CIA Minera Caudalosa - Uea Arequipa m

Docente:

Castillejo Melgarejo, Ricardo

Integrantes:

Huamán Bedon, Rodrigo

Huajalsaico Bustamante, Jaime

Penadillo Mejía, Edwin

Santiago Lucas, Robert

García Espinoza, Reymer

Fecha: 17/01/2011

CIA MINERA CAUDALOSA

UEA MINA AREQUIPA M

CAU

DALO

SA

CO

MP

AÑ

IA

M

IN

ER

A

A.

S.

Examen Final

Planeamiento de Minado (UEA Arequipa M)

Página | 2

CUESTIONARIO

DESARROLLO:

Para el presente desarrollo hemos tomados datos de la memoria descriptiva de la

misma mina, y lo detallamos a continuación de la siguiente manera:

CONTENIDO

1. Estimación de Reservas.

1.1. Consideraciones para la cubicación

1.1.1. Leyes

1.1.2. Ancho mínimo de explotación

1.1.3. Dilución

1.1.4. Leyes erráticas

1.1.5. Separación mínima de bloques

1.1.6. Correcciones

1.2. Procedimiento de los cálculos

1.2.1. Correcciones preliminares en los bloques

1.2.2. Promedio de muestreo, ancho y leyes

1.2.3. Promedios diluidos

1.2.4. Calculo de áreas, volúmenes y tonelajes

2. Balance metalúrgico y valorización de concentrados.

3. Clasificación de reservas según su valor.

4. Determinación del punto de equilibrio y la ley de corte.

5. Selección del método de explotación y diseño de mina.

1. Con los datos de la mina que usted ha seleccionado,

realice la estimación de reservas.

003

2. Con los contratos de comercialización que se entrego

oportunamente, realice la valorización de los minerales de

la mina que usted selecciono, adjuntar el balance

metalúrgico.

008

3. Clasifique las reservas según su valor.

005

4. Analice los costos operativos de la mina que usted ha

seleccionado, determine el punto de equilibrio y la ley

mínima de corte.

006

5. Explique con amplitud y diagramas, la selección del

método de explotación y diseño de mina.

006

Examen Final


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1. ESTIMACIÓN DE RESERVAS

1.1. CONSIDERACIONES PARA LA CUBICACIÓN

1.1.1. LEYES

Las leyes de ensaye figuran en el plano de muestreo, en la tarjeta

del registro de ensayes y en base de datos por labores, donde el ancho y

leyes de cada muestra serán diluidas y calificadas.

1.1.2. ANCHO MÍNIMO DE EXPLOTACIÓN

Es el ancho mínimo al que se le considera posible explotar un filón.

Este ancho mínimo es 0.60 m para las vetas de Caudalosa, Rublo,

Bienaventurada, Chonta.

1.1.3. DILUCIÓN

La dilución mínima será de 0.20m.dependiendo del ancho de las

vetas o de la naturaleza de las cajas.

1.1.4. LEYES ERRÁTICAS

En Cia. Minera Caudalosa se considera ley altamente errática,

cuando su valor está por encima de cuatro veces el promedio de las leyes

adyacentes; se reemplaza por el promedio aritmético de las muestras

adyacentes o por la suma de las mismas.

1.1.5. SEPARACIÓN MÍNIMA DE BLOQUES

Cuando en un tramo de mineral ocurren cinco muestras

consecutivas de ensayes por debajo de la ley mínima se procederá a

separar en bloques. Entre los bloques de mena puede haber o no bloques

marginales, según los casos, en zonas de gran longitud donde haya bloque

independiente, este tramo debe ser bloqueado con distinta ley para

indicar posibilidades de explotación.

1.1.6. CORRECCIONES

No habrá correcciones de ninguna clase. Cuando por la

experiencia minera el resultado del promedio de ensaye sea desconfiable,

se procederá a un remuestreo.

1.2. PROCEDIMIENTO DE LOS CÁLCULOS

Estos se realizan en dos partes:

Cálculo preliminar en los planos, tarjetas de muestreo y en base de datos

por labores, diluyendo cada muestra a 0.20m, luego se delimita los respectivos

bloques de mineral.

1.2.1. CORRECCION PRELIMINARES EN LOS BLOQUES

Leyes erráticas: Ponderado de leyes por su ancho cuando existe más

de una muestra de mineral.

Cuando hay varias muestras por canal: Eliminar todas aquellas

muestras de leyes bajas y que no estén dentro del trend del mineral económico.

1.2.2. PROMEDIO DE MUESTREO, ANCHO Y LEYES

- Para una longitud de mineral en una labor.- El ancho promedio es

igual a la suma de los anchos de muestreo divididos entre el número de

canales, siempre que la separación de canal sea uniforme.

Examen Final


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ANCHO PROMEDIO = Σ Ancho de canales

DE MUESTREO Σ Nº de canales

- Ley promedio de muestreo.- Se obtiene multiplicando el ancho

de muestreo por su ley; la suma de estos productos se dividirá entre la suma

de los anchos de muestreo. Tanto el ancho promedio de muestreo y ley

promedio de muestreo se hará para cada galería, chimenea, pique,

subnivel, etc. que delimita un bloque de mineral y debe figurar en la tarjeta

de registro de ensayes.

LEY PROMEDIO = Σ (Anchos de muestreo x Leyes de muestreo)

MUESTREO Σ [Anchos de muestreo]

- Para bloques de mineral.- El promedio ponderado del bloque se

calculara de los promedios de cada longitud muestreada de la siguiente

manera y el ancho promedio de muestreo.- Se multiplicara cada longitud

muestreada por su ancho promedio de muestreo y la suma de estos

productos se dividirá entre la suma de las longitudes.

ANCHO PROMEDIO = Σ (Longitud x ancho de muestreo)

DEL MUESTREO Σ [Longitudes]

- Ley promedio de muestreo del bloque.- se multiplicara las

longitudes muestreadas por los anchos promedio de muestreo y estos

productos por sus leyes promedio de muestreo; la suma de estos productos

se dividirá entre la suma de los productos de las longitudes por sus anchos

promedios de muestreo.

LEY PROMEDIO = Σ Longitudes x ancho x ley

Σ [Longitudes x anchos]

1.2.3. PROMEDIOS DILUIDOS

Lo más importante es determinar a qué ancho debe diluirse cada

bloque, para obtener esta cifra se requiere diluir cada ancho de muestreo a

su correspondiente ancho de minado, esto es diluir cada ancho según el

criterio geológico teniendo en consideración que esta es de 0.20m

- Para longitud de mineral en una labor.- El ancho promedio diluido.-

sumando los anchos diluidos y dividiendo esta suma entre el número de

muestras se obtiene el ancho promedio diluido.

ANCHO PROMEDIO DILUIDO = Σ Anchos diluidos

Σ Nº de muestras

- Ley promedio diluida.- Para una longitud, la ley promedio diluida se

calcula multiplicando la ley promedio de muestreo por el factor. Para

encontrar este factor se divide el ancho promedio de muestreo entre el

ancho promedio diluido, esto es:

LEY PROMEDIO DILUIDO = Ley promedio de muestreo x factor

FACTOR = Σ Ancho promedio de muestreo

Σ Ancho promedio diluido

Examen Final


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- Para bloques de mineral.- El ancho promedio diluido del bloque.- Es

sumar los anchos diluidos de las longitudes de mineral y el total dividirlo

entre el número de muestras de todas las longitudes del mineral

ANCHO PROMEDIO DILUIDO = Σ Anchos diluidos

Σ Nº de muestras

- Ley promedio diluida del bloque de mineral.- La ley promedio diluida

del bloque de mineral se calculará multiplicando la ley promedio de

muestreo del bloque por el factor. Este factor resulta de dividir el ancho

promedio de muestreo del bloque entre ancho promedio diluido del mismo.

LEY PROMEDIO DILUIDO DEL BLOQUE = Ley promedio de muestreo x factor

FACTOR = Σ Ancho promedio muestreo del bloque

Σ Ancho promedio diluido del bloque

1.2.4. CALCULO DE ÁREAS, VOLÚMENES Y TONELAJES

Áreas.- De forma simple se determinan por procedimientos

geométricos, de formas irregulares con uso del planímetro.

Volumen:

- Para paralepípedos con la siguiente fórmula:

V= área x ancho diluido promedio

- Para prismas y pirámides truncadas:

V = h (a1 + a2 + a1 x a2)

3

Gravedad Especifica.- estamos considerando para el presente

inventario de reservas la gravedad especifica reportada por laboratorio lima

de 3.42.

Tonelaje.- Es el producto del volumen por la gravedad específica.

Para responder la pregunta numero 1, aplicaremos todas estas consideraciones en la

Veta Arequipa, el cual es una estructura con afloramiento definido de 800 reconocidos

en superficie con potencia hasta de 1.80 mts. Con rumbo promedio S 20º E, con

buzamiento promedio de 83º SW, se manifiesta en estructura de cimoides y lazos

cimoides acompañados por estructuras paralelas cuarzosas con contenidos de Sulfuros

en forma masiva rellenos de galena, marmitita, calcopirita, en forma de venillas,

núcleos y diseminación, asociado a pirita, arsenopirita con contenido de oro y con

presencia de minerales de hierro y arsénico.

Por lo general es un yacimiento poli metálico emplazado en un sistema de

fracturamiento, en partes sufre ensanchamientos que se enriquecen con contenidos de

sulfuros y óxidos.

La roca caja es un intrusito granodioritico presentando oxidaciones, ligera alteración

hidrotermal de seritización, argilización, en forma leve a moderada. La principal

característica de esta veta es que es tipo rosario.

Examen Final


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CUT OFF VALORES UNITARIOS

MINA AREQUIPA "M" Mena 80.00 Oz.Ag/T.M 4.310

VETA AREQUIPA Marginal 65.35 %/Pb 4.213

LAMINA Sub Marginal 51.00 %/Zn 9.762

Baja Ley <51.00 %/Cu 19.305

Oz.Au/T.M 182.604

INVENTARIO DE RESERVAS AL 31 DE DICIEMBRE DEL 2006

NIVEL COD. BLOCK T.M.S. A.V. A.M. Oz/Au Oz/Ag % Pb % Zn % Cu $

14 1 1 581 0.8 0.60 0.15 31.99 21.59 8.75 0.63 353.79

12 1 2 4380 0.8 0.60 0.15 31.99 21.59 8.75 0.63 353.79

11 1 3 3125 0.8 0.60 0.29 10.91 5.24 4.59 0.73 180.95

11 1 4 4789 0.8 0.60 0.29 10.91 5.24 4.59 0.73 180.95

10 1 5 1543 0.8 1.00 0.22 15.35 5.59 7.06 1.71 231.69

10 1 6 2807 0.8 1.00 0.21 15.35 5.59 7.06 1.71 229.86

10 1 7 3055 0.8 0.74 0.24 14.31 4.19 9.14 1.32 237.86

10 1 8 2225 0.8 1.36 0.21 16.00 5.22 8.05 1.47 236.31

7 1 9 2208 0.8 0.74 0.24 14.31 4.19 9.14 1.32 237.86

7 1 10 4025 0.8 0.74 0.24 14.31 4.19 9.14 1.32 237.86

7 1 11 4905 0.8 0.60 0.20 15.35 5.59 7.06 1.71 228.04

7 1 12 6482 0.8 0.74 0.21 14.31 4.19 9.14 1.32 232.38

7 1 13 4212 0.8 1.36 0.20 16.00 5.22 8.05 1.47 234.48

6 1 14 4410 0.8 1.36 0.20 16.00 5.22 8.05 1.47 234.48

6 1 15 4102 0.8 0.74 0.24 14.31 4.19 9.14 1.32 237.86

6 1 16 4606 0.8 0.74 0.24 14.31 4.19 9.14 1.32 237.86

6 1 17 3170 0.8 0.74 0.24 14.31 4.19 9.14 1.32 237.866 1 18 1475 0.8 0.74 0.21 14.31 4.19 9.14 1.32 232.38

62102 0.80 0.83 0.22 15.74 6.10 8.03 1.27 237.35

MINERAL MENA MEDIDO ACCESIBLE

TOTAL


14 2 160 1461 0.38 0.60 0.15 31.99 21.59 8.75 0.63 353.79

12 2 161 5740 0.38 0.60 0.15 31.99 21.59 8.75 0.63 353.79

11 2 162 4550 0.38 0.60 0.15 31.99 21.59 8.75 0.63 353.79

10 2 163 3418 0.38 0.60 0.15 31.99 21.59 8.75 0.63 353.79

6 2 164 9014 0.8 1.36 0.20 16.00 5.22 8.05 1.47 234.486 2 165 2513 0.8 0.74 0.21 14.31 4.19 9.14 1.32 232.38

26695 0.56 0.87 0.17 24.93 14.42 8.55 0.98 302.08

MINERAL MENA INDICADO ACCESIBLE

TOTAL


5 1 300 8693 0.80 0.60 0.18 3.41 0.78 1.15 0.36 69.03

5 1 301 8539 0.80 0.60 0.18 3.41 0.78 1.15 0.36 69.03

5 1 302 4439 0.8 0.74 0.24 14.31 4.19 9.14 1.32 237.86

5 1 303 4268 0.8 0.74 0.24 14.31 4.19 9.14 1.32 237.86

5 1 304 8931 0.8 0.74 0.24 14.31 4.19 9.14 1.32 237.86

5 1 305 8536 0.8 0.74 0.24 14.31 4.19 9.14 1.32 237.865 1 306 11526 0.8 0.74 0.21 14.31 4.19 9.14 1.32 232.38

54933 0.80 0.70 0.21 10.89 3.12 6.63 1.02 183.75

MINERAL INACCESIBLE

TOTAL

A) POR SU VALOR

88797 0.73 0.84 0.21 18.50 8.60 8.18 1.19 256.81

0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.0088797 0.73 0.84 0.21 18.50 8.60 8.18 1.19 256.81

B) POR SU CERTEZA

62102 0.80 0.83 0.22 15.74 6.10 8.03 1.27 237.35

26695 0.56 0.87 0.17 24.93 14.42 8.55 0.98 302.0888797 0.73 0.84 0.21 18.50 8.60 8.18 1.19 256.81

C) POR SU ACCESIBILIDAD

88797 0.73 0.84 0.21 18.50 8.60 8.18 1.19 256.810.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00

88797 0.73 0.84 0.21 18.50 8.60 8.18 1.19 256.81

PROBABLE

ACCESIBLE

MARGINAL

EV.ACCESIBLE

TOTAL

MENA

VETA AREQUIPA

TOTAL

TOTAL

PROBADO


12 7 800 14780 0.80 0.80 0.17 10.46 5.06 4.12 0.66 150.40

11 7 801 8544 0.80 0.80 0.17 10.46 5.06 4.12 0.66 150.40

10 7 802 8602 0.80 0.80 0.17 10.46 5.06 4.12 0.66 150.40

7 7 803 8844 0.80 0.80 0.17 10.46 5.06 4.12 0.66 150.40

6 7 804 6288 0.80 0.80 0.17 10.46 5.06 4.12 0.66 150.405 7 805 81838 0.80 0.80 0.17 10.46 5.06 4.12 0.66 150.40

128896 0.80 0.80 0.17 10.46 5.06 4.12 0.66 150.40

RECURSOS ADICIONALESMINERAL INFERIDO

TOTAL

Examen Final


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DISCUSION DE LOS BLOCKS.- Los blocks de 01 al 18 son reservas mediadas y accesibles.

Mientras que los blocks del 160 al 165 son reservas indicadas accesibles. Los blocks 300,

302 y 304 son reservas medidas inaccesibles. El block 301, 303, 305 y 306 son reservas

indicadas inaccesibles. El block 800 al 805 son reservas inferidas.

RECOMENDACIONES.- Se recomienda cumplir con los proyectos de perforaciones

diamantinas, y, pack sack para chequear ramales, posibles cimoides, confirmación de

la veta Arequipa en los niveles inferiores y de la veta mavel.


1 7 900 460649 0.80 0.80 0.17 10.46 5.06 4.12 0.66 150.40460649 0.80 0.80 0.17 10.46 5.06 4.12 0.66 150.40

MINERAL POTENCIAL

TOTAL

T.M.S ANCHO OzAu/TM OzAg/TM %Pb %Zn %Cu $

128896 0.8 0.17 10.46 5.06 4.12 0.66 150.4

460649 0.8 0.17 10.46 5.06 4.12 0.66 150.4

589545 0.8 0.17 10.46 5.06 4.12 0.66 150.4TOTAL

MINERALMINERAL INFERIDO

VALORES ESTIMADOS

MINERAL POTENCIAL

2. VALORIZACION DE MINERALES

BALANCE METALÚRGICO: CON LOS CONTRATOS PROPORCIONADOS

Del balance metalúrgico podemos mencionar que las recuperaciones están en condiciones óptimas y las leyes para su valorización están

en las condiciones de contrata, pero es necesario tener en cuenta los siguientes puntos:

En el concentrado de cobre debe contener lo mínimo posible los contenidos de plomo y zinc, ya por ellos se realizan las

deducciones.

En el concentrado de plomo no debe quedarse el contenido de cobre ya que no se paga por ello y el contenido de zinc lo reduce

En el concentrado de zinc tampoco deben estar contenidos los contenidos de plomo y cubre.

DESDE: 31/08/2009 TMH 2341.588 TON. MINA: AREQUIPA M

HASTA: % H2O 1.451 PROPIETARIO: CIA MINERA CAUDALOSA S.A.

HORAS EFECTIVOS:

%CU %Pb %Zn OnzAg/t %CU %Pb %Zn Onz Ag/t %CU %Pb %Zn % Ag

CABEZA 2307.61 1.10 5.50 6.15 13.06 25.38 126.92 141.92 33151.15 100.00 100.00 100.00 100.00

CONC. DE Cu 68.76 28.71 4.85 3.91 117.09 19.74 3.33 2.69 8856.54 77.77 2.63 1.90 26.72 33.56

CONC. DE Pb 224.60 1.40 53.00 4.46 75.14 3.14 119.04 10.02 18564.34 12.39 93.79 7.06 56.00 10.27

CONC. DE Zn 241.66 0.30 0.12 52.00 8.50 0.72 0.29 125.66 2259.54 2.86 0.23 88.55 6.82 9.55

RELAVE 1772.58 0.10 0.24 0.20 1.78 1.77 4.25 3.55 3470.72 6.98 3.35 2.50 10.47

TOTAL 33151.14 100.00 100.00 100.00 100.00

RATIOPRODUCTO T.M.S.ENSAYES CONTENIDOS METALICOS RECUPERACIONES

VALORIZACION DE LOS CONCENTRADOS:

I. VALORIZACION DE CONCENTRADO DE COBRE:

Para realizar la valorización del mineral tenemos que tener los siguientes datos:

a. Las leyes de mineral (ver balance metalúrgico):

Cu= 28.71 %

Ag= 117.09 Oz/TM

Au= 0.06 Oz/TM

As= 0.95 %

Sb= 0.35 %

Bi= 0.06 %

Pb= 3.00 %

Zn= 1.50 %

b. Cotizaciones (según kitco.com):

Pb = 4.2208 US$/lb

Ag= 28.48 US$/OZ

Au= 1361.8 US$/OZ

Zn= 4.108 US$/lb

Cu 4.391 US$/lb

c. Cálculos de valorización:

Pago por metales:

Cu = 2643.741 us$/TM

Ag = 2778.663 us$/TM

Au= 8.3216 us$/TM

V.B. = 5430.725 us$/TM

Deducciones:

MAQUILA 140.000 us$/TM

PENALIDADES

As= 1.500 us$/TM

Sb= 1.500 us$/TM

Bi= 3.000 us$/TM

Pb+Zn = 4.500 us$/TM DEDUCCION

TOTAL= 150.500 us$/TM

V.N= 5280.225 us$/TM

Examen Final


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VALOR NETO DE UNA TONELADA METRICA DE MINERAL DE CABEZA DE COBRE =5280.225/33.56=157.341 us$/TM

II. VALORIZACION DE CONCENTRADO DE PLOMO:


Pb= 53.000 %

Cu= 1.400 %

Ag= 75.140 Oz/TM

Au= 1.000 Oz/TM

As= 1.300 %

Sb= 0.800 %

Bi= 0.030 %

Zn= 4.460 %

b. Cálculos de valorización:

Pago por metales:

Pb = 1110.02617 Lb/TM

4685.198 us$/TM 1080.26 Lb/TM

Ag = 71.383 Oz/TM

2075.892 us$/TM 72.889 Oz/TM

Au= 0.95 Oz/TM

1293.7100 us$/TM 0.945 Oz/TM

V.B. = 8054.800 us$/TM

Deducciones:


ESCALADOR 1326.894 us$/TM

GASTOS DE REFINACION

Ag= 145.7788988 us$/TM

Au= 6.650 us$/TM

Examen Final


Página | 11

PENALIDADES

As= 25.000 us$/TM

Sb= 10.000 us$/TM

Bi= 0.00 us$/TM

Zn = 0.00 us$/TM

DEDUCCION TOTAL= 1909.323 us$/TM

V.N= 6145.477 us$/TM

VALOR NETO DE UNA TONELADA METRICA DE MINERAL DE CABEZA DE PLOMO =6145.477/10.27=598.148 Us$/TM

III. VALORIZACION DE CONCENTRADO DE ZINC:


Zn= 52.000 %

Cu= 0.300 %

Ag= 8.500 Oz/TM

Fe= 7.500 %

SiO2= 6.000 %

As= 0.500 %

Pb= 0.120 %

b. Cálculos de valorizaciones:

Pago por metales:

Zn= 1348.709

3984.895 us$/TM

970.033

Ag= 76.896 us$/TM

V.B. = 4061.791 us$/TM

Deducciones:


ESCALADOR 1360.184 us$/TM

PENALIDADES

As= 6.000 us$/TM

SiO2= 8.800 us$/TM

Fe= 5.000 us$/TM

DEDUCCION TOTAL= 1774.984 us$/TM

V.N= 2286.807 us$/TM

Examen Final


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VALOR NETO DE UNA TONELADA METRICA DE MINERAL DE CABEZA DE ZINC =2286.807/9.55=239.483 Us$/TM

3. RESERVAS SEGÚN SU VALOR

4. PUNTO DE EQUILIBRIO Y LEY DE CORTE

Examen Final


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5. METODO DE EXPLOTACION Y DISEÑO DE MINA

I. 5.1 CARACTERISTICAS GEOMECANICAS:

II.

CARACTERIZACION GEOMECANICA

En la presente caracterización se combino investigaciones de campo, ensayos

de laboratorio y trabajos de gabinete, utilizando técnicas y estándares

adecuados como los indicados por el ISRM (Society International For Rock

Mechanic’s).

ALCANCES

En el campo:

- Se tomo información detallada sobre el nivel 06.

- Se efectuó el reconocimiento detallado de dicho nivel.

- Se efectuó el reconocimiento detallado del método de explotación

aplicado.

- Se efectuó el reconocimiento de los elementos y sistemas de sostenimiento

aplicado en el nivel 06.

- Se efectuó el levantamiento litológico – estructural en el nivel 06 de acuerdo

a lo planificado, para realizar el estudio geomecánico.

- Se tomaron muestras rocosas de la granodiorita y del mineral, para efectuar

los ensayos de laboratorio y determinar sus propiedades físicas.

- Se efectuaron ensayos in-situ de rebote, para estimar la resistencia

compresiva.

- Se acopio información necesaria, sobre los planes futuros de operación de la

mina y toda la información válida para el objetivo del estudio.

- Se visualizo in-situ los lugares apropiados para la instalación de la estación de

control de comportamiento o estabilidad de los diferentes componentes

estructurales del nivel 06.

En el laboratorio:

- Se realizaron ensayos de determinación de las propiedades físicas de las

rocas y del mineral.

En gabinete:

- Se analizaron y evaluaron los datos como: Persistencia, relleno, alteración,

apertura, rugosidad, espaciamiento, continuidad, fracturamiento de las

discontinuidades en cada una de las estaciones planificadas para el estudio,

así como también la presencia de agua, para determinar las características

litológicas presentes en el nivel 06.

- Se efectuó el análisis estructural mediante el Software DIP’S, de esta estación,

en función a los datos como: buzamiento, rumbo y/o dirección, dirección de

buzamiento y azimut de las discontinuidades, considerando para dicho análisis

la dirección de la labor minera.

- Se evaluaron las condiciones de estabilidad de los diferentes componentes

estructurales del nivel 06.

Examen Final


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- Se analizo los datos del levantamiento litológico-estructural, en función al

número de discontinuidades y topográficos para determinar la calidad de la

roca. RQD (Rock Quality Designation)

- Se analizaron los resultados de los ensayos de laboratorio y de la información

procedente del ensayo in-situ de la estimación de la resistencia compresiva.

- Se analizaron y evaluaron los parámetros para determinar la calidad del

macizo rocoso mediante las clasificaciones geomecánicas de Bieniawski

(RMR), Barton (Q) mediante el software de Jordimoreno y Geoetable.

- Se evaluó el tiempo de autosostenimiento de la cortada esperanza en

función a la ecuación determinada para la labor minera.

El alcance del estudio es cuantificar los parámetros geomecánicos

peculiares del yacimiento Madrugada, buscando las mejores alternativas de

los elementos y/o sistemas de sostenimiento, con la finalidad de garantizar la

estabilidad de la labor minera, para coadyuvar la seguridad del personal,

infraestructura y equipos y/o maquinarias mineras.

CLASIFICACION GEOMECANICA (CSIR) 1989

Zona del Techo

Parámetro de Clasificación Valor o descripción

valuación

1. Resistencia del material inalterado 52.18 Mpa.

7

2. RQD 92% 20

3. Espaciamiento de fisuras 0.3m

10

4. Condición de juntas superficie ligeramente

rugosa, sin apertura ni

relleno ligeramente rugosa. 24

5. Presencia de agua Húmedo 10

Marcador total 71

Zona del Mineral

Parámetro de Clasificación Valor o descripción valuación


7

2. RQD 80.88% 17


8




5. Presencia de agua Húmedo

10

Marcador total 65

Zona del Piso

Parámetro de Clasificación Valor o descripción valuación

Examen Final


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7

2. RQD 92% 20


10




5. Presencia de agua Húmedo

10

Marcador total 71

La labor está orientada de tal manera que en la zona techo, el mineral y la zona

piso tienen un rumbo perpendicular el eje de 48º contra la dirección de avance.

Por lo que de la tabla de valorización de macizos rocosos de Bieniawski de 1989

nos indica un ajuste de -5 a los valores del RMR básico. En esta forma el marcador

final es como sigue:

Zona Valorización Tipo

Techo RMR = 66 Q = 11.52 II

Mineral RMR = 60 Q = 5.92 II

Piso RMR = 66 Q = 11.52 II

Ahora veamos el tiempo de autosoporte sin sostenimiento, para cada zona para

ver si es que necesita o no sostenimiento y si es que si cual sería el adecuado.

Primero hallaremos la máxima abertura ya que es indispensable para determinar

el tiempo de autosoporte sin sostenimiento.

Zona Tipo de

roca/mineral

Q ESR Claro sin

sostenimiento

(m)

RMR sin

sostenimiento

Techo Granodiorita 11.52 1.6 8.506 66

Mineral Mineral 5.92 3.0 6.517 60

Piso Granodiorita 11.52 1.6 8.506 66

Verificando el tiempo de autosoporte:

66

Examen Final


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Fuente: E. Hoek E.T. Brown. 1985 “EXCAVACIONES SUBTERRÁNEAS EN ROCAS”. Edición México.p.36.

De la figura anterior se puede distinguir que el mineral que está representada por

la línea azul tiene menor tiempo de autosoporte que las zonas del techo y del piso

que están representadas con líneas de color rojo.

Entonces decimos que para la zona techo y piso el tiempo de autosoporte es de

6 meses y para la zona mineral es de 2 meses.

ELECCION DEL METODO DE EXPLOTACION EN LA MINA CAUDALOSA MEDIANTE UN

ANALISIS NUMERICO

a) Características geomecánicas del Mineral

Resistencia de la roca: 12.45 Mpa (media)

Espaciamiento entre fracturas: 40.5 % (grande)

Resistencia de las discontinuidades (media)

b) Características geomecánicas de la caja techo.


Espaciamiento entre fracturas: 80.52 % (muy grande)


c) Características geomecánicas de la caja piso


Espaciamiento entre fracturas: 65.25 % (grande)


Nota: Los cálculos que se realizan para el cálculo de los parámetros antes citados

se verán en La hoja de Excel (análisis de procedimiento de selección del método

de explotación) ya diseñado.

En el Cuadro Nº 1 – 01, se seleccionan los posibles métodos que podrían aplicarse al

yacimiento en discusión.

Cuadro Nº 1 – 01

MÉTODO DE

EXPLOTACIÓN GEOM./

DIST. LEYES

CARACTERISTICAS GEOMECANICAS TOTAL

MINERAL

C.

TECHO

C.

PESO SUBTOTAL

1. Cielo Abierto 11 11 9 11 31 42

2. Hundimiento por

Bloques -39 7 7 9 23 -16

3. Cámaras por Sub

Niveles 10 6 -44 5 -33 -23

4. Hundimiento por

Sub. Niveles -37 9 7 7 23 -14

5. Tajos Largos -37 4 8 10 22 -15

6. Cámaras y Pillares 11 7 5 8 20 31

7. Cámaras

Almacén 10 8 8 8 24 34

8. Corte y Relleno 15 7 8 8 23 38

Examen Final


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9. Gradines

Descendentes -40 7 7 8 22 -18

10. Entibación con

Cuadros 12 6 8 8 22 34

1. Cielo Abierto 42 1° Opción

2. Corte y Relleno 38 2° Opción

3. Entibación con Cuadros 34 3° Opción

4. Cámaras Almacén 34 4° Opción

Por las consideraciones técnicas-geológicas establecidas, definitivamente el

método a cielo abierto no se aplicaría a este yacimiento, por cuanto la potencia

del mineral en promedio alcanza desde los 0.1 a 0.8 metros, se desecha. El método

de entibación por cuadros o cuadros de madera no podría aplicarse por cuanto

este método es muy costoso y no es propicio para la mina.

Los métodos que se adecuan a los datos dados en el problema 01, son: el corte y

relleno ascendente, denominado en inglés “over cut and fill” y el método de

cámara almacén o de almacenamiento provisional conocido en inglés como

“shirinkage”.

De los cuales se elige el shirinkage es el más conveniente porque el buzamiento se

presta y no necesitaríamos gastar en relleno, porque las cajas son competentes.

Ahora realizaremos un análisis por dilución y leyes:

Corte y relleno D (%) = 25 Cámara almacén D (%) = 33

W0.5Sen A0 W0.5Sen A0

Teniendo en consideración el A.M.E = W = 0.8 m. y el buzamiento = 870, tenemos

que la dilución para ambos métodos es:

Corte y relleno D (%) = 27.99, costo de producción = 90.85 $/TM

Cámara almacén D (%) = 36.95, costo de producción = 71.85 $/TM

Reservas = 62102 TMS, 1.74% de Zn, y con la ley de concentrado = 51.50% según

términos comerciales y la ley de relave es de 0.46% y con un valor de 496.36 $/TM.

Para el segundo método queda el 20% de las reservas como puentes y pilares,

además de que en las cajas hay 1.02 5 de Zn. y para el primero hacemos la

consideración que se hace una recuperación del 90%.

Sabemos:

Tonelaje de reservas a tratarse en planta.

Corte y Relleno. tg = (1-D) entonces, td = tg = 62102 x 0.9 = 77616.72 TM

td 1-D 1.0-0.2799

Shirinkage. 62102 x 0.8 = 78797.15 TM

1.0 – 0.3695

Entonces afirmamos que a mayor mineral tratado en la planta mayor será las

utilidades

Ley de mineral de cabeza

Corte y Relleno. ld = (1-D) ld = (1-D)lg = (1-0.2799)1.74 = 1.25% Zn

lg

Shirinkage. ld = tg.lg+tc.lc = 49681.6x1.74+(78797.15-49681.6)x1.02 = 1.47% Zn

td 78797.15

Examen Final


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Radio de Concentración

Corte y Relleno. RCM = lc-lr = 52- 0,20 = 51.80 = 49.33:1

lm-lr 1.25-0,20 1.05

Shirinkage. 52 -0,20 = 51.80 = 41.11:1

1.46-0.20 1.26

Valor Mineral

Corte y Relleno. Vm = Vc = 2286.807 = 46.36$/t

RCM 49.33

Shirinkage. 496.36 = 55.63$/t

41.11

Concluimos que por ser el valor del mineral mejor en el shirinkage que en el corte y

relleno se escoge el primero.

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