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)
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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
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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.
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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
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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.
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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
NIVEL COD. BLOCK T.M.S. A.V. A.M. Oz/Au Oz/Ag % Pb % Zn % Cu $
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
NIVEL COD. BLOCK T.M.S. A.V. A.M. Oz/Au Oz/Ag % Pb % Zn % Cu $
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
NIVEL COD. BLOCK T.M.S. A.V. A.M. Oz/Au Oz/Ag % Pb % Zn % Cu $
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
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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.
NIVEL COD. BLOCK T.M.S. A.V. A.M. Oz/Au Oz/Ag % Pb % Zn % Cu $
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
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VALOR NETO DE UNA TONELADA METRICA DE MINERAL DE CABEZA DE COBRE =5280.225/33.56=157.341 us$/TM
II. VALORIZACION DE CONCENTRADO DE PLOMO:
a. Las leyes de mineral (ver balance metalúrgico):
Pb= 53.000 %
Cu= 1.400 %
Ag= 75.140 Oz/TM
Au= 1.000 Oz/TM
As= 1.300 %
Sb= 0.800 %
Bi= 0.030 %
Zn= 4.460 %
b. Cálculos de valorización:
Pago por metales:
Pb = 1110.02617 Lb/TM
4685.198 us$/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$/TM
Deducciones:
MAQUILA 395.000 us$/TM
ESCALADOR 1326.894 us$/TM
GASTOS DE REFINACION
Ag= 145.7788988 us$/TM
Au= 6.650 us$/TM
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PENALIDADES
As= 25.000 us$/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:
a. Las leyes de mineral (ver balance metalúrgico):
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$/TM
Deducciones:
MAQUILA 395.000 us$/TM
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
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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
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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.
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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
1. Resistencia del material inalterado 66.45 Mpa.
7
2. RQD 80.88% 17
3. Espaciamiento de fisuras 0.1m
8
4. Condición de juntas superficie ligeramente
rugosa, sin apertura ni
relleno ligeramente rugosa. 23
5. Presencia de agua Húmedo
10
Marcador total 65
Zona del Piso
Parámetro de Clasificación Valor o descripción valuación
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1. Resistencia del material inalterado 61.03 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
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
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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.
Resistencia de la roca: 10.99 Mpa (media)
Espaciamiento entre fracturas: 80.52 % (muy grande)
Resistencia de las discontinuidades (media)
c) Características geomecánicas de la caja piso
Resistencia de la roca: 10.27 Mpa (media)
Espaciamiento entre fracturas: 65.25 % (grande)
Resistencia de las discontinuidades (media)
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
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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 $/TM.
Para el segundo método queda el 20% de las reservas como puentes y pilares,
además de que en las cajas hay 1.02 5 de Zn. y para el primero hacemos la
consideración que se hace una recuperación del 90%.
Sabemos:
Tonelaje de reservas a tratarse en planta.
Corte y Relleno. tg = (1-D) entonces, td = tg = 62102 x 0.9 = 77616.72 TM
td 1-D 1.0-0.2799
Shirinkage. 62102 x 0.8 = 78797.15 TM
1.0 – 0.3695
Entonces afirmamos que a mayor mineral tratado en la planta mayor será las
utilidades
Ley de mineral de cabeza
Corte y Relleno. ld = (1-D) ld = (1-D)lg = (1-0.2799)1.74 = 1.25% Zn
lg
Shirinkage. ld = tg.lg+tc.lc = 49681.6x1.74+(78797.15-49681.6)x1.02 = 1.47% Zn
td 78797.15
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Radio de Concentración
Corte y Relleno. RCM = lc-lr = 52- 0,20 = 51.80 = 49.33:1
lm-lr 1.25-0,20 1.05
Shirinkage. 52 -0,20 = 51.80 = 41.11:1
1.46-0.20 1.26
Valor Mineral
Corte y Relleno. Vm = Vc = 2286.807 = 46.36$/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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