Minado de vetas auriferas marsa

Ing° LUIS A. ARAUZO GALLARDOSUPERINTENDENTE MINA

MINADO DE VETAS AURIFERAS SUB-HORIZONTALES

4to CONGRESO NACIONAL DE MINERIA

DESARROLLO SOSTENIBLE Y DESCENTRALIZACION

ICA - SETIEMBRE - 2002

CONTENIDO

I. RESUMEN

II. UBICACIÓN Y ACCESIBILIDAD

III. GEOLOGÍA

IV. DESCRIPCIÓN DE OPERACIONES

V. MINADO DE VETAS AURÍFERASV.1 Corte y Relleno AscendenteV.2 Cámaras y PilaresV.3 Método de Explotación Selectivo “Circado”

VI. ASPECTOS RELEVANTES EN LA EXPLOTACIÓN DE OROVI.1 Dilución y SelectividadVI.2 Barrido de Finos

VII. SOSTENIMIENTO DEFINITIVOVII.1 Relleno HidráulicoVII.2 Respuesta a las Subsidencias en el Macizo Rocoso

CONCLUSIONES AGRADECIMIENTOS BIBLIOGRAFIA ANEXOS

ANEXO ACuadro 1 : Clasificación del Macizo RocosoCuadro 2 : Parámetros de Resistencia de la RocaCuadro 3 : Máximas Aberturas PermisiblesCuadro 4 : Sostenimiento Recomendado

ANEXO BDiseño de Pilares por la Teoría Tributaria

FIGURAS Figura 1 : Corte y Relleno AscendenteFigura 2 : Cámaras y PilaresFigura 3 : Circado

GRÁFICOS Gráfico 1 : Rendimiento TMS/hg – Año 2001Gráfico 2 : Rendimiento TMS/hg – Año 2002

FOTOS Foto 1 : Instalación de Pernos de AnclajeFoto 2 : Sostenimiento Temporal con Gatas Hidroneumáticas

IV Congreso Nacional de Minería – IcaSetiembre 2,002

I. RESUMEN

Minera Aurífera Retamas S.A., viene desarrollando sus operaciones dentro de la franja aurífera del Batolito de Pataz, que involucra la explotación de vetas con buzamiento que varía de 10° a 45°. Se vienen avanzando labores de exploración y desarrollo en el orden de 1700 m/mes. La Planta de Beneficio trata 1,250 TMS/día, con ley de cabeza cercano a 13 Au gr/TM.

Las zonas de enriquecimiento (ore shoot) están determinados por varias vetas, las cuales tiene sus propias características que hacen de la explotación uno de los retos más importantes, debido a la irregularidad de la geometría y distribución de valores, más aún, por los efectos tectónicos locales y regionales que desplazan desde algunos metros a más de 100 m.

La explotación en vetas sub horizontales, implica no solo hacer económico la empresa, sino también alcanzar una recuperación mayor al 98% de las reservas minables, reduciendo la dilución a 12%, consiguiendo ello con una rigurosa selectividad; barrido, lavado y aspirado del mineral fino. Los tajeos de explotación están limitados por chimeneas de exploración y desarrollo, cuyas dimensiones son de 40 m x 60 m. Las labores preparatorias básicas consiste en desarrollar un by pass en la caja piso paralelo al rumbo de la veta, para luego levantar los echaderos de mineral y desmonte. La explotación por “Corte y Relleno” o “Cámaras y Pilares”, se inicia desde un sub nivel “base” dejando un puente de 3 m., a la galería. En el ciclo de trabajo, se emplean perforadoras jack-leg y winches eléctricos de arrastre.

Es necesario la aplicación de mecánica de rocas, para el cálculo de las aberturas permisibles, tiempos de autosoporte, elección del método de explotación, siendo el soporte definitivo el relleno hidráulico, donde los sólidos tienen una mezcla de agregados de –1/2” con relave de la fracción gruesa en proporción de 1:1, logrando una resistencia a la compresión de 5 kg/cm2, y como sostenimiento temporal; gatas hidroneumáticas, puntales de madera y ocasionales pernos de anclaje con resina.

Los rendimientos están en relación directa a la potencia de veta, variando de 4.1 a 1 TMS/h-g, los que se vienen optimizando con el diseño de explotación. En algunos tajeos de vetas angostas, se aplica “Circado”. Finalmente, el costo de producción mina promedio está en el orden de 33.20 US $/TM, que representa 69.70 US $/oz.

MINADO DE VETAS AURÍFERAS SUB HORIZONTALES

II. UBICACIÓN Y ACCESIBILIDAD

II.1 UbicaciónLa 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 del flanco Oriental de la Cuenca hidrográfica del Marañón, sector Norte de la Cordillera Central.

II.2 AccesibilidadSe puede llegar al área de operaciones de la siguiente forma:

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

III. 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 cortan a 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, han servido 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.

FallamientoSe 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 m en horizontal ( sinextral ), siendo el bloque Norte el que cae o hunde.

MineralogíaLa mena está constituída por pirita aurífera, que se presenta acompañada de arsenopirita, galena y marmatita en proporciones menores; también consideramos el cuarzo sacaroide como mineral de mena por hospedar oro libre.

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

IV. 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 distribuídas en 25 niveles principales, entre las cotas 4,100 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.

V. MINADO DE VETAS AURÍFERAS SUB HORIZONTALES

MÉTODOS DE EXPLOTACIÓNEl minado o explotación de mineral cumplen tres requisitos; debe ser dinámico, seguro, económico y a la vez tener una alta recuperación, que nos permita reducir los costos en cada una de las fases de minado. V.1 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 como cara libre para realizar la explotación ; en vetas con buzamiento mayor de 30°, se realiza en cortes horizontales empleando como sostenimiento temporal puntales de madera, gatas hidroneumáticas, pernos y cuadros de madera de forma ocasional o sistemática dependiendo de la calidad de roca de la caja techo.

Concluido los cortes horizontales, se procede a la limpieza o aspirado del mineral fino, 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; a medida 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 caja techo, la geometría irregular de las vetas, la disposición de los desechos mina, alta ventilación en los tajos de explotación y la prevención de subsidencias con el uso de relleno (ver fig. 1 del anexo).

Condiciones de AplicaciónGeometría 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 se diseña 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 de ensayos de laboratorio y del índice de resistencia geológico GSI que se relaciona con los 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, C y 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. Los parámetros de resistencia de roca, pueden apreciarse en el cuadro 1 y 2 del Anexo A.

Parámetros de Diseño de la rocaRoca encajonante : GranodioritaDensidad 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 MétodoDimensiones del sub block (m) : 20 x 30Número 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 permisiblesHan 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 evaluados teniendo en cuenta la calidad de la roca y el tiempo máximo de autosoporte. Por intermedio de los índices de calidad críticos o teóricos Q’ es posible determinar la necesidad de sostenimiento, si éstos están por debajo del índice de clasificación Q, entonces no es necesario sostenimiento adicional.

Q’ = (Ancho Labor / 2 ESR)2.5

Las máximas aberturas permisibles estimadas para los tipos de roca A, B, C y D son : 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.

Es necesario indicar que estos resultados son indicativos (ver los cuadros 3 y 4 del anexo A).

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 evaluaciones geoestructurales y geomecánicas del macizo rocoso.

Para el diseño de sostenimiento en una zona potencialmente inestable en terreno estratificado laminar o falsa caja, con un espaciamiento promedio de discontinuidades 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 LS = 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 la tracción mínima del acero de 6,330 Kg/cm2 de acuerdo a las especificaciones de los 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 según LitleJohn 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<11P = a x A

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

Obteniéndose la presión máxima admisible de 27 tn y 36 tn.

III.- El factor de seguridad:

FS = P/TDonde,

P = Capacidad de soporte del elementoT = 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 evaluaciones de la calidad del macizo rocoso y para el estado de esfuerzos originados. Los sistemas 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 voladuraComo el avance de la explotación es por rebanadas horizontales, la perforación también se hacen en el sentido del rumbo.. La voladura controlada es fundamental en los taladros superiores.

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

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

Malla de perforaciónLa determinación de la geometría; burden x espaciamiento, está basada en la teoría de C. 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 el radio longitud de taladro (L) y burden (B), en donde la relación ideal es de 3:1, este radio, se toma como referencia para el “ajuste”, en función a los resultados de voladura in-situ.

La malla de perforación promedio B x E = 50 cm x 50 cm. El carguío de taladros con explosivo varía de 50% a 65% de la longitud de taladro, dependiendo de la dureza del mineral.

LimpiezaLos winches eléctricos de arrastres pueden utilizarse para dos alas de explotación, lo que 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 pernos de 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

Costos Unitarios

- costo de preparación : US $ 5.0 /TM- costo de explotación

Perforación y voladura : US $ 2.17/TMLimpieza : US $ 3.04/TMSostenimiento : US $ 3.32/TMRelleno hidraúlico : US $ 2.03/TMOtros (limp finos,etc) : US $ 2.02/TM

- costo de servicios auxiliaresEquipos mina : US $ 1.49/TMExtracción : US $ 1.58/TMTransporte a planta : US $ 1.83/TMServicios mina : US $ 2.23/TMGastos generales mina : US $ 4.43/TMEnergía eléctrica : US $ 1.22/TMAire comprimido : US $ 1.70/TM

Costo del método C & R : US $ 32.06/TM

V.II CÁMARAS Y PILARES

DescripciónDefinido el block rectangular de mineral por chimeneas y galerías, a partir de un subnivel base, se divide el tajeo en cámaras alternadas los pilares rectangulares de 3 m de ancho. Estas cámaras tienen la dirección del buzamiento y altura que depende a la potencia de la veta. Una vez que la cámara llega al nivel superior, se retorna desquinchando y sosteniendo los hastiales 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.

El método es adecuado para: alturas litostáticas menores a 700 m, resistencia compresiva de la roca mayores a 50 Mpa, vetas sub horizontes y de moderado espesor, 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

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, asume que los pilares sostienen toda la carga de roca por encima. Para un encampane de 424 m, resistencia compresiva de especímenes 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 obtenido un 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), en el Anexo A , se detalla la teoría.

Condiciones de AplicaciónGeometría 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 a los 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 corresponden a los valores que se muestran en el cuadro 1 y 2 del Anexo A.

Parámetros de Diseño de la rocaDensidad 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 MétodoDimensiones del sub block (m) : 20x30Número de cortes verticales : 4Ancho de cortes verticales (m) : 3Ancho de cámara (m) : 14Número de Pilares : 3Dimensiones de los pilares temporales (m) : 3 x 30, 3 x 20

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


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


Perforación y voladuraPor las características de la rotura de mineral, se emplea el diseño de perforación y voladura de un frente, diferenciándose en el control de los taladros de corona, que son ubicados debajo del contacto mineral-desmonte, distancia que varía de acuerdo a 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 de diámetro de broca. En la explotación de las primera cámaras, es importante el control 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 los taladros de corona.

LimpiezaEste método de explotación tiene la ventaja de tener dos o tres cámaras en ataque, lo que favorece en la mayor utilización de los winches eléctricos de arrastre, que tienen motores 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”.

SostenimientoEl 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 pernos de 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

Costos Unitarios

- costo de preparación : US $ 7.5 /TM- costo de explotación

Perforación y voladura : US $ 3.35/TMLimpieza : US $ 2.94/TMSostenimiento : US $ 4.56/TM

Relleno hidráulico : US $ 1.94/TMOtros (limp. finos,etc) : US $ 2.62/TM


Costo de método C & P. : US $ 37.51/TM

V.III MÉTODO DE EXPLOTACIÓN SELECTIVO “CIRCADO“

DescripciónSe 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 etapa mineral y luego el desmonte pudiendo invertir esta secuencia de acuerdo a las condiciones de dureza del mineral y el desmonte (ver fig. 3 del anexo).

Condiciones de AplicaciónGeometría 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 que corresponden 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. Los parámetros de resistencia de roca para estos tipos de roca se muestran en el cuadro 1 y 2 del Anexo A.

Parámetros de Diseño de la rocaRoca encajonante : GranodioritaDensidad 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) : 2510-30,000Módulo de Poisson, v : 0.25

Parámetros Geométricos del MétodoDimensiones del sub block (m) : 20x30Ancho de cámara (m) : 14Ancho de cortes horizontales (m) : 10 - 27Altura de cortes horizontales (m) : 1.2Dimensiones de los pilares temporales (m) : 3x10

Aberturas permisiblesPara los tipos de roca A, B, C y D, las máximas aberturas permisibles estimadas son de: 9.5-20m, 8.0-9.5m, 5.5 – 8,3m – 5.5m; los tiempos de auto-sotenimiento son de: 1-2 semanas, 3 días-1 semana, 10hrs – 3 días, 1 hr – 10 hrs, respectivamente (ver los cuadros 3 y 4 del anexo A).

Sostenimiento Recomendado Los sistemas de fortificación recomendados son: Tipo A Puntales de 7” y/o pernos de 6’, ocasionalmente.


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


Perforación VoladuraEl arranque de mineral o desmonte se realiza en dos etapas:

Primera etapa, consiste en disparar la caja techo, teniendo en cuenta 1.20m como altura de minado ( de caja piso a caja techo), la siguiente operación unitaria es la limpieza del desmonte, dejando gran parte como “pirca” en el mismo tajeo.

Segunda etapa, consiste en disparar el mineral, para luego proceder con la limpieza hasta los echaderos de correspondientes.

Antes de la voladura del mineral se coloca una barrera de tablas forrado con rafia cerca al área de disparo para evitar la dispersión del mineral fino. También se acondiciona al piso y laterales con este material para poder colectar los finos.

LimpiezaSe realiza llevando el material de desmonte a los espacios vacíos que se van generando en el tajeo. Luego el mineral roto en la segunda etapa de voladura es trasladado hacia el echadero más cercano ya sea con winches o en forma manual.

Sostenimiento temporal en tajeosLos elementos de sostenimiento aplicados en la explotación con este método son generalmente puntales de seguridad de 7 “ y 8“ gatas hidroneumáticas, pernos y cuadros 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

Costos Unitarios

- costo de preparación : US $ 15.43/TM- costo de explotación

Perforación y voladura : US $ 6.43/TMLimpieza : US $ 7.40/TMSostenimiento : US $ 3.68/TMRelleno hidráulico : US $ 2.64/TMOtros (limp. finos,etc) : US $ 3.78/TM


Costo de método CIRCADO : US $ 59.97/TM

VI ASPECTOS RELEVANTES EN LA EXPLOTACIÓN DE ORO

VI.1 DILUCIÓN Y SELECTIVIDADEl concepto de dilución expresado en porcentaje, se define como un incremento de desmonte al mineral que se ha cubicado y que ocurre durante la rotura y limpieza del mineral.Por la actividad inherente de la rotura siempre existirá contaminación del mineral, ya sea por tener cajas fracturadas, en especial el techo, ó por la necesidad de efectuar el Circado. En ambos casos durante la fase de limpieza se trata de reubicar el desmonte en el tajeo y de existir excedente de este material se extrae para evitar la contaminación.A todo este proceso de separación del desmonte en la labor se le denomina Selectividad

A continuación se tiene el siguiente caso representativo de la zona de Huacrachuco para ilustrar la dilución.

Potencia de Veta : 0.44 mArea de Minado : 509.45 m2Altura de minado : 1.21 mVolumen de espacio abierto : 571.12 m3Volumen de mineral Roto : 222.14 m3Peso específico de mineral : 3.00 TM/m3Tonelaje de mineral Roto : 666.42 TMSMineral Transportado a Planta : 691 TMSDiferencia : 24.58 TMS

Dilución :

VI.II BARRIDO DE FINOS

Esta actividad se efectúa en forma sistemática en las labores de explotación. Consiste en la limpieza de mineral que queda en el piso y hastiales de un tajeo y que se realiza antes del relleno definitivo de la labor. Con este sistema se logra recuperar aproximadamente 4 kg. de Au. por mes.

MINERAL PRODUCTO DE BARRIDO DE FINOS : ENERO-ABRIL, 2002

SECCION TMS Kg. AuIntermedio 181.336 8.737

Medio 118.970 5.171Española 17.845 0.537

Españolita 1.860 0.087Cabana 46.410 1.497Chilcas 14.980 0.201TOTAL 381.401 16.230

VII SOSTENIMIENTO DEFINITIVO

VII.I RELLENO HIDRAULICO

Es uno de los sistemas más importantes y apropiado como sostenimiento definitivo del macizo rocoso después de la explotación. Su principal objetivo es evitar colapsos, subsidencias y permite recuperar los puentes y pilares de mineral.

Las características del relleno hidráulico son las siguientes:

Volumen de sólidos : 40 m3/hrVolumen de agua : 30 m3/hrDensidad de pulpa : 1900 gr/ltVelocidad crítica : 2.59 m/sVelocidad de percolación : 18.78 cm/hrDiámetro de tubería ( troncal ) : 4”Tipo de tubería en troncal : SSCH – 80Tipo de tubería en distribución : polietileno ( de troncal a tajeos )Energía para el transporte : gravedadDiferencia de altura(Planta-Tajeo) : 800 m

Resistencia al cabo de 3 meses : 5 kg/cm2

VII.2 RESPUESTAS A LAS SUBSIDENCIAS EN EL MACIZO ROCOSO

Muchos parámetros geológicos, mineros, y de la naturaleza de la estructura afectan en magnitud y extensión la subsidencia que ocurre debido al minado, para el caso de Marsa las principales son:

Altura promedio de minado : 1.5 mBuzamiento promedio de minado : 30°Profundidad promedio de minado 400 mCompetencia de la caja techo y piso : Regular-MalaDiscontinuidades geológicas : 3 principales y 1 aisladaTensiones in situ : 10.5 MpaDimensiones de los pilares : 3x30 m y 3x20 mDimensiones de los paneles vacíos : 20x30 mRazón de extracción, fase I y II : 75% y 98%Topografía de la superficie : Flancos de Buz. moderadoMétodo de explotación : Los 3 métodos

Bajo estas condiciones, se ha podido detectar los efectos de la subsidencia en algunas zonas de minado, específicamente en las galerías y subniveles. Tanto la subsidencia activa como la residual están controladas con la aplicación de sostenimiento activo consistente en pernos, shotcrete y malla metálica, y el uso de relleno hidráulico como sostenimiento definitivo.

CONCLUSIONES

1. El minado de vetas sub- horizontales en MARSA se efectúa con tres tipos de métodos: Corte y Relleno Ascendente, Cámaras - Pilares y Circado. El criterio de aplicación de estos métodos se fundamenta principalmente en la geometría de la estructura mineralizada y en la condición geomecánica del macizo rocoso. Los rasgos principales del yacimiento son: el buzamiento, que está en el rango de 10° a 45° y la potencia que varía de 0.2 m a 1.2 m

2. El costo de operación mina al aplicar los métodos de explotación son:-Corte y Relleno Ascendente : US $ 32.06-Cámaras y Pilares : US $ 37.51-Circado : US $ 59.97

El método de circado tiene un costo de minado alto debido al mayor laboreo manual, por lo que sólo es aplicable a vetas angostas con potencia de veta menores a 50 cm y con leyes mayores a 25 grs.Au/TM.

3. Las máximas aberturas permisibles de acuerdo a evaluaciones geomecánicas del macizo rocoso han sido estimadas para cuatro tipos de roca encajonante, que varían en 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 sostenimiento usado en estas aberturas son generalmente puntales de seguridad, gatas hidroneumáticas y ocasionalmente pernos de anclaje.

4. El control de la dilución y selectividad en la explotación del yacimiento aurífero, es sinónimo de calidad, entendiendo como un elemento que permite programar, diseñar, implementar, operar para conseguir una alta recuperación del preciado metal. Esto se logra haciendo uso de un estricto control de ratios en nuestras operaciones unitarias con el objeto de conseguir rentabilidad para la empresa. Este esfuerzo conjunto ha permitido obtener valores de dilución del orden de 12% mejorando las leyes del mineral entregado a Planta.

5. 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.

6. El sostenimiento definitivo de las aberturas se realiza mediante el relleno Hidráulico. 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 en horizontal, con un caudal de pulpa de 150 gln/min y densidad de pulpa de 1,900 gr/litro. La finalidad es mitigar la subsidencia del macizo y de esa manera preservar el entorno natural.

AGRADECIMIENTOS

Doy gracias a Minera Aurífera Retamas S.A., en las personas del Dr. Andrés Marsano Conroy, Dra. Verónica Marsano Conroy, Sr. Juan Gonzales Vigil, Ing. Miguel Carrizales Arbe, por permitirme la realización del presente trabajo.

REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS

1 E. Hoek, P.K. Kaiser, W. Bawden (1995), “Support of Underground Excavation in Hard Rock", Geomechanic Research Laurentian University – Department of Mining Engineering Queen’s University.

2 H. Hartman (1995), “SME Mining Engineering Handbook”, ProfessorEmeritus of Mining Engineering, University of Alabama.

3 L. Arauzo (2000), “Geomecánica Aplicada en Sostenimiento Activo”, III Congreso Nacional de Minería.

4 R. Cancce, A. Parraguez (2002), “Informes Internos de PlaneamientoMina”, Minera Aurífera Retamas S.A.

5 R. Cabrera (2002), “Informes Internos de Mecánica de Rocas”, MineraAurífera Retamas S.A.

A N E X O S

FIGURAS

GRÁFICOS

FOTOS

ANEXO A

Cuadro 1: Clasificación del Macizo Rocoso

Cuadro 2: Estimación de los Parámetros de Resistencia de la Roca

Los valores para s = 0 , a = 0.50

Cuadro 3: Estimación de las Máximas Aberturas Permisibles y Tiempos de Auto-sostenimiento

El factor ESR = 4, para el caso de labores mineras temporales.

Cuadro 4: Sostenimiento Recomendado

Nota: PM = Puntales de madera, espaciamiento indicadoCM = Cuadros de madera, espaciamiento indicadoGH = Gatas hidroneumáticas, espaciamiento indicadoB = Pernos, espaciamiento indicados,o = Sistemáticos u ocasionales

ANEXO B

Diseño de Pilares por la Teoría Tributaría

Obert-Duvall (1976) proponen la Teoría Tributaría para el diseño de soporte de un pilar en el método de minado de cámaras y pilares La teoría asume que los pilares sostienen toda la carga de roca por encima. Para un diseño de cámaras y pilares de geometría rectangular se tiene.

Carga del Pilar: las ecuaciones básicas que relacionan el área del pilar y las tensiones verticales son.

Ap = Wp x Lp At = (Wo+Wp) (Wo’+Lp) Sv = γ x Z Sp = Sv x ((Wo+Wp)(Wo’+Lp)) / (wp x Lp)

Para determinar el porcentaje de extracción, el cual es definido como el radio del área de minado del área total, se tiene la ecuación.

Ra = 1- ((wp x Lp) / ((Wo+Wp)(Wo’+Lp))Donde:

Sp = Promedio de la resistencia del pilar (tn/m2)Sv = Esfuerzos verticales aplicados antes del minado (tn/m2)Z = Altura de sobrecargaγ = Peso específico aparente de la sobrecarga (tn/m3)Ap = Area del pilar (m2)Wp = Ancho o diámetro del pilar (m)Lp = Longitud del pilar (m)Ao = Area de la abertura (m2)Wo = Ancho de la abertura (m)At = Area total (m2)Ra = Razón del área de extracción

Resistencia del Pilar : La resistencia compresiva del pilar se calcula con la siguiente ecuación, y es aplicado a todo tipo de configuración de cámaras y pilares.

Cp= C1(0.778+0.222(Wp/Hp))

Cp = Resistencia compresiva del pilar (tn/m2)C1 = Resistencia compresiva del espécimen con wp/hp = 1, (tn/m2)Wp = Ancho o diámetro del pilar (m)Hp = Altura del pilar 0.5<Wp/Hp<4 (m)

Factor de Seguridad: Es recomendable utilizar un factor de seguridad de 2 a 4 para la estabilidad del pilar de corto a largo plazo.

FS = Cp(1-Ra)/Sv

GRÁFICO 1

GRÁFICO 2

Foto 1: Instalación de Pernos de Anclaje con Resina

Foto 2: Sostenimiento Temporal con Gatas Hidroneumáticas

Minado de vetas auriferas marsa

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