración como consecuencia de la meteorización,
microscópicamente
se
laminillas de biotita.
43
observan
feldespatos,
cuarzo
y
b) Grupo Barroso. - Es un conjunto de rocas volcánicas de
amplia
distribución
en
el
sur
de
país,
constituidos
principalmente por Andesitas, traquitas y traquiandesitas, sus
afloramientos están restringidos a la zona del altiplano sobre
altitudes mayores a 4,000 m.s.n.m. Yacen en discordancia al
volcánico Senca.
c) Rocas intrusivas del Cretáceo Superior.- En esta unidad se
agrupa al Batolito de la Costa; en esta región esta representada
por las Súper unidades Tiabaya e Incahuasi.
d) Rocas Hipabisales del Cretáceo Medio a Superior.- Esta
representada por las rocas Sub volcánicas del Complejo Bella
Unión de composición Andesitita a dacítica, predominando la
Andesita porfirítica con fenocristales de horblenda en una matriz
afanítica de tonalidad verdosa.
3.2.7.2 GEOLOGÍA LOCAL:
La geología local se define en base a los afloramientos o unidades
lito- estratigráficas reconocidas como son:
COMPLEJO BELLA UNIÓN.- Es la roca predominantemente en el
área y esta constituida por andesitas, equivalente volcánico de la
diorita, que corresponde a un conjunto hipabisal del mismo nombre
de edad Cretáceo Inferior. Localmente esta roca es la receptora de
los filones o vetas.
FORMACIÓN HUAYLILLAS.- Se encuentra sobre yaciendo a las
rocas gris verdosas del complejo Bella Unión, esta conformado por
piroclastos, tobas dacíticas y rilolíticas de color grisáceo a blanco
amarillento.
GRUPO BARROSO.- Se encuentra sobre yaciendo al volcánico
Huaylillas, litológicamente esta constituido por capas estratiformes
44
de 5 m. de espesor que han seguido la pendiente del terreno, son de
composición andesítica, traquiandesítica y dacítica de textura
porfirítica con abundantes cristales de feldespatos.
DEPÓSITOS ALUVIALES.- Coluviales del cuaternario reciente, se
ubican en laderas y pequeñas terrazas, son de composición
heterogénea, desde materiales finos, gravas, arenas, hasta bloques.
45
Plano Nº 2: Geología del Yacimiento Minero de Arirahua
Vachanguillo
Cullmay
Chanchallay Vi lcane
Fusia
Llavisca
1800
Q-al
Ks-to/gd-ti
C erro Pagramocco
2000
Ks-to/gd-ti
C erro Cuchilla
Santa C atalina
Atuta
Cerro Cullmay Pata
2200
MINAS ARIRAHUA S.A.
Arequipa - Condesuyos - Yanaquihua
Q-al
Pillihuaicha
Ce rro Buena Vista
PLANO GEOLOGICO REGIONAL
2400
Ks-to/gd-ti
Collpa Chimpa
Q-al
2600
Supervisión:
Ing. Socrates Núñez L
C erro Llañu llaño
2800
Cerro Auñay
TQp-ba1
3000
Fecha:
Agosto 2005
TQp-ba1
Chilpacay (ruinas)
Cerro Cuchilla
Collpa Chimpa
Q-al
LEYENDA
Ocsojo
PE-gn
Cha ucalla
Vilcate
Q-al
Llaico
Ks-to/gd-ti
Purun Chaucaya (ruinas)
TQp-ba1
Salviani
PE-mt TQp-ba1
PE-gn
Cerro Buena Vista
Purun Chaucaya (ruinas)
Depósitos Aluviales
Ts-se
3800
Grupo Barroso inferior
Formación Sencca
Cerro Ahuiñay Calvario Minas
Tm-hu
Q-al
PE-gn
Cerro Ahuiñay Falda
Formación Huaylillas
Ks-gd-ti
Superunidad Tiabaya
Ks-bu
Complejo Bella Unión
PE-mt
Hacienda Lamapampa
Tm-hu
Ks-bu
Quebrada Uchocoyoj
Ts-se
Q-al
Cerro Chaqueloma JIM ENA
Ts-se
PE-mt
Complejo Basal - Metasedimentos
PE-gn
Complejo Basal - Gneis
Cerro Orpojonte
5
Arirahua
Cerro Pecoy
Huaja ncho
SIMBOLOGIA
2800
Ks-to/gd-ti
Ks-to/gd-ti
Minas Arirahua
Quebrada San Cristobal
Ts-se
Falla inferida
Tm-hu
Camino de herradura
Cerro Torrepampa
Tembladeras
PE-gn
3200
Cerro Ahuiñay Chico
Ks-gd/to-in
Chilcane
Cerro Chaqueloma
Cerro Encanto
TQp-ba1
Ks-bu
Cerro Calahuaito
Sango
Cerro Pinsuntainayocc
Hacienda Asillo
Cerro Pecoy Chico
Lomada de Pecoy
Chilliguay
Q-al
Ks-gd/to-in
Ts-se
46
Cerro Puc a Puca
Ks-gd/to-inHacienda Asillo
Hacienda Ocoruro
C° M arcamata Vado
Ruinas antiguas
Hacienda Cocatipra
Nº:
2
3.2.7.3
GEOLOGÍA ESTRUCTURAL:
Según el cuadrángulo de Chuquibamba, las estructuras guardan
estrecha relación con los movimientos tectónicos del ciclo andino.
Regionalmente se han reconocido dos grandes fallas: la de
Pampacolca
que
tiene
un
desplazamiento
vertical
bastante
considerable y la falla de Acospampa que se observa dentro de los
volcánicos Terciarios, ambas fallas presentan un rumbo N 45º W. En
un stock de andesita hipabisal se encuentran las siguientes
estructuras:
-
Diques ácidos de rumbo E – W.
-
Vetas de rumbos E – W, con buzamientos de 70º a 80º S.
-
Fallas que desplazan a las vetas, de rumbo N – S, con
buzamientos de 30º a 60º E.
-
Vetas N – S muy echadas hacia el Este
-
Pequeños cuerpos mineralizados tipos Stock Work.
Localmente las estructuras mineralizadas que se presentan se
pueden agrupar en dos sistemas importantes, las de rumbo E – W y
N 45º E con un buzamiento mayor de 75 º S y 75º SE.
Respectivamente, siendo la primera de carácter tensional y la
segunda de cizalla. Dentro de este sistema de vetas se encuentran
dos sectores de vetas; uno en el lado Oeste, donde se conocen las
vetas María y Elena; y otro sector en el lado Este, el mas amplio, en
un área de 600 x 800 m. aquí se encuentra un grupo de 7 vetas
paralelas que, de Norte a Sur tienen los siguientes nombres:
Veta Santa Bárbara
-
Veta Barbarita
-
Veta Promesa
-
Veta Intermedia
-
Veta Superior
-
Veta Rica
-
Veta Natividad
47
AÑOS
ESPESOR
DURACION
UNIDAD
SERIE
RECIENTES
DEPOSITOS
Depósitos fluvioglaciares; Conglomerados dentro de una matriz
areno-tobácea, medianamente compactados, los clastos sub-ángulosos están
constituidos predominantemente por rocas volcánicas, ceniza volcánica, depositos
aluviales, coluviales, eluviales y fluviales; Arenas y gravas.
GRUPO BARROSO
DISCORDANCIA
Lavas volcánicas con intercalaciones de cenizas y tobas; son de composición
andesítica, traquiandesítica y dacítica con textura porfiritica, y abundantes
fenocristales de feldespatos, hornblenda, biotita, vidrio volcánico.
VOLCANICO SENCCA
SUPERFICIE CAPILLUNE
Rocas piroclásticas constituido litologicamente por tobas de composición dacitica
y riodacitica en menor proporción riolitica.
FORMACION HUAYLILLAS
DISCORDANCIA EROSIONAL
Las rocas que constituyen esta unidad, son esencialmente piroclásticas, TOBAS
Y BRECHAS TOBACEAS, de omposición daciticas y rioliticas de color
grisáceo a blanco amarillento.
TIABAYA
SUPER
Están constituidas por una asociación de diorita, granodiorita, monzonita
y tonalita, intruidas por rocas más jóvenes de carácter volcánico. Dentro
COMPLEJO
UNIDAD
DISCORDANCIA
Esta representado por rocas sub-volcánicas de composición andesítica afaníticas
a dacíticas porfiríticas, predominando mayormente las andesitas porfiríticas con
fenocristales de plagioclasa y hornblenda en una matriz afanítica de color verde.
COMPLEJO BASAL DE LA COSTA
FASE PERUANA
SISTEMA
ERA
Columna Estratigráfica del Yacimiento Minero de Arirahua
Este complejo ígneo metamórfico esta conformado por gneises,
esquistos micáceos, cloríticos y hornblendicos, están cruzados por intrusivos
mas modernos de diorita y granito rojo.
Dentro del Complejo Basal de la Costa encontramos también a los metasedimentos
48
Cuerpos de Brecha.- Se han reconocido dos cuerpos de brecha,
uno llamado Quimbalete y otro llamado Anchota.
Cuerpo Quimbalete.- Se encuentra al NE de la veta Santa Bárbara,
se le observa solo en superficie, no se aprecia mayor cantidad de
óxidos de hierro mas parece un sector de poca y de menor
importancia, tiene aproximadamente 15 x 40 m. de área.
Cuerpo Anchota.- Ha sido reconocido en la superficie y dentro de la
mina en el nivel 3703, es un cuerpo de brecha mineralizada,
rellenada con cuarzo y óxidos de hierro.
3.2.7.3.1
CARACTERÍSTICAS
PRINCIPALES
DE
LAS
ESTRUCTURAS DE VETA
Veta Santa Bárbara.- Se encuentra en la parte mas septentrional
del grupo de vetas de Arirahua, fue trabajada por los españoles y se
conoce algunas canchas antiguas y una labor inclinada en el nivel
3610, las características geológicas de la veta son las siguientes:
Se encuentra en roca andesítica, tiene un afloramiento de 500 m. su
rumbo es N 82º a 65º E, con un buzamiento de 83º S. Su potencia
promedio es de 0.50 m. la textura de la veta consiste en vetillas
angostas ramificadas en roca caolinizada, los minerales en
superficie son; Cuarzo y óxidos de fiero, en la zona de sulfuros
aparece la pirita, calcopirita, la alteración de las cajas es moderada,
las leyes de oro alcanzan hasta 150 g. /TM. En hilos delgados de 12
cm. (Nivel 3570).
Veta Barbarita.- La veta Barbarita se encuentra a 180 m. al Sur de
la veta Santa Bárbara, fue trabajada por los españoles, se conocen
algunas canchas antiguas y una pequeña labor en el nivel 3636, las
características geológicas de la veta son las siguientes: En roca
andesítica se tiene un afloramiento de 350 m. con rumbo E – W y
S 80º E, con un buzamiento de 85º S. Su potencia promedio es de
49
0.40 m. su textura muestra una veta masiva y en algunos lugares
textura escarapelada, los minerales en superficie son; cuarzo
negro, sílice negro y óxidos de hierro, no se aprecian sulfuros, la
alteración de las cajas es caolinización y no es muy extensa, las
leyes de oro conocidas son bajas, alcanzan 4.22 g. Au./TM. Las
canchas antiguas de mineral dieron un promedio de 4.0 g.
Au/TM.(ver Plano No.2)
Veta Promesa.- La veta Promesa se encuentra a 320 m. al Sur de
la veta Santa Bárbara, esta veta ha sido trabajada intensamente por
los españoles y posteriormente, actualmente se encuentra en
trabajo, se han realizado muchas labores hasta la fecha y se han
desarrollado 9 niveles, el nivel más bajo es el 3415, las
características geológicas de la veta son las siguientes: Se
encuentra en roca andesítica, tiene un afloramiento de 400m su
rumbo varia entre N 80º E y S 80º E con un buzamiento de 80º y
85º S. Su potencia promedio es de 0.16 m. es lenticular, la textura
de la veta es masiva estratiforme y escarapelada, algunas veces
esta acompañada de una falla longitudinal, los minerales cerca de la
superficie consisten de cuarzo y hematita, la zona de sulfuros se
tiene calcosina, y en la zona secundaria pirita y calcopirita, también
se conoce marmatita, la alteración de sus cajas consiste en
caolinización amplia, sus cajas son deleznables, las leyes de oro
son variables pero alcanzan hasta 1500 g. Au/TM se ha
determinado que la ley de oro es muy alta donde existen la
Calcosina y en general en los sulfuros, se ha determinado que la ley
es menor donde existe mas cuarzo y calcita, las canchas antiguas
de mineral dieron un promedio de 3.26 g. Au/TM.
Veta Intermedia.- La veta Intermedia se encuentra a 410 m. al Sur
de la veta Santa Bárbara, esta veta fue trabajada por los españoles
desde la superficie, las características geológicas de la veta son las
siguientes: se encuentra en roca andesítica, tiene 250 m. de
50
afloramiento, su rumbo es E–W, y 85º de buzamiento, su potencia
promedio es de 0.05 m. la textura de la veta es masiva, los
minerales en la zona de óxidos son los generales y en la zona de
sulfuros, pirita, calcopirita, Calcosina y marmatita, la alteración de
las cajas es caolinización moderada, las canchas antiguas dieron un
promedio de 3.66 gr. Au/TM.
Veta Superior.- La veta Superior se encuentra a 450 m. al Sur de la
veta Santa Bárbara, esta veta fue trabajada por los españoles
desde la superficie, las características de la veta son: se encuentra
en roca andesítica, tiene 250 m. de afloramiento, su rumbo varía
entre N 86º E y N 70º E, su buzamiento es 85º S, su potencia
promedio es de 0.15 m. la textura de la veta es masiva, los
minerales en la superficie son los generales de la zona, y en la zona
de sulfuros se encuentra cuarzo, pirita y calcopirita, su alteración de
las cajas es caolinización moderada, las leyes de oro alcanzan
hasta 31.58 g. Au/TM, las canchas antiguas de mineral dieron un
promedio de 3.22 g. Au/TM.
Veta Rica.- La veta Rica se encuentra a 530 m. al Sur de la veta
Santa Bárbara es una veta de muy corta exploración, también fue
trabajada por los españoles, las características de la veta son: se
encuentra en roca andesítica, tiene 50 m. de afloramiento, su rumbo
es de N 85º E, su buzamiento es 85º S, su potencia promedio es de
0.05 m. la textura de la veta es masiva, los minerales en la
superficie observados en un cateo muestra una mezcla de óxidos y
sulfuros, cuarzo, calcopirita, su alteración de las cajas es
caolinización escasa, las leyes de oro alcanzan hasta 40.00 g.
Au/TM, las canchas antiguas de mineral dieron un promedio de 3.74
g. Au/TM.
Veta Natividad.- La veta Natividad se encuentra a 600 m. al Sur de
la veta Santa Bárbara, esta estructura fue muy trabajada por los
españoles y actualmente es la veta principal que se encuentra en
51
producción, parece ser la veta más importante del depósito de
Arirahua, se le ha desarrollado 10 niveles, el nivel mas profundo es
el 3365 el cual se trabaja mediante un inclinado de 100 m. Las
características geológicas de la veta son las siguientes: Se
encuentra en roca andesítica, tiene 100 m. de afloramiento, su
rumbo varía entre E – W y S 85º E y su buzamiento es de 85º S, su
potencia promedio es de 0.16 m., la textura de la veta es masiva,
escarapelada y esta acompañada de una falla longitudinal, los
minerales de sulfuros son pirita, Calcosina, calcopirita, cuarzo y
calcita, la alteración de las cajas es muy reducida, sus cajas son
fuertes, las leyes de oro alcanzan hasta 425 g. Au/TM. Las canchas
antiguas de mineral dieron un promedio de 4.21 g. Au/TM.
Veta María.- La veta María se encuentra a 600 m. al Oeste de la
veta Natividad y a 900 m. al Sur Oeste de la veta Santa Bárbara,
esta veta ha sido muy trabajada por los españoles, asimismo se ha
desarrollado y explorado desde el nivel 3703 hasta el nivel 3360, las
características de la veta son: se encuentra en roca andesítica,
tiene 500 m. de afloramiento, su rumbo es E – W, y su buzamiento
es 60º S, su potencia promedio es de 0.06 m. la textura de la veta
es ramificada, tipo Stock Work y con frecuencia vetillas paralelas al
rumbo de la veta, los minerales de la zona son cuarzo lechoso y
óxidos de hierro, la alteración de las cajas es amplia, consiste de
caolinización hasta sericitización ( 2 m. a cada lado de la veta) las
leyes de oro alcanzan hasta 73.00 g. Au/TM., las canchas antiguas
de mineral dieron un promedio de 3.44 g. Au/TM.
Veta Elena.- La veta Elena se encuentra a 100 – 200 m. al Oeste
de la veta María. Existe una hipótesis no demostrada de que esta
veta es una parte fallada de la veta María, esta veta tiene las
mismas
características
de
la
veta
María,
las
principales
características geológicas destacan, su afloramiento es de 250 m.,
52
su potencia promedio esta alrededor de 0.40 m. y las canchas
antiguas dieron 2.54 g. Au/TM.
Cuerpo Anchota.- El cuerpo anchota se encuentra muy cerca de la
veta María, se encuentra a solo 60 m. de aquella veta, fue
explorado con el túnel del nivel 3703, el cual se desarrollo en
minerales de óxido, esta estructura es una brecha de 30 m. de
ancho por 60 m. de largo, los límites del cuerpo son fallas muy
echadas que pone en contacto el cuerpo con la andesita. Los
clastos de la brecha son angulosos y subredondeados, están
fuertemente caolinizados y algunas veces sericitizados, la matriz la
forma cuarzo, óxidos de hierro, y algunas veces turmalina. Los
contenidos de oro en promedio es de 2.20 g. Au/TM.
3.2.7.4 GEOLOGÍA ECONÓMICA:
La morfología del yacimiento es tabular o vetiforme, la cual ha sido
originada por las soluciones mineralizantes que han rellenado las
fracturas de las andesitas porfiríticas del complejo Bella Unión de
edad Cretáceo Superior a Terciario Inferior, su génesis es
hidrotermal vinculados con procesos magmáticos del terciario.
CONTROLES DE MINERALIZACIÓN
CONTROL MINERALÓGICO:
-
Asociación cuarzo pirita y calcopirita
-
Aliteración argílica y silicificación
-
Cuarzo negativo
CONTROL ESTRUCTURAL
-
Controlada por fallas pre minerales
-
Zona de mayor fracturamiento
PARAGÉNESIS Y ZONEAMIENTO
-
Cuarzo
-
Pirita oro
-
Chalcopirita oro
-
Cuarzo, pirita, oro y plata.
53
ZONEAMIENTO.- Primera pulsación mineralógica de depósito sólo
al cuarzo cubriendo ambas paredes de la fractura, posteriormente
viene la segunda etapa o pulsación mineralógica representada por el
ensamble cuarzo pirita, oro con un buen bandeamiento en este
ensamble.
El zoneamiento vertical es:
-
La zona de óxidos
-
La zona de enriquecimiento supérgeno constituidos por: covelita,
bornita, calcosita y la hematita secundaria.
-
La zona de minerales primarios constituidos por: cuarzo, pirita,
calcopirita, esfalerita, galena, tetrahedrita, etc.
La mineralogía de las vetas es bastante simple ya que no hay gran
variedad de minerales:
Minerales de Mena Minerales de Ganga
Oro
Cuarzo
Pirita
Carbonatos(Rodonita)
Calcopirita
Tetraedrita
Esfalerita
Galena
Siendo la Pirita y la Calcopirita los principales portadores de Oro.
Las cajas presentan en forma general una alteración muy reducida,
consistiendo de caolinización y raras veces de sericitización.
54
3.2.7.4.1 RESERVAS
TMS
NUEVAS RTESERVAS CUBICADAS ACUMULADAS A MARZO 2005
Au/GR.TM
66345.50
9.55
RESERVAS DISPONIBLES
TMS
RESERVAS DISPONIBLES AL 30 04 05
RESERVAS PROBADAS PROBABLES INACCESIBLES
Au/GR.TM
52,221.62
42,479.00
TOTAL
94,700.62
10.91
11.86
11.34
RESUMEN DE RESERVAS POTENCIALES
TMS
Au/GR.TM
RESERVAS MARGINALES PRPOBADAS – PROBABLES ACCESIBLES
23,816.00
RESERVAS SUBMARGINALES PROBADAS – PROBABLES ACCESIBLES
49,500.00
RESERVAS INFORMATIVAS PROBADAS – PROBABLES ACCES. + INAC.
35,800.00
TOTAL
109,116.00
6.37
EN EL MES DE MARZO SE CUBICO
PRODUCCION DEL MES DE RESERVAS CUBICADAS
BALANCE
10,447.50
8,021.04
2,426.46 TM
RATIO DE CUBICACION
15 TM/Metro
AVANCE MENSUAL
PROMEDIO EXPLORACION Y DESARROL METROS LINEALES
650
DE LA LEY
CUBICACION AL 31-12-04
PRODUCCION ENE-MAR/05
10.56
10.43
DEL ANCHO DE MINADO
CUBICACION AL 31-12-04
PRODUCCIONN ENE – MAR/05
SOBREDERRIBO
Au-gr/Tm
Au-gr/Tm
0.40
0.45
12%
VALOR MINIMO: (CUT-OFF)
Mineral Económico:
Tipos de Cut Off:
55
mt
mt
6.55
4.83
8.33
7.50
0.69
Se toman en cuenta dos tipos de Cut Off, el Cut Off Operativo y el
Cut Off Empresarial.
El Cut Off Operativo, paga todos los costos directos de operación,
Este Cut Off, sirve para evaluar cada block in situ, en la mina.
Cut Off Operativo = 59.56 $/TM. Equivale a 7.99 gr.Au/TM.
Cut Off Empresarial, es el que paga todos los costos de la
Empresa, directos e indirectos. Constituye el Cut Off principal. Sirve
parta determinar la ley mínima que debe salir de una operación, es
decir de la planta de tratamiento.
3.2.7.5 GEOMECÁNICA
La clasificación geomecánica usada en la COMPAÑÍA MINERA
MINARSA se basa en el índice RMR “Rock Mass Rating”, que da
una estimación de la calidad del macizo rocoso, teniendo en cuenta
los siguientes parametros:
 Resistencia Compresiva de la roca.
 Índice de la Calidad de la Roca - R.Q.D.
 Espaciamiento de Juntas.
 Condición de Juntas.
 Presencia de Agua.
 Corrección por orientación.
Estos
parametros
se
cuantifican
mediante
una
serie
de
observaciones definiéndose valores para dichos parámetros cuya
suma, en cada caso nos da valoracion del RMR que varia entre 0 –
100.
Los objetivos de esta clasificación son:
 Determinar y/o Estimar la calidad del macizo rocoso.
56
 Dividir el macizo rocoso en grupos de conducta análoga.
 Proporcionar
una
buena
base
de
entendimiento
de
las
características del macizo rocoso.
 Facilitar la planificación y el diseño de estructuras en roca,
proporcionando datos cuantitativos necesarios para la solución
real de los problemas de ingeniería.
En resumen en el yacimiento minero de arirahua la roca encajonante
es
de
origen
volcánico
Andesita
(porfírica
–
afanítica)
moderadamente propilítizada, la alteración principal es cuarzo,
sericita y secundariamente argílica. Estructuralmente las vetas se
caracterizan por la presencia de diaclasas, fracturas, sistemas de
fallas longitudinales y transversales, respecto a la estructura
mineralizada.
La roca presenta fracturamientos y alteraciones que influyen en su
comportamiento geomecánico.
Ejemplo: Una alteración argílica hace que la roca reduzca sus
propiedades geomecánicas (roca suave), una roca silicificada
(aporte
del
cuarzo
coloidal)
incrementa
sus
propiedades
geomecánicas, siendo de mayor dureza.
3.2.7.5.1 MAPEO GEOMECÁNICO:
Consiste en la evaluación de las condiciones en que se encuentra el
macizo rocoso, que nos permite caracterizar la calidad de la masa
rocosa del área en estudio, utilizando la clasificación geomecánica de
BIENIAWNSKI (RMR).
El mapeo es a cada metro observándose (el numero de
discontinuidades, dirección, buzamiento, espaciamiento, tipo de
relleno, espesor de relleno, condiciones de juntas, presencia de
agua, R.Q.D.).
57
Se ha realizado el mapeo geomecánico respectivo en algunas
labores de la mina por el método del golpe del martillo; además
debemos indicar que dicho mapeo se realizó a partir del inclinado
160 en el Nivel 3125 debido a los problemas que se presentaron en
el macizo rocoso en dicha zona.
Para realizar el mapeo geomecánico se utilizo la siguiente tabla:
58
Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa
Minas
Escuela Profesional de Ingeniería De
CUADRO Nº 2: Formato de tabla para el Mapeo Geomecánico
DATOSDEMAPEOGEOMECANICO
D E P A R T A M E N T O D E G E O LO G I A
LU GA R :
POR :
LA B OR :
FEC HA :
COMP ANIAMIERAMINARS A
M IN A R S A
Nº
OR IEN TA C ION D E LA C A R A
ESTA C ION
U M B O, A ZIM U T, D IR B U Z
TR A M O
B U ZA M IEN TO
D ESD E
V A LOR A C ION D EL M A C IZO R OC OSO (R .M .R .)
HA STA
PA R A M ETR O
TIPO D E R OC A
A
%
TIPO
B
%
C
OR IEN TA C ION
%
D ISC . / ml.
R ELLEN O
ESTR U C . U M B O, A ZIM U T, D IR B U ZA M IEN TO
R A N GO D E V A LOR ES
V A LOR A C ION
FR EC . FR A C TU R A
ESPA C IA M IEN TO TIPO
ESPESOR
V A LOR ESTIM A D O
>2 50
(15)
10 0 -2 50
(12 )
50 -10 0
(7)
2 5-50
(4 )
R QD %
R . C OM PR E. U N IA X IA L (M p a)
9 0 -10 0
(2 0 )
75-9 0
(17)
50 -75
(13 )
2 5-50
(8 )
<2 5
ESPA C IA M IEN TO (m)
>2
(2 0 )
0 ,6 -2
(15)
0 .2 -0 .6
(10 )
0 .0 6 -0 .2
(8 )
< 0 .0 6
(5) 3
(4 )
3 -10 m
(2 )
10 -2 0 m
(1)
> 20 m
(0 ) 4 A
(0 ) 4 B
C OM EN TA R IOS
PER SISTEN C IA
<1m lo ng .
(6 )
1-3 m Lo ng .
(6 )
<2 5(2 ) <5(1) <1(0 ) 1
(3 ) 2
C ON D IC ION
A PER TU R A
C errad a
<0 .1mm ap ert . (5)
0 .1-1.0 mm
(4 )
1 - 5 mm
(1)
> 5 mm
DE
R U GOSID A D
M uy rug o sa (6 )
R ug o sa
(5)
Lig .rug o sa
(3 )
Lisa
(1)
Esp ejo d e f alla (0 ) 4 C
R ELLEN O
Limp ia
(6 )
D uro < 5mm
(4 )
D uro > 5mm
(2 )
Suave < 5 mm (1)
Suave > 5 mm
Sana
(6 )
Lig . Int emp e.
(5)
M o d .Int emp e.
(3 )
M uy Int emp e. (2 )
D esco mp uest a (0 ) 4 E
Seco
(15)
Humed o
M o jad o
(7)
Go t eo
Flujo
JU N TA S
IN TEM PER IZA .
A GU A SU B TER R A N EA
(10 )
(4 )
(0 )
4D
(0 ) 5
V A LOR TOTA L R M R (Suma d e valo ració n 1 a 5 ) =
C LA SE D E M A C IZO R OC OSO
RMR
D ESC R IPC ION
GR A D O
R1
IN D IC E D E R ESISTEN C IA S
R A N GO R ESIS.
ID EN TIFIC A C ION D E C A M PO
C OM P. M p a
80-61
6 0 - 41
I M U Y B U EN A
II B U EN A
III R EGU LA R
40-21
IV
20-0
M A LA
V M U Y M A LA
A B R EV IA C ION D E TIPO D E R OC A
D eleznab le co n g o lp es f irmes co n la p unt a d e mart illo d e g eó lo g o se
d esco ncha co n una cuchilla
R2
10 0 - 8 1
1,0 - 5,0
Mi
M IN ER A L
Cz
C A LIZA
Vo
V OLC A N IC O
Se d esco ncha co n d if icult ad co n cuchilla. M arcas p o co p ro f und as en
la ro ca co n g o lp e f irme d el mart illo (d e p unt a)
R3
5-25
N o se raya ni d esco ncha co n cuchillo . La muest ra se ro mp e co n g o lp e
f irme d el mart illo
2 5 - 50
R4
La muest ra se ro mp e co n mas d e un g o lp e d el mart illo
50 - 10 0
R5
Se req uiere vario s g o lp es d e mart illo p ara ro mp er la muest ra
R6
So lo se ro mp e esq uirlas d e la muest ra co n el mart illo
GR A D O
I SA N A
10 0 - 2 50
A B R EV IA TU R A S D E TIPOS D E ESTR U C TU R A S
> 2 50
D
SISTEM A D E D IA C LA SA
Fn
SISTEM A D E FA LLA S
C
C ON TA C TO
IN D IC E D E IN TEM PER IZA C ION
E
ESTR A TOS
D ESC R IPC ION
MF
M IC R O FA LLA
Ni ngún si gno de i nt em per i sm o en el m at er i al r oc oso. Qui z ás l i g. De c ol or ac i ón
sobr e super f i c i es de di sc ont i nui dades pr i nc i pal es
II LIGER O
III M OD ER A D A
IV M U Y IN TEM .
V D ESC OM PU .
La dec ol or ac i ón i ndi c a i nt em p. del m at er i al r oc oso y super f . de di sc . El m at er i al
r oc oso dec ol or i do ex t r em adam ent e es m ás débi l que en su c ondi c i ón sana.
A B R EV IA . ESPA C IA M IEN TO
M enos de l a m i t ad del m at . r oc oso est a desc om pt o y / o desi nt egr ado a un suel o l a
1
>2m
A B R EV IA TU R A S D E TIPOS D E R ELLEN O
Ox
OX ID OS
Mi
M IN ER A L
r oc a sana o dec ol or ada se pr esent a c om o un m ar c o c ont i nuo o c om o núc l eo r oc oso.
2
0 .6 - 2 m
Sul
SU LFA TO
Py
PIR ITA
M as de l a m i t ad del m at . r oc oso est a desc om pt o y / o desi nt egr ado a un suel o. La
3
0 .2 - 0 .6 m
Pnz
PA N IZO
C al
C A LC ITA
r oc a sana o dec ol or ada se pr esent a c om o un m ar c o di sc ont c om o núc l eo r oc oso.
4
0 .0 6 - 0 .2 m
A rc
A R C ILLA
Todo el m at er i al r oc oso est a desc om pst o y / o desi nt egr ado a suel o. La est r uc t ur a
5
< 0 .0 6 m
Bx
B R EC HA
Ser
SER IC ITA
or i gi nal de l a m asa r oc osa aun se c onser v a i nt ac t a.
-- 59 --
C OM EN TA R IOS A D IC ION A LES
3.2.7.5.2
MAPEO GEOMECÁNICO A PARTIR DEL INCLINADO
PIQUE CARLOS 3125 – 3420 CORRELACIONABLE CON LA
VETA CARMEN

Análisis del inclinado pique Carlos nivel 3125.
Distancia: 1.20 m
Fracturas por metro lineal (Fxs/m): 19
Espaciamiento medio de las discontinuidades (mm): 25-9-10-12-107-7-28-15-22.
Persistencia (m): >3
Espaciamiento de las fracturas: 7-10 cm.
Apertura: 1mm
Relleno: Panizo
Agua Subterránea: Mojada, Húmeda.
Mpa (grado de resistencia de la roca a los golpes de la Picsa): El
grado de resistencia 1 a 3 golpes es de 100-250 y la
resistencia es R5 por lo tanto 12mpa.
Rumbo Fx: N70º.
Buzamiento Fx: 27º
ROCA: FUERTEMENTE FRACTURADA.

Tope: menos 5 metros.
Numero de familias: 3
Fracturas por metro lineal (Fxs/m): 9 a 10
Espaciamiento medio de las Disct. (mm): 25-15-50-35-25-40 =
400mm.
Persistencia (m): >2
Espaciamiento de las fracturas: 10 cm.
Apertura: 4mm
Relleno: 1
Rugosidad: 5
Intemperismo: 5
Agua: 4.
Mpa (grado de resistencia de la roca a los golpes de la Picsa): El
grado de resistencia 1 a 3 golpes es de 100-250 y la
resistencia es R5 por lo tanto 12mpa.
R.Q.D: 17.
Total 60
RMR = 41-60
Tipo: III regular.

Tope menos 10 metros.
Numero de familias: 4
Fracturas: 26 fracturas en bloques formando cuñas.
Espaciamiento medio de las Disct. (mm): 25-31-15-30-25-55 =
280mm.
Persistencia (m): 2-3 a 10
Espaciamiento de las fracturas: 10 cm.
Apertura: 4mm
Relleno: 1-5 mm
Rugosidad: 5
Intemperismo: 5 ligeramente intemperizado.
Agua: 15 seco.
Mpa (grado de resistencia de la roca a los golpes de la Picsa): El
grado de resistencia 1 a 3 golpes es de 100-250 y la
resistencia es R5 por lo tanto 12mpa.
Total 63
RMR = 41-60
Tipo: III regular.

Tope menos 15 metros.
Numero de familias: 4
Fracturas por metro lineal (Fxs/m): 5-6
Espaciamiento medio de las Disct. (mm): 25-15-40-15-30 = 125mm.
Persistencia (m): 2
Espaciamiento de las fracturas: 10 cm.
Apertura: 1mm
Relleno: 6 (sin relleno limpio)
Rugosidad: 5
Intemperismo: 5
Agua: 7.
Mpa (grado de resistencia de la roca a los golpes de la Picsa): El
grado de resistencia 1 a 3 golpes es de 100-250 y la
resistencia es R5 por lo tanto 12mpa.
R.Q.D: 17 en bloques grandes formando cuñas con Fxs N50ºE.
Total 55
RMR = 41-60
Tipo: III regular.

Tope menos 20 metros.
Numero de familias: 4
Fracturas: 48
Espaciamiento medio de las Disct. (mm): 10-20-20-50-35-25-15-4030 = 270mm.
Persistencia (m): 2
Apertura: 2mm
Relleno: 1
Rugosidad: 5
Intemperismo: 5
Agua: 4 gotera.
Mpa (grado de resistencia de la roca a los golpes de la Picsa): El
grado de resistencia 1 a 3 golpes es de 100-250 y la
resistencia es R5 por lo tanto 12mpa.
R.Q.D: 17.
Total 47
RMR = 41-60
Tipo: III regular.

Tope/Cx + 25-30 metros (caja norte).
Rumbo: S85ºW.
Buzamiento: 77ºNE.
Rumbo de la fractura: N55ºE.
Buzamiento de la fractura: 66NE
Espaciamiento medio de las Disct. (mm): 30-60-25 mm.
Persistencia (m): 4
Apertura: 1mm
Relleno: suave <5mm = 1
Rugosidad: 5 ligero
Intemperismo: 5
Agua: 15.
Mpa (grado de resistencia de la roca a los golpes de la Picsa): El
grado de resistencia 1 a 3 golpes es de 100-250 y la
resistencia es R5 por lo tanto 12mpa.
R.Q.D: 13.
Total 56
RMR = 41-60
Tipo: III regular.

Tope/Cx + 25-30 metros (caja sur).
Falla en el techo: tope crucero + 25m.
Rumbo de la falla: N65ºW.
Buzamiento de la falla: 56ºNE.
RMR: MF/P.
Tipo: Mala.
CUADRO Nº 3
Estimación en el Terreno de la Resistencia a la Comprensión
(Analisis del Pique Carlos Nivel 3125)
Resistencia a
la
Comprensión
Uniaxial
(Mpa.)
Clases
Termino
Estimación de Resistencia al
Terreno
R6
Extremadamente
Dura
El espécimen de roca solo se
rompe bajo repetidos golpes
firmes de martillo, sonido
metálico
>250
Muy Dura
Requiere algunos golpes firmes
de martillo geológico para
romper un espécimen de roca
intacta.
100-250
R5
R4
R3
Dura
Moderamente
Dura
Con la muestra sostenida en
la mano este se rompe bajo un
simple golpe de martillo.
Abolladuras superficiales
firmes golpes de martillo
50-100
(500-1000)
Kg./cm2
con
25-50
(250-500)
Kg./cm2
R2
R1
R0
Blanda
Muy Blanda
Extremadamente
Blanda
Solo cortes superficiales
rayadura con cortaplumas.
o
5-25
Se fragmenta con un simple
golpe de la punta del martillo,
puede
ser
cortada
con
cortaplumas.
1-5
Puede ser marcada con la uña
del dedo pulgar
0.25-1
CUADRO Nº 4
Mapeo Geomecánico en el Nivel 3200:
CARACTERISTICAS
GL. 210E
GL.210W
GL.205E
N 90º E
N 82º E
S 77º E
78 ºN
50 ºN
84 ºN
Tipo de Estructura
Discont.
Discont.
Discont.
Rumbo
N 55º W
N 60º W
N 60º E
82 ºN
53 ºNE
57º NE
350mm
300mm
33mm
<1
<1
<2
Tipo de Relleno
Panizo
Panizo
Panizo
Resultados (RMR)
41-60
41-60
41-60
Regular
Regular
Regular
Orientacion de la Cara:
Rumbo
Buzamiento
Buzamiento
Espaciamiento (mm)
Relleno (mm)
Clasificacion de la Roca
Veta Carmen.-
Posee una potencia promedio de 0.11 m de rumbos E-W y
buzamientos que van del vertical a los 70 -80 º SW; siendo una veta
de
composición
irregular
emplazada
en
rocas
andesititas
y
granodioriticas, se compone principalmente de Py de 30%; ChPy 15%;
Qz lechoso – hialino 40%, otros 15% ( calcosina, tetraedrita, galena,
oxidos). Se notan dos grandes arcos simoides en los tajos 755 al 850,
los cuales poseen lasmejores leys del nivel.
DEFINICION OPERACIONAL
Hi: Malla económica de PV favorable, mayor eficiencia en la
explotación
Variable: A malla económica de PV favorable mayor eficiencia en
explotación.
Definición
Operacional
Probar alternativas con
varias mallas de PV
hasta
que
resulte
económica y variable.
Revisión de los reportes
de
consumo
de
explosivos,
aire
comprimido; aceros de
perforación, y costos
productivos.
CRITERIOS DE INCLUSION Y EXCLUSION
Inclusión:
Se trabajara en tajeos de explotación de vetas angostas, menores a
0.15 m de potencia; y buzamientos mayores de 75º hacia el SUR.
Se empleara maquina perforadora Stoper
Exclusión:
No se trabajara en la veta Barbarita, y en labores de desarrollo ni
preparación.
No se empleara maquina perforadora Jack-leg., solo en caso de
descaje para ampliar el ancho de tajo a 0.8
3.3 POBLACIÓN Y MUESTRA:
3.3.1 Población: el sistema de vetas de Arirahua
3.3.2 Muestra : veta Carmen; tajeo 620- NIVEL 3405
3.4 DIAGNOSTICO GENERAL DE LAS OPERACIONES EN LOS TAJEOS
La perforación se inicia a partir de un subnivel con una altura de
perforación de 2.30 m.; la perforación es verticalmente o siguiendo el
buzamiento de la veta a base de perforadoras stoper con un ancho de
minado de 0.40 m., muy importante para controlar las cajas y conservar la
ley de mina que oscila entre 9 y 10 g Au/TM. Para ello se debe considerar
una buena distribución de taladros, el paralelismo y la longitud del mismo,
logrando una uniformidad en los cortes y en lo posible evitar la dilución.
3.4.1 CICLO DE OPERACIÓN EN LOS TAJEOS.
3.4.1.1
PERFORACIÓN
Para realizar la perforación en primer lugar se hace el pintado de la
malla de perforación de acuerdo al diseño, controlando estrictamente
el espaciamiento y el burden en todos los tajeos supervisado por el
Ingeniero de guardia y el capataz; a continuación se realiza la
perforación siguiendo el marcado de la malla pintada, los taladros
son perforados con una inclinación de 80° y a veces se lleva a la
verticalidad pero controlando el paralelismo y la profundidad de los
taladros que es lo más importante para lograr una buena voladura
uniforme y para ello se emplea la máquina perforadora Stoper, con
barrenos de 6 pies de longitud, diámetro de 1.5"( 36 mm). La
perforación se realiza en forma zig – zag de 2 x 1 con un burden de
0.20 – 0.20 m. y un espaciamiento de 0.26- 0.30 m a 0.25 m
dependiendo de la calidad de roca que se tiene.
68
Figura Nº 07
Ciclo de Minado en los Tajeos (Nivel 34 05-Tajo 620)
69
Figura Nº 08
Perforación Realce en los Tajeos (Nivel 3405 -Tajo 620)
2.40metros
PERFO R ACI O N R EAL C E E N L O S TAJEO S
M A Q U IN A P E R O R A D O R A : S T O P E R
T IP O D E R O C A : S E M I D U R A
AN C H O D E M INAD O : 0.40m
70
Figura Nº 09:
Malla de Perforación en los Tajeos (Burden: 0.20 m y
Espaciamiento: 0.26 m )
TRAZOS EN TAJEOS DE 0.40 m. DE ANCHO DE MINADO
5
E
B
4
2
L
MALLA ZIG ZAG
1
0.40
a
0.40
1
3
4
2
E
B
1
5
3
L
MALLA 2 x 1
5
71
Figura Nº 10: Corte longitudinal del Perfil del Tajeo
1 .6 0 mt s
8 0º
PU NTALES D E LINEA
2 .3 0 M t s
ES C ALERAS
PA RRILLA
0.
. 5 0 m RH
1.00m
RELLEN O D ETRITIC O
.
.
.

         
 


           

        
            
D is e ño :
D PTO . M INA
I ng . G e nar o V ig ur ia N .
Es c ala:
1 /2 5 0
Fe c ha :
2 2 /0 7 /0 5
72
3.4.1.2 VOLADURA
Después de la perforación se realiza la voladura, utilizando dinamita,
carmex y mecha rápida, tratando de obtener una buena voladura y
una mejor fragmentación uniforme con la finalidad de realizar una
limpieza rápida del mineral dentro del tajeo, el encendido de la
voladura es en un punto cuando se utiliza carmex. Actualmente se
viene realizando pruebas de voladura introduciendo el cordón
detonante 3P para mejorar nuestra voladura que en un futuro podría
estandarizarse su uso.
Figura Nº 11
Arranque Utilizado en los Tajeos (Corte Quemado)
En la figura se observa el arranque utilizado en los tajeos cuando no
se tiene cara libre debido a que se deja puentes para el
autosostenimiento de la roca.
73
También se esta utilizando MININEL como accesorio de voladura,
que tiene las siguientes características:
- Es sistema ventajoso de iniciación frente al tradicional ensamble
- Mecha de seguridad
- Fulminante común
- Conector
Figura Nº 12
Accesorio de Voladura MININEL
a) Componentes
Manguera: la manguera mininel se fabrica utilizando un material
termoplástico recubierta interiormente con una sustancia explosiva
que al ser activada transmite una onda de choque cuya presión y
temperatura son suficientes para iniciar el detonador.
Fulminante de Retardo: Posee un elemento de retardo que provoca
su detonación en diferentes elementos de retardo con los cuales se
puede cubrir las necesidades de la formación de caras libres según
sean los casos específicos.
74
Conector Simple: Conector J-Hook diseñado para conectar
apropiadamente y de manera segura la manguera del mininel al
cordón detonante.
Etiqueta: Indica el numero de serie y el tiempo de retardo (ver
escala de tiempos).
Figura Nº 13
Armado de Malla de Voladura con MININEL
b) Especificaciones Técnicas
De la Manguera:
Material
Color
Dimensiones
Coextruido, termoplástico, flexible y
de gran resistencia mecánica
Verde hoja
Diámetro externo: 2.7mm
Diámetro interno: 1.1mm
2.1m
14.0 mg/m
ala 16.0 kg
Longitudes
Carga explosiva
Resistencia
tracción
Velocidad de la onda
de propagación de la
onda de choque.
2000 m/s
75
Del Fulminante:
Texto
Letras
Naranja
negras
De la Etiqueta
Potencia
Carga explosiva
Dimensiones
Prueba de Esopo
Volumen trauzl
Resistencia
impacto
Nº 8
670 mg
Long: 68 mm
Diámetro: 7.35 mm
10.0 mm
22 cm3
de 2kg/1m- no detona
Del Conectador:
Color
Amarillo
Material
Polietileno
Cuadro Nº 5
Escala de tiempos:
Nº de serie
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
Tiempo de retardo
40ms
80ms
120ms
160ms
200ms
250ms
300ms
400ms
500ms
600ms
800ms
1000ms
1400ms
1800ms
2400ms
76
c)
Ventajas del MININEL
- Por sus retardos incorporados permite incrementar las
plantillas de perforación en tajeos y reducir el número
de taladros en frentes provocando con ello mejorar la
calidad de las voladuras, desde el punto de vista tanto
técnico como económico.
- Minimiza la ocurrencia de tiros cortados.
77
CUADRO Nº 6: Control Tiempos Tajeo 620 (Tiempos en segundos.)
BARRENO DE 2’
NT
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
16
17
18
19
20
21
22
23
24
25
26
27
28
29
30
31
32
33
34
Camb.
/bar.
24
12
15
12
21
20
16
19
20
21
18
15
15
21
19
17
26
14
32
22
29
38
16
23
13
15
12
11
31
20
10
26
19
Posic.
/emp.
28
41
55
46
59
53
150
72
26
59
46
88
100
88
162
100
74
40
58
32
124
40
60
27
214
148
118
97
180
204
140
154
76
117
Perf
./Barrido
24
30
28
42
29
24
23
22
20
26
27
21
37
29
54
32
59
34
37
39
40
35
55
42
66
32
39
28
85
26
29
24
28
33
BARRENO DE 4 ’
retiro
5
6
3
4
3
6
5
4
3
6
5
6
7
7
9
6
5
7
5
4
6
5
6
4
4
5
6
5
6
5
5
8
4
7
Camb.
/bar.
11
16
12
10
9
12
13
18
12
10
13
10
12
15
13
19
23
24
12
11
13
13
33
15
30
13
14
16
34
14
11
16
11
18
Perf.
/Barrido
32
53
38
48
49
54
46
49
57
39
37
36
48
35
45
47
62
48
53
46
48
42
51
49
69
38
49
43
63
38
44
41
42
92
BARRENO DE 6'
retiro
4
3
5
6
3
5
4
5
6
7
6
8
5
5
9
7
13
7
9
5
7
4
9
10
6
7
11
5
8
8
8
9
6
5
Camb.
/bar.
17
20
19
12
22
31
28
20
13
27
25
12
21
18
20
16
25
19
16
15
20
22
21
23
24
75
20
19
17
24
24
17
14
19
Perf.
/Barrido
39
46
52
36
44
38
30
58
50
42
31
25
34
27
30
29
31
28
47
38
37
23
31
34
50
25
29
30
53
40
38
41
34
65
Retiro
7
5
9
5
6
8
4
10
4
8
5
6
6
8
5
4
9
10
5
8
10
5
7
4
15
12
7
8
13
6
6
9
5
7
78
CUADRO Nº 7
Resumen de Perforación
PERFORACIÓN
Tiempo total de Perforación
3h 11' 40"
Tiempo de Perforación Efectiva
1h 08' 35"
Número de Taladros
34
Diámetro de Taladro(mm)
38
Total Pies Perforados
180.2
Velocidad de Penetración (pies/min.) 2.02
Tiempo de Perforación / taladro
0h 02' 01"
Tiempos Inoperativos
0h 21' 08"
CUADRO Nº 8
Resumen de Voladura
VOLADURA
Avance por Disparo (m)
1.54
Volumen Roto Por Disparo (m3)
5.91
Toneladas Roto Por Disparo (TM)
17.15
Número de Taladros Cargados
34
Número de Cartuchos por Taladro
6
Número de Cartuchos Adicionales (unid.)
0
Peso por Cartucho (Kg.)
0.08
Densidad de Carga (Kg. /m.)
10.59
Número de espaciadores por Taladro
3
79
3.4.1.3
CÁLCULO DE MALLA DE PERFORACIÓN PARA LOS
TAJEOS
El diseño de mallas de perforación en los tajeos es imprescindible,
porque nos permite controlar las cajas y la dilución, manteniendo un
ancho de minado de 0.40. El Burden y Espaciamiento esta basado
en el modelo matemático de Pearse.
COLUMNA DE CARGA: Aquí es importante resaltar tanto la
perforación paralela y una buena columna de carga, ya que si no es
así podemos dar origen a tiros anillados y/o cortados.
Para alcanzar una columna de carga adecuada los explosivos son
espaciados entre si por cañas de carrizo de 0.1 m, además
controlamos las cajas y el ancho de minado.
DISEÑO DE MALLA TAJEO – 620.
PEARSE (1955)
Utilizando el concepto de la energía de detonación por unidad de
volumen obtuvo la siguiente ecuación:
B = VK x 10-3 x D x ( PD/RT )0.5
Donde:
B = Burden (m).
VK = Constante que dependen de las características de las rocas.
(0.7 – 1).
D = Diámetro del barreno (mm.)
PD = Presión de Detonación (Kg. /cm2).
RT = Resistencia a la Tracción de la Roca (Kg/cm2).
Para hallar la Presión de Detonación usaremos el Modelo
Matemático dado por: R. FRANK CHIAPPETTA (Blasting Análisis
International, Inc).
80
1. Para taladros completamente llenados ( 100 % Acoplados ):
Pb = 1.69 x 10-3 x p x D2
2. Para una columna de carga desacoplada:
Pb = 1.69 x 10-3 x p x D2 (rc/rh )2.6
3. Para una columna de carga taponeada y desacoplada:
Pb = 1.69 x 10-3 x p x D2 (rc/rh C1/2 )2.6
Donde:
Pb = Presión del taladro en PSI.
rh = Radio del Taladro en pulgadas.
rc = Radio de la carga explosiva en pulgadas.
p = Gravedad especifica del explosiva.
D = Velocidad de denotación del explosivo en Pies/Seg.
C = Porcentaje del total de la columna cargada expresada en
decimales.
En la Mina se emplea la segunda formula, ya que los taladros son
cargados alternadamente con explosivos y espaciadores de 0.1m.
(Desacoplada).
Pb = 1.69 x 10-3 x p x D2 ( rc/rh )2.6
DATOS:
Longitud del taladro (m): 1.55
Diámetro del cartucho (pulg.): 7/8
Numero de cartuchos x taladro (Unid.): 6
Velocidad de penetración (Pies/min.): 2.02
Explosivo: dinamita Semigelatina 65%.
Peso x Cartucho (Kg.): 0.08
P = Carga del taladro (Libras)/Volumen de carga (Pulgadas3).
P = 1.05 Lb. / 37.8 Pulg3.
81
P = 0.0278 Lb/Pulg3.
D = 4200 m/s x 3.3 = 13850 Pies/Seg.
rh = 38mm. x 0.039/2 = 0.74 pulg.
rc = 37.8mm. x 0.039/2 = 0.737 pulg.
Pb = 1.69 x 10-3 x 0.0278 x 138502 (0.737/0.74)2.6
Pb = 8917.5 PSI
Pb = 626.9 Kg/cm2.
Pb = PD
Por lo tanto tenemos:
VK = 0.85
D = 38 mm.
PD = 626.9 Kg/cm2
RT = 450 Kg/cm2 / 30 = 15 Kg/ cm2.
La Roca Andesita (considerada en tablas moderadamente dura y/o
intermedia de acuerdo a la velocidad de penetración del taladro), su
Resistencia a la Compresión es 450 Kg/cm2. Y su Resistencia a la
Tracción es 1/30 del coeficiente de Compresión.
B = VK x 10-3 x D x ( PD/RT )0.5
B = 0.85 x 10-3 x 38 x (626.9/15)0.5
B = 0.20m.
Fig. Nº 14
Malla de perforación y ancho de minado
0.20 m.
0.20 m
AM = 0.4m
82
Figura Nº 15
Preparación de los tajeos
60 m.
50 m
NIVEL SUPERIOR 3565
SUB NIVEL
NIVEL INFERIOR 3415
TAJEO 430-A
VETA BARBARITA
Geo.
UNIVERSIDAD NACIONAL DELALTIPLANO
FACULTAD DE INGENIERA DE MINAS
Top.
Fecha:
Octubre 2001
Dib, Bachiller.
E. Zevallos.G.
LAMINA
TAJO EN PREPARACION 430
2
Figura Nº 16
Avance de Exploración en el tajo
60 m.
50 m
Nv 3565
2.30
Nv 3415
83
3.4.1.4 JUEGO DE BARRENOS EN PERFORACION DE TAJEO EN
VETA CARMEN.a) barreno patero de 2 pies, diámetro de 41 mm
b) barreno seguidor de 4 pies diámetro de 38 mm
c) barreno pasador de 6 pies diámetro de 36 mm.
d) tipo de roca andesita alterada a propilitica.
DATOS TÉCNICOS DE LA PERFORADORA-STOPER NEUMÁTICA PLS 2495 (PRESIÓN DE AIRE 5 BAR)
Número de identidad
64 242 017.02
Peso
(kg / lbs)
35 / 76.5
Longitud contraída
(mm / ft.)
1630 / 5 1/2
Extensión
(mm / ft.)
950 / 3 1/8
Longitud extraída
(mm / ft.)
2580 / 8 ½
Golpes por minuto
2500
Diámetro del émbolo
(mm / inch)
80 / 3 1/6
Carrera del émbolo
(mm / inch)
60 / 2 1/3
Presión de trabajo
(bar / psi)
4 - 6 / 60 - 85
Recomendado
5 / 75
Consumo de aire
(m3 min-1 / cfm)
4.2 / 150
Tipo de silenciador
integrado
Casquillo de enchufe hexagonal
22x108 / 7/8”x4 1/4” hex
Lubricadores recomendados
PLO 10 (contenido 1 litro)
PLO 20 (contenido 2 litros)
Mangueras:
aire
(mm / inch)
25 / 1''
diámetro interior
agua
(mm / inch)
13 / 1/2''
84
Figura Nº 17
Posición de la perforadora de Stoper
y juego de barras en tajeo
85
Fig. Nº 18
Posición correcta del operador de Stoper
86
3.4.1.5
CLASES DE EXPLOSIVOS UTILIZADOS EN LOS TAJEOS
DE CARMEN
SECCIÓN 1 – IDENTIFICACIÓN DE LA COMPAÑÍA Y PRODUCTO
Compañía
: EXSA S.A.
Dirección
: Antigua Panamericana Sur km 38,5 ; Lurín - Lima 16
Teléfono de emergencia :
315 7000 (local) – 01/315 7000 (nacional) ++ 51-1/315 7000 (internacional)
Nombre del producto
:
EXAGEL-E
Nombre genérico
:
Emulsión explosiva
N0 O.N.U.
:
0081
N0 Clase
<:
N0 MSDS
:
E-112
Edición
:
03
Emitido
:
2002-05-15
Preparado por
:
Gerente de Operaciones
1.1D
SECCIÓN 2 – COMPOSICION E INGREDIENTES
 Ingredientes
Nitrato de amonio
Nitrato de sodio
N0 CAS
6484-52-2
7631-99-4
PEL (OSHA)
No establecido
TLV (ACGIH)
No establecido
No establecido
No establecido
5 mg/m3
10 mg/m3
Emulsificante
-
Hidrocarburo líquido
-
No establecido
No establecido
9003-35-4
No establecido
No establecido
Microesferas de vidrio
CAS
: Chemical Abstrac Service
PEL
: Permissible Exposure Limit (Límite de Exposición Permisible)
OSHA : Occupational Safety and Health Administration
TLV
: Threshold Limit Value (Valor Límite Tolerable)
ACGIH : American Conference of Governmental Industrial Hygienists
87
SECCIÓN 3 – IDENTIFICACION DE LOS PELIGROS
Peligro para la salud de las personas.
 Inhalación
: No conocidas
 Contacto con la piel ú ojos
 Ingestión
:
 Ingestión
Puede causar irritación.
:
Puede producir irritación, cianosis, nauseas;
vómitos y en el peor de los casos muerte.
:
 Absorción por la piel
No conocidas
:
 Efectos de sobre exposición
en periodos largos
No hay evidencias
:
Puede producir suave irritación de las
mucosas y
tos.
 Efectos de sobre-exposición
aguda puntual
:
No conocidas
SECCIÓN 4 – PROCEDIMIENTOS DE EMERGENCIA Y PRIMEROS AUXILIOS
 Inhalación
:
No aplicable
 Contacto con la piel ú ojos
:
Lavar con agua el área afectada por lo
menos por unos 15 minutos.
 Ingestión
:
Si la víctima está conciente dar de beber abundante
agua fresca, sin producir vómitos. Conseguir atención
médica.
SECCIÓN 5– PROCEDIMIENTOS EN CASO DE FUEGO Y EXPLOSION
 Procedimientos especiales de lucha contra incendio:
 Retirar al personal inmediatamente a un lugar seguro.
 Combatir el fuego solo al inicio (amago de incendio). De ser posible remover o
trasladar los envases o recipientes cercanos, que contengan material
explosivo a un lugar alejado de la zona de fuego.
 En caso de incendios ya declarados no combatir el fuego, cuando involucra
materiales explosivos.
 Emplear preferentemente agua como medio de extinción. Los demás medios
de extinción son de efectos limitados para fuegos incipientes, pues los
materiales explosivos contienen en su composición el oxígeno necesario
para su combustión.
 Evitar la inhalación de los humos generados por fuego. Emplear equipo de
respiración autónoma aprobado por NIOSH/MSHA, si es indispensable
ingresar en lugares cerrados con presencia de estos humos.
88
 Riesgo de explosión :
 Puede explotar bajo indeterminadas condiciones de fuego y/o golpes. Evitar
cualquier exposición a estas condiciones.
SECCIÓN 6 - PROCEDIMIENTOS EN CASOD E DERRAMES O FUGAS
 Pasos a seguir en caso de derrames:




Barrer y recolectar todo el material derramado inmediatamente, utilizando
herramientas antichispa (p.e. madera, paja, etc).
No permitir fumar o generar fuego abierto cerca del sitio del derrame.
Informar al personal especializado y a las autoridades pertinentes.
Solo personal entrenado y autorizado deberá actuar en emergencias.
SECCIÓN 7 – MANIPULACIÓN Y ALMACENAMIENTO
 Almacenamiento
:
De acuerdo a disposiciones legales, los
almacenes de explosivos deben ser ambientes frescos,
secos y bien ventilados que cuenten con la
infraestructura de seguridad establecida y destinados
para este uso exclusivo. Los explosivos nunca deben
colocarse junto a fuentes de calor, máquinas o vehículos
en operación, materiales combustibles o inflamables,
líneas eléctricas, ni en viviendas o centros de trabajo aún
en forma temporal.
 Manipulación
:Todos los explosivos sin excepción alguna, deben
ser manipulados solamente por personal competente y
autorizado. Lavarse las manos antes de comer, beber y
fumar.
SECCIÓN 8 – CONTROL DE EXPOSICIONES PROTECCIÓN PERSONAL
 Ventilación
:
Normal
 Protección respiratoria : No aplicable
 Guantes protectores
: Usar guantes de neoprene
directamente la emulsión.
 Protección visual
Utilizar gafas protectoras.
:
para
manipular
SECCIÓN 9 – PROPIEDADES FÍSICAS Y QUÍMICAS




Apariencia
Color y olor
Densidad, g/cm3
pH
:
:
:
:
Pasta consistente normal
Color blanco amarillento; olor tenue a hidrocarburo
1,10 – 1,20
5,5 – 7,0
89
SECCIÓN 10 – ESTABILIDAD Y REACTIVIDAD
 Estabilidad
:
 Materiales a evitar :
El producto es estable a las condiciones
almacenamiento y manipuleo recomendadas.
de
Evitar toda contaminación especialmente con ácidos,
álcalis, peróxidos y cloratos.
 Productos de descomposición :
Al quemarse con otros materiales produce
óxidos de nitrógeno y carbono.
SECCIÓN 11: INFORMACIÓN SOBRE TOXICIDAD
 Niveles de toxicidad :
No existen datos sobre niveles de toxicidad por
inhalación Normal o absorción cutánea. Eventualmente
puede presentarse una ligera irritación de piel y ojos por
contacto.
SECCIÓN 12 – INFORMACIÓN ECOLÓGICA
 Persistencia y degradabilidad
 Ecotoxicidad
:
:
Biodegradable
No presenta problema ecológico, si se realiza una
correcta disposición de los desechos.
 Efecto en la vida acuática
animales y plantas : No se han registrado datos
SECCIÓN 13 – CONSIDERACIONES PARA SU DISPOSICIÓN
 Desechos, residuos
: Incineración del material muy disperso sobre un
lecho de material combustible (no inflamable) en
espacios abiertos, sin ningún tipo de confinamiento y
bajo supervisión permanente.
 Embalajes contaminados
:
Incineración en espacios abiertos.
SECCIÓN 14 – INFORMACIÓN SOBRE TRANSPORTE
 DOT
 N0 O.N.U.
 N0 Clase
:
:
Explosivo
0081
: 1.1D
SECCIÓN 15 – INFORMACIÓN SOBRE REGULACIONES
 Normas internacionales aplicables : Ninguna
 Normas nacionales aplicables
: Reglamento de control de explosivos de
uso civil (D.S. 019-71/IN).
Reglamento de seguridad e higiene minera
(D.S. 046-2001-EM).
90
SECCIÓN 16 – OTRAS INFORMACIONES
Toda la información, dato o sugerencia manifiesta por EXSA S.A. respecto de sus
productos, está basada en el mejor conocimiento de esta en el momento. EXSA
S.A. no tiene influencia en el uso, proceso y aplicación de los mismos por parte
de los compradores y consumidores.
EXSA S.A. no aceptará en ningún caso, responsabilidad alguna por los
resultados obtenidos, ni por los inconvenientes, daños y perjuicios directos e
indirectos, así como por las consecuencias resultantes del uso de los mismos.
Por tales razones, los compradores y consumidores, asumen todos los riesgos,
responsabilidades y obligaciones por pérdidas y daños derivados del manejo y
uso de nuestros productos sin excepción alguna y serán los únicos responsables
de los resultados obtenidos del almacenamiento, manipuleo o uso del producto
así como del manejo de la información o las recomendaciones referentes al
mismo, sea solo o en combinación con otras sustancias.
91
CAPITULO IV
4.1 METODOLOGIA
4.1.1 Tipo o diseño de investigación.- Exploratoria y Descriptiva.
4.1.2 Diseño de Investigación: Experimental.
4.1.3 Técnicas:
-
Pruebas con tres clases de mallas de perforación y voladura.
-
Control del paralelismo de la dirección de los taladros.
Paralelismo de taladros.
Se debe guardar el paralelismo entre taladro y taladro así mismo
los taladros deben mantener la dirección y usamiento de la veta
para lo cual deben utilizar mínimo 2 atacadores. Si esto no se
hace se presentarán los problemas más conocidos como tiros
cortados, soplados, anillados y el ancho de minado mayor.
92
Control de parrillas
Nuestras ventas tienen de 0.05 a 0.15 mts., por lo que se utilizan
parrillas para controlar la dilución ocasionada por la sobre rotura
y para evitar el paso de bancos deben estar colocados con una
abertura de 4” entre parrilla y parrilla, en los buzones y
buzón/camino de los tajos.
-
Control de la profundidad de los taladros: 1.60 m
-
Control de la cantidad de explosivos y Factor de potencia:
-
Control del uso de detonadores no eléctricos, en función a la
comparación de resultados.
Uso de detonadores no eléctricos Exel con fulminante nº 12 y
cebado en cartuchos de dinamita cuyo diámetro es 1” y 1/2 x 8”,
Semexa de 65%, otorgando mayor potencia en la iniciación de
la
columna
explosiva
y
mejorando
la
eficiencia
en
la
fragmentación, llegando al ancho de rotura entre 0.4 - 0.5 m. en
forma normal
-
Uso de espaciadores en la columna explosiva.
Se usa 3-4 espaciadores de carrizo, cada uno de 10 cm.
4.1.4
Uso de Tacos de arcilla.
Procedimientos:

Estudio geológico
de las características de la veta, en
mineralogía.
La mineralogía de las estructuras es bastante simple ya que
no hay gran variedad de minerales.
Minerales primarios: formado por cuarzo, pirita, calcopirita,
tetraconita, escalerita, galena, etc.
93
Minerales de enriquecimiento supergénico: formado por
calcosina, bormita, novelita y con óxidos de limonita.
El enjambre mineralógico para el yacimiento de Arirahua es
pirita, calcopirita, oro, este último se presenta en partículas
finas, siendo imposible distinguir a simple vista.

La asociación Qz – Py – ChPy es buen control con altos
valores de oro.

La Vuggy Silica, resulta un buen control, dando buenos
valores.

Los simoides con Qz Hialino se presentan como un buen
control.

La presencia de Pirita Cristalizada es un mal control.

La presencia de Calcosina y Calcopirita es un buen control.
CUADRO Nº 9
Mineralogía
MINERALES DE MENA
NOMBRE
Oro
Galena
Calcopirita
Calcosina
Galena
Escalerita
Tetrahedrita
FORMULA
Au
S2Fe
S2CuFe
SCu
SPb
(Zn,Fe)S
Sb4S13(Cu,Fe,Zn,Ag)12
MINERALES DE GANGA
Nombre
FORMULA
Calcita
CO3Ca
Malaquita
Co3Cu2(OH)2
Azurita
(CO3)2Cu3(OH)2
Turmalina
(AlSiO9)3WX3B3Al3.(O,Oh,F)4
Limonita
FeO(OH).nH2O + Fe2O3.nH2O
Hematita
Fe2O3
94
Alteraciones
Basándonos en la composición Mineralógica del Protolito como
una Andesita se podrían deducir los minerales de alteración de
la siguiente manera:
DE
Plagioclasas
A
Sódico
– Sericita, Arcillas (Illita, Smectita)
Cálcicas
Vidrio Volcánico
Clorita, Smectita
Olivinos
Clorita, Pirita
Hornblenda
Biotita Secundaria
Alteración Propílica: Es la alteración mas abundante sobre
las Andesitas, se da con el ensamble (Clorita, Epídota,
Pirita).
Alteración Argílica: Se caracteriza por la presencia de
arcillas tipo Caolín, con el ensamble (Caolín,
Illita,
Montmorillonita); se le encuentra ligada y cercana a la veta.
Sericitización: Se le encuentra en un grado intermedio a
avanzado, con el ensamble Sericita, Pirita, Cuarzo.
Silicificación: Alterando principalmente la matriz, dando
dureza a la roca.
Zoneamiento
Se pudo observar dos claros zoneamientos en las vetas
estudiadas:

Una primera pulsación mineralizante, compuesta de una
solución de Cuarzo Primario, emplazado en las fallas
pre-minerales, donde en algunas ocasiones, forman
Vuggy sílica, al encontrar espacios de cristalización con
95
presencia de gases, y en otros en forma masiva,
rellenando completamente la falla pre-mineral.

Una segunda pulsación compuesta por sulfuros y nativos
como el oro y la plata, que en algunas ocasiones se
encuentran asociados, es el caso de la plata en la
tetrahedrita. Esta pulsación se emplaza aprovechando
las cavidades dejadas por la primera pulsación. Se
presume que el intervalo geocronológico entre estas dos
pulsaciones no pudo haber sido muy largo, debido la
presencia de poco Qz cristalizado, presentándose en
forma masiva principalmente, lo que da a entender una
mineralización constante en ese estadío e inclusivo
llegándose a presumir mas de dos zoneamientos en las
etapas de mineralización, para o cual se recomienda un
estudio geoquímico-termogeológico, para determinar
temperaturas de formación.
El Sistema de Zoneamiento se da de la siquiente forma:
Zona Óxidos:
150 mts. Aprox.-
Zona de Eriquecimeinto Supergénico:
40 mts Aprox.
Zona de Sulfuros Primarios:
60 mts. Aproz
Zona de Sulfuros Secundarios
500 mts. Aprox.
CUADRO Nº 10
Diseño de mallas de perforación
POR PEARSE
B=KV*10^-3*D*(PD/RT)^0.5
VARIABLES
Bourdem
Factor de volabilidad de la
roca
Diametro del barreno.
Presion de detonacion.
Resistencia d la traccion
de la roca.
UNIDADES
M
VALOR NUMERICO
B=
19
Mm
Kg/cm^2
K=
D=
PD=
0,80
38
621,75
Kg/cm^2
RT=
16,67
96
R.F RANK
CHIAPETTA
Para una columna
desacoplada
PD=1.69*10^3*b*D^2(rc/rh)^2.6
Rh(Pulg)
Rc (Pulg)
D(Ft/seg)
(rc/rh)^2.6
longitud de cartuchos Cm
longitud de espaciadores
Cm
# de cartuchos
# de espaciadores
volumen de carga(Pulg^3)
peso de carga(Lb)
0,77
0,74
13779,53
0,92
17,78
Densidad por cartucho(b)
0,030
Calculo de
detonación
presión
PD=
PD=
10
7
5
41,30
1,23
de
8843,31
621,75
PSI
Kg/cm^2
K=1.96-0.27Ln(ERQD);
ERQD=JSF*RQD
RQD(%)
JSP
K=
80
0,91
0,80
K=
0,80
(Para andesita la resistencia a la
compresión 500Kg/cm^2)
( según manual de exsa es la 1/30
parte de RC)
16,7 Kg/cm^2
RC=
RT=
RT=
Bourdem
B=
B=
0,19
19
m
cm
97
Calculo de la carga explosiva, para cada alternativa. Se observa
en el siguiente cuadro:
CUADRO Nº 11
Costo de Perforación y voladura
COSTO DE PERFORACIÓN Y
VOLADURA
FECHA ...... 31.03.07
Nro Taladros
Profundidad
LABOR...tj..620
30
1.64
Pies perforados
VETA.........CARMEN
5.46
163.8
Total pies
Taladros
TURNO............DIA
DESCRIPCION
MAQ. STOPER
BROCAS
BARRAS
ACEITE ( tal. * P.U.)
DIN. EXADIT 65 %
DIN. SEMEXA 65 %
DIN. SEMEXA 80 %
EXAGEL 80%
EXAGEL 65%
EXAMON P
FAMECORTE
DETONADOR
ENSAMBLADO
LONGITUD MECHA
RAPIDA
LONGITUD GUIAS
EXEL
FULMINANTES
COR. DETONANTE
TOTAL
Cargados
UNID.
PIES
PIES
PIES
LT.
CT.
CT.
CT.
CT.
CT.
KG.
PZ.
PZ.
30
PESO
30 Kg.
***
***
***
0.078 Kg.
0.081 Kg.
0.086 Kg.
0.139 Kg.
0.131 Kg.
1 Kg.
***
CANTIDAD
163.8
163.8
163.8
30
0
116
0
0
29
0
KG.
EXPLO.
TOTAL
0
9.396
0
0
3.799
0
***
***
P. U.
0.067
0.0059
0.0502
0.054
0.144
0.166
0.208
0.292
0.257
0.693
0.921
0.553
10.975
0.9697
8.2162
1.62
0
19.256
0
0
7.453
0
0
0
***
0.301
0
***
***
***
***
0.107
1.019
0.107
0.146
0.535
30.57
0.214
8.03
***
MTS
MTS
PZ.
PZ.
MTS
***
***
***
***
***
***
5
30
2
55
***
***
DISTANCIA DISPARADA. ..................
ANCHO . ...........................................
EXPLOSIVOS KG. ...............
13.195
13.30368
TON. MINERAL. .................
FACTOR KG/TN.. ..................
COSTO US $ /TN……………
OBS.
RESPONSABLE:
0.991830832
6.602
O.TEJADA
5.2
0.52
87.83
98

Ejecución de perforación con la primera alternativa, segunda y
tercera; se presentará en el siguiente capítulo de resultados.

Obtención de resultados.

Evaluación de resultados esperados y satisfactorios, según la
productividad.

Toma de decisiones, según
la malla económica., a
adoptarse.

Aceptación
de la malla
con resultados favorables
economía estratégica de la empresa.
4.1.5
Instrumentos:

Ley de corte o Cutt-off económico y variable.

Potencia de explosivos y accesorios.

Consumo de aire comprimido por cada disparo

Rendimiento de Aceros de perforación.

Perforadora Stoper, brocas y barras.

Clasificación geomecánica de rocas.
a la
99
CAPITULO V
5.1 RESULTADOS,
DISCUSION
Y
COMENTARIOS
INVESTIGACION
Foto Nº 01: Indicación del burden
DE
LA
100
Foto Nº 02: Indicación de Espaciamiento
Foto Nº 03: Malla de perforación
101
Foto Nº 04: Resultado del disparo en veta angosta
Foto Nº 5: Ejecución de Perforación
102
Foto Nº 6: Cartuchos de dinamita semexa de 65%, utilizado para cebo
Foto Nº 7: Mostrando la caja de dinamitas y emulsión
103
Foto Nº 8: Ancho de minado como resultado de la voladura
Foto Nº 9: Ancho de minado y mostrando el relleno en tajo
104
Foto Nº 10 : Ancho de minado mostrando
la limpieza con rastrillo o scraper
Foto Nº 11: Winche eléctrico
105
RESULTADOS:
DETERINACION ECONOMICA DE LA MALLA DE PERFORACION
Y VOLADURA

Comparación de los costos de la Empresa
Arirahua U.P.
Barreno, según manual de estándares – Mina 2006.

Factor de carga permitido en tajeo: 1.95 kg/TM (anterior).

En la tesis el factor de carga calculado = 0.9 kg/TM (actual)

Costos unitarios según estándares = US$ 9.98/TM

Diferencia según el cuadro Nº 11 : US$ 3.38/TM, significa que
mejoró la eficiencia.
106
CUADRO Nº 12
COMPARACIÓN DE COSTOS PARA DETERMINAR LA MALLA ECONÓMICA
Alter.
B
m.
S
m.
1
0.2
0.2
2
0.25
0.25
3
0.3
0.3
Malla
m²
Pies
Prof. Tal
100
5.46
546
0,067
36.58
0.4
Empresa
Triang.
80
5.46
436.8
0,067
29.26
0.5
Planteada
Triang.
60
5.46
365.8
0,0.67
24.50
0.4
Planteada
Zigzag
Pies
Perf.
Costo
x pie
Cost/Ala
Eficiencia
Ancho de
minado
Result. m
Nº Tal/ala
Obs.
107
Considerando la frecuencia de ley (12.92 g Au/TM); potencia de veta,
según alternativas, referido a ley de corte, para una ala de 20 m.
Aplicando la fórmula:
LM 
(Li  Pi  Ii
Pi  Ii
Donde:
Lm = Ley media (diluida) g Au/TM
Li = ley individual de muestra g Au/TM
Pi = potencia de veta (m)
Ii = Longitudes de dominio. (20 m)

Determinación del Cutt – Of (Ley de corte)
Fórmula:
Cutt - off =
C
P  RM
Donde:
C = costo US $/TM
P = precio del oro US$ 655.00
RM = es la recuperación metalúrgica del oro = 0,83
Cutt - off =
C
US$ 59.56/TM
=
= 0.1089 Oz/TM (3.376 g Au/TM)
US$ 655  0.83
P  RM
108
CUADRO Nº 13
DETERMINACIÓN DE LA MALLA ECONÓMICA
Alter.
B
m.
S
m.
Ley
muestra
g Au/TM
Potencia
Veta/m
Longitud
Ala (m)
Ley
diluida
g/Au/TM
Ley de
corte
g Au/TM
1
0.2
0.2
12.92
0.08
20
5.16
3.376
Pesimista
Rediseñar
2
0.3
0.3
12.92
0.08
20
3.44
3.376
Pesimista
Rediseñar
3
0.4
0.4
12.92
0.08
20
2.58
3.376
Pesimista
Rediseñar
4
0.2
0.2
12.92
0.15
20
9.69
3.376
Optimista
Adecuado
5
0.25
0.25
12.92
0.15
20
7.75
3.376
Optimista
Óptimo
6
0.3
0.3
12.92
0.15
20
6.46
3.376
Optimista
Adecuado
7
0.35
0.35
12.92
0.15
20
5.53
3.376
Optimista
Adecuado
8
0.4
0.4
12.92
0.15
20
4.8
3.376
Optimista
Rediseñar
Análisis
Observaciones
109
CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
CONCLUSIONES
1. La malla económica para una buena eficiencia es de 0.30 x 0.30 m² en
forma triangular.
2. La potencia de la beta angosta para aplicar la malla económica de 0.3 m x
0.3 m, debe oscilar alrededor de 0.15 m.
3. La ley diluida para la malla económica calculada, resulta de 6.46 gr Au/TM,
siendo superior a lo esperado.
4. La Ley de corte para el tajeo de la veta Carmen es de 0.10 Oz Au/TM
(3.37 g Au/TM).
5. El factor de potencia calculado fue de 0.9 kg/TM.
RECOMENDACIONES:
1. Aplicar la malla económica triangular de 0.30 m x 0.30 en vetas angostas
mayores a 0.08 m de potencia.
2. El avance en el tajo de 20 m de ala de Veta carmen debe realizarse por
tramos cortos de 5 m aproximadamente a fin de elevar la eficiencia, tal
consta en los cálculos respectivos.
3. Tener cuidado en los cortes en el tajo para evitar la dilución excesiva.
4. En el tajeo de veta Carmen, no se puede estandarizar la malla económica
debido a la variación de la potencia y dilución.
5. Recomiendo usar malla triangular en lugar de la malla en zig-zag.
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BIBLIOGRAFÍA
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Huaraz
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