METODO DE EXPLOTACION CORTE Y RELLENO ASCENDENTE

March 24, 2018 | Author: abelkrusnik02 | Category: Profit (Economics), Internal Rate Of Return, Net Present Value, Geology, Science


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1.3.1.DESCRIPCIÓN DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN CORTE Y RELLENO ASCENDENTE: Infraestructura:  Galería de acceso y vías para el transporte del mineral, sección 2,10 m de ancho, 2,40 m de altura.  Echaderos de mineral de 2,40 m de ancho x 1,50 m de altura (buzón-camino, doble compartimiento), con una longitud de 3 a 4 m.  Instalar parrilla de 1,20 m de largo y 1,20 m de ancho.  Cámara para el winche de 1,20 m de ancho, 1,8 m altura y 2 m de largo, ubicada en la caja techo y a la altura del subnivel base, y en dirección de las chimeneas.  Subnivel base de sección 1,20 m de ancho x 1,80 m de altura.  El puente entre la galería y el subnivel tendrá 3 m.  Subnivel intermedio de sección 1,20 m de ancho x 1,80 m de altura y a 20 m alejado del subnivel base.  Desarrollar las chimeneas intermedias para cara libre partiendo el block en 02, en dirección del buzamiento (ascendente), de sección 1,50 m de ancho, 1,50 m.de altura.  Los Paneles ó bloques a explotar son de 40 m x 20 m, Figura Nº 01: Vista Isométrica del Método Corte y Relleno Ascendente 1 Figura Nº 02: Vista Transversal del Método Corte y Relleno Ascendente Operación:  El avance será en breasting en dirección del rumbo de la veta y la longitud de taladro será de 5’ a 6’.  Equipo de limpieza: winches de 7,5 HP, 10 HP ó 15 HP, y rastras de 24”, 32” ó 36” respectivamente.  Sostenimiento con puntales y/o gatas hidroneumáticas espaciado entre 1,20 a 1,50 m.  Cuando el fracturamiento del techo es intenso, usar cuadro de madera como soporte.  Pilares laterales: Pilar menor 3 m x 4 m y Pilar mayor 3 m x 6 m.  Se abrirán ventanas cada 5 m, para cambiar el canal de rastrillaje.  El relleno de los espacios vacíos en los tajos se hará cada 10 m de avance, en caso que el terreno no sea competente, se rellenará sin llegar a los 10 m. Servicios:  Las válvulas principales de agua y aire deben estar ubicados en el ingreso de la galería principal de acceso al block.  Las tuberías de servicios irán al lado opuesto de los cables eléctricos. 2 Figura Nº 03: Avance del Método Corte y Relleno Ascendente 1.3.2. DESCRIPCIÓN DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN LONG WALL MINING. Infraestructura:  Sellar chimeneas sobre veta cada 40 m.  Dimensionar el block a explotar de 38.5 m x 20 m.  Desarrollar la galería de sección de 7’ (2.1m) de ancho x 8’ (2.4m) de alto, a lo largo de la estructura mineralizada para la extracción del mineral.  Desarrollar el by pass de sección de 7’ (2.1m) de ancho x 8’ (2.4m) paralelo a la galería y alineado con el subnivel superior para comunicar a dos labores. 3  Desarrollar sub niveles de sección de 4’ (1.2m) de ancho x 6’ (1.8m), el primero como subnivel base encima y paralelo a la galería dejando un puente de 4 m y el segundo sub nivel después de 20 m.  Desarrollar las chimeneas laterales a partir de la galería, de sección de 5’ (1.5m) de ancho x 5’ (1.5m) de alto.  Mantener entre la galería y el subnivel base un puente de 4 m. L VE NI .8) B 1 SU .2 X (1 EA L RA NT CE 5) A . E 1 AL EN X ER .) IM (2.4 IN 0 m H M C K x2 OC m. BL 8.0 (1 .0 18 L VE NI .8) B 1 U X S .2 (1 1.5 1.5 40 TE EN PU 4 DE m. 1.5 4 L VE NI .8) B 1 U X S .2 (1 EN IM DE N IO CC ADO E N R DI M I 2.4 DE N IO CC ADO E N R DI M I 20 EA EN 5) IM X 1. H C .5 (1 .5) X1 2 1. L RA ) NE m. MI 20 K x OC m. BL 8.0 (1 .0 18 CH 5 (1. Figura Nº 04: Vista Isométrica del método Long Wall Galeria (Sección: 2.1 x 2.4) Sub Nivel (Sección: 1.2 x 1.8) 20 Sub Nivel (Sección: 1.2 x 1.8) 20 Sub Nivel (Sección: 1.2 x 1.8) Chimena (Sección: 1.5 x 1.5) 20 Sub Nivel (Sección: 1.2 x 1.8) Puente de 4 m. 20 4 By-Pass (Sección: 2.1 x 2.4) Galeria (Sección: 2.1 x 2.4) Figura Nº 05: Vista Transversal del método Long Wall 4 Operación:  A partir del subnivel base se genera la cara libre (tipo chimenea) en dirección del buzamiento con sección 2.4 m (8’) x 1.5 m (5’) para dividir el block en dos partes y a partir de éste iniciar la rotura en dirección del rumbo y con salida hacia el subnivel.  El avance será en dirección del rumbo de la veta, con taladro de 5’ a 6’.  La limpieza será con winches de 15 HP, y rastras de 36”.  Sostener con puntales de madera de 7” Ø a 8” Ø con cabezal Jack pot (platos pretensados) para darle velocidad al minado. La distancia entre los puntales será de 1.5 m x 1.5 m e irán alineados para permitir la limpieza con el rastrillo.  Cuando se requiera instalar Wood Crib (anillos de madera) para sostener la caja techo, mientras dure la explotación de todo el block.  Cuando la presión de la caja techo supera la capacidad de soporte de los puntales se procederá al relleno correspondiente.  Dejar pilares laterales de 3 m de ancho por 20 m de largo, paralelo a las chimeneas.  Finalizada la explotación del block se procederá a rellenar. L RA NT E C ) EA 1.5 EN .4 X M (2 HI 4 2. RA ST RA C N IO CC ADO E R N DI MI 2 1. 5X EA DE ON CI DO C RE A DI MIN ) 1.5 (1. EN IM CH 1.5 4 2 1. ) 1.8 X ZA 2 . IE 1 L ( MP VE LI NI DE B L SU NA CA Figura Nº 06: Limpieza con Winche de 15 hp 5 E CH O IN IC W CTR E L E DE 1.5 N A CIO UR EC AD OT OL PR LA V A AR OS DR TE LA OR TA A C R PA P N A CIO UR D EC OT OLA R V P A L RA PA 6" RA ST RA 3 DE DE N IO CC E DO R DI NA MI HE NC ICO WI CTR E EL 2 1. 1.5 EA 5 (1. .5) X1 DE N IO CC RE DO I A D N MI AL AD NT ID PU GUR SE DE OD WO EN IM CH 4 2 1. .8) X1 A 1.2 PIEZ ( L M VE E LI NI B LD U S NA CA CK PA Figura Nº 07: Sostenimiento con Puntales y Wood Pack. EA EN ) IM 1.5 CH .5 X (1 L VE NI 1.8) B SU .2 X (1 3 DO NA E L 1.5 L CK EA EN ) IM 1.5 H C .5 X (1 RE O BL 1.5 3 m. E4 36 E QU BI R/H TA RA PA T EN PU 40 1.5 4 1.5 Figura Nº 08: Vista del Block Rellenado. 6 1.3.3. INDICADORES DE PRODUCTIVIDAD. Productividad: Producir más productos. Hacer más zapatos en menos tiempo; Es la relación resultado (producto) e insumo dentro de un periodo con la debida consideración de la calidad, se puede expresar en la forma siguiente: Productividad = Resultados -------------------------------Insumos La formula señala que se puede mejorar la productividad: 1.- Al acrecentar la producción (resultados) con el mismo insumo. 2.- Al disminuir los insumos manteniendo la misma producción. 3.- Al aumentar la producción y disminuir los insumo para cambiar la razón de un modo favorable. Existen varias clases de insumo como lo son la mano de obra, los materiales y el capital, sin embargo, sin duda alguna la mayor oportunidad para aumentar la productividad se encuentra en el propio trabajo, en el conocimiento, y en especial en la administración. La productividad implica eficacia y eficiencia en el desempeño individual y organizacional. Eficacia: Lograr un buen resultado. Hacer las cosas bien; es la capacidad para determinar los objetivos apropiados, es decir, cuando se consiguen las metas que se habían definido. Estos dos conceptos están muy interrelacionado (eficiencia y eficacia) ya que la eficacia está íntimamente relacionada a la necesidad de ser o no eficiente. El ideal de este desempeño debe centrarse en ser eficaces de la forma más eficiente posible. Nos preguntábamos si podríamos ser eficientes sin ser eficaces. La respuesta es afirmativa, se puede ser eficiente sin ser eficaz. Se puede emplear bien los recursos sin conseguir los objetivos propuestos, y esto sucede cuando se es eficiente con metas equivocadas. 7 Eficiencia: Es la capacidad de reducir al mínimo la cantidad de recursos usados para alcanzar los objetivos o fines de la organización, es decir, hacer correctamente las cosas. Es un concepto que se refiere a " insumo-productos". Se puede hacer aumento de la eficiencia cuando: - Logramos incrementar la cantidad de producto obtenidos, manteniendo constante el volumen de recursos empleados. - Mantenemos constante la cantidad de productos obtenidos disminuyendo la cantidad de recurso empleado Por ejemplo, un gerente eficiente es el que obtiene producto, o resultado, medido en relación a los insumo (mano de obra, materiales y tiempo) usados para lograrlo. Los gerentes que pueden reducir al mínimo los costos de los recursos que se necesitan para alcanzar las metas están actuando eficientemente. Aun siendo una característica prioritaria la eficiencia en la administración y de los administradores, no es una cualidad suficiente. La administración y los administradores no solo deben de buscar la eficiencia en sus acciones, sino que, además tienen que alcanzar los objetivos propuesto, es decir, tienen que ser eficaces. Rendimiento: El rendimiento es una proporción entre el resultado obtenido y los medios que se utilizaron. Se trata del producto o la utilidad que rinde alguien o algo. Aplicado a una persona, el término también hace referencia al cansancio o a la falta de fuerzas. En el ámbito de las empresas, la noción de rendimiento refiere al resultado que se obtiene por cada unidad que realiza una actividad, ya sea un departamento, una oficina o un único individuo. Cabe destacar que el concepto de rendimiento se encuentra vinculado al de efectividad o de eficiencia. La efectividad mide la capacidad de alcanzar un efecto deseado. La eficiencia, por su parte, hace referencia a la capacidad de alcanzar dicho efecto con la menor cantidad de recursos posibles. 8 1.3.4. RENTABILIDAD: RELACIÓN BENEFICIO/COSTO. Estimar la rentabilidad de una inversión supone conocer si ganaremos dinero en ella, es decir si el flujo de caja obtenido compensa todos los egresos hechos sea por inversión o costos; si esto se da, podemos decir que una inversión es rentable. Hay diversos criterios para medir la rentabilidad de una inversión, los indicadores más conocidos son el valor actual neto (VAN), la tasa interna de retorno (TIR) o el ratio beneficio costo (BC), veamos algunos detalles respecto de estos indicadores. Relación Beneficio / Costo: En el análisis Beneficio/Costo debemos tener en cuenta tanto los beneficios como las desventajas de aceptar o no proyectos de inversión, además de su uso en el campo de los negocios para determinar la viabilidad de los proyectos en base a la razón de los beneficios a los costos asociados al proyecto. Asimismo, en las entidades crediticias internacionales es casi una exigencia que los proyectos con financiación del exterior sean evaluados con éste método. El análisis de la relación B/C, toma valores mayores, menores o iguales a 1, esto significa que: B/C > 1 los ingresos son mayores que los egresos, entonces el proyecto es aconsejable. B/C = 1 los ingresos son iguales que los egresos, entonces el proyecto es indiferente. B/C < 1 los ingresos son menores que los egresos, entonces el proyecto no es aconsejable. La relación B/C sólo entrega un índice de relación y no un valor concreto, además no permite decidir entre proyectos alternativos. 9 1.1. ENUNCIADO DEL PROBLEMA: ¿Cuál es la Ventaja Económica del método Long Wall Mining sobre el método Corte y Relleno Ascendente, en la explotación de la veta Valeria, Mina San Andrés, U.E.A. MARSA? 1.2. FORMULACIÓN DE LA HIPÓTESIS: Aplicando el método Long Wall Mining en la explotación de la veta Valeria de la mina San Andrés, U.E.A. MARSA, el costo de operación (minado) disminuye en un 18 % en relación al método Corte y Relleno Ascendente. 1.3. OBJETIVOS: 1.3.1. Objetivo General: Determinar la disminución del costo de operación (minado) de la explotación de la veta Valeria de la mina San Andrés, U.E.A. MARSA usando el método Long Wall Mining en relación al método Corte y Relleno Ascendente. 1.3.2. Objetivos Específicos:  Determinar el costo de operación (minado) del Método Corte y Relleno Ascendente en la explotación de la veta Valeria de la mina San Andrés, U.E.A. MARSA.  Determinar el costo de operación (minado) del Método Long Wall Mining en la explotación de la veta Valeria de la mina San Andrés, U.E.A. MARSA. 10 CAPITULO II MATERIAL DE ESTUDIO Y PROCEDIMIENTOS 2.1. MATERIAL DE ESTUDIO: 2.1.1. Población: Todos los Blok’s de mineral de la zona Valeria II, Veta Valeria, Mina San Andres, U.E.A. MARSA. CARACTERÍSTICAS GEOLÓGICAS DE LA VETA VALERIA La veta Valeria es una estructura mineralizada lentiforme de primer orden, limitado por las vetas Daniela y Cabana 3, inicialmente reconocido con sondajes largos, posteriormente explorado horizontalmente por más de 325 m. e interceptado con labores convencionales en los niveles 2770, 2670 y 2620. Su rumbo promedio es de N 27° W y buzamiento de 45° a 65° NE presenta sinuosidades tanto en rumbo como en buzamiento con estrangulamientos locales tipo rosario. Mineralógicamente está compuesta por cuarzo blanco lechoso y gris, fracturado en mayor proporción, bandas de pirita masiva de tipo afanitico con presencia de marmatita (sulfuro de zinc y fierro), en menor proporción arsenopirita y galena. La concentración de los sulfuros es variable en rumbo, buzamiento y por presencia de fallas que dislocan la veta. Las alteraciones de la roca encajonante son: silicificacion, sericitizacion, caolinización. Su potencia varia de 0.15 m. a 1.80 m. y llegando a 2.40m en el Nv. 2620. Estructuralmente la veta está dislocada por sistemas de fallas transversales y sub paralelas de corto desplazamiento, siendo las de mayor desplazamiento la falla sinuosa de rumbo N 17° a 29° W con buzamiento de 84° a 88° NE. Estimación de reservas: La veta se encuentra en actual exploración y desarrollo en los niveles 2770, 2720, 2670 y 2620; La Estimación de Reservas de Mineral al 30 de junio del 2011 es de 110,295 TMS con 13.87 Au gr/ TM y una potencia promedio de 1.02m. 11 MODELAMIENTO DE LA VETA VALERIA. El Modelamiento de la veta Valeria se realizó con la información de las galerías, chimeneas y taladros diamantinos ejecutados entre los niveles 2620 y 2870. Ese modelamiento permite visualizar la ubicación espacial de la estructura, las posibles zonas a explorar y la accesibilidad en los diferentes niveles de la mina. El mineral potencial proyectado para la veta Valeria detrás de la falla Chilcas es de 80,000 TM con ley de 12gr/TM (cota 2120). Figura N° 09: Modelamiento de la Veta Valeria. 12 EVALUACIÓN GEOMECÁNICA DE LA VETA VALERIA Zonificación y clasificación Geomecánica: Se realizo una inspección in situ de la zona de Valeria y se determinó para la evaluación geomecánica la zona comprendida desde el nivel 2720 hasta el 2743 S, Limitados por la CHI 2695-8S – CHI 2720-2N. Una vez determinado la zona se consideraron tramos para la evaluación inicial de los mapeos geomecánicos básicos de las componentes de la veta: caja piso, caja techo y mineral, se realizaron trabajos de mapeos geomecánicos a detalle cada 5 metros en labor de este modo se pudo obtener y determinar todos los parámetros influyentes en el minado. Para el diseño de minado de la zona Veta Valeria, se uso el método empírico RMR (Rock Mass Rating) para la caracterización del medio rocoso (caja piso y caja techo). Los resultados obtenidos fueron los siguientes Configuración geométrica de la veta: Calidades de roca (índice RMR) Rumbo Promedio de la veta: N 27°W Calidad de Piso (I): RMR promedio 45 Buzamiento Promedio de la veta: 45°NE Calidad de Techo (III): RMR promedio 35 Potencia de veta: 1.02 m Mineral (II): RMR promedio 20 Figura N° 10: Zonificación Geomecánica. 13 2.2. PROCEDIMIENTO: Diagrama de Flujo: SELECCIÓN TEÓRICA DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN (UBC MINING METHOD SELECTOR) Condiciones Geológicas Condiciones Geomecánicas RECOPILACIÓN DE INFORMACIÓN DEL MÉTODO (LONG WALL MINING) APLICACIÓN DEL MÉTODO LONG WALL MINING EN UN TAJO PILOTO DE LA VETA VALERIA TOMA DE DATOS DE CAMPO PROCESAMIENTO DE DATOS COSTOS OPERACIÓN (MINADO) INDICADORES DE PRODUCTIVIDAD CONCLUSIONES 2.2.1. Selección teórica del método de explotación: En el pasado la selección de un método minero para explotar un yacimiento nuevo se basaba en la revisión de las técnicas aplicadas a otras minas y en las experiencias conseguidas sobre yacimientos similares, dentro de un entorno próximo. Actualmente, como las inversiones de capital que se precisan para abrir una nueva mina o para cambiar el método de explotación existente son muy elevadas y la influencia que estos tienen sobre los costos de extracción son muy importantes, es necesario que dicho proceso de selección 14 responda a un análisis sistemático y global de todos los parámetros específicos del yacimiento: geometría del depósito y distribución de leyes, propiedades geomecánicas del mineral y rocas encajonantes, factores económicos, limitaciones ambientales, condiciones sociales, etc. El diseño de una mina tiene múltiples facetas y objetivos entre los que cabe destacar, la selección del método de explotación el dimensionamiento geométrico de la mina, la determinación del ritmo de producción, la secuencia de extracción y el equipo a utilizar. Aplicación del programa UBC Mining method Selector: Al culminar el estudio de la veta Valeria de la zonificación y clasificación geomecánica, los esfuerzos insitu, análisis estructural, cálculo de la dirección de los esfuerzos, cajas moderado a estables, y con la finalidad de fundamentar el método de explotación de la veta Valeria, se aplicó el programa UBC Mining method Selector, la información que se ingreso de la veta Valeria fue lo siguiente: a. Forma : Veta irregular b. Plunge : Bajo c. Potencia : Estrecho d. Buzamiento: Bajo e. Longitud Mayor de 500 m : f. RMR de las cajas y mineral: Moderada g. RSS de las cajas y mineral: Moderada Los resultados de la corrida del programa arrojan lo siguiente: Método Long Wall Mining, con 100% favorable al minado. Método Corte y Relleno Ascendente, con 85% favorable al minado.. 2.2.2. Recopilación de información del método seleccionado: Para ello se programó una visita técnica a la mina Poderosa para recaudar información acerca del diseño, operaciones unitarias, servicios auxiliares y técnicas usadas durante la aplicación del método en dicha mina. Cabe resaltar que la mina Poderosa desde el año 2006 aplica este método para la explotación de su veta Jimena dándole excelentes resultados. 15 2.2.3. Aplicación del método de explotación en un Tajo piloto de la veta Valeria: Con la finalidad de comparar In Situ, la producción y los costos de operación del método Long Wall Mining en relación con el tradicional usado en MARSA (Corte y Relleno Ascendente), se opto por aplicar este nuevo método en un Tajo Piloto de la veta Valeria, el cual servirá como modelo para los demás tajos. El Block escogido fue el TJ 756 – VALERIA H. I. ASPECTOS GENERALES DEL TAJO: - El block de mineral del ala oeste es de 9.6 m. de ancho x 17.7 m. de largo. - Se han proyectado hacer 4 cortes y dejar un pilar de 3m en la CH 4090. - El buzamiento promedio de la estructura es de 45 grados. - La Potencia de estructura promedio de 0.50 m. - El RMR de las cajas es < 30 (Roca muy Mala) Figura N° 11: Proyecto del tajo Piloto 16 Figura N° 12: Potencia de estructura promedio de 0.50 m. II. INFRAESTRUCTURA: Infraestructura inicial: La infraestructura con la que se cuenta y se empezó el proyecto fue la siguiente: - 3 Chimeneas 4´´x 4’’ (CH 4090 ; CH 4100 ; CH 4115) - 1 Subnivel base 4´´x 6´´ (S/N 410-E) - 1 Subnivel intermedio (S/N 395-E) - 1 Tolva en la CH 4090. Figura N° 13: Infraestructura inicial del tajo piloto 17 Condiciones actuales: - Se instaló el winche eléctrico de 7.5 HP, con su rastra de 19 ´´ en la EST-410-W, para limpiar la carga del tajo que cae al S/N 410-E. - Se realizó en entablado de la CH 4090 desde el S/N 410-E hasta la tolva, para la velocidad de limpieza. - Se encajonó el S/N 410-E, desde la CH 4100 a la CH 4090 para direccionar la rastra, ya que este subnivel esta en curva. Figura N° 14: Condiciones Actuales del tajo piloto Figura N° 15: Instalación de winche en la EST 410-W 18 Figura N° 16: Entablado de la CH 4090 III. CICLO DE MINADO: PERFORACIÓN Y VOLADURA: Durante el proceso de la implementación del método, se aplicaron 03 diseños de perforación y voladura, las pruebas nos indican que los resultados del tercer diseño son los más funcionales. Ver Fig. N° 24, 25 y 26. Primer diseño de perforación y voladura: Longitud de Corte: 1.8 m. Longitud de Taladro: 1.5 m. Burden: 0.6 m. Espaciamiento: 0.6 m. N° Taladros Cargados Techo: 03 N° Taladros Alivio Techo: 02 N° Taladros Cargados Piso: 03 N° Taladros Alivio Piso: 00 Distribución de carga Tal. Techo: 01 Hidrogel cebado con Exel MS (0.2 m.) + 01 Espaciador de PVC (0.25 m.) + 01 Hidrogel (0.2 m.) + 01 Espaciador de PVC (0.25 m.) + 0.5 Hidrogel (0.1 m.) + Vacio (0.4 m.)+ Taco de Cartón (0.1 m.) Distribución de carga Tal. Piso: 01 Hidrogel cebado con Exel MS (0.2 m.) + 03 Hidrogel (0.6 m.) + Vacio (0.6 m.)+ Taco de Cartón (0.1 m.) 19 Figura N° 17: Primer diseño de Perforación y Voladura. Segundo diseño de perforación y voladura: Longitud de Corte: 1.8 m. Longitud de Taladro: 1.5 m. Burden: 0.3 m. Espaciamiento: 0.6 m. N° Taladros Cargados Techo: 02 N° Taladros Alivio Techo: 03 N° Taladros Cargados Piso: 03 N° Taladros Alivio Piso: 00 20 Distribución de carga Tal. Techo: 01 Hidrogel cebado con Exel MS (0.2 m.) + 01 Espaciador de PVC (0.25 m.) + 01 Hidrogel (0.2 m.) + 01 Espaciador de PVC (0.25 m.) + 0.5 Hidrogel (0.1 m.) + Vacio (0.4 m.)+ Taco de Cartón (0.1 m.) Distribución de carga Tal. Piso: 01 Hidrogel cebado con Exel MS (0.2 m.) + 03 Hidrogel (0.6 m.) + Vacio (0.6 m.)+ Taco de Cartón (0.1 m.) Figura N° 18: Segundo diseño de Perforación y Voladura. Tercer diseño de perforación y voladura: Longitud de Corte: 1.8 m. Longitud de Taladro: 1.5 m. Burden: 0.6 m. Espaciamiento: 0.6 m. N° Taladros Cargados Techo: 03 (Solo con Pentacord) N° Taladros Alivio Techo: 04 N° Taladros Cargados Piso: 03 N° Taladros Alivio Piso: 00 Distribución de carga Tal. Techo: 01 Exel MS + Doble Pentacord en toda la columna+ Taco de Cartón (0.1 m.) 21 Distribución de carga Tal. Piso: 01 Hidrogel cebado con Exel MS (0.2 m.) + 04 Hidrogel (0.8 m.) + Vacio (0.4 m.)+ Taco de Cartón (0.1 m.) Figura N° 19: Tercer diseño de Perforación y Voladura. LIMPIEZA: La limpieza se realizó en tres fases: Primera fase: Comprende desde el tajo, hasta el S/N 410-E, se realizó en forma manual ya que la carga corre con facilidad debido al buzamiento de la veta. Segunda fase: Es la que se realiza en el S/N 410-E, desde la ceja del tajo (CH 4100) hasta la CH 4090, Se realiza usando un winche eléctrico de 7.5 HP y una rastra de 19 ´´. Cabe resaltar que en esta fase se necesita un winche de 15 HP y una rastra de 26´´, para darle más velocidad a la limpieza. Ver Figura N° 26 y 27. Tercera fase: Es la que se realiza en la CH 4090, desde el S/N 410-E hasta la Tolva. En esta fase la carga corre con facilidad debido a que la chimenea esta entablada, pero aun así la carga se pega al piso, por lo que se debe hacer campaña de limpieza cada vez que se requiera. 22 Figura N° 20: Fases de la limpieza. SELECTIVIDAD: Este método nos permite ser selectivos, debido a que el desmonte se puede acumular en los cortes ya explotados. Figura N° 21: Selectividad. 23 Figura N° 22: Selectividad. SOSTENIMIENTO: Se instaló cuadros de madera de luz de poste a poste de 1.2 m. y luz de cuadro a cuadro de 1.5 m. usando redondos de 8´´ Ø para sombrero y postes; y de 6´´ Ø para los tirantes; en el cribing se utiliza redondos de 5´´ Ø ó 6´´ Ø y rajados. Ver Figura N° 29 La característica principal de este sostenimiento es el cribing sellado para no dejar espacios abiertos. Ver Figura N° 30 El sostenimiento debe ser inmediato y con CERO TOLERANCIA, es decir sostenimiento al tope de la labor, antes de disparar. Ver Figura N° 31 Se usó las gatas mecánicas (CAMLOT), para reemplazar los postes fatigados y como sostenimiento preventivo para colocar cuadros en zonas muy inestables. Ver Figura N° 32 Para darle velocidad al sostenimiento de hizo uso de una sierra neumática CHEETAN. La patilla de los postes en este tipo de terreno debe ser de cómo mínimo 25 cm. Ver Figura N° 33 24 Figura N° 23: Sostenimiento con cuadro en los cuatro cortes. RELLENO: El relleno que se debe usar para este tipo de minado (Método Long Wall), es el relleno cementado, debido a que este tipo de relleno es sólido, para evitar las filtraciones de agua y con esto la evitar la alteración de la roca encajonante de los blocks contiguos, pilares y Puentes. 2.2.4. Toma de datos de campo: Los datos se obtuvieron mediante reportes diarios de operación, los cuales consisten en una descripción detallada de los tiempos y cantidades de cada una de las tareas de las operaciones unitarias que contempla el método de explotación Long Wall Mining. Dichos reportes fueron llenados por el supervisor encargado del respectivo Turno. 2.2.5. Procesamiento de datos: Los datos Obtenidos de los reportes diarios de operación fueron alimentados diariamente a un Software llamado “MITASAC REPORT”, el cual procesa los datos y nos arroja los indicadores de productividad. REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS: 25 1. Aquino, R. y Pastor, I. (2008) “Aplicación del método Short Wall Mining, en el primer manto antracítico, en la mina Magia Blanca de la empresa Consorcio Minero Alto Chicama”, Trujillo – Perú. 2. Espinoza, H. (2008) “Rentabilidad del Método Long Wall Mining en la Veta Jimena de la Zona Norte de la Mina Poderosa”, Cía. Minera Poderosa. 3. Katte, K.P. (1995)”Aplicación del método Short Wall Mining en la mina Betch-Elkhom Coal”, EE.UU. 4. Hernández, R. (1988). “Metodología de la Investigación” Segunda Edición. MadridEspaña 5. Cañari, P. (2010). “Estructura de precios unitarios- 2010”. Minera Aurífera Retamas S.A. 6. Loayza, V. (2008). Informe “Veta Valeria”. Geomecánica Latina - Minera Aurífera Retamas S.A 7. Liendo, S. (2008, 2009). Informe Anual “Operación Mina – 2008, 2009”. Minera Aurífera Retamas S.A. 8. Miranda, A. (1997). “Geología El Gigante”. Minera Aurífera Retamas S.A. 9. López C. (2000). “Manual y Diseño de Perforación y Voladura de Rocas” Madrid España. 10. Exsa (2002). “Manual Práctico de Voladura” 4ta Edición. Lima - Perú 11. Hoek, J. y Brown, M. (1977). “Diseño y sostenimiento en Excavaciones Subterraneas”. California – EE.UU. 12. Oyarzun R. “Métodos de www.ucm.es/info/metodo_explotación_subte.htm. 26 explotación Subterránea”. Figura N° 27: Marcado de la malla de perforación. Figura N° 28: Perforación haciendo uso de los guiadores. Figura N° 29: Voladura Controlada usando EXEL MS, Pentacord y Taco de cartón. 27 Figura N° 30: Winche de 7.5 HP Figura N° 31: Rastra de 19´´ 28 Figura N° 32: Sostenimiento con cuadros de madera. Figura N° 33: Cribing sellado. Figura N° 34: Sostenimiento inmediato y al tope. 29 Figura N° 35: Uso de gatas mecánicas (CAMLOT) como sostenimiento preventivo. Figura N° 36: Patillas de 25 cm como mínimo. 30
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