Facultad de Ingeniería de Minas Incremento de la Producción mediante la aplicación del método Bench & Fill en veta el Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C. Curilla Ricse, Yonattan Fredy Muñico Aguirre, Jeanpool Cesar Huancayo 2019 ___________________________________________________________________________________ Curilla, Y. – Muñico, J. (2019). Incremento de la Producción mediante la aplicación del método Bench & Fill en veta el Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C. (Tesis para optar el Título Profesional de Ingeniero de Minas) Universidad Nacional del Centro del Perú – Facultad de Ingeniero de Minas – Huancayo – Perú. Incremento de la Producción mediante la aplicación del método Bench & Fill en veta el Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C. Esta obra está bajo una licencia https://creativecommons.org/licenses/by/4.0/ Repositorio Institucional - UNCP UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS Incremento de la Producción mediante la aplicación del método Bench & Fill en veta el Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C. Tesis Presentada por Bach. Yonattan Fredy Curilla Ricse Bach. Jeanpool Cesar Muñico Aguirre Para optar el título profesional de Ingeniero de Minas HUANCAYO – PERÚ 2019 ASESOR DR. BALDEÓN RETAMOZO RAÚL JESÚS II DEDICATORIA A catedráticos por haber compartido sus conocimientos con nosotros y habernos permitido alcanzar un logro profesional A nuestros padres que son el mejor ejemplo; gracias por la vida y por todo lo que nos han dado, por su apoyo incondicional y desinteresado, que en todo momento impartieron para poder lograr nuestros objetivos. III AGRADECIMIENTO En el siguiente suscrito deseo expresar mi más sincero y profundo agradecimiento: A nuestra alma mater la Facultad de Ingeniería de Minas de la Universidad Nacional del Centro Del Perú, a cada uno de mis catedráticos y todo el personal administrativo que labora en mi prestigiosa facultad quienes guiaron mis pasos no solo dentro del aula sino en el día a día con su orientación académica, ética y moral. A nuestros compañeros de promoción y mi facultad por todos los años de alegrías, tristezas y esperanza que compartimos en todos estos años donde más que amigos nos convertimos en hermanos. Agradezco infinitamente a los miembros del jurado revisor, director y asesor de la presente tesis, quienes me brindaron su enseñanza y orientaron mis pasos académicos para la culminación de la presente tesis y me mostraron su apoyo incondicional en cada momento. Finalmente agradezco a Dios por concederme salud y perseverancia para seguir caminando por este mundo aprendiendo y enseñando, para el desarrollo de mi país y sobre todo enseñarme que si me rindiera no tendría sentido haber nacido hombre. IV RESUMEN En los últimos años se ha visto incrementado los costos en la Minera Brexia GoldPlata en la explotación del método Cut & Fill, por ello la empresa se ve obligado a buscar otros métodos eficientes para la reducción de costos, es así que se opta por el métodoBench & Fill en la veta el Ángel. El presente informe resume los aspectos técnicos y económicos más relevantes que nos permitieron decidir por la implementación de un método masivo, en este caso el método de explotación Bench & Fill. La implementación de este método se ha basado en: 1. Mayor nivel de seguridad ya que la actividad de limpieza es con scooptram a control remoto, donde la limpieza se realiza por los draw points cada 3.3 m y el minado es en retirada. 2. Permitir a la mina contar con una gran capacidad de incremento de la producción para ser implementado a mayor escala. 3. Aumentar la productividad y reducir los costos. Se toma en cuenta el tajo piloto 227 NE para el análisis del incremento de la productividad y su incidencia en la reducción de costos operativos en comparación con el corte y relleno ascendente. La empresa HN realizó estudios geomecánicos en las que se identificó que aplicando el corte y relleno ascendente solo es favorable a corto plazo, por lo cual se infiere un desequilibrio en el estado tenso deformacional en la masa rocosa, ante esta evidencia se evaluó el yacimiento. V Teniendo en cuenta los parámetros necesarios para la evaluación del método, debido a que favorece al incremento de la producción mensual, con el método Bench & Fill se tiene una producción de 4733 ton/mes; mientras que con el método corte y relleno ascendente se tiene una producción de 2164 ton/mes.; abarcando una diferencia aproximada de 2569 ton/mes que se puede aportar para el incremento de la producción. Asimismo, en los costos operativos se tiene 41.58 $/ton con la técnica C&R, incluyendo los costos de planta, energía, precio de preparación; no obstante, con el método del Bench & Fill se obtiene un costo de 28.49 $/ton, con una diferencia de 13.09 $/ton, el cual conlleva a tomar decisiones con respecto a una mejora continua. VI ABSTRACT Due to the high costs experienced by Mine Brexia GoldPlata during the exploitation of the cut and fill method, this company has the need to look for alternative methods, technically feasible to the reality of the deposit. This is how the application of the bench & fill method in the veins of the vein el Angel is proposed. This report summarizes the technical and economic aspects that allowed us to decide for the implementation of a massive method, in this case, the exploitation method. The implementation of this method has been based on: 1. Higher safety level than the cleaning activity is with a remote control, where the cleaning is done by the drawing point every 3.3 m and the mining is in the withdrawal. 2. Allow the mine to have a large production increase capacity to implement a larger scale. 3. Increase productivity and reduce costs. The pilot cut 227 NE is considered for the analysis of the productivity results and its incidence in the reduction of operating costs in the comparison with the cut and the rising fill. For this, geomechanical studies have been carried out and then the main efficiency, productivity and control rates of the hauling and drilling equipment have been evaluated; It was determined to evaluate the method according to the characteristics of the deposit. Taking into account the necessary parameters for the evaluation of the method, due to the fact that it favors the increase of monthly production, with the Bench and fill method, VII there is a production of 4733 tons / month; while with the method of cutting and filling up there is a production of 2164 ton / month; Encompassing an approximate difference of 2569 ton / month that can be contributed for the increase of the production. Also included in the operating costs is 41.58 $/ ton with the cut-and-fill method, including plant costs, energy, preparation costs; it is not maintained with the Bench and Fill method, a cost of 28.49 $/ ton is obtained, with a difference of 13.09 $/ ton, which entails a decision regarding continuous improvement. VIII INDICE CAPITULO I ............................................................................................................................. 16 PLANTEMIENTO DEL PROBLEMA................................................................................... 16 1.1. Fundamentación del Problema .................................................................................16 1.2. Formulación del Problema ........................................................................................17 1.2.1. Problema General ..............................................................................................17 1.2.2. Problemas Específicos. .......................................................................................17 1.3. Objetivos de la Investigación.....................................................................................18 1.3.1. Objetivo General ................................................................................................18 1.3.2. Objetivos Específicos .........................................................................................18 1.4. Justificación e importancia del Proyecto .................................................................18 1.5. Alcances y limitaciones de la Investigación..............................................................19 1.5.1. Alcances...............................................................................................................19 1.5.2. Limitaciones ........................................................................................................19 2.1. Antecedentes del estudio ............................................................................................21 Generalidades De Brexia Goldplata ....................................................................................22 2.1.1. Ubicación.............................................................................................................22 2.1.2. Accesos ................................................................................................................24 2.1.3. Geografía.............................................................................................................24 2.2. Geología.......................................................................................................................25 2.2.1. Geología Estructural ..........................................................................................25 2.2.2. Geología Económica ...........................................................................................26 2.3. Geomecánica ...............................................................................................................28 2.3.1. 2.4. Litología y alteraciones ......................................................................................28 Bases Teóricas ............................................................................................................29 2.4.1. Operaciones Unitarias De Minado....................................................................29 2.4.1.1. Perforación y voladura. .....................................................................................29 2.4.1.2. Acarreo y transporte. .........................................................................................30 2.4.1.3. Sostenimiento. .....................................................................................................30 2.4.1.4. Relleno. ................................................................................................................31 2.4.2. Cut And Fill ........................................................................................................31 2.4.3. Tajeo Por Subniveles Con Taladros Largos ....................................................34 2.4.4. Bench & Fill (Taladros Largos en vetas Angostas) .........................................35 2.4.5. Clasificación de métodos de minería subterránea ...........................................41 2.5. Definición De Términos Básicos ...............................................................................45 IX CAPITULO III .......................................................................................................................... 51 HIPÓTESIS Y METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN ............................................ 51 3.1. Planteamiento de la hipótesis de investigación ........................................................51 3.1.1. Hipótesis General ...............................................................................................51 3.1.2. Hipótesis Específicas ..........................................................................................51 3.2. Identificación y clasificación de las variables. .........................................................51 3.2.1. Variable Independiente. ....................................................................................51 3.2.2. Variable Dependiente.........................................................................................52 3.3. Operacionalización de las variables..........................................................................52 3.4. Metodología de la investigación. ...............................................................................52 3.4.1. Método de investigación. ...................................................................................52 3.4.2. Tipo de Investigación. ........................................................................................53 3.4.3. Diseño de investifación .......................................................................................53 3.4.4. Población y muestra ...........................................................................................53 3.5. Técnicas e instrumentos de recolección de datos.....................................................54 3.5.1. Observación Directa...........................................................................................54 3.5.2. Entrevistas no Estructuradas. ...........................................................................54 3.5.3. Revisión Documentaria Referencial .................................................................54 3.6. Instrumentos de recolección de datos .......................................................................54 CAPITULO IV .......................................................................................................................... 55 PRESENTACIÓN, ANÁLISIS E INTERPRETACIÓN DE RESULTADOS .................... 55 4.1. Análisis situacional de zona .......................................................................................55 4.1.1. Rasgos Estructurales Mayores ..........................................................................55 4.1.2. Análisis Estereográfico de Datos Estructurales...............................................56 4.2. Selección en el método de explotación ......................................................................63 4.2.1. Método Actual. ...................................................................................................63 4.2.2. Selección preliminar del método de explotación (Geomecánica). ..................68 4.2.2.2. Valoración del método de explotación..............................................................73 4.2.3. Evaluación Parámetros Técnicos ......................................................................75 4.2.4. Evaluación técnica de minado del minado en veta el Ángel ...........................76 4.3. Cálculo del margen de utilidad según método de explotación ...............................78 4.4. Diseño de Explotación ................................................................................................80 4.5.1. Dimensionamiento del tajo ................................................................................80 4.5.2. Dimensionaiento de los componentes asociados al minado ............................89 4.5.3. Descripción Veta El Ángel tajo 227 NE ..........................................................100 X 4.5.4. Diseño de la infraestructura Veta el Ángel tajo 227 NE ...............................101 4.5.5. Detalles de la Infraestructura .........................................................................101 4.6. Operaciones Unitarias .............................................................................................102 4.6.1. Perforación........................................................................................................102 4.6.2. Voladura ...........................................................................................................108 4.6.3. Cálculo de voladura Producción .....................................................................109 4.6.4. Limpieza de mineral y Relleno ........................................................................114 4.7. Servicios Auxiliares ..................................................................................................115 4.7.1. Transporte de Mineral .....................................................................................115 4.7.2. Relleno del tajo .................................................................................................116 4.7.3. Agua y aire ........................................................................................................117 4.8. Control de calidad ....................................................................................................118 4.9. Gestión de la seguridad............................................................................................119 4.10. Rentabilidad Costo/Benéfico ...................................................................................120 CONCLUSIONES ................................................................................................................... 121 RECOMENDACIONES ......................................................................................................... 122 BIBLIOGRAFIA ..................................................................................................................... 124 ANEXOS .................................................................................................................................. 125 XI LISTA DE TABLAS 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 35 36 37 Tabla de coordenadas de las concesiones en Pasad 56 Acceso Mina El- Santo Depósitos y componentes estructurales relacionados con métodos de minería subterránea. Factores secundarios para ser considerados a momento de seleccionar el método de explotación Cuadro comparativo de costos de las Minas en Perú. Cuadro comparativo según parámetros por métodos de explotación Minas en Perú. Operacionalización de las variables Sistemas de Discontinuidades Estructurales Criterio para clasificación Geomecánica. Resumen de propiedades de resistencia en la masa rocosa El Santo. Orientación de esfuerzos principales Características promedio mineral y cajas. Métodos de explotación, Grupo A Métodos de explotación, Grupo B Métodos de explotación, Grupo C Métodos de explotación, Grupo D Variables De Entrada – Evaluación de Parámetros Técnicos Cuadro de evaluación aspectos técnicos de las alternativas de minado. Criterios de evaluación de las alternativas de minado Tabla de puntuación para evaluación de alternativas de minado Criterios de evaluación de las alternativas de minado. Costo de Operación con Bench & Fill Costo de Operación con el método Corte y Relleno Margen De Utilidad Bench & Fill y Corte y Relleno Factores de Seguridad Mínimos Numero de estabilidad “N”. Veta El Ángel Radio hidráulico “S” con sostenimiento. Dimensiones de tajeos con sostenimiento Veta El Ángel Descripción Del Equipo Utilizado para Perforación Resultados del cálculo de Burden según Langerfors Taladro parámetros de voladura slot Comparativo Consumo - Según Tipo De Explosivo Resultados obtenidos con de diseño de perforación y voladura. Ciclo de transporte de mineral Detalle de Las Compresoras Actuales Requerimiento de aire para el tajo 227 NE Análisis Económico del Tajo XII 22 24 45 46 47 47 55 60 62 62 63 75 77 77 77 77 78 80 81 81 81 82 83 83 86 89 91 92 106 109 111 113 115 119 120 121 124 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 LISTA DE FIGURAS Plano de Ubicación mina El Santo. SW-NE Sección longitudinal de la veta El Ángel que muestra la distribución vertical de Au (g / ton). SW-NE Sección longitudinal de la veta El Ángel que muestra la distribución vertical Ag (Oz/ton). SW-NE Sección longitudinal de la veta El Ángel que muestra la distribución vertical del Cu (%). SW-NE Sección longitudinal de la veta El Ángel que muestra la distribución vertical del Pb (%). SW-NE Sección longitudinal de la veta El Ángel que muestra la distribución vertical del Zn (%). Corte y Relleno Brexia GoldPlata Tajeo por Subniveles Sandvik Mining and Rock Technology Preparación del bench and Fill Secuencia De Minado Bench & Fill Vista en 3D de Norte –Oeste De Las Vetas-El Santo Diagrama de planos principales – diaclasas. Diagrama de planos principales – fallas Diagrama estereográfico de esfuerzos principales. Mecanismos de inestabilidad estructuralmente controlada, Tajeos 10 metros. Condiciones naturales del yacimiento (Ref.: N. Cabello 2008) Fundamentos de mecánica de rocas aplicada al método de explotación. Figura de estabilidad (Mathews & Milne, 1992). Modelo Geomecánico Conceptual, mostrando malla de elementos finitos para AEDE con aplicación del Bench & Fill (B&f) Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del minado: Nivel -050 y -095. (Fases 1 y 2) Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del minado Nivel -050 y -095.(Fases 3 y 4) Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del minado Nivel -050 y -095 (Fase 5 y 6) Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del minado Nivel -050 y -095.(Fases 7 y 8) Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del minado Nivel -050 y -095 (Fase 9 y 10) Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del minado Nivel -050 y -095 (Fases 11 y 12) Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del minado Nivel -050 y -095 (Fases 13 y 14) Distribución de factores de esfuerzos en la simulación post - minado del Nivel -095 en la veta “Ángel” mediante aplicación del Bench Fill Sección Longitudinal Veta El Ángel Tajo 227 NE XIII 23 27 27 27 28 28 35 37 41 42 59 60 61 64 65 72 75 90 93 94 95 96 97 98 99 100 101 103 29 30 31 32 33 34 35 36 37 38 39 40 41 Vista en Planta Veta El Ángel Tajo 227 NE Modelamiento Datamine 5D Planner Veta El Ángel Vista frontal del Equipo Nautilus Vista en perfil del Equipo Nautilus Diseño del burden según Langefors Diseño de la malla Slot Distribución de taladros en el tajeo 227 (vista de planta) Diseño de perforación y voladura. Longitud nominal y real de la carga Diseño de perforación y voladura controlada. Simulación de voladura “JK Simblast”, control de la energía liberada durante el proceso de detonación (Distribución de carga) Resultados obtenidos en el Tajo 227 Scooptram Modelo ST-2G de 2.2 Yd3. XIV 103 104 106 107 108 110 110 112 113 114 116 117 118 INTRODUCCION Este trabajo de investigación se realizó debido a la necesidad de la reducción de costos en la Veta El Angel del Tajo 227 NE implementando un nuevo método de explotación ( Bench & Fill), esta técnica nos permitió responder a nuestro problema de investigación de “¿Como se incrementó la producción de la veta El Angel?” , esto se fundamenta con los resultados obtenidos tras la aplicación del método Bench & Fill . Nuestra hipótesis general fue la aplicación de un nuevo método de explotación subterránea logrando incrementar la producción en la veta El Angel del Tajo 227 NE de la compañía minera Brexia Goldplata Perú S.A.C. El objetivo General es incrementar la producción mediante la aplicación de un nuevo método de explotación subterránea de la Veta El Angel del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C. El mencionado trabajo cuenta con los siguientes capítulos: Capítulo I, Planteamiento , Objetivo, Justificación y Formulación del Problema, Capítulo II, Antecedentes de Investigación, Generalidades de la Empresa Brexia Goldplata, Bases Teóricas y Definición de términos. Capítulo III, Metodología e hipótesis de Investigación, Operacionalización de Variables, Técnicas e Instrumentos de Recolección de Datos. .Capítulo IV, Análisis e Interpretación de Resultados. XV CAPITULO I PLANTEMIENTO DEL PROBLEMA 1. Planteamiento del Problema 1.1. Fundamentación del Problema Para la producción minera es de gran importancia elegir correctamente la técnica de explotación a utilizar, puesto que si la elección ah sido errada puede verse afectado en pérdidas económicas y humanas. En las operaciones mineras gracias a la experiencia de los profesionales y el desarrollo de minado de diversas formas de yacimientos (cuerpos y vetas), y con tipos de rocas entre buenas, regulares y malas, se han podido aplicar métodos de alto nivel de productividad; por ello la elección y selección adecuada del método de explotación es importante. La Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C. utilizó el método Cut & Fill Semi -mecanizado, con una producción mensual de 2163.84 TM/mes de la veta el ángel, La política de la Compañía para el año 2019 es de incrementar la producción, con una mínima dilución. Con el método método Bench & Fill, se pretende llegar a 4733.40 TM/mes en el tajo el ángel; con una potencia que varía de 1.20m a 2.50m. 16 Los problemas que se tiene con el método tradicional Cut & Fill convencional son el bajo índice de productividad y costos altos. Es así como la Compañía Minera Brexia Goldplata Peru S.A.C. requiere superar estos problema cambiando el indicado Cut and Fill Convencional y semi-mecanizado por el método Bench and Fill. La implementación de un nuevo método de explotación implica varios estudios y análisis para su correcta aplicación, para ello se presenta de manera ordenada los parámetros asociados a la producción de la mina . El nivel piloto para desarrollarse es en el Tajo 227 NE el Ángel Nv-50 , donde la veta tiene un buzamiento 75°- 80°, es una ventaja que permite el traslado del material dentro del tajo . Asimismo, el buzamiento de la veta requiere taladros paralelos para una altura de 10 m entre subniveles, finalmente los Slots (chimeneas) son utilizados como cara libre y estarán ubicados a los costados del tajo, para una mejor extracción del mineral en retirada. Esto permite que el tiempo en la producción sea mayor y en menor tiempo. 1.2. Formulación del Problema 1.2.1. Problema General ¿Cómo se incrementará la producción de la veta el Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C.? 1.2.2. Problemas Específicos. • ¿Al aplicar el método Bench & Fill se incrementará la producción de la veta el Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C.? 17 • ¿Cuál es la incidencia en la reducción de costos de producción en veta el Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C.? 1.3. Objetivos de la Investigación 1.3.1. Objetivo General Incrementar la producción mediante la aplicación de un nuevo método de explotación subterránea de la veta el Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C. 1.3.2. Objetivos Específicos a) Incrementar la producción de mineral al aplicar el método Bench & Fill en veta el Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C. b) Reducir los costos de producción al aplicar el método Bench & Fill en veta el Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C. 1.4. Justificación e importancia del Proyecto La minería es un negocio que depende mucho de la oferta y demanda de los precios de los metales en el mercado internacional, por lo que se ven en la necesidad constante de replantear las estrategias basados en la reducción de costos y mejora de la productividad, ya que son las variables más importantes en cualquier empresa para garantizar la viabilidad y permanencia en el tiempo de la empresa. Por lo tanto, bajo este concepto existe un gran número de métodos de explotación disponibles para ser aplicados en las distintas vetas mineralizadas, donde cada método cuenta con distintas ventajas y desventajas al momento de ser aplicados. 18 En la operación minera gracias a la experiencia y desarrollo de proyectos de minado en diferentes tipos de yacimientos (cuerpos y vetas), y con tipos de rocas entre buena y muy mala, se han podido aplicar métodos de explotación de alto nivel de productividad; por ello la selección adecuada del método de explotación es de gran importancia ya que esto afecta todas las decisiones de diseño del futuro de la mina. La Compañía Minera Brexia Goldplata Perú SAC se beneficiará por la optimización de la producción y reducción de costos mejorando la productividad en el ciclo de minado. 1.5. Alcances y limitaciones de la Investigación. 1.5.1. Alcances A todas las empresas mineras subterráneas que desean optimizar la producción y reducir los costos en vetas angostas menores a 3.0 m y que quieran cambiar el método de explotación al método Bench & Fill, implementando la mecanización de equipos mineros, ya que se centra en la principal problemática que son los costos, este estudio también puede ser aplicado en otras empresas mineras realizando las respectivas adecuaciones. 1.5.2. Limitaciones Durante el desarrollo de la investigación se afrontó una serie de limitaciones en el proceso de su formulación, situación previsible en la mayoría de los trabajos de investigación, pudiéndose señalar los principales aspectos restrictivos encontrados: 19 • La escasa información documental referida al tema de investigación. • La aplicación de un nuevo método de explotación no es una tarea fácil ya que esta conlleva un gran número de evaluaciones, estudios y análisis necesarios para la correcta aplicación del método. 20 CAPITULO II MARCO TEORICO 2. Marco Teórico 2.1. Antecedentes del estudio Jorquera, M. (2015) en su investigación titulada “Método de explotación Bench & Fill y su aplicación en minera Michilla ” concluyo que “la estimación económica realizada entrega un costo de mina para el bench & fill de 34,3 US$/ton, donde los principales costos se deben al carguío y transporte del material obtenido. Al comparar el costo mina del B&F con el costo del CFPRP (46,5 US$/ton), se puede apreciar que el costo total del primero resulta ser hasta un 25% más bajo que el método de explotación actualmente utilizado”. Jáuregui, O. (2009) en su estudio denominado “Reducción de los costos operativos en mina, mediante la optimización de los estándares de las operaciones unitarias de perforación y voladura” concluye que “Al aplicar los estándares óptimos de trabajo en las principales operaciones unitarias de minado, 21 que son la perforación y voladura, se asegura de esta manera el éxito de todo el ciclo de minado”. Vilca, C. (2018) En su tesis “Diseño e implementación del método de explotación bench and Fill Stoping en vetas angostas tipo rosario, para incrementar la producción- Minera Chalhuane Sac”, concluyó que: los resultados favorables obtenidos después de la evaluación Geomecánica diseño y aplicación del método Bench and Fill, logró incrementar la producción y reducir el costo de producción. Resultando con ello la viabilidad de implementar este método en la explotación de vetas angostas en Minera Chalhuane S.A.C. Generalidades De Brexia Goldplata 2.1.1. Ubicación La Mina Brexia Goldplata en su unidad el Santo se ubica en el distrito y provincia de Caylloma en la región Arequipa, en la franja volcánica de la cordillera occidental de los Andes a 6 Km al NW del pueblo de Caylloma, con altitudes entre 4500 y 4900 msnm y dentro de las concesiones Sandra 104 y Sandra 105. Tabla 1 Tabla de coordenadas de las concesiones en Psad 56 Concesiones Sandra 104 Coordenada Este 194412 193826 194436 194371 195219 195882 22 Coordenada Norte 8318485 8319173 8319689 8319765 8320483 8319702 PLANO DE UBICACION Figura 01 Plano de Ubicación mina El Santo. Fuente (Brexia GoldPlata) 23 2.1.2. Accesos A la mina el Santo se accede por medio terrestre, tomando la vía Arequipa Caylloma la cual se encuentra asfaltada hasta el desvío de Sibayo, luego la carretera afirmada hasta el pueblo de Caylloma y posteriormente la mina, tomando un total 7 horas desde la ciudad de Arequipa. Tabla 02: Acceso Mina El- Santo Departamento Provincia Distrito Altitud Trayecto Lima – Arequipa Arequipa - Cuzco – Sibayo Sibayo – Caylloma Caylloma - El Santo Total, Arequipa - El Santo Arequipa Caylloma Caylloma 4700 msnm Distancia (km) Tipo de Vía 1.05 Asfaltado 164 Afinada 64 Afinada 9 Afinada 237 Afinada 2.1.3. Geografía CLIMA El clima es frígido y seco, diferenciándose dos estaciones bien marcadas: una humedad durante los meses de noviembre a abril, con abundantes precipitaciones pluviales, con un promedio anual entre 700 y 900 mm; y la segunda el resto del año con ausencia de precipitaciones pluviales y la ocurrencia de fuertes heladas con temperaturas que alcanzan los -15°C, la temperatura promedio anual oscila entre los 3-6°C, en los meses de agosto y octubre la ocurrencia de fuertes vientos. 24 FAUNA Y VEGETACIÓN La flora está restringida a especies nativas, como el Ichu, yareta, algunas gramíneas, escaso pasto, líquenes y musgos, los que son más nutridos y permanentes durante todo el año son las bofedales que sirven de forraje para el ganado. La fauna principalmente la conforma la crianza de ganado auquénido como: Alpacas y llamas y en menor proporción el vacuno y el ovino. La Fauna silvestre es variada principalmente: vicuñas, vizcachas, zorro, roedores (ratón silvestre), dentro las aves, huallata, perdices, patos, pájaros, águilas y halcones entre los peces principalmente la trucha y otros animales como reptiles (lagartos), batracios e insectos. 2.2. Geología 2.2.1. Geología Estructural Estructuralmente la zona se encuentra en la cadena occidental de los Andes del sur del Perú, en un corredor o franja de aparatos volcánicos de rumbo SE-NW conocida como la cordillera del Sheila; estos aparatos volcánicos a parecer aprovecharon la existencia de grandes lineamientos y fallas, algunas de ellas muy profundas, para poder salir a superficie desde sus cámaras, ubicadas a unos cuantos kilómetros de profundidad. Las estructuras principales por longitud y extensión son las fallas longitudinales de rumbo andino que corren paralelas entre sí y con los 25 aparatos volcánicos estas estructuras por lo general son de tipo normal sinestral, algunas de ellas son bastante extensas, apreciables por varias decenas de kilómetros, por lo general son de unos cuantos metros hasta 40 m. de ancho y su salto está entre las decenas a unos pocos cientos de metros. Las estructuras secundarias son las fallas transversales, las cuales tienen un rumbo SW-NE; a pesar de ser secundarias a nivel estructural, son las principales en cuanto a mineralización ya que concentran la mayoría de las principales vetas del distrito minero. 2.2.2. Geología Económica 2.2.2.1. Mineralización El ensamble mineralógico conformado por enargita, calcopirita, galena cobre gris, esfalerita, y marmatita,. Rodonita, baritina, cuarzo, rodocrosita, pirita, y hermatita. 2.2.2.2. Veta el Ángel Esta estructura mineralizada presenta un afloramiento de 300 m con dirección de 65° E y buzamiento de 78-80 NW y potencia variable de 1.5 hasta 3.0 m con estructura difusa con venas de cuarzo con diseminación de esfalerita y galena y ganga de cuarzo-rodonita, donde el cuarzo ocurre como cristales euhedrales a subdurales con forma irregulares y prismáticas con tamaños variados, rellenan fracturas en la veta y se encuentra asociado a sulfuros como esfalerita, calcopirita, galena, covelita, calcosina y cobre grises, los carbonatos que se muestran son cortados por las fracturas rellenas de cuarzo. Su ley 26 promedio es: 0.55 g/ton Au, 2.40 Oz/ton Ag, 0.36% Cu, 3.04% Pb, 3.71% Zn. Figura 02. SW-NE Sección longitudinal de la veta El Ángel que muestra la distribución vertical de Au (g / ton). Figura 03. SW-NE Sección longitudinal de la veta El Ángel que muestra la distribución vertical Ag (Oz/ton). Figura 04. SW-NE Sección longitudinal de la veta El Ángel que muestra la distribución vertical del Cu (%). 27 Figura 05. SW-NE Sección longitudinal de la veta El Ángel que muestra la distribución vertical del Pb (%). Figura 06. SW-NE Sección longitudinal de la veta El Ángel que muestra la distribución vertical del Zn (%). 2.3. Geomecánica 2.3.1. Litología y alteraciones En base a las investigaciones geomecánicas de campo realizadas en la veta El Ángel y su entorno físico en secciones transversales al rumbo exponen las siguientes litologías: Toba andesítica cristalolítica (roca piroclástica de textura Fragmental conformada por líticos subangulosos de andesitas micro porfídicas y microcristalinas, en una matriz cripto-microcristalina de feldespatos y máficos alterados a arcillas, carbonatos, sericitas en menor grado y cloritas, con venillas irregulares de cuarzo, calcita y diseminaciones de pirita). 28 Tobas andesíticas (rocas volcánicas de textura porfídica y amigdalar, color gris-verdosa, conformada por plagioclasas tabulares y máficos prismáticos alterados a arcillas y cloritas respectivamente, en una matriz cripto-microcristalina de feldespatos y máficos alterados a sericitas y cloritas). Brecha silicificada (cuarzo-rodonita) y carbonatizada (rodocrosita, calcita), rodonitas con diseminación de sulfuros (piritas y minerales opacos) de textura bandeada coliforme con impregnaciones de agregados criptocristalinos de minerales oxidados de manganeso e inclusiones de fragmentos angulosos de andesitas micro porfídicas y afaníticas a modo de clastos soportados. 2.4. Bases Teóricas 2.4.1. Operaciones Unitarias De Minado 2.4.1.1. Perforación y voladura. a) Perforación.es la primera operación en la preparación de una voladura. Su propósito es el de abrir en la roca huecos cilíndricos destinados a alojar al explosivo y sus accesorios iniciadores denominados taladros, barrenos, hoyos o blast holes… b) Voladura. Diaz ,Etal. Boletin de ciencias de la tierra, análisis y diseño de perforación y voladuras en minería de superficie empleando el enfoque de la programación estructurada;32-2012,pp.15-21 Es uno de los medios principales de extracción de minerales en las 29 operaciones de minería. El propósito principal de la operación de voladura es la fragmentación de la roca y para esto se requiere una gran cantidad de explosivos. 2.4.1.2. Acarreo y transporte. El transporte en el tajeo es uno de los más importantes, dependiendo de la forma del tajeo y las distancias de acuerdo con el radio de rendimiento de cada equipo de acarreo y transporte. a. Scooptram diesel. Son equipos de bajo perfil que cargan, transportan y descargan material fragmentado utilizando petróleo como combustible, por lo que emiten gases y humos que en muchas minas crean problemas de ventilación. 2.4.1.3. Sostenimiento. Después de que se procede a la limpieza lo que se debe hacer es un desatado de rocas y proceder al sostenimiento para continuar avanzando en sentido de la veta con la debida seguridad. Para el sostenimiento se emplea dependiendo del ancho o potencia de la veta: Sostenimiento activo: Los tipos de sostenimientos activos son: pernos Hydrabolt; pernos de anclaje Pernos Split y Shotcrete. pernos helicoidales. Sostenimiento: pasivo Sostenimientos pasivos son: mallas electrosoldadas, Cuadros de madera, cimbras metálicas y puntales, mallas tipo gallinero o trenzadas (usualmente instalados en los tajos sosteniendo las cajas). 30 2.4.1.4. Relleno. Es un soporte que evita el hundimiento en los tajos explotados a presiones mayores siendo necesario para la seguridad en la explotación según la profundización en las labores 2.4.2. Cut And Fill Llamado también explotación por testeros, este método consiste en realizar tajadas horizontales desde la parte inferior del tajo avanzando de forma vertical hasta la parte superior.se inicia realizando la explotación de una tajada luego se rellena el vacío con material detrítico para tener un mayor sostenimiento en los hastiales del tajo esto nos permite realizar la extracción de la tajada siguiente. Este método puede ser utilizados en las siguientes condiciones. Se debe contar con Yacimientos tipos vetas con buzamientos pronunciados mayores a 55°, cajas competentes o regulares del macizo rocoso, disponibilidad de material relleno detrítico. 2.4.2.1. Preparación De La Base De La Labor. Al aplicar el método de explotación, se limita el tajo mediante una galería en la parte superior e inferior, también se realiza las chimeneas. Entendiendo por galerías base lo siguiente: GALERIA: Labor de acceso resguardada por un puente de mineral: Teniendo 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. 31 ECHADEROS: Se refiere a la evacuación del mineral arrancado, se puede decir que en general la distancia entre ellas dependerá de dos factores fundamentales: 1.- Sistema empleado en la evacuación del mineral (a mano o mecanizado). 2.- Calidad del material con que están construidas. No se debe ser imprudente en la construcción de echaderos de buena calidad en preferencia de concreto, puesto que después de la explotación del tajo, serán estas mismas las que se utilizarán para proveer rellenos detritico a los tajos del nivel inferior, resolviendo la provisión del relleno. Es necesario conservar los echaderos con la finalidad de realizar una mejor evacuación de mineral en una explotación ascendente. Esto nos permite a la vez agilizar el relleno del tajo para controlar el sostenimiento y continuar con la explotación. CARGUIO DE MINERAL: La evacuación de la extracción de mineral se realiza de las siguientes formas: a) CARRITOS MINEROS: Extrayendo el mineral en los carros mineros que se vacían en los hechaderos. b) DUMPERS: Se da uso de los dumpers para la extracción de minera, cuidando el piso del tajo para evitar pérdidas de tiempo y tener una mayor productividad. 32 RELLENOS: Procedente de labores de la mina, el relleno está compuesto por roca estéril, estos son de bajo costo pero producen inconvenientes como la consolidación por la acción de la humedad y presión. CICLO DE PRODUCCIÓN: Es necesario en este método la organización correcta de los equipos de manera que no se produzcan atrasos por la colocación de Relleno que serán realizados después de la extracción de mineral al interior del tajo, e ahí la importancia de los equipos, ya que si no existieran el traslado del relleno del tajo sería más complicado y requeriría mayor tiempo, cabe mencionar que si existe mecanización la distancia entre los echaderos y la evacuación del mineral serán mayor. Por lo tanto el volumen del relleno también será mayor. Figura 07: Corte y Relleno Brexia GoldPlata 33 2.4.2.2. Ventajas Del Método Cut And Fill. La extracción del mineral y relleno es cercana al 100%; se puede seleccionar las zonas de alta y baja ley, y se evalúa la extracción según el valor de mineral en el tajo, este método nos permite adaptarnos al uso de equipos mecanizados según la necesidad del tajo.es un método seguro y se adecua a todo los tajos que no cuentan con equipos mecanizados. 2.4.2.3. Desventajas Del Método Cut And Fill. Este método requiere de un elevado costo de explotación debido al consumo de materiales de fortificación, demanda también la paralización de la producción a consecuencia del tiempo del relleno. 2.4.3. Tajeo Por Subniveles Con Taladros Largos El Tajeo por subniveles (Sublevel Stoping, Blasthole o Longhole Stoping) con taladros largos es un método de minado de alta producción aplicable: a cuerpos o vetas extensas, de buzamiento casi vertical y geometría regular que poseen un mineral y cajas competentes que requieren esporádicos o ningún soporte y el mineral roto fluye bajo la influencia de la gravedad. Este método posee una fuerte inversión en la etapa de preparación, aunque dicho costo es compensado por el hecho que gran parte de la preparación es ejecutado en mineral. El método de explotación ha provenido de las minas de hierro de Michigan en 1902 (Peele, 1941) y al principio fue inventado como un banco de taladros cortos y sistema de rastras. 34 En estos tiempos se basan a cuerpos empinados de mineral el cual son competentes el mineral como la roca encajonante y desciende por gravedad el mineral roto. Lo importante es que tienen que ser regulares los cuerpos de mineral, debido a que no es selectivo. La correcta utilización de la voladura en el tajo por el método Bench & Fill te permite tener una reducción de costos en la minería subterránea. Figura 08: Tajeo por Subniveles Sandvik Mining and Rock Technology 2.4.4. Bench & Fill (Taladros Largos en vetas Angostas) Consiste en dividir el cuerpo mineralizado en sectores aptos para el laboreo y consiste en arrancar el mineral a partir de subniveles de explotación mediante disparos efectuados en planos verticales, con tiros paralelos, posteriormente quedando vacío el tajo después de la explotación. La preparación de este método contempla galerías de perforación (GP), galería de base o Undercart y transporte para evacuación del mineral 35 arrancado y chimeneas VCR para generar una cara libre. La perforación se realiza con tiros largos radiales, utilizando tiros que van entre 8 – 15 m hacia arriba (positivos) y hacia abajo (negativos). Carguío del mineral: el mineral arrancado cae por gravedad y es recolectado por embudos o por la zanja creada con tal objeto, abarcando toda la base del caserón. En el caso de tener una zanja, esta progresa en el mismo sentido y a la velocidad que la explotación continúa. Por el contrario, si se trata de embudos, estos deben prepararse con anticipación y sus dimensiones van a depender del ancho del caserón. El método generalmente se aplica en cuerpos subverticales como vetas, brechas y diques. También es aplicado en cuerpos horizontales que sean de gran potencia. 2.4.4.1. Tipos de Cuerpos de Mineral La perforación de taladros largos y los grandes volúmenes de producción disparados requieren que los cuerpos de mineral sean bien definidos. Los bordes de los tajeos deben ser regulares, porque cuerpos irregulares de mineral y aquellos que contienen grandes tramos de desmonte no pueden fácilmente ser evitados. El desmonte de los cuerpos irregulares de mineral se mezcla con el mineral extraído, por ende el costo de mineral extraído aumenta. La roca debe soportar las presiones ya que se encontrarán ubicadas en grandes aberturas que podrían ser dejadas sin relleno por un período de tiempo, además debe resistir movimientos de choques y detonaciones. 36 Una roca incompetente causa pérdidas debido a la disolución del mineral, pérdidas de los subniveles que bloquean los puntos de transporte necesarios para el carguío de los tajos, ello implica la re perforación en las labores de explotación. . 2.4.4.2. Preparación De La Base De La Labor. Se realiza las labores de preparación como son las vías de transporte, ventilación, accesos, etc; para la explotación del yacimiento; teniendo un nivel de producción y un nivel de perforación en la parte superior . Nivel de producción: Es una galería de extracción y transporte el cual asegura que el diseño no tenga inconvenientes en todo el nivel Labores que sirven para el transporte de equipos de carguío, teniendo en cuenta en el diseño los movimientos permitidos, la sección adecuada, cuidando de las vías para evitar accidentes en plena galería de transporte Las estocadas se diseñan para evitar dificultades en el tránsito de equipos mineros; teniendo en cuenta lo siguiente: La longitud varía de acuerdo a las cámaras de explotación, principalmente a su dimensionamiento y geometría del bloque de mineral; La estabilidad del tajo depende de la distancia de las estocadas y del ancho de las unidades de explotación.. 37 Nivel Superior de Perforación: El objetivo es perforar mediante equipos DTH de arriba hacia abajo, con una orientación paralela de nivel a nivel; teniendo en cuenta los diseños paramétricos mencionados anteriormente. Accesos Su acceso es por roca estéril y sirve para llegar al nivel que se va a explotar; contando con una pendiente de -12% a +12% dependiendo de los parámetros de diseño. Secuencia de explotación Figura 09: Preparación del Bench and Fill (Autor) 2.4.4.3. Secuencia de explotación La extracción se realizará de una cámara en medio del bloque, obteniendo la siguiente secuencia de explotación . En primer lugar se realiza los subniveles inferior y superior del Tajo; posteriormente se realiza la ejecución de las chimeneas SLOT que es la cara libre del tajo. 38 Asimismo, se comienza con la perforación de taladros largos; después se realiza la explotación del tajo cuidando la abertura máxima sin sostenimiento; para ejecutar la limpieza y relleno secuencialmente. Se realiza el minado del tajo en retirada y el relleno detrítico en avanzada hasta llegar finalmente al último corte. Figura 10: Secuencia De Minado Bench & Fill 39 2.4.4.4. Ventajas del Metodo Bench & Fill El método de Bench & Fill permite que la extracción de los tajos sean realizados con eficiencia y mayor productividad llegando a 110 ton/hombre debido a su manejable mecanización, este método permite que el ritmo de producción sea elevada llegando a más de 4000 ton al mes, además de ser segura permite la fácil ventilación entre voladuras realizadas en subniveles. El método Bench & Fill la dilución está por debajo del 20% mientras que la recuperación del mineral es superior al 90%, los disparos son realizados después de la perforación de los tajos, estos son realizados continuamente mejorando la calidad de la voladura. 40 2.4.4.5. Desventajas del Metodo Bench & Fill Este método requiere una alta inversión , asimismo una cantidad amplia de labores de preparación y desarrollo, sujeto a que la mayor parte del cuerpo sea mineral, puesto que no es selectiva, este método no permite la reparación inmediata de la caja techo y piso, conduce los gases de las voladuras al interior de los tajos. 2.4.5. Clasificación de métodos de minería subterránea Para una mayor recuperación de minerales con un alto valor económico se combina los métodos de explotación, mejorando las operaciones unitarias de diversas formas. El objetivo de una buena selección de método de explotación es direccionar adecuadamente según las características del yacimiento, teniendo en cuenta la forma , distribución de la mineralización y la parte geomecánica del macizo rocoso. (características geotécnicas) Normalmente, se considerarán dos parámetros independientes principales: La geometría básica del depósito. Estabilidad del terreno: Es uno de los requisitos de soporte necesario para extraer y controlar el terreno, conociendo la estructura , roca y presiones. Siendo la principal preocupación el soporte, el techo, los pilares y el relleno. 41 Tabla N° 3 Métodos de minería subterránea relacionados con los componentes y depósitos estructurales. Geometría Techo principal del depósito estructural y piso. Tabular Plano Tabular Inclinado Macizo Estimacion de Componentes (pilar, paredes)* Métodos de minería subterránea Room and pilar (spans ≤ 6m) Room and pilar (spans ≤ 31m) Tipo Buena Buena Buena Pobre Pobre (Techo se derrumba sobre pilar permanente) Buena Longwall; Pillaring hundido Buena Buena Sublevel Stoping (Spans 6-31m) Buena Pobre Shrinkage Pobre Buena Cut and Fill Autosostenido y rellenado Soportado y rellenado Soportado y rellenado Pobre Pobre Buena Buena Sublevel Caving (Spans ≥ 6m) Vertical Slices Buena Pobre Vertical Slices Pobre (capa rocosa) Pobre Block Caving * Clasificado en cuanto a la fuerza y l a dureza del pilar Fuente: Mining Handbook SME. 42 Autosostenido Soportado Hundido Autosostenido Soportado y rellenado Tabla N° 4 Factores secundarios para ser considerados al momento de seleccionar el método de explotación Costo Adaptividad/ %Recueración/ Influencia Ambiental Relativo Selectividad % Dilución Room and Hundimiento y 0.3 Alto/Alto 50-80/20 Pilar(Coal) contaminación del agua Stope 0.3 Alto/Alto 75/15 Buena and Pillar Sublevel Relleno para 0.4 Bajo/Bajo 75/15 Stope evitar hundimiento Metodo Shrinkage 0.5 Moderado/ Moderado 80/10 Cut and Fill 0.6 Moderado/Alto 90/5 Longwall 0.2 Bajo/Bajo 80/10 Sublevel Caving 0.5 Bajo/Bajo 90/20 Block Caving 0.2 Bajo/Bajo 90/20 Relleno para evitar hundimiento Relleno para evitar hundimiento Hundimiento y contaminación del agua Interrupción severa de la subsidencia Interrupción severa de la subsidencia Seguridad y Salud Control del terreno y ventilación. Control del terreno y ventilación. Menos, explosión de agujeros largos Productividad Alto Alto Moderado Diversos Pilares Comunes Bancos Comunes Relleno Comun Suelo pobre (Colapsa) y mineral roto almacenado. Bajo Retencion de 2/3 de mineral Poco Bajo Clasificado buena Muy Alto Alto Capital Mineral roto o oxidado Alto Ancho de cueca > 9.2 m Explosiones de aire y minerales rotos almacenados. Alto Retencion Mineral Fuente: Mining Handbook SME. La necesidad constante de replantear las estrategias basados en la reducción de costos y mejora de la productividad, ya que son las variables más importantes en cualquier empresa, obligan a utilizar nuevos métodos como el Bench & Fill y olvidar el uso de métodos tradicionales convencionales. En la actualidad el método Bench & Fill está consolidándose en nuestro país, desplazando el método de corte y relleno ascendente principalmente por la seguridad y productividad en operaciones: 43 Tabla 05 Cuadro comparativo de costos de las Minas en Perú. CUADRO COMPARATIVO DE COSTOS Perforación Materiales Voladura Servicios Auxiliares Sostenimiento Implementos Herramientas Limpieza Preparación COSTO MINA USD/TN BENCH & FILL CyR CONVENCIONAL ACOPIO ($) ACOPIO VARIANTE ($) 1.65 0.92 0.00 0.13 0.21 3.79 10.38 3.02 0.87 0.00 0.33 0.86 6.27 10.38 3.02 0.87 0.00 0.33 0.82 4.79 9.25 2.63 0.78 0.00 0.13 0.72 5.86 14.9 21.73 19.08 25.02 17.08 Fuente: Cámara minera Del Perú Tabla 06 Cuadro comparativo según parámetros por métodos de explotación Minas en Perú. CUADRO COMPARATIVO DE LOS PARÁMETROS POR MÉTODO DE EXPLOTACIÓN Métodos Explotación Bench & Fill Corte y Relleno convencional Costos Producción Calidad Roca Product. Recup. Dilución % Operación B-40x45x1.5 RMR-BZ 17.09 13.59 7 89 7 ≥ 45 ≥ 45° 21.73 5.08 25 78 22 ≥ 20 ≥ 45° 19 78 20 ≥ 45 ≥ 60° 14 89 20 ≥ 45 ≥ 60° Acopio 19.09 6.65 Convencional Acopio 25.02 8.18 Variante Fuente: Cámara minera Del Perú 44 2.5. Definición De Términos Básicos Actividad minera. La actividad minera involucra la extracción de depósitos metálicos con valor económico. El cual comprende de varias fases secuenciales, como la exploración, desarrollo , explotación de la mina, beneficio o procesamiento de mineral, disposición de relaves y rehabilitación y cierre. Estas fases deben cumplir con las normas vigentes. Banco (Bench). Cortes escalonados en el yacimiento a tajo abierto una cara superior horizontal y una vertical lateral. Sobre la cual se desarrolla el trabajo de extracción. Broca. Es una herramienta metálica de corte de suelos y rocas que crea orificios circulares, es utilizado en máquinas perforaciones del subsuelo. Burden. Según Konya el burden es la “Distancia más corta al punto de alivio al momento que un taladro detona, considerando al alivio como la cara origina del banco o bien como una cara interna creada por una hilera de taladros que han sido previamente disparados” (Konya). Es la distancia entre un taladro cargado con explosivos a la cara libre de una malla de perforación. Chimenea. Es una labor vertical construida entre dos niveles diferentes, hecha en sentido ascendente y destinada para la ventilación de todas las labores subterráneas, el transporte de servicio auxiliar, etc. Contenido Metálico. También llamado ley de mineral de cualquier elemento presente en un volumen de mineral, aquellos se determinan en base a las leyes 45 obtenidas en el proceso metalúrgico, mediante muestreos y análisis químicos. Expresado en formas diversas como : Pb, Zn, Cu, (%) y la Ag – Au en (Onz-troy) Costos. Desde el punto de vista financiero, es todo desembolso de dinero para obtener beneficios positivos o negativos. Mediante el cual se puede medir, identificar, analizar, interpretar y ser utilizado por parte de la gerencia para controlar, evaluar y planear. Dilución. Es la disminución del contenido metálico del mineral por combinación con las rocas encajonantes de material estéril. Emulsión (explosivo). Es un explosivo cuyo principal componente son las sales inorgánicas oxidantes, combustibles orgánicas insolubles en agua, emulsificantes y un agente de volumen. La fase de aceite combustible es la fase externa o fase continua (Emulsificador y Combustible), mientras que la fase de sal oxidante es discontinua (Agua, Sales inorgánicas y vacíos). Estudio de impacto ambiental. Estudio referido a los posibles efectos adversos a nuestro medio ambiente al momento de iniciar el desarrollo de una actividad minera. Con la finalidad de evitar daños perjudiciales a nuestro entorno natural y ecológico. Explosivos. Es una mezcla de compuestos químicos que bajo ciertos estímulos generan una reacción química violenta exotérmica con gran poder de ruptura del macizo rocoso por la expansión de los gases que comprenden en su composición. Explotación.es la puesta en marcha de las operaciones de mineriaen una zona específica que tiene un valor económico probado. 46 Geomecánica. Es el estudio de las propiedades físicas y mecánicas del macizo rocoso.para el desarrollo de la actividad minera,en la evaluación del comportamiento geomecánico de diversos factores como la resistencia del macizo rocoso, el grado de fractura, y la resistencia. cuya información ayudara a realizar medidas de control para el auto soporte. Gestión de recursos humanos. Como estrategia principalde las gerencias es contar con personal calificado dentro de su ambiente de trabajo y obtener un performance superior como ventaja en la organización. Inversión: es un gasto que se realiza en un determinado periodo, necesarios para producir procesos y vender. Labores permanentes. Labores que son destinados para el desarrollo primordial de las operaciones de una mina donde se deben mantener estándares exactos para no afectar su estatus en el tiempo. además de tener factores de seguridad garantizados para el traslado de los equipos, personas e instalaciones diversas. Labores temporales. Labores destinadas para un fin específico de extracción de mineral de manera temporal, para luego ser rellenados o bloqueados, una vez que sea explotado. Matriz rocosa. Es el macizo rocoso que no contiene aberturas y que en su defecto esta intacta. Mecha lenta. Es un accesorio de voladura atreves el cual la llama es llevada continuamente a una velocidad uniforme. este contiene un núcleo de pólvora negro y protegido de la abrasión, agua, etc. 47 Mecha rápida. Es un cordón de ignición delgado y flexible el cual combustiona conectando a un iniciador eléctrico, mediante la llama y sensible al impacto y fricción lo cual lo hace un sistema peligroso. causante de} varios accidentes en voladura. Mena. Es el mineral que presenta parte económicamente rentable de interés minero. Es un término que se refiere a minerales metálicos y que designa al mineral del que se extrae el elemento de interés. Mineral. Es una sustancia orgánica o inorgánica que posee propiedades químicas y físicas definidas que hacen posible su identificación y reconocimiento. Formados mediante la combinación de uno, o más elementos átomos o químicos. Minería. Es una actividad principal que se encarga de la explotación de minerales metálicos y no metálicos con una ley de mineral o pureza. Nivel. Es la diferencia de cotas de las labores superiores e inferiores que existe en una mina, en general los niveles ayuda a separar y distribuir una labor con otra. De tal manera pueda tener una secuencia de minado u orden específicos. Peligro. Actividad relacionada con las personas que tiene la posibilidad de causar daño, lesión o pérdida de las personas, equipos y ambientes de trabajo. Pérdida. Es el valor nulo o negativos de las actividades mal realizadas de un proceso en específico. Como efectos no positivos en el medio ambiente, equipos, personas, comunidad, etc. Pilar. Es un bloque de roca, concreto o madera, con el fin de sostener y estabilizar el macizo rocoso bajo parámetros geomecánicos. 48 Proceso de voladura. Son tareas destinadas con cierta técnica especial para fragmentar las rocas con la finalidad de realizar la preparación, desarrollo o explotación de los minerales metálicos y no metálicos. Estos procesos inician desde la evaluación geomecánica, marcado de malla, perforación, carguío, parámetros de seguridad y encendido del frente de la voladura. Relleno. Método para el llenado de material inerte las zonas de explotación de minerales en interior mina. Con la finalidad de mantener las cajas estables como sostenimiento por presencia de espacios abiertos, así como piso para realizar la perforación y limpieza de mineral. Responsabilidad social. Es el compromiso de desarrollo de la empresa en conjunto con el área social o comunidad, dentro del marco del diálogo, rtrabajo en equipo, compromiso, respeto, cumplimiento y visión sistemático en torno a la sociedad. Riesgo. Es la combinación de la severidad y probabilidad que podrían derivar a una pérdida personal, material y de un proceso de una actividad fuera de control. Roca. Combinación de compuestos minerales metálicos y n metálicos parte de la tierra. Clasificados como ígneas, sedimentarias y metamórficas. Seguridad. Actividades relativas al desarrollo de operaciones con fin de evitar pérdidas personales, materiales y de los procesos. Shotcrete. Concreto lanzado por medio de energía automática con el fin de estabilizar tramos de túneles u otras labores. 49 Tajo. Labores destinadas para la extracción de los recursos medidos de minerales metálicos con valor económico.. Vetas. Normalmente están controlados por fallas de moderado alto ángulo de buzamiento que corta intrusivos o sus rocas de caja. Las vetas pueden estar acompañadas de otro tipos de depósitos, pero las más grandes se presentan solas. Yacimiento: Lugar donde se encuentra las reservas probadas de minerales metálicos y no metálicos que presentan gran valor económico para su extracción con diversos métodos de extracción. 50 CAPITULO III HIPÓTESIS Y METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN Hipótesis, variables y definiciones operaciones 3.1. Planteamiento de la hipótesis de investigación 3.1.1. Hipótesis General Al aplicar un nuevo método de explotación subterránea se logra incrementar la producción en la Veta el Ángel del Tajo 227 NE de la compañía minera Brexia Goldplata Perú S.A.C. 3.1.2. Hipótesis Específicas • Se incrementa la producción de mineral al aplicar el método Bench and Fill en la Veta el Ángel del Tajo 227 NE de la Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C. • Al aplicar el método Bench and Fill se reduce los costos de producción en la Veta el Ángel del Tajo 227 NE de la Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C. 3.2. Identificación y clasificación de las variables. 3.2.1. Variable Independiente. Método de explotación. 51 3.2.2. Variable Dependiente Producción de mineral. 3.3. Operacionalización de las variables Tabla 07 Operacionalización de las variables. Variables VI: Met. de explotación VD: Producción de mineral Dimensiones Indicadores Factores Geológicos. Factores Geomecánicas Potencia de la veta Estructura del yacimiento Resistencia de la Roca Inclinación de la veta Calidad Ley Cantidad Dilución Reducción de Costos Volumen Tonelaje Productividad Rendimiento Beneficio Costo 3.4. Metodología de la investigación. 3.4.1. Método de investigación. La presente indagación se realizó con el scientific method. Este método ,el cual es un conjunto de técnicas y procedimientos que le permiten al investigador realizar sus objetivos, este método tiene la capacidad de proporcionar respuestas eficaces y probadas sobre algún estudio. 52 3.4.2. Tipo de Investigación. Aplicada; La investigación realizada se puede clasificar, según el objeto de estudio, en aplicada ya que es la utilización de los conocimientos en la práctica, para aplicarlos, en provecho del estudio, según su profundidad, se clasifica en Descriptiva, ya que se describe el proceso productivo por el método de explotación Bench & Fill, y Valorativo puesto que se valora y selecciona el proceso productivo con la finalidad de lograr su explotación. 3.4.3. Diseño de investigación Pre experimental 3.4.4. Población y muestra 3.4.4.1. Población Métodos de explotación subterránea: Corte y relleno Shrinkage Cámaras y pilares Taladros largos Bench and Fill Longwall mining Sub level Caving Sub level Stoping 3.4.4.2. Muestra La muestra es el método de explotación subterránea Bench & Fill 53 3.5. Técnicas e instrumentos de recolección de datos 3.5.1. Observación Directa Se realizó una inspección con las diferentes áreas en la veta El Angel, con el cual se observó que se cumplen con las condiciones geomecánicas y geológicas para la aplicación del método Bench & Fill en la Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C. 3.5.2. Entrevistas no Estructuradas. Es una forma de diálogo coloquial que se realiza con la finalidad de obtener alguna información deseada.. 3.5.3. Revisión Documentaria Referencial Se realizó el citado bibliográfico con la finalidad de abstraer teorías aceptadas sobre nuestras variables de estudio.. 3.6. Instrumentos de recolección de datos Acceso al sistema Logístico Exactus , SQL Software Logístico para el cruce de datos. 54 CAPITULO IV PRESENTACIÓN, ANÁLISIS E INTERPRETACIÓN DE RESULTADOS 2. Análisis e Interpretación de Datos 4.1. Análisis situacional de zona 4.1.1. Rasgos Estructurales Mayores La evaluación de datos estructurales en la zona de interés, indica la presencia de dos sistemas de fallas asociados a la tectónica del lugar: F1 (Fuerte), con orientación (74/333) F2 (Tensional), con orientación (81/166) La influencia de estas fallas afecta significativamente al deterioro del comportamiento físico-mecánico en las rocas (mayor fracturamiento, mayor permeabilidad inducida, disminución de propiedades resistentes cohesión, fricción). 55 Figura 11: Vista en 3D de Norte –Oeste De Las Vetas-El Santo 4.1.2. Análisis Estereográfico de Datos Estructurales Para el análisis estereográfico de datos estructurales (fallas y diaclasas) que involucran las masas rocosas asociada a la veta Ángel y su entorno físico en BREXIA GOLDPLATA, se ha considerado como base la información estructural (fallas y diaclasas) contenidas en planos de labores y ha sido levantada en formato de orientación (Buzamiento/Dirección de buzamiento), diferenciando principalmente dos tipos de discontinuidades estructurales fallas y diaclasas. 56 Nuestros datos fueron procesados con la técnica de proyección estereográfica equiángulo, el cual utilizó el programa de cómputo DIPS 6.103 de Rocscience, cuyos resultados se muestran en la tabla 8 y Figuras siguientes. Tabla 8: Sistema de Discontinuidades Estructurales SISTEMA DE DISCONTINUIDAD ESTRUCTURAL* D1 D2 D3 Diaclasas 78/336 83/045 57/229 SISTEMA DE DISCONTINUIDAD ESTRUCTURAL* TIPO DE ESTRUCTURA F1 (Fuerte) F2 (Tensional) Fallas 74/333 81/166 TIPO DE ESTRUCTURA PROYECCION ESTEREOGRÁFICA DE DIACLASAS Y FALLAS, MINA EL SANTO Figura 12: Diagrama de planos principales – diaclasas. 57 Figura 13: Diagrama de planos principales – fallas 4.1.2.1. Clasificación geomecánica. El proceso de clasificación geomecánica de la masa rocosa implica analizar e interpretar información desarrollada en etapas previas, usando el sistema de Clasificación geomecánica RMR89 de Bieniawski, modificado por Romana el 2000. Los valores de resistencia a compresión de la roca fueron estimados usando el martillo de rebote y la picota de geólogo, los valores del índice de calidad de roca R.Q.D. fueron determinados mediante el registro volumétrico de diaclasas utilizando la relación propuesta por Palmstrom RQD=110‐ 2.5Jv, Jn: Número de discontinuidades/m3. Para fines del presente trabajo, definiendo los dominios geomecánicos en rangos de calidad según el criterio mostrado en la tabla 9. 58 Tabla 9: Criterio para clasificación Geomecánica. TIPO DE ROCA I RANGO RMR 81‐ 100 CLASIFICACIÓN RMR Muy Buena 71‐ 80 Buena A 61‐ 70 Buena B 51‐ 60 Regular A 41‐ 50 Regular B 31‐ 40 Mala A 21‐ 30 Mala B < 21 Muy Mala II III IV V Nota: Clasificación RMR89, según Romana 2000. Adaptación de BGPP para fines del estudio. 4.1.2.2. Propiedades de resistencia. En la tabla 10, se muestra el resumen de propiedades de resistencia en la masa rocosa. Los resultados mostrados en la tabla 10, son propiedades físicas‐ mecánicas que caracterizan a los dominios geomecánicos conceptuados en BREXIA. Tabla 10: Resumen de propiedades de resistencia en la masa rocosa El Santo. RMR GSI Peso específico (MN/m3) σci (Mpa) mi mb S a 55 50 0.028 72 23 1.17 0.0005 0.506 19 8790.1 0.25 34 3.1 45 40 0.026 60 21 0.59 0.0001 0.511 11.2 4242 0.28 31 1.98 5 35 30 0.0247 41 20 0.31 0.00002 0.522 5.7 2218.5 0.3 32 2.74 6 25 20 0.0233 24 15 0.13 0.00001 0.544 2.3 1830 0.32 28 2.24 7 65 60 0.027 126 25 2.33 0.0023 0.503 36.5 15453 0.23 43 10.27 55 50 0.027 85 23 1.17 0.0005 0.506 20.3 8132.9 0.25 34 3.27 45 40 0.026 58 21 0.59 0.0001 0.511 11.1 4217.1 0.28 30 1.35 35 30 0.0257 41 19 0.3 0.00002 0.522 5.6 4173.5 0.29 27 1.11 25 25 0.025 26 15 0.13 0.00001 0.544 2.4 1213.6 0.31 23 0.52 4 3 MINA DOMINIO UBICACIÓN 9 MINERAL 11 10 EL SANTO - BREXIA PROPIEDADES GEOMECÁNICAS DE LA MASA ROCOSA* 8 CALIDAD DE MASA ROCOSA CAJAS: PISO/ TECHO σM E(Mpa) Poisson (Mpa) Young ()ע Angulo de C Fricción (Mpa) Ф (°) Nota: * Las propiedades de resistencia a nivel de dominios geomecánicos han sido obtenidos mediante el tratamiento estadístico a los resultados de cálculos aplicando los criterios de "Hoek & Brown: 2002-2006; Serafín & Pereyra: 1983, Karzulovic: 1999, Kalamaras-Bieniawski; Aydan-Ulusay-Kawamoto, Sen-Sadagh”, ensayos de Mecánica de Rocas en Campo y Laboratorio según procedimientos sugeridos por "ISRM" y Normas "ASTM". 59 4.1.2.3. Orientación de esfuerzos Para evaluar la ubicación de esfuerzos principales en la zona de interés, surge de ocurrencia de fallas conjugadas. Las orientaciones de los esfuerzos principales a nivel local (p.e: Mina) en alguna medida están controladas estructuralmente por fallas principales, en base a los consecuencias del análisis estereográfica de datos estructurales (ver tabla 9 y Figuras 12‐ 13), se obtiene un par estereográfica conformado por los sistemas que denominaremos sistemas conjugados 1‐ 2 asociados al control estructural Fuerte (74/333) y Tensionales (81/166), usando la técnica de proyección estereográfica equiángula en el hemisferio inferior se determina la orientación conceptual del tensor de esfuerzos principales (σ1, σ2, y σ3) cuyos resultados se resumen en la tabla 11. Tabla 11: Orientación de esfuerzos principales. ORIENTACIÓN DE ESFUERZOS PRINCIPALES ID TREND PLUNGE σ1 055 62 σ2 251 27 σ3 158 7 Nota: Estimación realizada mediante hipótesis fallas conjugadas (Fuerte y Tensional). En el Figura 14, Se muestra la orientación de los esfuerzos principales asociados en la zona de interés de los resultados de la estimación conceptual. 60 Figura 14: Diagrama estereográfica de esfuerzos principales. 4.1.2.4. Modos de inestabilidad estructuralmente controlada. Con el análisis estereográfica de datos estructurales (diaclasas y fallas: tabla 8 y Figuras 12‐ 13); en el área de interés se pronostica que los modos más posibles de inestabilidad estructuralmente controlada en excavaciones subterráneas serán desprendimientos del tipo Cuña (Wedge) y Lajamientos tipo Losa (Slabing) en función a su ubicación espacial (hastiales y/o corona), dimensiones de excavación y propiedades resistentes. En las Figuras 12‐ 13, se muestran los modos de inestabilidad estructuralmente controlada en las Vetas Ángel y su entorno físico. 61 Figura 15: Mecanismos de inestabilidad estructuralmente controlada, Tajeos 10 metros. En la Figura 15, se observa el arreglo estructural (cuñas) expuestas en corona y hastiales, para el minado en el rumbo de las Vetas. Para el arreglo de datos estructurales (tabla 8), existe una mayor probabilidad de ocurrencia de los desprendimientos desde la caja techo (ver ubicación de cuña). 62 4.2. Selección en el método de explotación En este acápite se evalúan conceptualmente los métodos adaptables para la explotación de las Veta El Ángel desde el punto de vista geomecánico y económico. Esta evaluación implica un diagnóstico preliminar del método de explotación, la percepción de indicadores geomecánicos, parámetros operativos, identificación de restricciones del método empleado y sus variantes. En base al análisis de circunstancias naturales que expone las Veta y su medio físico (cajas) se realiza una aproximación conceptual hacia la selección geomecánica y económica de los métodos de explotación. 4.2.1. Método Actual. BREXIA, hace uso del método Corte y Relleno (C&FS) ascendente en la explotación subterránea. El relleno empleado en el método es el desmonte obtenido de Mina, también se aplican o han aplicado algunas variantes del Open Stoping con puntales y Almacenamiento provisional cuyos tajeos se han dejado vacíos (condición subestándar, los tajeos explotados por tajeos abiertos deben ser rellenados al culminar la explotación). El mineral es arrancado en los tajeos empleando técnicas de perforación‐ voladura en Breasting y/o Realce en el método C&FS. El mineral roto desde los tajeos se traslada hacia los puntos de extracción (Ore Pass // Cámara de Carguío) en una combinación de Rastillo y equipos LHD en los tajeos C&FS convencional y equipos LHD para tajeos semimecanizados de C&FS para luego ser transportada en volquetes hacia la Planta de Beneficio Suckuytambo. 63 4.2.1.1. Análisis del método. El análisis del método se realiza en cada una de las operaciones unitarias que constituyen el ciclo de minado, los cuales se describen líneas abajo: El sostenimiento. ‐ El sostenimiento en zonas asociadas a la estructura mineralizada, se realiza en las períodos de exploración, desarrollo, preparación y explotación. En inspecciones visuales a la masa rocosa en los frentes se observa un deterioro importante en las propiedades resistentes de la masa rocosa (procesos de inestabilización) en la corona y caja techo de los tajeos por diversos factores (carencia del estándar de minado acorde a las características geomecánicas de las Vetas, exceso de tiempo vacío sin relleno, condición estructural desfavorable, confinamiento de esfuerzos en pilares‐ puente, fenómenos de capilaridad en rocas adyacentes debido a la falta de recirculación del flujo de aire en interior Mina, la humedad es absorbida por la estructura rocosa y por su condición alterada plagioclasas‐ cloritas‐ sericitas se produce el deterioro y pérdida de las propiedades de resistencia, etc.). Esta situación del deterioro progresivo de la masa rocosa genera condiciones de riesgo para el personal que labora en tajos y zonas próximas a los tajos. 64 Limpieza del mineral. ‐ La limpieza de mineral desde los tajos en C&FS se realiza usando una combinación de rastillo‐ equipos LHD en tajos. Preparación para el relleno. ‐ La preparación para el relleno en el C&FS consiste en acondicionar el área (habilitar el acceso al punto de inicio del relleno), no existe un estándar específico de altura de relleno, altura de excavación final después de explotación, no se documenta el proceso de abandono de tajos posterior al minado por C&FS), en los métodos de tajos vacíos y almacenamiento provisional (OS y SKS) no se realiza esta actividad. Relleno en tajos.‐ El relleno en el C&FS se realiza con material proveniente de avances en estéril por corte. El relleno constituye una componente fundamental del minado subterráneo, en el sentido expreso que evita generar condiciones subestándares (falta de confinamiento en espacios abiertos, inestabilidad de las paredes del tajeo, descompresiones‐ relajación) y finalmente significa una restricción importante para el ingreso en áreas explotadas. Perforación.‐ Se realiza en los tajos mediante el uso de máquinas perforadoras livianas (Jackleg‐ Neumáticas) y Electrohidráulicas (Jumbo). La longitud de perforación es variable entre 1.0‐ 1.2 metros en minado convencional y 2.0‐ 2.60 metros en minado semimecanizado. 65 Voladura.‐ El carguío y voladura en la mayoría de los tajos, se realiza usando sistemas de iniciación eléctricos‐ electrónicos, emulsiones explosivas y nitrato de amonio mezclado con combustibles (ANFO). Restricciones.‐ La calidad de masa rocosa en las estructuras mineralizadas y las cajas por lo general no es una restricción al minado (excepto en sectores con rocas tipo IV‐ B, IV‐ A), lo que se constituye una restricción más importante desde el punto de vista estructural. 4.2.1.2. Características del minado actual. El estándar de los métodos actualmente empleados sea en convencional o semimecanizados, deducido de inspecciones realizadas durante los trabajos de campo son: Ancho de minado.‐ Variable debido a la forma de las estructuras mineralizadas, están asociado mucho a la potencia de las Vetas (0.8‐ 1.2 y 2.1‐ 2.60 metros), se recomienda el minado longitudinal al rumbo, con aplicación del sostenimiento estándar. Altura de corte.‐ Variable entre 1.2 a 1.8 metros. Resultados de perforación‐ voladura.‐ A nivel de perfiles de excavación evaluados (borde de excavaciones) se observan daños considerables en la masa rocosa en los bordes de excavaciones (sobreroturas, incremento de requerimientos de sostenimiento, etc.), presumiblemente asociados a un elevado 66 factor de potencia, tipo de explosivo, mallas de amarre‐ salida, no se utiliza el taqueo en taladros cargados de explosivos, no aplican técnicas de voladura controlada, no realizan el desacoplamiento axial y diametral de cargas explosivas en taladros de contorno. El rendimiento de equipos.‐ Para limpieza de mineral‐ relleno en los tajos, está asociado a la infraestructura existente Chimeneas de relleno y mineral aspecto favorable en las condiciones actuales (disponibilidad de relleno, construcción de chimeneas para ORE PASS // FILL PASS). El valor del mineral.‐ El valor de mineral explotado, en cierto modo presenta alta dilución, debido al comportamiento irregular en rumbo y buzamiento de las Vetas (se observa sobreroturas, desviación de taladros especialmente). El costo de minado y recuperación del mineral.‐ Presenta un costo de minado alto (>80‐ 130 $/Tn como costo global) en base a lo revisado. Por otro lado, la recuperación del método de minado es baja como diseño actual considerando la configuración de puentes y pilares. En la coyuntura actual los márgenes (valor del mineral roto‐ costo de operación) son positivos; sin embargo, el beneficio de recuperación del minado debe ser evaluado en términos de calidad (seguridad, productividad y rentabilidad). 67 En base a la situación descrita sobre el estándar de minado en C&FS en condiciones actuales y considerando que el método de explotación debe efectuar dos requerimientos fundamentales Rentabilidad y Seguridad se procede a realizar una aproximación hacia la selección preliminar del MÉTODO DE EXPLOTACIÓN VETA DE EL ÁNGEL con la finalidad proporcionar argumentos técnicos que permitan a BREXIA, en un mediano plazo hacer la optimización del método actual. 4.2.2. Selección preliminar del método de explotación (Geomecánica). La condición lito‐ estructural, distribución espacial (extensión en rumbo y buzamiento), paragénesis–zoneamiento y características naturales (forma, distribución de leyes, topografía, condiciones geomecánicas e hidrogeológicas) que revelan las Vetas y su naturaleza física en los Niveles ‐ 050 y ‐ 095 constituyen información de interés para evaluar conceptualmente los métodos de explotación aplicables en Veta El Ángel. Situaciones naturales del yacimiento.‐ La descripción de condiciones naturales del yacimiento para este informe se realiza mediante la valoración cualitativa de topografía, forma‐ distribución de leyes, características geológicas, condiciones geomecánicas e hidrogeológicas que presentan las Vetas y su entorno físico. En la Figura 16, se muestra el esquema adoptado para selección preliminar del método de explotación. 68 Figura 16: Condiciones naturales del yacimiento (Ref.: N. Cabello 2008). Usando el esquema mostrado en la Figura 16 y considerando información obtenida en etapas previas, se han agrupado por sus características representativas las rocas de caja y en secciones transversales al rumbo de las Vetas. En los siguientes párrafos se resumen las características naturales representativas en las Vetas Ángel. 4.2.2.1. Características promedio de estructuras mineralizadas: Topografía.‐ La mineralización en el nivel más profundo (‐ 095), presenta un encampane variable entre 150‐ 200 metros, según evidencias de interpretaciones geológicas la mineralización profundiza hasta el Nivel ‐ 140, esta condición permite tipificarlo como una Mina de profundidad intermedia (100‐ 600 metros). Mineralización.‐ Se caracteriza como relleno de fracturas por soluciones hidrotermales; se infiere que las fracturas preexistentes han servido de paleocanales y receptores de 69 soluciones hidrotermales; el alcance de la mineralización en un plano horizontal mineralización expone económica longitudes es irregular variables. (en La longitud, profundidad y potencia). Es un yacimiento de tipo orogénico con mineralización económica de Plomo, Zinc, Plata y Oro como subproducto. Forma y distribución de leyes.‐ En cuanto a la forma y distribución de contenidos minerales según el modelo conceptual se puede indicar que las Vetas presentan una orientación promedio (Buzamiento/Dirección de buzamiento): Ángel: 332/65‐ 70 Una distribución de leyes moderada con alcances variables en horizontal y vertical. A escala del modelo geológico se puede inferir que se tratan de geometrías irregulares para fines de diseño. La potencia de la mineralización es variable entre 2.1‐ 2.6 en Veta Ángel, los contactos al piso y techo de las Vetas están definidas por fallas (control litológico y estructural de la mineralización). Condiciones hidrogeológicas.‐ Según observaciones de campo las condiciones hidrogeológicas que presentan la Veta y las rocas de caja se caracterizan por la presencia de masas rocosas ligeramente fracturas, fracturadas, muy fracturadas y puntualmente intensamente fracturadas a descompuestas con 70 marcada exposición de una permeabilidad inducida por el grado de fracturamiento producto de la tectónica del lugar (desfavorables). La condición de agua subterránea se tipifica como húmedo a mojado (presión hidráulica muy baja y baja), puntualmente se aprecia goteo no asociado a nivel freático. Condiciones geomecánicas.‐ Las características geomecánicas que muestran las Vetas y su entorno físico han sido definidas. (Ver Tabla 8‐ 10, Figuras 12‐ 14). En base a las condiciones naturales descritas que presentan las Vetas y su entorno físico, se han definido sectores en atención a las características promedio (profundidad, potencia, buzamiento, calidad de masa rocosa, forma y distribución de leyes, alteraciones) cuya síntesis ejemplar se evidencia en la tabla 12. 71 Tabla 12: Características promedio mineral y cajas. GEOMETRÍA Y VALOR DEL MINERAL VALORACION MRM89 POTENCIA BUZAMIENTO FORMA (m)* (°) Alteración GRUPO ESTRUCTURA PROFUNDIDAD < 350 EL ÁNGEL U.E.A. EL SANTO MINA CONDICIONES NATURALES PROMEDIO: ESTRUCTURAS MINERALIZADAS Y SU ENTORNO FÍSICO VALOR DE TECHO VETA PISO MINERAL Angosta Sub‐vertical Irregular Media Alterada A Angosta Sub‐vertical Irregular Media Alterada B Muy Alterada Muy Angosta Sub‐vertical Irregular Media Alterada Nota: La potencia de la mineralización (muy angosta:<1.5m, Angosta:1.5 ‐7.5, Intermedia 7.5‐12.5, Potente>12.5m). Angosta Sub‐vertical Irregular Media En la Figura 17, se esquematiza el criterio de selección del método de explotación desde el punto de vista del sostenimiento aplicable y los fundamentos de la mecánica de rocas (concentración‐ liberación de esfuerzos y convergencias de excavaciones). Figura 17: Fundamentos de mecánica de rocas aplicada al método de explotación. 72 C D En base a las características descritas en la tabla 12 y Figura 16, se procede a realizar la valoración cuantitativa de condiciones naturales del yacimiento para seleccionar preliminarmente los métodos de explotación aplicables a las Vetas Ángel desde el punto de vista geomecánico. 4.2.2.2. Valoración del método de explotación. Se realizará la valoración cuantitativa de las escenarios naturales que presentan las estructuras mineralizadas (Ángel) y su medio (ver Figura 16). Mayores apreciaciones del tema deben ser revisados en perfiles longitudinales, secciones geomecánicas transversales al rumbo de estructuras. En base a información mostrada en la tabla 12, se procede a realizar la valoración cuantitativa de condiciones naturales del yacimiento mediante aplicación del algoritmo UBC Mining Method Selector, desarrollado por Miller‐ Tait L, Pakalnis R. and Poulin R; 1995. En las tablas 13‐ 16, se muestran resultados del proceso de selección de la Veta el Ángel y su método de explotación (tablas 13‐ 16). Tabla 13: Métodos de explotación, Grupo A MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN VALORACIÓN DE LA GEOMETRÍA Y DIST. DE VALORES DEL MINERAL Forma Buzamiento Potencia Dist. Leyes Profundidad Bench & Fill Shirinkage Stoping Cut and Fill 2 2 4 4 4 4 2 4 4 4 2 3 4 3 3 73 CARACTERÍSTICAS GEOMECÁNICAS VALORACIÓN RELEVANTES RMR Resistencia a la Compresión FINAL DEL MÉTODO Mineral Techo Piso Mineral Techo Piso 4 3 2 3 2 3 2 2 2 4 3 3 4 3 4 2 2 2 35 30 34 Tabla14: Métodos de explotación, Grupo B MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN VALORACIÓN DE LA GEOMETRÍA Y DIST. DE VALORES DEL MINERAL Forma Buzamiento Potencia Dist. Leyes Profundidad Bench & Fill Shirinkage Stoping Cut and Fill 4 2 1 4 4 4 4 4 1 3 2 4 3 3 4 CARACTERÍSTICAS GEOMECÁNICAS RELEVANTES VALORACIÓN RMR Resistencia a la Compresión FINAL DEL MÉTODO Mineral Techo Piso Mineral Techo Piso 1 1 3 4 2 3 2 2 2 1 1 2 4 3 4 3 3 3 33 27 31 Tabla 15: Métodos de explotación, Grupo C MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN VALORACIÓN DE LA GEOMETRÍA Y DIST. DE VALORES DEL MINERAL Forma Buzamiento Potencia Dist. Leyes Profundidad Bench & Fill Shirinkage Stoping Cut and Fill 1 2 4 4 4 4 2 4 4 4 2 3 4 3 3 CARACTERÍSTICAS GEOMECÁNICAS RELEVANTES VALORACIÓN RMR Resistencia a la Compresión FINAL DEL MÉTODO Mineral Techo Piso Mineral Techo Piso 4 3 2 3 2 4 2 2 2 2 1 1 4 3 4 2 2 2 32 28 33 Tabla 16: Métodos de explotación, Grupo D MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN CARACTERÍSTICAS GEOMECÁNICAS RELEVANTES VALORACIÓN DE LA GEOMETRÍA Y DIST. DE VALORES DEL MINERAL Forma Buzamiento Potencia Dist. Leyes Profundidad RMR Resistencia a la Compresión Mineral Techo Piso Mineral Techo Piso VALORACIÓN FINAL DEL MÉTODO Bench & Fill 3 4 3 4 4 3 2 1 0 2 0 26 Cut and Fill 4 4 4 3 3 1 4 3 0 4 0 30 Hasta aquí se han definido preliminarmente los métodos de explotación aplicables a las Veta de el Ángel desde el punto de vista geomecánico. Es necesario indicar que la selección del método óptimo será el resultado de una evaluación técnica‐ económica en base de criterios económicos (recuperación de recursos, porcentaje de dilución, valor del mineral, costo de explotación, valor del dinero en el tiempo VAN‐ TIR, análisis de sensibilidad). 74 4.2.3. Evaluación Parámetros Técnicos 4.2.3.1. Variables de Entrada: Es fundamental analizar las variables de entrada para evaluar de forma técnica y económica el minado en Brexia Goldplata Peru S.A.C. veta el Angel. Se muestra en la tabla 17. Tabla 17: Variables De Entrada – Evaluación de Parámetros Técnicos 75 4.2.3.2. Criterios de Evaluación Se establece los siguientes criterios para una evaluación real y confiable: Beneficio / Costo : El proyecto será rentable cuando la relación costobeneficio es mayor que la unidad. > 1 Seguridad: El método de explotación debe ser eficiente en el cumplimiento de las normas establecidas por ley. Recuperación Optimo: El método aplicado debe permitir la recuperación no menor al 80% (≥80%). Dilución: La dilución debe ser no mayor al 15% respetando los parámetros permitidos. Producción Deseado: Al mes se debe considerar el margen de 4700 toneladas respecto al programa mensual. Necesidad mínima de RR.HH (Productividad): Se requiere un rango mínimo de 75.54 ton/ h –gdia . Necesidad mínima de equipos: El método esta sujeto a los equipos accesibles en la unidad . Restricciones: Se busca producir 4700 toneladas al mes en la veta El Ángel con la finalidad de reemplazar los tajos de menor producción. 4.2.4. Evaluación técnica de minado del minado en veta el Ángel Se toma en cuenta los principales aspectos técnicos, desarrollando el minado con el método Bench & Fill , Corte y Relleno Ascendente Mecanizado. Evidenciando los resultados en la Tabla 18. 76 Tabla 18: Cuadro de evaluación aspectos técnicos de Minado. ITEM BENCH & FILL CORTE Y RELLENO Días tajeos Tn Días Tn Tn Tn/ HHGdía HH-Gdía HHGdía HH-Gdía HHGdía HH-Gdía 30 1.00 236.67 1.50 78.89 4,733.40 30 1.00 114.954 1.60 36.064 2,163.84 22.54 14.43 2.00 2.00 1.00 2.00 7.00 2.00 1.00 1.00 1.00 5.00 Tms % Tms % 14,200.20 0.92 13,016.85 0.10 10,143.00 0.96 9,731.40 0.05 UNIDAD Producción : Días Trabajados Nº tajeos a disparar x día Rotura por Disparo Periodo de Disparo x Tajeo Tonelaje Roto por guardia Tonelaje Roto por Mes Productividad: Tareas en Perforación Tareas en Voladura Tareas en Limpieza Tareas en Servicios Total Tareas Recuperación: Tonelaje Tajeo Recuperación Tonelaje Recuperado Dilución: En función a los criterios de evaluación, se ha establecido la calificación, con lo cual se ha determinado si el método de minado cumple o no con lo requerido. Ver Tabla 19. Tabla 19: Criterios de evaluación de las alternativas de minado. 77 Observando los criterios deseados, se tiene una puntuación desde 0 que es Malo hasta 10 que es Excelente, que al multiplicarlo con el factor de ponderación se obtiene el resultado final que muestra el método de minado con mejor puntuación; y así tomar una decisión en la elección; se muestra en las tablas 20 y 21. Tabla 20: Tabla de puntuación para evaluación de alternativas de minado Tabla de Puntuación 1 2 Malo 3 4 Regular 5 6 7 Aceptable 8 Superior 9 10 Excelente Tabla 21: Criterios de evaluación de las alternativas de minado. Criterios Deseados Factor de Ponderación Bench & Fill Corte y relleno Pond. Punt. Pond. Punt. Costo/Beneficio Seguridad Costo/ ton Productividad Dilución % Recuperación 10 10 10 10 9 9 10 9 9 8 8 8 100 90 90 80 72 72 9 8 8 6 9 9 90 80 80 60 81 81 Tiempo de Explotación Producción 8 9 72 7 56 8 9 72 8 64 Tiempo de preparación Mecanización Total Orden 8 8 64 9 72 8 8 64 776 1ro 7 56 720 2do 4.3. Cálculo del margen de utilidad según método de explotación A continuación, se calculará los costos operativos y el margen de utilidad por cada método de explotación. En la Tabla N° 22 se muestra el cálculo del costo operativo del Método Bench and Fill. 78 Asimismo, se tomó en cuenta los siguientes parámetros y equipos: - Nautilius, con una longitud de perforación de 10 m. - Scoop 2.5 yd3 con telemando - Producción de 57 ton por sección. Tabla: 22 Costo de Operación con Bench & Fill Para el cálculo del costo de operación para el método C&R Ascendente, realizamos la evaluación, preparación y explotación de la Veta el Ángel Tj 156 NE, el resumen del análisis se encuentra en la siguiente Tabla: -Máquina Jack Leg -Altura de Corte 2 m , Perforación con 8 pies. -Scoop con telemando 2.2 yd3 79 Tabla 23: Costo de Operación con el método C & R Con los Costos Operativos presentados en cada método se obtiene un margen de utilidad detallado en la siguiente Tabla 24: Margen De Utilidad Bench & Fill y Corte y Relleno 4.4. Diseño de Explotación 4.5.1. Dimensionamiento del tajo Para las dimensiones del tajo de excavaciones subterráneas (Tajeos, Pilares y Puentes) se emplean métodos empíricos (Dimensionamiento de Tajeos, según Método Figura de Estabilidad de Mathews modificado por Potvin & Milne, 1992, Dimensionamiento de Pilares, según el criterio de Obert & Duvall, 1967, Dimensionamiento de Puentes Sill Pillars, según el criterio de Carter,1992) y finalmente como una herramienta de validación 80 numérica de las aproximaciones empíricas, se realiza el Análisis de Estabilidad Estructuralmente controlada (AEEC) y Análisis de Estabilidad Debido a Esfuerzos (AEDE). La información válida para propósitos del dimensionamiento geomecánico de excavaciones subterráneas consiste en: Información sobre topografía superficial y subterránea proporcionada por BREXIAGOLDPLATA PERU SAC. Información numérica modelo geomecánico conceptual obtenido del proceso, análisis e interpretación por H&N (conceptual). El dimensionamiento de Tajeos se realizará mediante aplicación del Método Figura de Estabilidad de Mathews el cual consiste en determinar dos parámetros fundamentales que controlan la estabilidad de Tajeos Número de estabilidad (N) y Radio hidráulico (S); la metodología se basa en el cálculo del número de estabilidad N, con el cual se ingresa al ábaco Figura de estabilidad para determinar el valor del Radio hidráulico S, en distintos escenarios de diseño (diseño de tajeos sin sostenimiento y con sostenimiento), según la configuración de los métodos de explotación. El dimensionamiento de Pilares y Puentes se realizará utilizando los criterios de Obert & Duvall 1967 y Carter 1992, respectivamente. Estos análisis se realizarán sobre la base del dimensionamiento geomecánico en Tajos. El análisis de estabilidad empleando modelamiento numérico, se realiza utilizando el Software Phase2, versión 8.024 de Rocscience Inc.2008 (AEDE). Este análisis consiste en simular para determinadas 81 condiciones (calidad de roca, magnitud y dirección de esfuerzos, geometrías de diseño obtenidas según cálculos realizados por aproximaciones empíricas en distintas unidades de explotación Tajeos, Pilares y Puentes, estableciendo conceptualmente un secuenciamiento adecuado del Minado). Los resultados de este programa muestran simulaciones de distribución de esfuerzos y deformaciones inducidas en el borde de las excavaciones, el factor de esfuerzos (resistencia/esfuerzo máximo). El criterio para definir la estabilidad de las excavaciones subterráneas mediante modelamiento numérico en las distintas geometrías simuladas es considerar que la relación (Resistencia/Esfuerzo máximo) sea mayor a 1.0. 4.5.1.1. Factores De Seguridad Mínimos Se ha establecido en función al método de análisis empleado y la escala de evaluación (Estabilidad Local y Estabilidad Global). Los métodos de análisis estabilidad a realizar en el estudio son: Métodos de Equilibrio Límite (M.E.L.) Métodos de Elementos Finitos (M.E.F.) Estos métodos M.E.L. y M.E.F., constituyen la estabilidad estructuralmente investigada a través del software Unwedge y análisis de estabilidad debido a esfuerzos, mediante modelamiento numérico bidimensional usando el software Phases2 respectivamente. Los límites mínimos del factor de seguridad en función del método de análisis para fines del Estudio se indican en la tabla. 82 Tabla 25: Factores Mínimos de Seguridad RESULTADOS DEL ANÁLISIS DE CRITERIO DE ESTABILIDAD ESTABILIDAD* ESTRUCTURALMENTE CONTROLADA (M.E.L.) F.S>1.5 DEBIDO A ESFUERZOS (M.E.F.) F.S>1.0 Nota: *Estos valores del factor de seguridad han sido considerados para fines de este informe, en función al tipo de análisis realizado y el margen de seguridad que garantice la estabilidad, considerando los imponderables. Los valores mostrados en la tabla 25, son valores mínimos referenciales del Factor de Seguridad obtenidos en los análisis de estabilidad considerados en la práctica ingenieril y con aceptación en el medio local considerando los imponderables. 4.5.1.2. Dimensionamiento De Tajeo Usando M.G.E. El Método gráfico de Estabilidad (M.G.E.) desarrollado por Mathews, es una técnica empírica basada en el análisis de casos históricos de desarrollados Minas subterráneas. Su aplicación como herramienta para el diseño de tajeos, resulta importante debido a que considera los factores principales que influyen en el diseño de tajeos; estos factores son: La estructura rocosa como los esfuerzos ocasionados por la excavación y las propiedades de resistencia. Forma (tamaño y orientación de excavaciones). Con el análisis de estos dos factores, se determina si el tajeo será estable o 83 inestable, en distintos escenarios de diseño (diseño con autosoporte, diseño con sostenimiento artificial o mediante la aplicación de métodos de hundimiento controlado). El procedimiento de diseño con la aplicación del M.G.E., se fundamenta en la determinación del Radio hidraúlico de la superficie del Tajo (S) y el número de estabilidad (N), el cual se desarrolla en los siguientes cálculos: DETERMINACIÓN DEL NÚMERO DE ESTABILIDAD N Es importane conocer N (número de estabilidad) para poder conocer si la masa rocosa es estable bajo una condición de esfuerzo dados. Su determinación se realiza mediante la siguiente expresión matemática: N = Q’xAxBxC ……………… 01 N= Número de Estabilidad Q’= Es el indicador de calidad Tunelera- Determinado como resultado del mapeo geomecánico de la masa rocosa, el procedimiento de estimación del Q’ es similar a la clasificación NGI (Barton, 1974) estándar con la única diferencia que el valor de Q’ se realiza considerando el factor de los esfuerzos activos Jw/Orf=1.0. Es necesario precisar que esta técnica es aplicable solo en condiciones secas de masa rocosa y/o donde la influencia del agua no afecta significativamente la estabilidad en particular y a toda la Mina. 84 A: Factor de Reducción por esfuerzos.- Es la división entre la resistencia a compresión uniaxial del macizo rocoso y el esfuerzo max. Inducido en el macizo rocoso por cada dominio caja techo, estructura mineralizada y caja piso; reflejando esfuerzos en la cara libre expuesta al tajo. B: Factor de Ajuste por Orientación de Discontinuidades.- Los factores son la influencia de discontinuidades en la estabilidad de las superficies mostradas del Tajo, cuando menor sea el ángulo de la discontinuidad con la superficie será una situación perjudicial para la estabilidad del Tajo y viceversa; en conclusión el ángulo formado por las discontinuidades con la superficie tendrá mayor influencia cuando el rumbo sea paralelo a la superficie libre. La cara mostrada del tajo y la ubicación del sistema de discontinuidad dominante están en función de la diferencia aritmética. C: Factor de ajuste para deslizamiento y caídas de bloques.- Es un valor de riesgo agrupado a la consecuencia de la gravedad con cuñas formadas estructuralmente debido al conjunto de discontinuidades con las superficies expuestas del Tajo (caja techo y caja piso). Para el cálculo de este factor se tuvo en cuenta el postulado que las fallas pueden suceder desde el techo del Tajo a modo de caída de cuñas, desde las paredes del tajo como lajamientos tipo losas y deslizamiento de cuñas 85 Tabla 26: Número de estabilidad N. Veta El Ángel A B C D VETA EL ANGEL CALCULO DEL NUMERO DE ESTABILIDAD N' ESTRUCTURA GRUPO UBICACIÓN RMR Q' σci σmax A CAJA TECHO 55 13.9 85 5.4 1.0 MINERAL 55 13.9 72 5.4 1.0 CAJA TECHO 55 13.9 85 5.4 1.0 MINERAL 45 6.1 60 5.4 1.0 CAJA TECHO 45 6.1 58 5.4 1.0 MINERAL 35 1.5 41 5.4 1.0 CAJA TECHO 35 1.8 41 5.4 1.0 MINERAL 25 0.5 26 5.4 1.0 B 0.3 0.3 0.3 0.3 0.3 0.2 0.3 0.2 C 3.49 3.49 3.49 3.49 3.49 5.00 2.84 2.00 N' 14.6 14.6 14.6 6.4 6.4 1.5 1.5 0.2 Cálculo del Radio Hidráulico S. Para estimar el radio hidráulico de los Tajeos, se ingresa al ábaco denominado Figura de Estabilidad (Figura 18), según el escenario de diseño (métodos con auto‐ sostenimiento, métodos con sostenimiento) se obtiene el valor del Radio Hidráulico de la superficie del Tajeo. El cual representa una relación adimensional entre el área y el perímetro de la superficie expuesta del Tajeo, se representa mediante la ecuación: S= 86 área ………(2) perímetro Figura 18: Figura de estabilidad (Mathews & Milne, 1992). Para los números de estabilidad Ni, mostrados en la tabla 26, e ingresando con estos valores sobre el ábaco mostrado en la Figura 18, se obtienen los valores de radio hidráulico Si. Posteriormente con estos valores de radio hidráulico mediante la ecuación 02 y haciendo constante uno de los parámetros del radio hidráulico (ancho, altura del Tajeo) se itera de modo sucesivo hasta encontrar la dimensión incógnita (ancho, altura y/o longitud del tajeo) según el escenario de diseño proyectado (minado con sostenimiento en función a la cartilla geomecánica BREXIA). Los resultados de la estimación del radio hidráulico S considerando los distintos Dominios geomecánicos que involucra el diseño de explotación en BREXIA, se muestran en la tabla 27. 87 Tabla 27: Radio hidráulico S con sostenimiento. ESTRUCTURA GRUPO UBICACIÓN RMR N' RADIO HIDRÁULICO (S) ESTABLE CON SOSTENIMIENTO 55 14.6 7.2 Mineral 55 14.6 7.2 Caja Techo 55 14.6 7.2 Mineral 45 6.4 5.4 Caja Techo 45 6.4 5.4 Mineral 35 1.5 3.6 Caja Techo 35 1.5 3.6 Mineral 25 0.2 2.4 B A Caja Techo D C VETA ÁNGEL Los resultados mostrados en la tabla 27, son valores del radio hidráulico S, obtenidos según para diseños con sostenimiento según estándar de dimensionamiento BREXIA. geomecánico Para según propósitos del información proporcionada en las tablas 13‐16 y secciones típicas del modelo geomecánico conceptual, se tiene que la geometría de las Vetas Ángel, son irregulares y además presentan buzamiento entre 65‐80°. Por lo tanto las unidades Caja techo y Estructura mineralizada serán de mayor interés para el Dimensionamiento Geomecánico empleando la técnica del Método Figura de Estabilidad. Los resultados del dimensionamiento geomecánico usando M.G.E., para los datos de tablas 26‐27 (N y S), considerando escenarios de diseño con sostenimiento artificial se resumen en la tabla 28. 88 Tabla 28: Dimensiones de tajos con sostenimiento Veta El Ángel B A RADIO HIDRÁULICO (S) ANCHO ALTURA LONGITUD ESTRUCTURA GRUPO UBICACIÓN RMR N' (M) (M) (M) ESTABLE CON SOSTENIMIENTO D C VETA ÁNGEL CAJA TECHO 55 14.6 7.2 MINERAL 55 14.6 7.2 CAJA TECHO 55 14.6 7.2 MINERAL 45 6.4 5.4 CAJA TECHO 45 6.4 5.4 MINERAL 35 1.5 3.6 CAJA TECHO 35 1.5 3.6 MINERAL 25 0.2 2.4 2.1‐2.6 10 25 2.1‐2.6 10 25 2.1‐2.6 10 15 2.1‐2.6 10 8 4.5.2. Dimensionamiento de los componentes asociados al minado Los resultados del análisis de estabilidad debido a esfuerzos (AEDE) son. El análisis de esfuerzos/deformación, considera la aplicación del método de explotación Bench& Fill , en el sentido expreso que la aplicabilidad de los métodos actuales Corte y Relleno Ascendente Convencional está demostrado en Mina El Santo y la empresa está evaluando alternativas de incremento de la productividad, para un mayor beneficio. Figura 19: Modelo Geomecánico Conceptual, mostrando malla de elementos finitos para AEDE con aplicación del Bench & Fill (B&f) CASO: SECCIÓN GEOMECÁNICA CONCEPTUAL D-D’ 89 En la Figura 19, se tiene el modelo geomecánico bidimensional, en una sección transversal al rumbo de las Vetas Ángel, el diseño de excavaciones y la configuración de fases previo al análisis de estabilidad debido a esfuerzos (AEDE) que se observa en los siguientes Figuras 20 a 27. Figura 20: Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del minado: Nivel -050 y -095. (Fase 1 y 2) 90 Superior (Fase 1), Explotación del Nivel ‐050, Desarrollo del Nivel ‐095. Inferior (Fase 2), Preparación de los Subniveles 01 sobre las Galerías del Nivel ‐095, se observa factores de esfuerzos variables entre 1.1‐1.35 en el borde de las excavaciones, indican condiciones estables. Figura 21: Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del minado Nivel -050 y -095. (Fases 3 y 4) 91 Superior (Fase 3), Preparación de los Subniveles 02 (p.e: SN 227NE) sobre las Galerías del Nivel ‐ 095. Inferior (Fase 4), Preparación de los Subniveles 03 (p.e: SN 156 NE) sobre las Galerías del Nivel ‐ 095, se observa la configuración del Puente Superior debajo de la Galería 175 NE, altura de 5 metros. La concentración de esfuerzos con factores entre 1.21‐ 1.56 indica condiciones estables. Figura 22: Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del minado Nivel -050 y -095 (Fase 5 y 6) 92 Superior (Fase 5), Explotación del Panel Inferior desde el Subnivel 01 en Veta Ángel. Inferior (Fase 6), Relleno del tajeo (Panel Inferior) en Veta Diablo y Explotación del Panel Inferior desde el Subnivel 01 en Veta Ángel, se observa concentración de esfuerzos concordantes con la orientación del esfuerzo principal mayor, con factores de esfuerzos inferiores a 1.0; sin embargo, con aplicación del relleno se redistribuyen los factores de esfuerzos, siendo este un indicador de la importancia del uso de relleno post ‐ extracción del mineral roto en los Paneles. Figura 23: Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del minado Nivel -050 y -095. (Fases 7 y 8) 93 Superior (Fase 7), Relleno del tajo (Panel Inferior) en Veta Ángel y Explotación del Panel Inferior desde el Subnivel 02 en Veta Diablo. Inferior (Fase 8), Relleno del tajeo (Panel Inferior) en Veta Diablo desde el Subnivel 02 y Explotación del Panel Inferior desde el Subnivel 02 en Veta Ángel, se observa la configuración de concentración de esfuerzos concordantes con la orientación del esfuerzo principal mayor, con factores inferiores a 1.0; sin embargo con la aplicación del relleno se redistribuyen los factores de esfuerzos, siendo este un indicador de la importancia del uso de relleno post ‐ extracción del mineral roto en los Paneles. 94 Figura 24: Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del minado Nivel -050 y -095 (Fase 9 y 10) Superior (Fase 9), Relleno del tajeo (Panel Inferior) en Veta Ángel desde el Subnivel 02 y Explotación del Panel Superior desde el Subnivel 03 en Veta Diablo. Inferior (Fase 10), Relleno del tajeo (Panel Superior) en Veta Diablo desde el Subnivel 03 y Explotación del Panel Superior desde el Subnivel 03 en Veta Ángel, se observa la configuración de concentración de esfuerzos concordantes con la orientación del esfuerzo principal mayor, con factores de esfuerzos inferiores a 1.0; sin embargo con la aplicación del relleno se redistribuyen los factores de esfuerzos, siendo este un indicador de la 95 importancia del uso de relleno post - extracción del mineral roto en los Paneles. Figura 25: Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del minado Nivel -050 y -095 (Fases 11 y 12) Superior (Fase 11), Relleno del tajeo (Panel Superior) en Veta Ángel desde el Subnivel 03 y Explotación (Realce de la corona +‐ 2 metros sobre el Panel Superior desde el Subnivel 03 en Veta Diablo. Inferior (Fase 12), Relleno del tajeo (Panel Superior) en Veta Diablo desde el Subnivel 03 y Explotación (Realce de la corona +‐ 2 metros, sobre el Panel Superior desde el Subnivel 03 en Veta Ángel, se observa concentración de esfuerzos concordantes con la orientación del esfuerzo principal mayor, con factores 96 entre 1.1‐ 1.42 debido a que las Vetas se separan más en este Panel Superior, la aplicación del relleno redistribuye bien los factores de esfuerzos, siendo este un indicador de la importancia del uso del relleno post - extracción del mineral roto en los Paneles. Figura 26: Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del minado Nivel -050 y -095 (Fases 13 y 14) Fase 13 y 14, se constituyen de Relleno del tajeo (Panel Superior) en Veta Ángel, sobre el Subnivel 03 en el Nivel ‐095 y Culminación de la etapa de Preparación del Subniveles en el Nivel ‐045 configurando un Puente Superior en el Nivel ‐045 de 3 metros de altura (ideal para la potencia de las vetas en Mina El Santo). 97 Figura 27: Distribución de factores de esfuerzos en la simulación postminado del Nivel -095 en la veta Ángel mediante aplicación del Bench Fill Es importante destacar la implicancia del uso del relleno post - extracción del mineral en cada Panel. En esta simulación de estabilidad se conceptúa que la rampa (acceso para extracción) se ubica en la Caja Piso, por lo mismo que se Plantea la Explotación siempre en una fase adelantada en la Veta Diablo y posterior en la Veta Ángel, ahora también es necesario indicar que si se invierte el esquema (extracción por la Caja Techo) también se debe invertir el secuenciamiento de explotación de las Vetas. En las Figuras 19 ‐ 27, se observan factores de seguridad adecuados como resultados de la simulación de estabilidad debido a esfuerzos (AEDE), siempre y cuando se aplica en forma adecuada y oportuna el relleno en el 98 Bench & Fill Stoping y el sostenimiento durante la Preparación de los Subniveles, para garantizar la estabilidad del techo post ‐ rotura del Panel durante la extracción. La simulación de Puentes, indica que alturas de 3.0 metros son suficientes como estructura natural (Puente en roca), siempre y cuando se controla y protege (el Puente) mediante la construcción del Subnivel Superior, debajo de la Galería Superior para evitar el daño durante VOLADURAS DE PRODUCCIÓN Y POSTEXTRACCIÓN DEL MINERAL rellenar todos los espacios abiertos. Siendo la extracción del mineral roto en cada Panel, un tema operacional que ocupa a los alcances del informe se profundizará en la importancia de la infraestructura necesaria para el mismo (By PASS y DRAW POINTS); por tanto, se advierte como importancia que es necesario preparar BY PASS DE EXTRACCIÓN PARA EVITAR PÉRDIDAS DE MINERAL ROTO EN TAJEOS Y SOBREEXPOSICIÓN DE LOS EQUIPOS DE LIMPIEZA AÚN CUANDO ESTOS SE REALIZAN CON TELEMANDO CONSTITUYE UN RIESGO ALTO EXPONERLOS. El desmonte de mina, simulado como relleno en los Tajeos, es un material adecuado para ser empleado en el BENCH & FILL. Respecto a la configuración del eje mayor de la rampa este debe procurarse transversal al esfuerzo principal. 99 4.5.3. Descripción Veta El Ángel tajo 227 NE La exploración se inicia a partir de la Ga 175 – NE y Ga 694 NE, ubicada en el Tj 227 NE; la veta El Ángel identificado a 150 metros de longitud. En la fg.28 se muestra una pequeña infraestructura de la veta el Angel Tajo 227 NE (la rampa 369, galería de ambos niveles y subniveles). Figura 28: Sección Longitudinal Veta El Ángel Tajo 227 NE Figura 29: Vista en Planta Veta El Ángel Tajo 227 NE 100 4.5.4. Diseño de la infraestructura Veta el Ángel tajo 227 NE Para la preparación del yacimiento se realizó un análisis geológico y topográfico utilizando el modelamiento 3D y DATAMINE 5D PLANNER, el cual nos permitió una mejor observación de las dos fases de explotación : La primera desde el NV. 50 al NV. - 95 La segunda del NV. 95 al NV. -140 Figura 30: Modelamiento Datamine 5D Planner Veta El Ángel 4.5.5. Detalles de la Infraestructura By pass y Ventanas Se realizó la identificación de la estructura mineralizada para realizar el diseño del by pass que será de 15 m en el nv-70 de la veta El Angel. 101 Subniveles Los subniveles nos permiten perforar con taladros largos y explorar la veta para conocer las estructuras en altura. En este aspecto el subnivel 227 NE – 2 a tiene acceso a un brazo positivo y se encuentra a 10 metros ubicados del nivel Base Echadero de Mineral El echadero está sujeto al acarreo del scoop desde la Rp 369 hasta el nivel -95 y a la capacidad de la producción durante una guardia. Chimenea de Servicio y Ventilación Permite que la zona de explotación se ventile, ubicándose al extremo NE del tajo. Chimenea Slot Están ubicados al NE y SW del tajo , donde se inicia la explotación. 4.6. Operaciones Unitarias 4.6.1. Perforación En el minado Bench & Fill la perforación de taladros largos es una operación importante, ya que para obtener una óptima voladura la perforación requiere de bastante control de los equipos mineros antes y durante la acción . Se muestra en la tabla 29 102 Tabla 29: Descripción Del Equipo Utilizado para Perforación DESCRIPCCION Equipo Perforadora Potencia Frecuencia de Impacto Trasmisión Diesel Tipo de Malla Longitud de Taladro Diámetro Vel. Penetración Desviación (a 12mtrs) DETALLE Nautilus DSB COP 1838 HD 18 Kw 62 Hz Diferencial SPICER DANA Deutz BFL914 72 KW Radial - Paralelo 15 metros 64 mm (2.5") 30 m / Hr 0.10 m (> 1%) Figura 31: Vista frontal del Equipo Nautilus Figura 32: Vista en perfil del Equipo Nautilus 103 Para realizar la perforación con taladros largos se tiene que definir la forma radial o paralela no mayor de 2.5 pulgadas de diámetro y una longitud de 4 a 15 metros. Para ello la labor debe de reunir algunas condiciones entre ellas son: Luminarias instaladas, techo y piso limpio – horizontal , ventilación , malla de perforación , sostenimiento , y la altura de la labor debe medir máximo 3 metros. Mientras que el operador debe contar con una vista longitudinal y transversal (plano geomecánico) e indicar lo más exacto posible la distancia de perforación, con una correcta malla de perforación de acuerdo al macizo rocoso y geología del yacimiento. Toda malla de perforación se encuentra ligado a la geología del yacimiento y evaluación geomecánica para un mejor resultado. 104 4.6.1.1. Cálculo del Burden Figura 33: Diseño del Burden según Langefors CALCULO DEL BURDEN SEGÚN LA FORMULA DE LANGEFORS B1max = ( D/33 ) x ( P x S )/ ( c x f x (E/B) B2max = 0.046 x D f1 0.046 BP1 = Bmax - 2 x D - 0.02 x L BP2 = Bmax - 0.1 - 0.03 x L 33.00 LEYENDA D C f E/B dc PRP L Diametro del taladro (mm) Constante de la roca c=0.3 + 0.75 Rocas medias (1.05) c=0.4 + 0.75 Rocas duras (1.15) Factor de fijación Taladros verticales f : 1.00 Taladros inclinados - 3:1 f : 0.90 Taladros inclinados - 2:1 f : 0.85 Relación entre Espaciamiento y Burden Densidad de carga (g/cm3) Potencia relativa en peso del explosivo Longitud de taladro (m.) Fuente: Manual de Perforación y Voladura – Carlos López Jimeno Para el cálculo del Burden en el tajo 227 se trabaja bajo los siguientes parámetros: Diámetro del taladro (D) es 64 mm, constante de la roca(C) es 1.05, factor de fijación(f) es 1.0, la relación(E/B) es 1.1, se tiene una densidad de Carga(Dc) de 0.55 gr/cm3, potencia relativa en peso del explosivo(PRP) es 1.1,la longitud del taladro (L) es 10 m Para el diseño de malla en el tajo 227 es el que muestra en tabla 30: Tabla 30: Resultados del cálculo de Burden según Langerfors 105 CALCULO DEL BURDEN SEGÚN LA FORMULA DE LANGEFORS Bmáx. BP 1 Burden Máximo (mts) Burden Práctico 1.47 1.40 1.32 1.20 1.14 1.08 0.99 0.87 Espaciamiento 1.14 1.18 1.24 1.31 PARAMETROS INGRESO DE DATOS D Diametro del taladro (mm) C Constante de la roca 64 64 64 64 1.05 1.05 1.05 1.05 42 42 42 42 se toma lo siguiente: c=0.3 + 0.75 Rocas medias (1.05) c=0.4 + 0.75 Rocas duras (1.15) RMR Descripción del RMR f Factor de fijación Regular Regular Regular Regular 1.00 1.00 1.00 1.00 E/B Relación entre Espaciamiento y Burden 1.00 1.10 1.25 1.50 dc Densidad de carga (g/cm3) 0.55 0.55 0.55 0.55 1.10 1.10 1.10 1.10 10 10 10 10 Taladros verticales f : 1.00 Taladros inclinados - 3:1 f : 0.90 Taladros inclinados - 2:1 f : 0.85 PRP Potencia relativa en peso del explosivo L Longitud de taladro (m.) El Burden práctico obtenido es 1.08 m y el espaciamiento es de 1.18 m. Para la aplicación del método Bench & Fill la malla utilizada en la mina Brexia Goldplata Peru S.A.C. es: Espaciado (E): 1.20 m Burden (B): 1.10 m 106 4.6.1.2. Malla Slot Figura 34: Diseño de la malla Slot Taladro Cargado slot 2.5” Ø Figura 35: Distribución de taladros Tajo 227 – vista planta Taladro Cargado malla de producción 2.5” Ø 107 4.6.2. Voladura 4.6.2.1. Cálculo de voladura Slot Tabla 31: Taladro parámetros de voladura slot PARAMETROS CANT. UNIDADES Ancho de Minado 1.40 m Longitud de Minado 1.40 m Nro de taladros 64 mm (2.5 pulg.) 9.00 Tal Nro de taladros 127 mm (5 pulgadas) 6.00 Tal Numero de taladros cargados de 64 mm 9.00 Tal Longitud del taladro 10.00 m Longitud del taladro cargado 9.00 m Peso especifico del mineral 2.94 T/m3 Volumen Roto 19.60 m3 Tonelaje Roto 57.62 T Cart/ Tal. (E-5000 11/2" x 12") 33.00 Pza Cart/ Tal. (E-3000 11/2" x 12") 33.00 Pza Total Cartuchos Explosivos 5000 132.00 Pza Total Cartuchos Explosivos 3000 198.00 Pza Peso/ Cartucho (E-5000 11/2" x 12") 0.42 Kg Peso/ Cartucho (E-3000 11/2" x 12") 0.39 Kg Kg. Explosivo / Taladro 14.74 Kg/Tal Kg. Explosivo / Total 132.66 Kg RENDIMIENTO Factor de Potencia 2.30 Kg/T Factor de Carga 6.77 kg/m3 Factor de Avance 13.27 kg/m Tonelada/Taladro 6.40 T/tal Tonelada/Metro Perforado 5.76 T/m Tonelada/m2 29.40 T/m2 EXPLOSIVO Emulnor 5000 11/2" x 12" 0.962 Kg/T Emulnor 3000 11/2" x 12" 1.340 Kg/T Carmex 7 pies 0.102 Pza/T Mecha Rapida Z-18 0.035 m/T Pentacord 5P (Amarre de Fanel) 0.104 m/T Pentacord 10P (Taladro Cargado) 0.174 m/T Fanel LP 1 al 16 de 8m 0.156 Pza/T Fanel LP 1 al 16 de 12m 0.156 Pza/T 108 4.6.3. Cálculo de voladura Producción Debido a que el block de mineral está delimitado por dos subniveles (superior e inferior), todos los taladros comunican de una labor a otra (pasantes), por lo que el diseño de carga contempla la colocación de tacos inertes por ambos extremos del taladro, a fin de garantiza la retención de Emulnor, en dimensiones de 1 ½” x 12” según el siguiente esquema. Figura 36 . Diseño de perforación y voladura. CAJA PISO CAJA PISO CARA LIBRE 1.10 20m LIB RE 109 La cantidad de explosivo utilizado en cada taladro está determinada por: (a) El tipo de explosivo (b) El achatamiento de cada cartucho, debido a la caída libre y/o atacada al momento del carguío. Figura: 37 Longitud nominal y real de la carga De esta manera podemos observar que nominalmente 4 cartuchos forman una longitud de carga de 1.20 m., siendo esta reducida a solo 1.0 m. de longitud de carga real, debido al achatamiento sufrido en cada cartucho al momento del carguío. Tabla 32: Comparativo Consumo - Según Tipo De Explosivo Tipo de explosivo Emulnor de 5000 1 1/2 x 12" Emulnor de 3000 1 1/2 x 12" Emulnor 1000 1 1/2 x 12" Altura de banco (m) Columna de carga (m) Cartucho por metro ( un) Peso por cartucho (Kg) Explosivo (Kg) 10.00 8.50 4.00 0.40 13.71 10.00 8.50 4.00 0.39 13.28 10.00 8.50 4.00 0.38 12.88 Con este cuadro comparativo, podemos determinar la cantidad de explosivo utilizado según el número de filas a disparar (3). Asimismo, podemos 110 observar una opción de carguío planteada para controlar la caja techo, evitando la sobre dilución al mismo tiempo que se disminuye el consumo de explosivo. Se trata de realizar el carguío de toda la columna explosiva utilizando cartuchos espaciados, los cuales han sido preparados utilizando una línea de condón detonante en toda la columna a fin de garantizar la iniciación de cada cartucho. El esquema de esta nueva opción se muestra a continuación: Figura 38: Diseño de perforación y voladura controlada. 1.10 111 Para la aplicación del método Bench and Fill en el tajo 227, es importante el espaciamiento de cartuchos unidos por una línea de cordón detonante, corresponde a la técnica de voladura controlada, la cual es aplicada en todos los taladros de la caja techo, ayudando a disminuir el daño al macizo rocoso y mejora del rendimiento Ver tabla: Tabla.33 Resultados obtenidos con de diseño de perforación y voladura. DATOS Ancho de minado Altura de banco Longitud volada Burden Espaciamiento Densidad min Equipo Taladros cargados (continuos) Taladros cargados (espaciados) Longitud de perforación Diámetro broco Diámetro de tubo Emulnor 1000 1/2"x12" Peso total Volumen roto Tonelaje roto Factor de potencia VOLADURA TAL. CONTINUOS 2 m 10 m 3 m 1.1 m 1.2 m 2.94 Tn/m3 PERFORACIÓN Nautilius VOLADURA TAL. ESPACIADOS 2 10 3 1.1 1.2 2.94 M M M M M Tn/m3 Nautilius 9 Tal 5 Tal 0 Tal 4 Tal 10 m 10 M 64 51 Mm Mm 202 Un 76.76 kg 60 176.4 0.44 m3 Tn kg/Tn 64 51 mm mm VOLADURA 270 102.6 RESULTADOS 60 m3 176.4 Tn 0.58 kg/Tn Se aplica la técnica de voladura controlada, espaciando los cartuchos en toda la columna explosiva, a fin de disminuir la energía liberada (Figura 39 ) por el explosivo y generar un plano de corte al entorno de la labor (caja techo). 112 Esta técnica permite disminuir la sobre dilución mejorando la estabilidad de las cajas al mismo tiempo que se disminuyo el consumo de explosivos (de 0.58 a 0.44 kg/tn). Figura 39. Simulación de voladura JK Simblast, control de la energía liberada durante el proceso de detonación (Distribución de carga) Se dio inició a la técnica de voladura controlada, espaciando los cartuchos en toda la columna explosiva, a fin de disminuir la energía liberada por el explosivo y generar un plano de corte al entorno de la labor (caja techo). 113 Logrando reducir la dilución y presentando grandes ahorros en los costos de voladura. Figura:40:Resultados obtenidos en el Tajo 227 4.6.4. Limpieza de mineral y Relleno Se utiliza 1 equipo Scooptram ST – 2G de capacidad de 2.2 yd3 para la limpieza de mineral y abastecimiento de relleno detrítico al tajo, el scooptram cuenta con un sistema de telemando que funciona con un control remoto para evitar exposición del operador a tajos riesgosos. Asimismo el control remoto trabaja hasta los 50 metros de distancia, teniendo en cuenta que el ancho del equipo es de 1.58 metros, la altura de 2.11 metros, radio de giro es 2.9 metros, facilitando la entrada a limpiar las cámaras explotadas. Dicho equipo scooptram ST – 2G es óptimo para la operación para trabajos en promedio de 100 metros en echaderos con resultados de 114 30ton/hr en vías horizontales, no dejando de lado el mantenimiento de las vías y del equipo (LHD). Figura 41: Scooptram ST – 2G de 2.2 yd3. 4.7. Servicios Auxiliares 4.7.1. Transporte de Mineral Se utilizaron dumpers para el acarreo de mineral donde se localiza la cámara de carguío, es decir desde el echadero del Nv -095 hasta el Nv080. La distancia del acarreo de mineral es de 1.2 km y el ciclo es de 30 min por cada viaje que realiza, a continuación se muestra el ciclo en la tabla N° 34. 115 Tabla 34. Transporte de mineral TRANSPORTE MINERAL TAJO 227 NE 157 Ton/día 78 Ton/gdía Camión de bajo 18 tn/viaje perfil(dumper) 5 viaje/guardia N°viajes por guardia 30 min Tiempo por ciclo 55 $/hora Costo del dumper Dumper EJC-457 Tiempo necesario con el 150 min dumper El ciclo general para efectuar con las 80 ton en cada guardia es de 2.50 hr con 1 camión de bajo perfil que es semejante a 5 viajes con 1 Dumper 4.7.2. Relleno del tajo Las grandes aberturas creadas por el tajeo por subniveles típicamente requieren que algún tipo de programa de relleno sea practicado. El relleno detrítico reduce al mínimo la ocurrencia de hundimiento o subsidencia y permite la redistribución de esfuerzos creado por el ciclo de minado. Esto a su vez reduce al mínimo la ocurrencia de explosión de roca o estallido de roca. El relleno esta también siendo usado satisfactoriamente eliminar o recuperar pilares intermedios entre los tajeos. Es importante que en las largas aberturas que se generan luego de ser explotado una veta con el método Bench & Fill estas requieran de algún tipo de relleno. El relleno detrítico minimiza la ocurrencia de inestabilidad de las cajas y permite la redistribución de los esfuerzos creados por el ciclo de minado. 116 El relleno de la Veta El Ángel tajo 227 NE se rellenará desde el nivel 050 con relleno provenientes de las labores de exploración y desarrollo, por los subniveles intermedios y por ventanas y chimeneas comunicadas. 4.7.3. Agua y aire Las redes de servicio de agua y aire son indispensables para el trabajo inmediato de los equipos. En la tab. 35 se puede observar a detalle la compresora. La red de tubería de aire sale de la casa de compresoras con un diámetro de 10” y luego prosigue con 6” y finalmente llega a las labores con un diámetro de 4”. El agua llega hasta las labores con un diámetro de 2”. Tabla 35 Detalle de Las Compresoras Actuales Casa Fuerza TRANSPORTE MINERAL TAJO 227 NE RQ AIREATLAS COPCO/GA160 Presión de Servicio 80-100 psi Caudal(Pies3/min) 2600 CFM/cada una Potencia 217 (HP) Frecuencia (HZ) 60 (HZ) 4.7.4. Ventilación La ventilación permitirá dar seguridad y un lugar adecuado a los trabajadores para que puedan desempeñar sus funciones en la forma más eficaz con todas las condiciones que requieren. 117 Tabla 36 Requerimiento de aire para el tajo 227 NE TRANSPORTE MINERAL TAJO 227 NE 6 m3/persona/min Caudal (m3/min) 36 3 m3/HP/minute 351 3 m3/HP/minute 159 3 m3/HP/minute 270 REQUERIMIENTO DE AIRE Personal 6 personas/g-dia Equipos 117 hp (scoop) Equipos 54 hp (jumbo) Equipos 90 hp (dumper) TOTAL (m3/minute) TOTAL (CFM) 816.00 28812.96 Como se muestra en la tabla N° 36 de requerimiento de aire para el tajo 227 NE se han considerado que trabajaran 6 personas por guardia, 1 scoop de 2.2 yd3, 1 Jumbo Nautilius y 1 camión de bajo perfil los cuales requieren 28812.96 CFM. Este tajo se está ventilando con un ventilador secundario que es de 30,000 CFM y que ventila la veta El Ángel. En el monitoreo en este tajeo el caudal fue de 32,460 CFM por lo que no se utiliza. 4.8. Control de calidad El control de la calidad del mineral tanto en las etapas de exploración, desarrollo, preparación y explotación es importante para asegurar que se pueda cumplir con la calidad de mineral que se requiere para abastecer a la planta concentradora. También el control de calidad del mineral roto es un procedimiento importante para mejorar los parámetros de operación: perforación (espaciamiento, burden, diámetro de taladro, desviación de taladros) o voladura (factor de potencia, sobrerotura de cajas) o control geomecánico (inestabilidad y caída de la roca encajonante), que permitan el control de dilución del mineral, es recomendable 118 que el mineral sea muestreado y evaluado su ley (buena,baja,desmonte) con la finalidad de conocer el rendimiento de las operaciones unitarias, el realizar comparaciones entre la ley del block del mineral y la ley de explotación son necesarios para hallar con exactitud su ubicación geológica; también se debe realizar un monitoreo de control de los detritos de la perforación, dicha información nos permitirá conocer la distribución de la ley de plata (Ag) a lo largo de la veta, cabe mencionar que este trabajo es realizado por el perforista y el personal de control de calidad. . 4.9. Gestión de la seguridad El método Bench & Fill resalta su importancia por el hecho de que los trabajadores mineros laboren seguros bajo la roca condicionada (asegurada de forma artificial). La introducción de equipos mecanizados también muestran significables beneficios en la seguridad, es así que las unidades LHD pueden ser operados desde un lugar seguro mediante un control remoto, otras de sus bondades es que los sistemas de chimeneas y diversos accesos múltiples, permiten que la ventilación sea eficiente y así mejore las condiciones de trabajo. La gestión de la seguridad en tajeo por subniveles con taladros largos es eficaz: el tiempo y la cantidad de personal y equipos expuestos a condiciones inseguras que produzcan accidentes en la etapa de explotación es menor que en otros métodos. 119 4.10. Rentabilidad Costo/Benéfico El Método Bench & Fill fue catalogado como un método subterráneo primario, de alta producción y de bajo costo, esta viabilidad económica se sustenta con el menor costo de operaciones, con el mayor volumen de producción diario en el menor tiempo de explotación. Tabla 37: Análisis Económico del Tajo ANALISIS ECONOMICO TAJO 227 NE COSTO DE PREPARACIÓN 0.70 $/ton 7.84 $/ton COSTO DE EXPLOTACIÓN COSTO DE MINA(25% IMPREVISTOS) 9.80 $/ton COSTO DE PROCESAMIENTO 7.20 $/ton COSTO DE ENERGÍA 2.90 $/ton COSTOS ADMINISTRATIVOS 8.59 $/ton 28.49 $/ton VALOR DE MINERAL ($/TON) 55.17 $/ton PERÍODO DE EXPLOTACION (MESES) 8 meses La rentabilidad mínima del valor del mineral es: 28.49 US$/ton y el valor de mineral con el método Bench & Fill es 55.17 $/ton , obteniendo una utilidad neta por tonelada de 26.68 $/ton Se muestran los costos detallados en la tab. 37 en las diferentes actividades; observando que el costo de preparación es mayor con el método bench & fill (0.7 $/ton B&F contra 0.3 $/ton C&F) pero las utilidades son mayores por el menor tiempo de explotación y mayor tonelaje. 120 CONCLUSIONES 1. La aplicación del nuevo método Bench & Fill de explotación subterránea ha logrado incrementar la producción en la veta el Angel del tajo 227 NE de la Compañía Minera Brexia Goldplata Peru S.A.C.,mecanizando la perforación con un equipo Nautilius y la extracción del mineral con el equipo Scooptram ST – 2G con un sistema de control remoto. 2. Se muestra de forma efectiva la incrementación de producción de mineral al aplicar el método Bench & Fill en la veta el Angel del tajo 227 NE de la Compañía Minera Brexia Goldplata Peru SA.C. debido a la explotación de tajos de 10 metros de altura, teniendo una mayor productividad por guardia de 22.5 ton/hombre-gdía. 3. Este método permitió reducir los Costos Operativos de la Compañía Minera Brexia Goldplata Peru S.A.C. .Como se puede apreciar en la comparación de las tablas 22 y 23 en las que se muestran los costos operativos del método Bench & Fill (28.49 $/ton) y Corte y Relleno (41.58 $/ton); obteniendo un margen de utilidad al utilizar el método Bench & Fill de 20.78 $/ton como se puede apreciar a detalle en la tabla 24. 4. Es importante realizar un detallado estudio geomecánico, que nos permita analizar si es factible o no la aplicación del método Bench & Fill., debido a que son determinantes conocer si la calidad del macizo rocoso es viable para el método, teniendo en cuenta el tiempo de autosoporte y el radio hidráulico principalmente. 121 RECOMENDACIONES 1. Se debe realizar evaluaciones in situ del comportamiento de las excavaciones cercanas a dicho tajo piloto conforme avance su explotación, debido que van a ser afectados en su estabilidad por reordenamiento de esfuerzos. 2. La aplicación del método Bench & Fill es muy especial, ya que, si se produce desviaciones por alguna falla, cavidad, o por deficiente alineamiento del brazo del Jumbo, el impacto generado en dilución será fuerte. Perforar estrictamente según diseño entregado alineado con clinómetros y, eliminar los taladros fuertemente desviados para evitar picar caja y aumentar la dilución. 3. Es importante evaluar los puestos de trabajo, esto con el fin de prevenir accidentes, incidentes y eventos no deseados, garantizando un buen ambiente laboral que propicie la motivación de los trabajadores y de esta manera aumente la productividad del método Bench & Fill. 4. Control constante de los factores geomecánicos y geológicos. Así también controles topográficos de precisión a los puntos de inicio y de llegada de los taladros deben ser previamente compensados por medio de una poligonal cerrada; cada taladro perforado debe ser levantado inmediatamente para determinar su desviación, si la desviación esta fuera del rango aceptable se deberá realizar taladros adicionales, descartando los taladros desviados. 5. Importante evaluar las condiciones geomecánicas sistemáticas de los tajos para la explotación utilizando el método Bench & Fill, con la finalidad de 122 minimizar el daño por efectos de la voladura, para así optimizar mucho más los beneficios económicos. 123 BIBLIOGRAFIA Asin Boile Buendía Sulca en su tesis optimización Del Minado De Corte Y Relleno Ascendente Mediante Taladros Largos; Para Incrementar La Productividad En Volcan Compañía Minera S.A.A. - U.P. Cerro De Pasco Bullock, R.L. Comparison of Underground Mining Methods, Chapter 6.5. SME Mining Engineering Handbook. 2011. Exsa, Sandvik rock tool, Empresa minera los Quenuales S.A. Perforación & Voladura - Taladros largos, métodos de explotación SLC – SLV. Fidel Yalle C. Narrow vein blasthole stoping aplicado en la CIA minera Glencore Unidad Yauliyacu Konya, c. y Albarrán, E. (1998). Diseño de voladuras. López Jimeno, c., López Jimeno, e. y García Bermúdez, P.(2003). Manual de perforación y voladura de rocas. Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería DECRETO SUPREMO N.º 024-2016-EM 124 ANEXOS 125 ANEXO 1 Matriz de consistencia PROBLEMAS OBJETIVOS HIPOTESIS ¿Cómo se incrementará la producción de veta el Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C.? Incrementar la producción mediante la aplicación de un nuevo método de explotación subterránea de la veta el Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C. Al aplicar un nuevo método de explotación subterránea se logra incrementar la producción en la Veta el Ángel del Tajo 227 NE de la compañía minera Brexia Goldplata Perú S.A.C. ¿Al aplicar el método Bench & Fill se incrementará la producción de la veta el Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C.? Incrementar la producción de mineral al aplicar el método Bench & Fill en veta el Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C. Se incrementa la producción de mineral al aplicar el método Bench and Fill en producción en la Veta el Ángel del Tajo 227 NE de la Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C. ¿Cuál es la incidencia de la reducción de costos de producción en veta el Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C.? Reducir los costos de producción al aplicar el método Bench & Fill en veta el Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C. Al aplicar el método Bench and Fill se reduce los costos de producción en la Veta el Ángel del Tajo 227 NE de la Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C.. 126 VARIABLES Independiente: Método de explotación METODOLOGIA DE LA INVESTIGACION POBLACION Y MUESTRA Método de la Investigación: Científica. Población: Todos los métodos de explotación subterránea Tipo de Investigación: Aplicada. Muestra: el método de explotación subterránea Bench & Fill Dependiente: Producción de Mineral Diseño de la Investigación: Experimental ANEXO 2: LIFE OF MINE DE LA MINA EL SANTO (BREXIA) Y PRODUCCION ANUAL 2015 2016 2017 2018 2019 2020 2021 2022 Reserva Recurso DESCRIPCIÓN Total Reservas Reservas Reservas Reservas Reservas Reservas + + Recurso Potencial TMS 121,200 180,000 432,000 378,029 1,131,302 PROYECCION TMS 50,959 68,408 67,005 106,401 57,671 259,500 TRATADAS TMS TOTAL 50,959 68,408 67,005 106,401 57,671 180,000 432,000 378,029 1,390,802 Zn (%) 5.16 4.53 5.72 5.60 5.20 5.10 4.50 4.50 4.75 Pb (%) 3.19 3.03 3.73 3.72 3.50 3.10 2.80 2.60 2.93 MT Zn 4,255 5,128 6,473 10,433 11,444 15,689 32,947 31,378 116,502 MT Pb 2,610 3,288 3,837 6,181 6,779 9,294 19,517 18,588 69,356 127 ANEXO 3: APORTE DE MINERAL POR VETA – MES Veta El Angel El Diablo El Santo Gianina Vanesa TONELADAS 4,715.69 2,589.57 1,297.03 673.88 440.25 9,716.42 AV AM_PROG AU DIL. AG DIL. CU DIL. PB DIL. ZN DIL. 2.08 2.5 0.08 2.29 0.4 2.23 3.48 0.80 1.08 0.45 3.09 0.29 5.44 9.72 0.99 1.5 0.09 1.84 0.23 3.99 6.32 1.00 1.23 0.51 0.83 0.05 0.9 3.09 0.53 1.11 0.07 1.36 0.28 1.76 3.66 1.45 1.84 0.21 2.32 0.32 3.25 5.56 Vanesa 4% Gianina 7% El Santo 13% El Angel 49% El Diablo 27% El Angel El Diablo El Santo 128 Gianina Vanesa ANEXO 4: PRECIOS UNITARIOS BENCH & FILL TAJO 227 NE - METODO BENCH & FILL (Sección 1.7 m x 1.1 m) Numero Taladros Perforados = Rendimiento = Metros Perforados = Limpieza con scoop hasta = Equipos = Factor de carga = Gradiente minima +/- 0%, maxima +/- 1% 9 Alivio = 0 Long Perforación = 10 mts-perforados/taladro HH / grdia = 90 mts-perforados/gda Cubos Rotos = 200 m Ton Rotas = Jumbo / Scoop / Ventilador. T. Roca = 0.68 Kg. / Ton 1.69 Kg/m3 BB.SS = 1.- MANO DE OBRA Operador de Muki LHP Ayudante operador de Muki LHP Operador de scoop Operador de Dumper Operario cargador Ayudante Cargador Ayudante Servicios mina Bodeguero Capataz Jefe de Zona Electricista Mina 2.- MATERIALES: Aceros de perforación BARRA DE PERFORACION MF 4' - T38 N/P. BROCA DE BOTON RETRACTIL T38 x 64mm N/P. BROCA DE RIMADO 12º T38 x 127mm N/P. SHANK ADAPTER MACHO HC-50 T38 x 372mm N/P. CUP GRINDING WING ROUND DE 10 mm. Accesorios de Perforación Mangueras de lona de 1" 100 PSI Abrazadrera de 1" Valvula de 1" Copas de afilado Cancamo de Energia Cancamo de R.H, Aire y Agua Cancamo para Manga Ventilación Tuberias Polietileno HDPE 2" Diametro Aceite de perforación Torcula 150 Tubos de PVC 2" x 3m Alambre negro Nº 08 Accesorios de Ventilación Manga de ventilacion 28" Herramienas Manuales Implementos de seguridad Lamparas mineras 3.- EQUIPOS: Muki LHP Scoop 2.2 Yd3 Dumper Ventilador 30,000 CFM Afiladora de brocas Mantto Muki LHP UNID. HH HH HH HH HH HH HH HH HH HH HH HH Cantd. 0.50 0.50 0.20 0.20 0.20 0.20 0.20 0.20 0.13 0.13 0.20 - Incid. 0.063 0.063 0.025 0.025 0.025 0.025 0.025 0.025 0.016 0.016 0.025 - Precio (US $) 44.49 36.25 42.95 42.95 36.80 34.97 34.97 36.53 46.35 138.41 37.78 0.00 Parcial (US $/ton) 6.- GASTOS GENERALES: 7.- UTILIDADES: 8.- CONTINGENCIAS: 9.04 Sub Total (US $/ton) Total (US $/ton) 0.10 0.10 0.02 0.02 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.02 0.01 1.67 0.99 Unid Unid Unid Unid Unid 1 1 0.2 1 1 0.450 0.450 0.067 0.082 0.082 219.24 33.06 346.08 160.78 80.39 0.71 0.11 0.03 0.09 0.05 mt Unid mt Unid Unid Unid Unid mt gln Unid Kg. 25.00 2.00 1.00 2.00 1.00 3.00 1.00 3.00 0.30 30.00 0.50 0.007 0.007 0.007 0.015 1.000 1.000 1.000 0.300 1.000 1.000 1.000 2.41 1.93 11.44 107.00 2.90 2.00 2.90 2.60 5.60 1.09 1.05 0.00 0.00 0.00 0.02 0.02 0.04 0.02 0.02 0.01 0.24 0.00 mt Glb. Glb. Glb. 10.00 1.00 0.34 0.33 1.000 1.000 1.000 0.033 3.27 8.03 1.84 21.53 0.24 0.06 0.00 0.00 gdia. Hm Hm gdia. gdia. gdia. 0.50 3.98 2.78 1.00 1.00 0.50 0.004 0.029 0.020 0.007 0.007 0.004 164.72 59.46 51.00 18.33 7.00 204.76 0.59 1.70 1.02 0.13 0.05 0.74 0.38 0.24 0.06 0.00 0.00 4.23 TOTAL COSTO DIRECTO 4.- EXPLOSIVOS: Emulnor 5000 1.1/2" X 12 - FAMESA Emulnor 3000 1.1/2" X 12 - FAMESA Cordón 5P Mecha rápida de ignición FANEL 12 m (Periodos LP) Carmex Pies Hrs. m3 ton Emulnor 74.08% US $ / ton. Actividades: Ventilado, Desatado, regado, perforación, voladura y limpieza de frente DESCRIPCIÓN 33.00 8.00 56.10 139.13 Media 4.23 6.00 Kg. Kg. mt mt Unid Unid 63.87 30.94 84.00 1.20 21.60 4.80 16.71% 10.00% 0.00% 9.- COSTO TOTAL 0.46 0.22 0.60 0.01 0.16 0.03 1.55 1.40 0.21 0.31 1.70 0.62 1.44 1.44 1.00 0.60 - 1.00 0.60 - 0.71 0.31 0.13 0.003 0.26 0.02 9.04 129 CORTE Y RELLENO ASCENDENTE (Sección 1.2 m x 1.6 m) Numero Taladros Perforados = Rendimiento = Metros Perforados = Limpieza con scoop hasta = Equipos = Factor de carga = Gradiente minima +/- 0%, maxima +/- 1% 70 Alivio = 0 Long Perforación = 2 mts-perforados/taladro HH / grdia = 128.0 mts-perforados/gda Cubos Rotos = 200 m Ton Rotas = Jumbo / Scoop / Ventilador. T. Roca = 0.62 Kg. / Ton 1.54 Kg/m3 BB.SS = 5. 1.- MANO DE OBRA Maestro Perforista Ayudante Perforista Ayudante Cargador Operador de Scoop Operador de Dumper Ayudante Servicios mina Bodeguero Capataz Jefe de Zona Electricista Mina 2.- MATERIALES: Aceros de perforación Barra 4´ Barra 6´ Barra 8´ Broca Botón 36 mm Broca Botón 38 mm Broca Botón 40 mm Broca Rimado Adaptador piloto R32 Accesorios de Perforación Mangueras de lona de 1" 100 PSI Abrazadrera de 1" Valvula de 1" Copas de afilado Cancamo de Energia Cancamo de R.H, Aire y Agua Cancamo para Manga Ventilación Tuberias Polietileno HDPE 2" Diametro Aceite de perforación Torcula 150 Tubos de PVC 2" x 3m Alambre negro Nº 08 Accesorios de Ventilación Manga de ventilacion 24" Herramienas Manuales Implementos de seguridad Lamparas mineras 3.- EQUIPOS: Jack Leg Scoop 2.2 Yd3 Dumper Ventilador 30,000 CFM Afiladora de brocas Mantto Jack Leg UNID. HH HH HH HH HH HH HH HH HH HH HH Cantd. Incid. 0.50 0.50 0.20 0.20 0.20 0.20 0.20 0.13 0.13 0.20 - 0.063 0.063 0.025 0.025 0.025 0.025 0.025 0.016 0.016 0.025 - Pies Hrs. m3 ton Emulnor 81.41% US $ / ton. Actividades: Ventilado, Desatado, regado, perforación, voladura y limpieza de frente DESCRIPCIÓN 6.00 8.00 28.53 70.75 Media Precio (US $) 37.93 34.97 34.97 42.95 42.95 34.97 36.53 46.35 138.41 37.78 0.00 Parcial (US $/ton) 16.33 Sub Total (US $/ton) Total (US $/ton) 0.19 0.19 0.03 0.03 0.01 0.02 0.02 0.01 0.01 0.01 0.03 0.01 - ANEXO PRECIOS 6.10 4.47 Unid Unid Unid Unid Unid Unid Unid Unid 1 1 0 1 1 1 1 1 0.135 0.135 0.135 0.449 0.449 0.449 0.015 0.116 219.24 33.06 346.08 33.06 346.08 160.78 346.08 160.78 0.42 0.06 0.22 0.21 2.20 1.02 0.07 0.26 mt Unid mt Unid Unid Unid Unid mt gln Unid Kg. 25.00 2.00 1.00 2.00 1.00 3.00 1.00 3.00 0.30 42.67 0.50 0.011 0.011 0.011 0.021 1.000 1.000 1.000 1.640 1.000 1.000 1.000 2.41 1.93 11.44 107.00 2.90 2.00 2.90 2.60 5.60 1.09 1.05 0.009 0.00 0.00 0.06 0.04 0.08 0.04 0.18 0.02 0.66 0.01 mt Glb. Glb. Glb. 10.00 1.00 0.34 0.31 1.000 1.000 1.000 0.033 2.78 8.03 1.84 21.53 0.39 0.11 0.01 0.00 gdia. Hm Hm gdia. gdia. gdia. 0.50 2.36 2.83 1.00 1.00 0.50 0.007 0.033 0.040 0.014 0.014 0.007 133.33 59.46 51.00 18.33 7.00 50.00 0.94 1.98 2.04 0.26 0.10 0.35 1.11 0.39 0.11 0.01 0.00 5.68 TOTAL COSTO DIRECTO 4.- EXPLOSIVOS: Emulnor 5000 1.1/4" X 12 - FAMESA Emulnor 3000 1.1/4" X 12 - FAMESA Emulnor 1000 1.1/4" X 12 - FAMESA Cordón 5P Mecha rápida de ignición FANEL 4.2 m (Periodos LP) Carmex 6.- GASTOS GENERALES: 7.- UTILIDADES: 8.- CONTINGRNCIAS: 5.68 11.96 Kg. Kg. Kg. mt mt Unid Unid 22.37 21.64 9.71 27.73 0.46 29.58 1.85 16.71% 10.00% 0.00% 0.32 0.31 0.14 0.39 0.01 0.42 0.03 1.55 0.02 1.45 0.21 0.31 0.92 0.62 1.18 1.18 2.00 1.20 - 2.00 1.20 - 0.49 0.01 0.20 0.08 0.002 0.38 0.02 9.- COSTO TOTAL 16.33 UNITARIOS METODO CORTE Y RELLENO CONVENCIONAL 130 ANEXO 6. FLUJOGRAMA – PROTOCOLO DE MINADO Geología • • • • DISEÑO MALLA DE PERFORACIÓN Planeamiento REVISIÓN EN GABINETE Geología Mina Planeamiento • Mapeo Geológico Muestreo por canales Levantamiento de canales de muestreos Interpretación geológica de secciones Modelamiento geológico REVISIÓN EN CAMPO DE MARCADO DE MALLA Y MODELO GEOLOGICO MARCADO DE MALLA Topografía Mina Contratista INICIO DE PERFORACIÓN Mina MUESTREO CADA FILA Geología Control de Calidad TALADRO ADICIONAL Mina LEVANTAMIENTO DE TALADROS Topografía Planeamiento COMPARACIÓN DE DISEÑO VS REAL Planeamiento MINA • • Diagrama de carga Voladura INFORME Y EVALUACIÓN DE PARAMETROS DEL DISPARO Mina MUESTREO DE MINERAL DE DISPARO Geología Control de Calidad Planeamiento • • • 131 Levantamiento Calculo, dilución y preparación Informes
