DISEÑO DE CAMARAS Y PILARES MINA “GIGANTE”.

7/30/2019 DISEÑO DE CAMARAS Y PILARES MINA “GIGANTE”.

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“AÑO DEL DEBER CIUDADANO”

UNIVERSIDAD NACIONAL DE PIURA

FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS

ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS

PROFESOR : ING. PERCY VALDIVIEZO SAMANIEGO.

CURSO : DISEÑO DE MINA.

TEMA : DISEÑO DE CAMARAS Y PILARES MINA “GIGANTE”.

ALUMNO : ERNESTO BALTAZAR CHUNGA LLENQUE.

FRANCISCO MASIAS CASTILLO.

CICLO : VII

SEMESTRE : I – 2007

PIURA JUNIO DEL 2007



INTRODUCCION

En la actualidad, para poder realizar la explotación de un yacimiento mineral de formaóptima es necesario tener en cuenta una serie de parámetros necesarios para el Diseño de laMina, lo cual nos ayudará a encontrar el método de explotación necesario y a partir de ellos

poder realizar las labores de desarrollo y preparación del yacimiento mineral, teniendo encuenta las características geomecánicas tanto del mineral como de la roca.

En el presente trabajo hemos tomado como caso particular la mina “Gigante” de la empresaminera MARSA, donde se emplean tres métodos de explotación, como son: corte y rellenoascendente, cámaras y pilares y el método denomina selectivo por circado, para la elecciónde estos métodos se ha tenido en cuenta las características geomecánicas del mineral y de laroca, así como la forma, buzamiento, distribución del mineral, potencia, etc., luego de haber elegido los métodos de explotación del yacimiento se pasa a seleccionar los equipos deexplotación a emplear en el ciclo minero los cuales deben de dar un rendimiento óptimo almenor costo posible, lográndose de esta manera una excelente explotación del yacimiento.

En el método de cámaras y pilares un factor muy importante es el diseño de los pilares desostenimiento (dimensiones, etc.) y las dimensiones de la cámara, es por ello que en el presente trabajo damos un ejemplo del cálculo de estos parámetros.

Lo mismo pasa con los otros dos métodos de explotación donde se debe de tener en cuandolos parámetros respectivos para poder realizar un buen diseño de explotación de la mina.



DISEÑO DE LOS METODOS DE EXPLOTACION MINA GIGANTE

MARSA

1. UBICACIÓN Y ACCESIBILIDAD

Ubicación:

La Mina Gigante se halla situada en el Anexo de Llacuabamba, distrito de Parcoy, provincia de Pataz y departamento de La Libertad, emplazada en las vertientes delflanco Oriental de la Cuenca hidrográfica del Marañón, sector Norte de la CordilleraCentral.

Accesibilidad:

Se puede llegar al área de operaciones de la siguiente forma:

Lima - Trujillo 562 Km., asfaltado Trujillo - Chirán 34 Km., asfaltadoChirán - Chagual 307 Km., carreteraChagual - Mina Gigante 70 Km., carreteraPor vía aérea:Lima - Chagual aprox. 1 hr. 30’. Trujillo - Chagual aprox. 0 hr. 45’.

2. GEOLOGÍA

La zona aurífera de Parcoy, Gigante y Buldibuyo (considerado como distrito minero),está ligada a una faja de rocas intrusivas conocida como “Batolito de Pataz”, que cortana los esquistos, filitas, pizarras y rocas metavolcánicas del Complejo Marañón. El batolito se extiende 50 Km., entre Vijus al Norte y Buldibuyo al Sur, con ancho promedio de 2.5 Km.

Las zonas de fallamientos y fracturamientos pre - existentes dentro del intrusivo, hanservido de canales de circulación de las soluciones mineralizantes hidrotermales,depositándose en las “trampas” estructurales, dando lugar a la formación de vetas.Posteriormente han sido falladas y plegadas en más de dos eventos tectónicos; razón por la cual, se presentan irregulares en su comportamiento estructural y continuidad.

2.1.Fallamiento:

Se han diferenciado tres sistemas principales de fallamientos:

Sistema de Fallamiento NW-SE (Longitudinales).Sistema de Fallamiento NE - SW a N - S (Diagonales).Sistema de Fallamiento Principal E - W o Fallas Mayores (Transversales).



En este último sistema, las estructuras desplazan hasta 100 m., en vertical y 300 men horizontal (sinextral), siendo el bloque Norte el que cae o hunde.

2.2.Mineralogía:

La mena está constituida por pirita aurífera, que se presenta acompañada dearsenopirita, galena y marmatita en proporciones menores; también consideramos elcuarzo sacaroide como mineral de mena por hospedar oro libre.

Como mineral de ganga se tiene cuarzo lechoso (primer estadío), calcita, caolín,chalcopirita, etc.

3. DESCRIPCIÓN DE OPERACIONES

El nivel de producción de mineral es de 1,250 TMS/día, con ley promedio de 13 Au.Gr. / TM. Las operaciones están distribuidas en 25 niveles principales, entre las cotas4,100 y 2,950 m.s.n.m. El laboreo minero es netamente convencional, debido a la

irregularidad de la geometría del yacimiento como a su distribución de valores.

3.1.CÁMARAS Y PILARES

Descripción:

Definido el block rectangular de mineral por chimeneas y galerías, a partir de unsubnivel base, se divide el tajeo en cámaras alternadas los pilares rectangulares de 3m de ancho. Estas cámaras tienen la dirección del buzamiento y altura que dependea la potencia de la veta. Una vez que la cámara llega al nivel superior, se retornadesquinchando y sosteniendo los hastíales para completar el ancho de diseño. Una

vez concluida la cámara se rellena. La siguiente etapa es la recuperación de los pilares; al término de éstas, se completa el relleno de los espacios que quedan.

Consideraciones para su aplicación:

Se aplica en las siguientes condiciones:

- En cuerpos con buzamiento horizontal, normalmente no debe exceder de 30º. - El mineral y la roca encajonante deben ser relativamente competente. - Minerales que no requieren de clasificación en la exploración.

- En depósitos de gran potencia y área extensa.

4. LABORES DE DESARROLLO Y PREPARACIÓN

En los yacimientos horizontales o casi horizontales, las labores de desarrollo y preparatorias consisten en la ejecución de pozos de izaje, chimeneas de ventilación y deservicios, galerías de acceso y vías para el transporte del mineral, echaderos de mineral,talleres para servicios, bodegas, etc. Algunas de estas labores pueden ejecutarse paralelo



al arranque o explotación. Los yacimientos inclinados se dividen verticalmente enniveles con galerías de transporte a lo largo de la caja piso.

Es común preparar el sector mediante un sistema de galerías paralelas es decir, degalerías en dirección transversal, de tal modo que por una de estas galerías penetra la

corriente de ventilación y por la segunda sale, una galería sirve para transportar mientras que la otra se emplea para tránsito de personal. En minas grandes y donde lasnecesidades de ventilación son mayores, se llega a trazar incluso cuatro galerías o más,una al lado de otra, en la mayoría de los casos la separación entre estas galerías es de 20a 20 m. Este sistema de trazar tres o cuatro galerías no sólo hace posible una extracciónconsiderable, sino que garantiza también la entrada de una gran cantidad de aire aúncuando la sección de las galerías sea relativamente pequeña, lo que es de uso primordialen caso de accidentes, proporcionando una seguridad mayor que otros métodos, en losque existan menos galerías de escape.

La sección de las galerías se determina teniendo en cuenta en primer lugar la cantidadde aire necesaria, la forma de los vagones o tipo de equipo para transporte a emplearse,así como la estabilidad del techo.

5. VENTAJAS Y DESVENTAJAS DE MINERIA EN CAMARAS Y PILARES

Ventajas:

- La extracción puede adaptarse con facilidad a las fluctuaciones del mercado. - El consumo de madera es pequeño. - No se necesita relleno. - Las irregularidades del yacimiento afectan poco a la explotación. - Cuando existen fallas o dislocaciones en un lugar de explotación, la disminución de

la extracción es reducida. - Escaso gasto de conservación. - Posibilidad de utilización de baldes de extracción o skip de gran capacidad. - Fácil regulación de la extracción. - No se necesita madera para la entibación. - El arranque y la carga son fáciles.

Desventajas:

- La ventilación es defectuosa.- Los pilares son difíciles de recuperar.

- El rendimiento por hombre – guardia es en general moderado.- El consumo de madera o pernos de roca puede ser mayor cuando el techo esinestable.

- Gran número de galerías preparatorias.- Consumo de explosivos considerable.- El personal está en peligro durante el trabajo a causa de los desprendimientos de

rocas del techo, que es de gran altura y difícil de controlar.- Los mineros pueden caer fácilmente en los echaderos o parrillas.



- Dificultad de la clasificación del mineral en las explotaciones.

6. VARIANTES DEL METODO DE CAMARAS Y PILARES

CAMARAS Y PILARES TRADICIONAL

CAMARAS Y PILARES INCLINADO

CAMARAS Y PILARES EN ESCALERA



El método es adecuado para: alturas litostáticas menores a 700 m, resistenciacompresiva de la roca mayores a 50 Mpa, vetas sub horizontes y de moderadoespesor, caja techo razonablemente competente el cual es sostenido principalmente por los pilares, además de que es posible dejar partes de estéril como pilar.

Diseño de pilares:

Cuando se quiere dimensionar los pilares, el problema es encontrar una solución deequilibrio por una parte la seguridad y la estabilidad de la excavación nos obligan asobredimensionar los pilares y por otra parte la rentabilidad de la explotación y larelación de extracción nos obligan a extraer el máximo tonelaje de mineral delyacimiento.

El problema es enfocado considerando globalmente los esfuerzos que se ejercensobre un pilar, sobre este enfoque se han desarrollado varias teorías como:

Teoría de área atribuida. Teoría del arco. Modelo de la cavidad creada en un modelo infinito. Modelo de la viga o de la placa (cuando existen estratos horizontales). Métodos numéricos, con elementos infinitos.



Teoría del área atribuida:

El área atribuida consiste en que cada pilar esta cargado por el peso del materialsuprayacente, podemos imaginarnos que es como un prima ficticio cuya secciónviene determinada por la geometría del pilar y que alcanza desde la superficie delterreno hasta la corona del pilar.Obert - Duvall (1976) proponen la Teoría Tributaria para el diseño de soporte de un pilar en el método de minado de cámaras y pilares de geometría rectangular, asumeque los pilares sostienen toda la carga de roca por encima. Para un encampane de424 m, resistencia compresiva de especimenes de roca de 9,818 Tn./m2 (90.4 Mpa) para paneles rectangulares de minado de 20m x 30m, cámaras de 14m x 30m, pilares de 3m de ancho por 30 y 20 m de longitud y 1.5 m de altura, se ha obtenidoun factor de seguridad de 3.65, (la teoría recomienda utilizar un factor de seguridad

de 2 a 4 para la estabilidad del pilar de corto a largo plazo).

Cálculo anchura pilares:

Sp = 1,1 x [B + W / W]2 x Sv Fs = σc / Sp ≥ 4



Sp (MPa): es la tensión en el pilar. Sv (MPa): es el peso del prisma ficticio de terreno que descansa sobre cada pilar. W (m) es el ancho del pilar. B (m) es la anchura de la cámara. σc (MPa) es la resistencia a compresión del mineral del pilar.

EJEMPLO DE CÁLCULO DE PILARES

Datos: • Pilares aislados, de sección cuadrada. • Ancho de cámara: B = 20 m. • Altura de cámara: H = 5 m. • Resistencia a compresión simple (RCS) del mineral: σc = 60 MPa.

• Densidad del material de cobertera: γ = 2,7 toneladas/m3. • Factor de seguridad del pilar: FS ≥ 4. • Cobertera (montera) de terreno: de Z = 16 m.

Resultados: • Peso terreno sobre el pilar: Sv = γZ = 0,027 x 16 = 0,432 MPa • Tensión sobre cada pilar (para obtener un FS = 4): Sp = σc / 4 = 15 MPa

• Dando valores y despejando en la formula el valor de W (ancho pilar):

Sp = 1,1 x [B + W / W]2 x Sv 15 = 1,1 x [20 + W / W]2 x 0,432

W = 4 m.

Condiciones de Aplicación:Geometría del yacimiento: - Forma : Tabular e irregular. - Potencia : variable; 0.30 m a 2.5 m. - Buzamiento : Sub horizontales; 10° a 30°.

- Altura litostática : 200 m - 700 m. Criterios Geomecánicos de Aplicación:



Este método de laboreo es factible para los tipos de roca A, B y C que corresponden alos índices de: RMR = 47 - 65, 44 - 47, 35 - 44 y Q = 1.5 - 9.5, 1.0 - 1.5, 0.40 - 1.0,respectivamente. Los parámetros de resistencia de roca para estos tipos de roca hansido calculados teniendo en cuenta las características geomecánicas de la roca y/omineral del yacimiento.

Parámetros de Diseño de la roca: Densidad de roca , (Tn/m3) : 2.7Densidad del mineral , (Tn/m3) : 3.0Angulo de fricción, (°) : 31 - 40Cohesión, c (Mpa) : 0.46 - 4.0Módulo de Young, E (Mpa) : 3,160 - 30,000Módulo de Poisson, v : 0.25

Parámetros Geométricos del Método: Dimensiones del sub block (m) : 20 x 30

Número de cortes verticales : 4Ancho de cortes verticales (m) : 3Ancho de cámara (m) : 14

Número de Pilares : 3Dimensiones de los pilares temporales (m) : 3 x 30, 3 x 20

Aberturas permisibles: Para los tipos de roca A, B y C, las máximas aberturas permisibles estimadas sonde: 9.5 - 20m, 8.0 - 9.5m, 5.5 – 8m; los tiempos de auto - sostenimiento son de: 1 - 2semanas, 3 días - 1 semana, 10hrs – 3 días, respectivamente (ver los cuadros 3 y 4del anexo A). Cabe aclarar que estos valores son indicativos.

Sostenimiento Recomendado:Los sistemas de sostenimiento recomendados para estos tipos de roca son:

Tipo A Puntales de 7” y/o pernos de 6’, ocasionalmente.

Tipo B Puntales7” y 8” e = 1.2 x 1.5m, gatas e = 1.30 x 1.50m y/o pernos de 6’e = 1.2 x 1.2m, sistemáticos.

Tipo C Cuadros de madera 8” e = 1.2m, puntales de 7” y 8” e = 1.0x1.2m, y/o,gatas hidroneumáticas e = 1.0 x 1.2m, sistemáticos.

OPERACIONES UNITARIAS

Perforación y voladura: Por las características de la rotura de mineral, se emplea el diseño de perforación yvoladura de un frente, diferenciándose en el control de los taladros de corona, queson ubicados debajo del contacto mineral - desmonte, distancia que varía de acuerdoa la calidad de roca.



En la perforación se emplean perforadoras livianas tipo jack - leg, que operan con una presión de 80 PSI y 130 CFM. La longitud de barrenos es de 5 pies y 39 mm. dediámetro de broca. En la explotación de las primeras cámaras, es importante elcontrol topográfico para evitar distorsiones en la dirección de la misma.En la voladura, se emplean dinamitas pulverulentas y semigelatinas, dependiendo de

la calidad del mineral, empleándose en muchos casos espaciadores de agua en lostaladros de corona.Limpieza:

Este método de explotación tiene la ventaja de tener dos o tres cámaras en ataque, loque favorece en la mayor utilización de los winches eléctricos de arrastre, que tienenmotores de 10 o 15 HP, con rastra de 32”, 6 pies cúbicos de capacidad, utilizando para el arrastre cables de acero ½” x 6 x 19 y poleas de 6” ú 8”.

Sostenimiento: El sostenimiento temporal a realizar depende de la calidad de roca en la caja techo,variando desde: Puntales de seguridad, gatas hidráulicas, cuadros de madera y pernosde anclaje.

Eficiencias: - Rendimiento : 2.00 m3/tarea (con winche). : 1.11 m3/tarea (limpieza manual). - Factor de voladura : 1.22 Kg. /m3. - Factor de Perforación : 4.61 m/m3. - Producción por taladro : 0.94 TM / taladro.

CORTE Y RELLENO ASCENDENTE

Descripción:

El inicio de la explotación es a partir del subnivel base, dejando un puente de 3 m,respecto a la galería principal. Se realiza una cámara central el que servirá comocara libre para realizar la explotación; en vetas con buzamiento mayor de 30°, serealiza en cortes horizontales empleando como sostenimiento temporal puntales demadera, gatas hidroneumáticas, pernos y cuadros de madera de forma ocasional osistemática dependiendo de la calidad de roca de la caja techo.Concluido los cortes horizontales, se procede a la limpieza o aspirado del mineralfino, el cual es llenado a sacos de rafia para su posterior envío a Planta.Seguidamente, se construyen los tabiques para el proceso de relleno hidráulico; amedida que se rellena se van recuperando las gatas, hasta el término de la abertura.

Durante el avance ascendente de la producción, se deja pilares de 3m x 5m ,

adyacente a las chimeneas principales y un puente de 3m x 20m paralela a la galería,los cuales son extraídos al final de la explotación del tajeo. Las razones para seleccionar este método es: la competencia regular de la roca cajatecho, la geometría irregular de las vetas, la disposición de los desechos mina, altaventilación en los tajos de explotación y la prevención de subsidencias con el uso derelleno.

Condiciones de Aplicación:



Geometría del yacimiento:- Forma : Irregular. - Potencia : variable; >0.50 m.- Buzamiento : 30° - 40° - Altura litostática : 200 m - 600 m.

Criterios Geomecánicos de Aplicación: De acuerdo a las condiciones geomecánicas del macizo rocoso de la caja techo sediseña las aberturas máximas permisibles, el tiempo de autosostenimiento de la labor y el sostenimiento a aplicarse. La masa rocosa ha sido clasificado por el índice Q del NGI y el índice RMR del CSR llegando a determinar los tipos de roca A, B, C y D,las propiedades físicas y de resistencia de la roca han sido estimados a partir deensayos de laboratorio y del índice de resistencia geológico GSI que se relaciona conlos índices Q y RMR. El criterio de falla empleado es el de Hoek - Brown.El método de Corte y Relleno Ascendente es aplicable para los tipos de roca A, B, Cy D, que corresponden a los índices de calidad de roca de: RMR = 47 - 65, 44 - 47, 35- 44, 23 - 35 y Q = 1.5 - 9.5, 1.0 - 1.5, 0.4 - 1.0, 0.10 - 0.40, respectivamente.

Parámetros de Diseño de la roca: Roca encajonante : Granodiorita.Densidad de roca , (Tn. /m3) : 2.7Densidad del mineral , (Tn. /m3) : 3.0Angulo de fricción, (°) : 31 – 40Cohesión, c (Mpa) : 0.29 - 4.0Módulo de Young, E (Mpa) : 2,510 - 30,000Módulo de Poisson, v : 0.25

Parámetros Geométricos del Método: Dimensiones del sub block (m) : 20 x 30 Número de cortes horizontales : 5Longitud de cortes horizontales (m) : 14Ancho de cortes horizontales (m) : 5Altura de cortes horizontales (m) : 1.20 mDimensiones de los Pilares temporales (m) : 3 x 5 y 3 x 20

Aberturas permisibles: Han sido calculados utilizando la ecuación (Barton, 1974), se toma el valor de ESR = 4, correspondiente a aberturas temporales.

Abertura Máxima (m) = 2 ESR Q 0.4 Las aberturas máximas han sido evaluadas teniendo en cuenta la calidad de la roca yel tiempo máximo de autosoporte. Por intermedio de los índices de calidad críticos oteóricos Q’ es posible determinar la necesidad de sostenimiento, si éstos están por debajo del índice de clasificación Q, entonces no es necesario sostenimientoadicional.

Q’ = (Ancho Labor / 2 ESR)2.5 Las máximas aberturas permisibles estimadas para los tipos de roca A, B, C y Dson: 9.5 - 20m, 8.0 - 9.5m, 5.5 - 8m, 3 – 5.5m; y los tiempos de auto - sostenimiento



son de: 1 - 2 semanas, 3 días - 1 semana, 10 hrs. - 3 días, 1hr – 10 hrs.,respectivamente.

Diseño de Sostenimiento: El sistema adecuado de sostenimiento está constituido por los elementos: puntales de

madera, gatas hidroneumáticas y pernos cementados de acuerdo a las evaluacionesgeoestructurales y geomecánicas del macizo rocoso.Para el diseño de sostenimiento en una zona potencialmente inestable en terrenoestratificado laminar o falsa caja, con un espaciamiento promedio dediscontinuidades de 1.2 a 1.50 m. Se utilizó las siguientes relaciones.

1.- Cálculo del block muerto:

T= γ*h*S2 Donde:

T = Peso del block muerto (Tn).

γ = Peso unitario de la roca (Tn / m3). S = Espaciamiento entre el elemento de sostenimiento en dirección

longitudinal y transversal (m).

2.- Capacidad de Soporte del elemento:

a) Perno de anclaje: perno helicoidal de 1.8 m de longitud y 22 mm.

P = Rc x S = x U x L

S = x d2/4 U = x d

= 0.25 x Rc x d/L

Donde:P = Capacidad de apoyo del perno (Kg.). Rc= Resistencia a la tracción mínima del perno = 6,330 Kg. /cm2. S = Área del perno (cm2). d = Diámetro del perno (cm.). = Adherencia entre el perno y el cemento (Kg. /cm2). U = Circunferencia del perno (cm.). L = Longitud del perno (cm.).

Con el que obtiene una capacidad de soporte de 24, 000 Kg. con resistencia a latracción mínima del acero de 6,330 Kg. /cm2 de acuerdo a las especificaciones delos requisitos ASTM A615 grado 60. En pruebas de campo a la tracción de pernos

dieron valores de 18 a 20 Tn. El diseño de la longitud del mortero de cemento o resina que debe tener el perno,está basado en experiencias de campo y pruebas en la misma escala.

Lb = P/(1000*π*d*τc) Donde,

Lb = Longitud de mortero (m). P = Carga de diseño (KN).



d = Diámetro de la roca o taladro (m). τc = Resistencia a lo largo de la interface roca/mortero.

Considerando un FS = 3, para P=176 KN (18 Tn) se recomienda τc=1.40 Mpa segúnLitleJohn and Bruce, 1975, con lo que se obtiene una longitud de mortero de 1.1 m.

b) Gata hidroneumática: la presión de trabajo estándar es de 200 KN (20tn)según especificaciones técnicas.

c) Puntal de madera: puntal de eucalipto de 5’ x 7” y 8” L x k/D = R<11 P = a x A

R = Relación de esbeltez. D = Diámetro del puntal (pulg.). L = Longitud efectiva del puntal (pulg.). k = constante que depende del empotramiento, para nuestro caso k = 1.2. a = Esfuerzo máximo permisible paralelo a la fibra (110 Kg. /cm2). A = Área de la sección circular del puntal (cm2) = d2/4 P = Máxima presión admisible del puntal (kg. /cm2). Obteniéndose la presión máxima admisible de 27 Tn. y 36 Tn.

El factor de seguridad: FS = P/T

Dónde: P = Capacidad de soporte del elemento. T = Peso del block muerto. FS = Factor de seguridad.

Los factores de seguridad alcanzados para una misma condición de sostenimiento(espaciados a 1.20 m x 1.20m y una altura de 1.50 m, obteniendo 5.83 Tn., para el block muerto) son: para el perno = 3, para la gata = 3.4 y para los puntales de 7” y 8” = 4.6 y 6.17, respectivamente. Las recomendaciones de estabilización, es el producto de los análisis y evaluacionesde la calidad del macizo rocoso y para el estado de esfuerzos originados. Lossistemas de sostenimiento recomendados son:

Tipo A Puntales de 7” y/o pernos de 6’, ocasionalmente. Tipo B Puntales7” y 8” e = 1.2 x 1.5m, gatas e = 1.30 x 1.50m y/o pernos de 6’

e = 1.2 x 1.2m, sistemáticos.Tipo C Cuadros de madera 8” e = 1.2m, puntales de 7” y 8” e = 1.0x1.2m, y/o,

gatas hidroneumáticas e = 1.0 x 1.2m, sistemáticos.

Tipo D Cuadros de madera 8” e = 1.0m, puntales de 8”e = 1.0 x 1.0 m.OPERACIONES UNITARIAS

Perforación y voladura:



Como el avance de la explotación es por rebanadas horizontales, la perforacióntambién se hacen en el sentido del rumbo. La voladura controlada es fundamental enlos taladros superiores.

Los equipos de perforación son máquinas Jack-leg con barrenos de longitud 5 pies ydiámetro de 39 mm.

En la voladura, se emplean dinamitas semigelatinas con potencia relativas de 45% y65%, también dinamitas pulverulentas de 45% y 65% en las coronas, dependiendo delíndice Q del mineral, empleándose en muchos casos espaciadores de agua en la fila detaladros cercano a la caja techo.

Malla de perforación:

La determinación de la geometría; burden x espaciamiento, está basada en la teoría deC. Konya:

B = 3.15 x Øe x ( e /m )1/3

Donde: B = burden (pies). Øe = diámetro del explosivo en pulg. (7/8). e = densidad del explosivo (1.08). m = densidad del material (mineral 3.00).Para nuestro caso el valor determinado para B = 2 pies. Es necesario mantener elradio longitud de taladro (L) y burden (B), en donde la relación ideal es de 3:1, esteradio, se toma como referencia para el “ajuste”, en función a los resultados devoladura in-situ. La malla de perforación promedio B x E = 50 cm. x 50 cm. El carguío de taladros conexplosivo varía de 50% a 65% de la longitud de taladro, dependiendo de la dureza del

mineral.



Limpieza: Los winches eléctricos de arrastres pueden utilizarse para dos alas de explotación, loque permite un mejor rendimiento.

Sostenimiento:

El sostenimiento temporal a realizar depende de la calidad de roca en la caja techo,variando desde: puntales de seguridad, gatas hidráulicas, cuadros de madera y pernosde anclaje.

Eficiencias: - Rendimiento : 2.50 m3/tarea (con winche). : 1.25 m3/tarea (limpieza manual). - Factor de voladura : 0.88 Kg. /m3. - Factor de perforación : 3.57 m/m3. - Producción por taladro : 1.22 TM / taladro.

MÉTODO DE EXPLOTACIÓN SELECTIVO “CIRCADO”

Descripción: Se aplica este método para zonas mineralizadas con potencia de veta angosta(<0.50m) y altos valores de mineral, por lo que se debe arrancar en una primera etapamineral y luego el desmonte pudiendo invertir esta secuencia de acuerdo a lascondiciones de dureza del mineral y el desmonte.

Condiciones de Aplicación: Geometría del yacimiento:

- Forma : irregular. - Potencia : variable; <0.50 m.

- Buzamiento : sub horizontales; 10° a 40°. - altura litostática : 200 m - 600 m.

Criterios Geomecánicos de Aplicación:El método de explotación de circado es adecuado para los tipos de roca A, B y C quecorresponden a los índices de calidad de roca: RMR = 47 - 65, 44 - 47, 35 - 44 y Q =1.5 - 9.5, 1.0 - 1.5, 0.4 - 1.0 respectivamente.

Parámetros de Diseño de la roca: Roca encajonante : Granodiorita.

Densidad de roca , (Tn. /m3) : 2.7Densidad del mineral , (Tn. /m3) : 3.0

Angulo de fricción, (°) : 31 - 40Cohesión, c (Mpa) : 0.29-4.0Módulo de Young, E (Mpa) : 2510 - 30,000Módulo de Poisson, v : 0.25

Parámetros Geométricos del Método: Dimensiones del sub block (m) : 20 x 30Ancho de cámara (m) : 14



Ancho de cortes horizontales (m) : 10 - 27Altura de cortes horizontales (m) : 1.2Dimensiones de los pilares temporales (m) : 3 x 10

Aberturas permisibles:

Para los tipos de roca A, B, C y D, las máximas aberturas permisibles estimadas sonde: 9.5 - 20m, 8.0 - 9.5m, 5.5 – 8,3m – 5.5m; los tiempos de auto - sostenimientoson de: 1 - 2 semanas, 3 días - 1 semana, 10hrs – 3 días, 1 hr. – 10 hrs.,respectivamente.

Sostenimiento Recomendado:Los sistemas de fortificación recomendados son:Tipo A Puntales de 7” y/o pernos de 6’, ocasionalmente. Tipo B Puntales7” y 8” e = 1.2 x 1.5m, gatas e = 1.30 x 1.50m y/o pernos de 6’

e = 1.2 x 1.2m, sistemáticos.Tipo C Cuadros de madera 8” e = 1.2m, puntales de 7” y 8” e = 1.0 x 1.2m, y/o,

gatas hidroneumáticas e = 1.0 x 1.2m, sistemáticos.Tipo D Cuadros de madera 8” e = 1.0m, puntales de 8”e = 1.0 x 1.0 m

OPERACIONES UNITARIAS

Perforación Voladura: El arranque de mineral o desmonte se realiza en dos etapas: Primera etapa, consiste en disparar la caja techo, teniendo en cuenta 1.20m comoaltura de minado (de caja piso a caja techo), la siguiente operación unitaria es lalimpieza del desmonte, dejando gran parte como “pirca” en el mismo tajeo. Segunda etapa, consiste en disparar el mineral, para luego proceder con la limpiezahasta los echaderos de correspondientes. Antes de la voladura del mineral se coloca una barrera de tablas forrado con rafiacerca al área de disparo para evitar la dispersión del mineral fino. También seacondiciona al piso y laterales con este material para poder colectar los finos.

Limpieza: Se realiza llevando el material de desmonte a los espacios vacíos que se vangenerando en el tajeo. Luego el mineral roto en la segunda etapa de voladura estrasladado hacia el echadero más cercano ya sea con winches o en forma manual.

Sostenimiento temporal en tajeos:

Los elementos de sostenimiento aplicados en la explotación con este método songeneralmente puntales de seguridad de 7 “ y 8“ gatas hidroneumáticas, pernos ycuadros de madera donde amerite.

Eficiencias: - Rendimiento : 1.11 m3/tarea (con winche). : 0.83 m3/tarea (limpieza manual). - Factor de voladura : 1.43 Kg. /m3.



- Factor de Perforación : 5.85 m/m3. - Producción por taladro : 0.75 TM / taladro.



Instalación de Pernos de Anclaje con Resina

Sostenimiento Temporal con Gatas Hidroneumáticas



CONCLUSIONES

El minado de vetas sub - horizontales en MARSA se efectúa con tres tipos demétodos: Corte y Relleno Ascendente, Cámaras - Pilares y Circado. El criterio deaplicación de estos métodos se fundamenta principalmente en la geometría de laestructura mineralizada y en la condición geomecánica del macizo rocoso. Losrasgos principales del yacimiento son: el buzamiento, que está en el rango de 10° a45° y la potencia que varía de 0.2 m a 1.2 m

Las máximas aberturas permisibles de acuerdo a evaluaciones geomecánicas delmacizo rocoso han sido estimadas para cuatro tipos de roca encajonante, que varíanen el índice de calidad de regular a mala (0.1< Q<9.5). La máxima abertura permisible se ha establecido para una longitud de 20 m. El tipo de sostenimientousado en estas aberturas son generalmente puntales de seguridad, gatashidroneumáticas y ocasionalmente pernos de anclaje.

El control de la dilución y selectividad en la explotación del yacimiento aurífero, essinónimo de calidad, entendiendo como un elemento que permite programar,diseñar, implementar, operar para conseguir una alta recuperación del preciadometal. Esto se logra haciendo uso de un estricto control de ratios en las operacionesunitarias con el objeto de conseguir rentabilidad para la empresa. Este esfuerzoconjunto ha permitido obtener valores de dilución del orden de 12% mejorando lasleyes del mineral entregado a Planta.



Una etapa adicional al ciclo de minado es la recuperación de finos mediante el barrido, llevándose acabo antes de ingresar el relleno hidráulico al tajeo. Esto nos permite obtener 4 kg. de Au. por mes.

El sostenimiento definitivo de las aberturas se realiza mediante el rellenoHidráulico. Para tal efecto se tiene una red de transporte por medio de tuberías que

alcanzan labores mas alejadas, cubren distancias de 800 m en vertical y 3000 m enhorizontal, con un caudal de pulpa de 150 gln. /min. y densidad de pulpa de 1,900gr. /litro. La finalidad es mitigar la subsidencia del macizo y de esa manera preservar el entorno natural.

BIBLIOGRAFIA

Minado de Vetas Auríferas Sub – Horizontales Mina “Gigante”- Marsa, Ing. LuísA. Arauzo Gallardo, Superintendente Mina.

Explotación Subterránea – Métodos y Casos Prácticos, Universidad Nacional delAltiplano, Facultad de Ingeniería de minas, Vidal F. Navarro Torres.

Análisis del Estado Tecnológico de los Métodos de Explotación SubterráneaAplicados en las Minas del Perú, Ing. Ladislaus Franz Nemeth, Ing., Manuel PalmaOquendo, Ing. Alejandro Ladera Mucha, Ing. José Tomás Rivero.



ANEXOS

DISEÑO DE CAMARAS Y PILARES MINA “GIGANTE”.

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