trabajo de subterranea
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UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN CRISTÓBAL DE HUAMANGA
FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS, GEOLOGIA Y CIVIL
ESCUELA DE FORMACIÓN PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS
“II CICLO DE ACTUALIZACION PROFESIONAL DE
INGENIERIA DE MINAS”
ESTADO COMPARATIVO DEL SUB LEVEL STOPING
EN TRES UNIDADES MINERAS DEL PERU
CURSO: Métodos de Explotación Subterránea
PROYECTO PARA OPTAR EL TITULO DE INGENIERO DE
MINAS
ASESOR: Ing. Edmundo Campos Arzapalo.
PRESENTADO POR: Bach. Carlos PINCOS VASQUEZ.
AYACUCHO – PERÚ2007
DEDICATORIA
A mis padres con mucho cariño y devoción, el
reconocimiento por su enorme sacrificio a mis
hermanos y familiares que son ejemplo de sacrificio y
dignidad.
ii
AGRADECIMIENTO
Mis sinceros y profundos agradecimientos a dios por bendecirme y permitir contemplar
la inmensidad de su creación y las bendiciones eternas recibidas.
Deseo expresar y reconocer con profundo sentido de gratitud a la Universidad
Nacional de san Cristóbal de Huamanga por haberme brindado una formación
profesional.
A los señores docentes de la Facultad de Ingeniería de Minas, Geología Y Civil de
la Universidad Nacional de San Cristóbal de Huamanga, en especial a los de la
Escuela de Formación Profesional de Ingeniería de Minas, por las enseñanzas
entregadas durante mi formación universitaria.
Al Ing. Edmundo Campos Arzapalo, por brindarme su asesoramiento, conocimientos
y apoyo en la ejecución del presente trabajo monográfico.
También mis sinceros agradecimientos en especial a plana de docentes que
conformaron el II Ciclo de Actualización Profesional de Ingeniería de Minas, por
esforzarse en darnos todo sus valiosos conocimientos.
Por ultimo quisiera destacar el apoyo incondicional que he recibido de mi familia, que
sacrificó muchas horas necesarias en el hogar, para que se pudiera cumplir este
objetivo. Especialmente a mi padre el Sr. Félix Pincos Castro por su enorme
comprensión e incalculable ayuda en mi formación profesional. A mi madre y
hermanos por ser las razones más importantes de mi vida.
iii
ÍNDICE
RESUMEN DEL TRABAJO
I. INTRODUCCIÓN
II. MARCO TEÓRICO
2.1. Sub level stoping2.1.1. Realse por sub niveles 2.1.2. Sub Level con galería central2.1.3. Subniveles dobles2.1.4. Ventajas2.1.5. Desventajas 2.1.6. Método de taladros en abanico 2.1.7. Método de taladros paralelos (LBH)
III ESTADO COMPARATIVO DEL SUB LEVEL STOPING EN TRES UNIDADES MINERAS DEL PERU
3.1. UNIDAD MINERA SAN RAFAEL - EMPRESA MINERA MINSUR S.A.
3.1.1. Antecentes3.1.2. Geología3.1.3. Operación mina san Rafael3.1.4. Método de explotación
3.2. UNIDAD MINERA UCHUCCHACUA - CIA MINAS BUENAVENTURA S.A.
3.2.1. Generalidades3.2.2. Aspectos Geológicos De Cuerpo "Magaly”3.2.3. Aspectos Geomecánicos3.2.4. Minado Por Sub Niveles Con Taladros Largos.3.2.5. Comparación De Perforación y Voladura usando la Long Hole Drill Wagon Vs. La Upper Drill Wagon.Dril! Waqon.
3.3. UNIDAD MINERA ISCAYCRUZ - LOS QUENUALES S.A.
3.3.1. Ubicación3.3.2. Fisiografía3.3.3. Aspecto geológico3.3.4. Estratigrafía3.3.5. Minado3.3.6. Relleno
IV RESULTADOS.
V CONCLUSIONES.
VI RECOMENDACIONES.
VII REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS.
VIII ANEXOS.
iv
ESTADO COMPARATIVO DEL SUB LEVEL STOPING EN EL PERU.
Autor : Bach. Carlos Pincos Vásquez.
Asesor : Ing. Edmundo Campos Arzapalo.
RESUMEN
El presente trabajo tiene como objetivo determinar el estado comparativo del Sub
Level Stoping en 3 unidades mineras del Perú como son:
Unidad minera San Rafael – Empresa Minera Minsur S.A.
Unidad minera Uchucchacua – Compañía Minas Buenaventura S.A.
Unidad minera Iscaycruz – Empresa Los Quenuales S.A.
El trabajo tiene 8 capítulos los cuales los más relevantes son los siguientes:
Capitulo I: Introducción.
Capitulo II: Marco Teórico; se describe todos los aspectos teóricos del método del
Sub Level Stoping como son ventajas, desventajas, criterios para la selección del
método. Operaciones unitarias, aplicación del método.
Capitulo III: Estado comparativo del Sub Level Stoping en tres unidades mineras del
Perú; se describe los aspectos generales, geología, operaciones mineras,
productividad, estado tecnológico, rendimientos, operaciones unitarias
Capitulo IV: Resultados
Capitulo IV: Conclusiones
Capitulo V: Recomendaciones
Capitulo VI: Referencias bibliográficas
Capitulo VII: Anexos
v
I. INTRODUCCIÓN
Es en estos ultimo tiempos la industria minera tiene la imperiosa necesidad de
incrementar la eficiencia y minimizar los costos de operaciones, viéndose obligado a
modernizar las operaciones o mejorar los métodos de explotación subterránea.
El subnivel Stoping es conocido como minado por sub-niveles y consiste en dejar
cámaras vacías después de la extracción del mineral. El método se caracteriza por su
gran productividad debido a que las labores de preparación se utilizan en su mayor
parte dentro del mineral.
Los subniveles son desarrollados entre los niveles principales; el mineral derivado con
taladros largos o desde los subniveles, cae hacia la zona vacía y es recuperado desde
las “Draw – Point” para luego transportarlo hacia la superficie.
En el presente trabajo se realizó el estado comparativo del sub level stoping en el
Perú, para lo cual se tomó 3 unidades mineras como son: San Rafael, Uchucchacua e
Iscaycruz, por ser unidades mineras significativas a nivel de producción.
Objetivo general:
Realizar el estado comparativo del sub level – stoping en tres unidades mineras del
Perú.
Objetivos específicos:
Determinar la eficiencia de los sistemas de perforación L.B.H y abanico.
Determinar los factores técnicos para aumentar la producción por el método
del sub level stoping en el Perú.
II. MARCO TEORICO
2.1. SUB LEVEL STOPING
Es el modo de dividir el cuerpo mineralizado en sectores aptos para el laboreo y
consiste en arrancar el mineral a partir de sub-niveles de explotación mediante
disparos efectuados en planos verticales, con tiros paralelos y radiales, posteriormente
quedando vacío el tajo después de la explotación.
La preparación de este método contempla galerías de perforación (GP), galería de
base o Undercart y transporte para la evacuación del mineral arrancado y chimeneas
VCR para generar una cara libre.
La perforación se realiza con tiros largos radial, utilizando tiros que van entre 15 - 25
mts. hacia arriba y que abarcan 40 - 60 metros hacia abajo que son tiros DTH, con ello
se ha conseguido además alcanzar rendimientos de 40 a 60 metros, perforando con
máquinas pesadas o semipesadas lo cual aumenta los niveles de perforación.
El transporte y evacuación del mineral se realiza desde la galería Undercart, es decir
una zanja recolectora que recibe el mineral arrancado que cae por gravedad a este
lugar.
Los Scoop ingresan por los cruceros que tienen una inclinación con respecto al eje de
la G.T. , el mineral es transportado a través de la G.T. a los piques de traspaso y de
allí al nivel de carguio y transporte.
El campo de aplicación: Este método varía para cuerpos macizos o vetas estrechas,
las características de mecánica de roca deben ser buenas, poseer paredes y techos
firmes y estables.
La calidad del mineral debe ser competente y su ángulo de buzamiento mayor a 60º,
generalmente se aplica en yacimientos verticales y que tengan formas y dimensiones
regulares.
A lo que a costos se refiere, es económico aplicándose muchas variantes para este
método lo que se hace muy productivo.
La altura del tajeo de arranque no tiene limitaciones teóricas, deben amoldarse más
bien a las condiciones del yacimiento. Conviene en la mayoría de los casos abarcar
toda la altura de la mineralización a fin de limitar el número de galerías bases de
extracción a una sola en lugar de varias.
En cuanto al ancho del tajeo, conviene en general en el caso de vetas potentes o de
mantos de fuerte pendiente, abarcar todo el espesor de la mineralización. Si se trata
de cuerpos masivos se pueden crear varios tajeos separados por zonas estériles o
pilares mineralizados que podrían ser recuperados con posterioridad utilizando el
mismo método.
Carguio del mineral: El mineral arrancado cae por gravedad y es recolectado por
embudos o por la zanja creadas con tal objeto, abarcando toda la base del tajeo. En el
caso de tener una zanja, ésta progresa en el mismo sentido y a la velocidad que la
explotación continúa. Por el contrario, si se trata de embudos, estos deben prepararse
con anticipación y sus dimensiones van a depender del ancho del tajeo.
Existen varias posibilidades para cargar el mineral a partir de la base de los embudos
o zanjas:
a. Buzones de tipo Malmberget: Consiste en colocar buzones que cargan el
mineral directamente a carros de ferrocarril. Por ejemplo se necesitan eso sí
buzones especiales que permitan "cachorrear" los bolones dentro de ellos y
cuyo precio influyen de manera importante en el costo del método de
explotación. Otro inconveniente de este sistema es la perdida de tiempo del
equipo de transporte durante el cachorreo, lo que obliga a tener mayor número
de convoyes y carros.
b. Combinación de parrillas y buzones: En este caso el mineral pasa por un nivel
de parrillas antes de ser cargados por los buzones. La separación entre los
elementos de las parrillas van a depender de las dimensiones de la boca del
buzón y del tamaño de los carros (en especial de la abertura de la compuerta).
El rendimiento de una parrilla esta en relación directa con su abertura.
Para que la parrilla trabaje de un modo correcto, el talud del mineral no debe
ocupar más de un tercio de su superficie, de esta manera el material fino pasa
directamente, y que los bolones sean retenidos sobre la parrilla misma donde
pueden ser quebrados con mazos o con pequeñas cargas de explosivos.
Es evidente que la colocación de parrillas significa agregar un punto de
atoramiento adicional en el camino que sigue el mineral. Sin embargo, se gana
en rapidez de carguío en el nivel de transporte. Este sistema pierde gran parte
de su ventaja si hay muchos buzones en producción al mismo tiempo.
c. Palas cargadoras o Scraper: La tendencia actual evoluciona hacia la supresión
de las parrillas su escaso rendimiento, su alto costo de mantención cuando el
tonelaje que pasa por ellas es grande y las dificultades que presenta la
operación de destrancar el cuello de los embudos, hacen que se prefiera en la
actualidad la caída del mineral a través de una zanja cargando el mineral con
palas mecánicas o scrapers. La pala necesita más trabajos preparatorios
(estocadas más largas), pero permite tener aberturas más grandes y además
proporciona una mayor flexibilidad en el trabajo, puesto que puede ir
separando los bolones para ser "cachorreados" con posterioridad.
d. Actualmente debido a los grandes avances tecnológicos el equipo más usado
es el Scoop; esté carga el material a través de los cruzados de extracción y
traslada el mineral a los piques de traspaso, siendo posteriormente el mineral
evacuado por camiones cargados por cargadores frontales.
PREPARACÓN: Las labores de preparación comprende: Los sub niveles con sus
respectivas comunicaciones con el nivel base, los embudos o zanjas receptoras y el
primer corte para crear una cara libre.
En cada sub nivel se corre una galería perpendicular al eje longitudinal y a todo ancho
del futuro tajeo. Corresponden por lo tanto a los sub niveles de perforación en un SLS
estrecho, una chimenea central une estas galerías que sirve a su vez de primer corte
para este pequeño SLS. Este trabajo se efectúa simultáneamente con los sub niveles
de perforación y con el nivel base.
2.1.1. REALSE POR SUB NIVELES
El realce por subniveles al igual que la explotación por cámaras y pilares es un método
en que las cámaras quedan permanentemente vacías una vez que se ha extraído el
mineral tales formas tienen con frecuencia grandes dimensiones especialmente en
altura. El método en sí mismo sólo se utiliza en yacimientos verticales o de fuertes
pendientes.
Para evitar el derrumbamiento de los hastiales se dividen los yacimientos más grandes
en otros más pequeños a través de cámaras independientes. Las secciones de
mineral entre cámaras permanecen intactas a modo de macizos verticales que sirven
para soportar el techo. Tales soportes pueden ser verticales y horizontales teniendo en
algunos casos espesores considerables. La explotación se lleva a cabo desde los
subniveles se excavan del yacimiento entre los niveles principales. El mineral se
fractura mediante perforación y voladuras desde las galerías de los subniveles. La
voladura separa un gran subnivel vertical de mineral que se desmenuza y cae al fondo
de la cámara, desde donde se lleva al nivel horizontal principal.
Actualmente, la perforación de producción dentro del realce por subnivel se realizó
barrenos largos y varillaje extensible o mediante técnicas de voladura de barrenos
largos que emplean martillo en fondo para la perforación. Cuando se utiliza equipos de
perforación la sección transversal de la galería se perfora con barrenos largos desde
las galerías de los subniveles.
El sistema tradicional emplea perforadoras especiales para barrenos largos, varillaje
extensible y bocas de 51-64 mm en secciones de 1, 2- 1,8 metros. Las longitudes de
los barrenos varían en función del esquema de perforación que se aplique, pero
normalmente no pasan de los 25 metros. Ocasionalmente se perforan barrenos más
largos pero surgen ciertas dificultades debido a las desviaciones en la alineación.
La perforación dentro del realce por subnivel puede realizarse con anterioridad a la
extracción del mineral, de esta forma pueden perforarse grandes secciones de
mineral, volarse cuando mejor convenga y todo ello en base a que este tipo de
perforación independiente, con muchos barrenos largos desde cada galería, permite la
utilización de perforación mecanizados. Últimamente son bastantes en estas formas
de explotación, los barrenos largos de hasta 170 mm. de diámetro los martillos que se
destinan a tales efectos son los martillos en fondo. Con tales diámetros se agrega la
línea de menor resistencia y se amplía el espaciamiento entre taladros, lo que permite
una reducción en el número de barrenos y un mineral mucho más fragmentado. Por
otra parte no se han observado efectos negativos a pesar de las fuertes cargas de
explosivos que se introducen dentro de estos barrenos. En contraposición surge una
ventaja adicional que es la desviación mínima entre los barrenos, lo que permite para
barrenos de 50-60 metros de longitud en definitiva esta técnica de barrenos largos y
de menor diámetro permite aumentar el espaciamiento vertical entre subniveles.
El desarrollo de varillaje extensible, perforadoras especiales y más recientemente la
técnica de perforación de barrenos largos, han hecho del realce por subnivel uno de
los métodos más utilizados. La fase de desarrollo extensa y complicada, puede
considerarse a priori como un inconveniente, pero el gran rendimiento de la producción
de mineral prevalece frente a cualquier otro tipo de consideraciones. Las operaciones
de perforación, voladura y carga pueden realizarse con total independencia unas de
otras. Por otra parte, son pocos los posibles equipos que aquí pueden utilizarse,
debido al elevado rendimiento de los mismos y en consecuencia pocos serán también
los operarios que se precisen en manipulación.
II.1.2. SUB LEVEL CON GALERÍA CENTRAL
El subnivel de srapers, en el cual desembocan los embudos receptores de mineral.
Todas las labores se ubican según un plano vertical en el centro del tajeo y tenían una
sección de 2,5 x 2,5 metros. Los embudos desembocan en el subnivel de scrapers en
parejas, uno frente al otro, a intervalos de 7 metros. Para construirlos se corría primero
una chimenea inclinada a 50º hasta alcanzar subniveles 6.
La creación de un primer corte se efectuará a partir de un par de chimeneas ubicadas
en uno de los extremos del block a explotar. En el otro extremo se construirá otra
chimenea para permitir el acceso del personal y el abastecimiento de material para los
subniveles.
Entre los principales inconvenientes de este sistema podemos mencionar las
siguientes:
Los tiros perforados a partir de una galería central deben vencer un
empotramiento.
El gran número de embudos que se necesitan preparar.
El escaso rendimiento del scraper debido a las frecuentes detenciones cada
vez que se hace necesario "cachorrear".
2.1.3. SUBNIVELES DOBLES
Entre las ventajas de este sistema con respecto al anterior, se puede señalar:
Se elimina el inconveniente del empotramiento en los límites laterales del tajeo.
El cachorreo se efectúa en gran parte sobre las parrillas.
La mayor dimensión de los embudos permite recibir bolones más grandes.
Disminuyen los problemas de atoro en los embudos.
Sin embargo, ofrecía algunos inconvenientes
Mayores trabajos de preparación.
El espesor del puente aumenta de 6 a 14 metros (evidentemente este se
recupera durante la explotación del nivel inferior)
El mayor tonelaje que es necesario evacuar por cada embudo (18000 tons en
lugar de 4250) provocaba un desgaste excesivo de ellos, especialmente en los
puntos P.
La mala fragmentación se traducía en un constante "cachorreo" con el
problema de mantención de las parrillas.
Fig. 01
A) VARIANTE CONSERVANDO LAS GALERIAS DE DISPARO
Después de cada disparo queda entonces una especie de marquesina, situación
aceptable sólo en el caso que se tenga una roca firme (como el Soldado por ejemplo).
Es un sistema relativamente peligroso en que no conviene generalizar.
Su principal ventaja es evidente: permite disminuir notablemente los trabajos de
preparación (Ver figura 01).
Fig. 02
B) SUB LEVEL STOPING CON ZANJAS EN LUGAR DE EMBUDOS
Las ventajas de este sistema con respecto al anterior son las siguientes:
Se elimina el desquinche, bastante demoroso, con el que se consigue una
notable disminución del tiempo necesario para la preparación.
Se obtiene un menor escurrimiento de la "saca" con zanjas en lugar de
embudos. En efecto, en el caso de una zanja, en torno a cada punto de
extracción se forma un embudo natural dentro de la "seca", de paredes
regulares y lisas, a diferencia de los embudos creados en la roca misma cuyas
paredes por lo general muy irregulares provocan atascamiento.
A diferencia del sistema anterior, en este caso existe una chimenea a la salida
del embudo, más estrecha que la base misma del embudo. Los atascamientos
será más frecuentes por lo tanto en dicha chimenea y el trabajo de destranque
resulta mucho menos peligroso ( ver figura 02 ).
Fig. 03
C) SUB LEVEL STOPING CON DOBLE ZANJA
El ancho del tajeo se aumentó al doble y la separación entre ambas galerías en la
base de las zanjas va a depender del sistema de evacuación utilizado: Scrapers o
parrillas.
Se disminuyó además la distancia entre abanicos a 1,50 mts. con el objeto de mejorar
la fragmentación de la roca, de modo que cada disparo debe arrancar 1850 tons. Con
368 metros barrenados.
Con este sistema se disminuyó notablemente el volumen de los trabajos de
preparación y se conservan las mismas ventajas del anterior (Ver figura 03).
Fig. 04
D) SUB LEVEL STOPING CON SUBNIVELES ALTERNADOS
La utilización de maquinaria de perforación semipesada permitió aumentar la longitud
de tiros a 20 metros como también su diámetro. Esto permitió a su vez:
Aumentar la altura de los tajeos a 60 metros.
Aumentar la distancia entre dos "abanicos" sucesivos (burden) de 1,50 metros
a 2 metros.
Aumentar la distancia entre los tiros de un mismo abanico (medida en el fondo)
de 2 a 3 metros.
Aumentar la distancia entre los tiros de un mismo abanico (medida en el fondo)
de 2 a 3 metros.
Este sistema actualmente generalizado, con galerías alternadas (una sola por
subnivel) ubicadas en los costados de la zona a explotar y que permiten cortar
perfectamente los límites laterales del Tajeo.
El volumen de trabajos preparatorios alcanza en este caso, por cada 13 metros de
tajeo o sea 63.000 toneladas de mineral (4,850 por 13) a la siguiente cifra:
7 avances de 13 metros
2 chimeneas de 7,5 metros
6,5 abanico de 1045 metros
Hay que tomar en cuenta que en estos casos el tonelaje preparado por metros de
tajeo es duplicado. O sea, el nuevo sistema mantiene los mismo principios del anterior,
solo presenta una modificación en el aspecto técnico.
Las potencias de las máquinas perforadoras, ahi reside la ventaja fundamental de este
nuevo sistema puesto que permite disminuir notablemente los trabajos de preparación
por tonelada de mineral arrancado. (Ver figura 04).
2.1.4. VENTAJAS
Este método de explotación se caracteriza por poseer las siguientes características:
Es muy económico.
Gran rendimiento.
Ningún consumo de madera ya que no es necesario fortificar.
Buena ventilación.
Gran seguridad durante el trabajo.
2.1.5. DESVENTAJAS
Entre algunas de las desventajas podemos nombrar las siguientes:
Mucha preparación.
No es selectivo (vetas con gran potencia).
Grandes tajeos permanentemente abiertos, la recuperación del pilar no va más
allá del 60%.
2.1.6. METODO DE TALADROS EN ABANICO
La perforación en forma de abanico, se realiza desde las galerías de preparación o de
los subniveles con taladros radiales comprendidos entre 0 y 360 grados. cuyas
longitudes se adaptan al contorno de la mineralización las cuales han sido delimitados
previamente con zondajes diamantinos. La ventaja de este método es el bajo costo de
preparación y la seguridad que ofrece debido a que las secciones son menores con
respecto al LBH. La secuencia de minado son los mismos como para el método LBH.
(Ver Figura 05).
Fig. 05
2.1.7. METODO DE TALADROS PARALELOS (LBH)
EL método se desarrolla principalmente en las operaciones de arranque y las
preparaciones de las cámaras de perforación, pues en general solo se trabaja en dos
subniveles, uno de perforación y otros de extracción. las cámaras se dividen en tres
sectores:
corte inferior, zona de recepción del mineral y de crear la cara libre en el fondo
de los taladros
sector de taladros largos, donde se perforan los taladros de producción
corte lateral, cara libre (slot) vertical, para la voladura. tanto del corte inferior
como de la zona de taladros largos. ( Ver Figura . 06).
Fig. 06
Resumen Método
1. Geometría del YacimientoAceptable Optimo
Forma Cualquiera Tabular
Potencia >5 m >10 m
Buzamiento >45° >65°
Tamaño Cualquiera >10 Mt
Regularidad Media Baja
2. Aspectos GeotécnicoAceptable Optimo
Resistencia (Techo) Incluye poco >500 k/cm2
Fracturación (Techo) Media Baja
Campo Tensional In-situ (Profundidad)
<2000 m <1000 m
Comportamiento Tenso-Deformacional
Elástico Elástico
3. Aspectos EconómicosAceptable Optimo
Valor Unitario de la Mena Bajo NA
Productividad y ritmo de explotación
Alto NA
III. ESTADO COMPARATIVO DEL SUB LEVEL STOPING EN TRES UNIDADES
MINERAS DEL PERU
3.1. UNIDAD MINERA SAN RAFAEL – EMPRESA MINERA MINSUR S.A.
3.1.1. ANTECENTES:
En la unidad de San Rafael a través de los años se ha realizado cambios en los
esquemas organizativos y operacionales con la finalidad de mejorar la productividad y
la rentabilidad de la empresa acorde con el crecimiento del yacimiento y la aplicación
de nueva tecnología.
Teniendo como base una alta gerencia dispuesta a los cambios que tengan que ver
con el desarrollo y modernización de las operaciones en la mina, planta
concentradora, servicios y administración, se llevaron acabo modelos operativos que
permitieron crear una organización más flexible que aumente la energía emocional de
la organización.
Con una cultura organizacional dirigida ha mejorar continuamente los procesos
productivos, y lograr mayor eficiencia con una reducción de costos se incrementó la
producción en el año 1999 de 2000 a 2650TMS/día, remplazándose totalmente los
métodos de explotación convencionales (Shirinkage) por uno de mayor productividad y
introduciendo modelos de gestión en mantenimiento con indicadores en el proceso
productivo y logístico.
OPERACIONES:
El complejo minero San Rafael y la planta de fundición y refinación de Pisco, son las
unidades económicas en las que se desarrollan las actividades productivas de la
Empresa MINSUR S.A.
El yacimiento de San Rafael, a través de su desarrollo se ha ido modificando con el
avance geológico minero; lo que ha permitido en este momento situarlo como uno de
los yacimientos de estaño más importantes del mundo.
Ubicación:
La unidad san Rafael se ubica en el nevado de Quenamari de la cordillera de
Caravaya, un segmento de la cordillera oriental, distrito de Antauta, provincia de
Melgar, departamento de Puno; a una altitud de 4, 530 m.s.n.m , en las coordenadas
geográficas 70º 19’ longitud Oeste y 14º 14’ latitud Sur o coordenadas UTM
357,730E y 85426,570N.
3.1.2. GEOLOGÍA
El yacimiento estañífero de San Rafael se enclava en un stock terciario de
composición monzogranítica, el cual intruyó rocas metamórficas compuestas por filitas
y pizarras de la formación Sandia.
La mineralización es de origen hidrotermal en forma de vetas de relleno de fracturas, y
de remplazamiento en bolsonadas ubicadas dentro del intrusivo.
Los afloramientos de las vetas corresponden a vetas pre-mineral con rumbos
promedio N10°- 60° W y buzamientos entre 40° y 75° NE.
3.1.3. OPERACIÓN MINA SAN RAFAEL
El yacimiento cuprífero-estañifero de San Rafael ha tenido modificaciones de acuerdo
al desarrollo geológico minero que ha permitido en este momento situarlo como uno de
los yacimientos más importantes.
Para llegar a esta situación fue necesaria la mecanización de sus operaciones, con la
innovación de nuevos métodos de minado que permitan cubrir las necesidades de
incremento de producción con alta productividad.
Los nuevos equipos adquiridos para el incremento de producción, han marcado la
pauta en el desarrollo actual de la mina San Rafael. Esta nueva tecnología
acompañada de una capacitación de nuestros profesionales, técnicos y un
planeamiento maestro de la mina han permitido alcanzar una alta productividad de la
mina.
No solo los cambios en la mina hacen posible la actual realidad de San Rafael, sino
también los cambios tecnológicos que se han dado en planta concentradora con
nuevas técnicas sobre gravimetría, molienda y flotación en tratamiento de minerales
de estaño, han permitido optimizar la planta en recuperación y calidad de
concentrados (Ver Figura 07).
Fig. 07
PRODUCCIÓN: Antes de que MINSUR S.A adquiera los derechos mineros en el año
1,977, este yacimiento había producido desde 50 TM/día hasta 250 TM/día. A partir de
ese año se empieza a desarrollar e incrementar la producción, introduciendo cambios
en los métodos de explotación: desde corte y relleno, shirinkage dinámico
convencional, shirinkage dinámico mecanizado y finalmente el actual método Sub
level Stoping con taladros largos, que fue introducido en el año 1,995, y que hasta el
momento se viene implementando. (Ver fig. 08)
3.1.4. METÓDO DE EXPLOTACIÓN
CRITERIOS PARA LA SELECCIÓN DEL METÓDO
La selección de métodos masivos nos enfrenta al reto de la planificación y para ello se
deben tener en cuenta los criterios siguientes:
• Geometría del yacimiento
• Distribución del mineral y sus leyes
• Propiedades geomecánicas del mineral y de la roca
• Aspectos económicos
• Limitaciones ambientales
• Consideraciones sociales
BANQUEO POR SUBNIVELES (SUB LEVEL STOPING) ES UNA APLICACIÓN DE
LOS PRINCIPIOS DE VOLADURA DE TAJO ABIERTO
El método de explotación que se aplica en la mina San Rafael es el Sub Level
Stoping debido principalmente a:
La disposición natural del mineral en el yacimiento en forma de vetas con
ensanchamientos en su estructura denominados bolsonadas o cuerpos, con
buzamientos que oscilan entre 48º hasta 75º.
La potencia de la mineralización en vetas que oscila entre 2.0 m hasta 6.0 m.
y en los cuerpos hasta los 35.00 m. lo cual favorece la aplicación del método.
Las características de la roca encajonante (intrusito, porfido, monzongranitico)
muy competente y de dureza media.
Profundización del yacimiento con mineralización continuada, cuyo acceso es a
través de una rampa principal de 6.0 x 4.0 m2 de sección, gradiente de 10 %.
Fig. 09
El método de explotación se realiza en block mineralizados que tienen una longitud
que varia de 100.00 hasta los 200.00 m. en sus extremos se desarrollan chimeneas
que servirán de cara libre y que estarán ubicadas en la caja techo de la estructura.
En algunos block de mineral se hará necesario preparar una rampa auxiliar de
acceso que nos ayudara a verificar la secuencia de perforación con los taladros largos
así como la voladura acorde con el volumen y ley de mineral disponibles y
requeridas para asegurar la homogeneidad en la calidad del mineral que se
suministra a la planta concentradora ( mas conocida como blending). (Ver figura.09).
La perforación de taladros largos se realizará con 03 equipos de perforación como
son un D.T.H. túnel 60 para perforación radial , un D.T.H. Mustang para perforación
exclusivamente hacia abajo con diámetros de 3 ¾ “ y 4 1/8 “ y un Simba H-1354
que perfora indistintamente hacia arriba o hacia abajo con diámetros de 3” hasta
4 “ . La consecuencia de perforación de taladros largos ha sido diseñado teniendo en
cuenta los siguientes conceptos:
Dejar una distancia de 1.00 hasta 1.50 m. entre la caja techo y la fila del
primer taladro.
Dejar una distancia de 0.50 hasta 1.00 entre la caja piso y la fila del ultimo
taladro (para evitar la dilución por rotura de cajas).
Seguir con malla de perforación actual es decir 3 x 3.5 m. pero se continuará
realizándose nuevas pruebas con la finalidad de disminuir la voladura
secundaria y las vibraciones que nos producen desprendimientos de rocas en
zonas ya explotadas.
La voladura de los taladros largos se realiza progresivamente en forma secuencial
teniendo en cuenta los siguientes aspectos:
Primero se realiza la voladura de la cara libre aprovechando las chimeneas
que se encuentran en los extremos y han sido diseñadas para este fin.
Realizar la voladura en forma escalonada de gradines invertidos que nos
permitirá ejecutar el trabajo en forma segura tanto para el personal como
para los equipos.
El carguio de explosivos se realizará tanto de arriba hacia abajo, como de
abajo hacia arriba dependiendo de la perforación realizada.
A) PERFORACIÓN
La perforación de taladros largos, se realizan con equipos electrohidráulicos de
ultima generación, las longitudes de perforación pueden variar de 15 m hasta
30. m. óptimamente y los diámetros varían desde 03 hasta 4.5, siendo las mallas
de perforación cuadradas y en “ V ”
B) VOLADURA
La voladura se realiza con explosivos de alto poder rompedor empleando para
ello dinamitas, ANFO y emulsiones, en la voladura primaria se estima que se
genera un 20% de mineral sem. - roto complementando con la voladura
secundaria, empleando para ello explosivos del tipo dinamita y emulsión.
C) ACARREO
El acarreo se realiza con equipos LHD Scoop de 6.5 yd3 , los cuales desde los
puntos de carguio de los tajos acarrean el mineral hasta la parrilla de los
echaderos de mineral , los equipos de percusión ( Rompe bancos) reducen los
bancos mayores a 20” x 18” para que pase hacia la tolva, desde ese punto
son transportados mediante los volquetes a la plataforma de acumulación de
mineral en superficie.
D) EXTRACCIÓN DE MINERAL
La extracción de mineral de acuerdo al planeamiento de minado proyectado
debe extraer de la zona intermedia un total de 1 M de toneladas y de la zona
baja 13 M toneladas. El ritmo de producción será de 2,500 TM/día, 70,000
TM/mes y 840,000 TM/año.
La extracción de mineral del yacimiento se realiza mediante la rampa con el uso
de equipos Diesell, siendo estos volquetes de 15 m3 cuya capacidad de
transportes es de 24TM. Los que deben recorrer en la zona intermedia una
longitud promedio de 3,500 m., para el cumplimiento del programa de producción
diario de 2500 TM/día se emplea una flota de 05 volquetes con uno en stand by
los cuales tiene una operación horaria efectiva de 20 horas /día, ello implica que
cada equipo realiza 21 viajes /día y un total de 500 TM/día. Cada volquete.
E) SOSTENIMIENTO
En los By pass y estocadas de los niveles de extracción se colocan pernos de
anclaje con resinas y mallas de protección, este tipo de sostenimiento por tener
costos muy elevados están siendo sustituidos por el Split Set. Esta en `pleno
proceso de evaluación para determinar el monto de ahorro en los costos y la
calidad de sostenimiento que nos de una garantía similar a la de los pernos con
resina.
En cuanto a los niveles intermedios que servirán para la perforación de taladros
largos se realizan dos tipos de sostenimiento el primero similar al descrito
anteriormente y el segundo en la caja techo todo el lateral es perforado a una
longitud de 4.00m. con una malla de perforación de 2 x 1.50 m., en estos taladros
se introducen una barrilla de fierro corrugado de 5/8” y luego se cementa con una
bomba de aire comprimido hechizo.
F) VENTILACIÓN
El sistema de ventilación en la mina en un 60% es natural y es resto mecánico,
todas las galerías mediante la rampa 533 comunican a superficie, de igual modo
las chimeneas; para la red del circuito de ventilación se aprovecha de toda esta
infraestructura, guiando los flujos de aire a los lugares requeridos mediante
puertas de ventilación y cortinas.
3.2. UNIDAD MINERA UCHUCCHACUA - CIA MINAS BUENAVENTURA S.A.
3.2.1.Generalidades
La unidad de producción minera Uchucchacua se subdivide en tres minas, entre ellas
la mina carmen, siendo esta la que agrupa el mayor numero de vetas y cuerpos
mineralizados conteniendo la mayor cantidad de reservas de mineral.
En la mina Carmen en los últimos años se ha encontrado cuerpos de mineral, como el
que le hemos denominado "Magaly" que será explotada por un nuevo método
denominado "sublevel long hole stoping"
3.2.2 . Aspectos Geológicos De Cuerpo "Magaly”
El cuerpo “Magaly” corresponde propiamente a un manto mineralizado, de
reemplazamiento; controlado por estratos calcáreos, de configuración irregular, que
abarca un área horizontal aproximada de 2400 m2 (40 x 60m) en el nivel 450.
La potencia de este cuerpo se estima en 30m. Verticales reconocidos por
Sondajes Pack Sack y chimeneas.
La mineralización en este cuerpo está constituida por silicatos masivos y
escarapelados de manganeso con diseminación irregular de Proustita y tetraedrita,
galena, esfalerita y marmatita como mena; Cuarzo pirita y calcita como ganga.
3.2.3. Aspectos Geomecánicos
A) Requisitos Para La Aplicación Del Método
Cuerpo de buzamiento empinado.
Masa rocosa mineralizada competente.
Masa rocosa de cajas componentes.
Los contornos de la mineralización definida.
La definición de los contornos del cuerpo mineralizado permite un
diseño adecuado de la malla de perforación y voladura por ser
importante el control de la ubicación, alineamiento y longitud de los
taladros.
B) Arreglo Estructural De La Masa Rocosa
El arreglo estructural de la masa rocosa tanto del mineral como de la
roca caliza de las cajas es similar, hay un sistema predominante de
discontinuidades que tiene rumbo casi paralelo al rumbo del cuerpo (E
- W), con altos buzamientos al N y S o subverticales.
En el techo, adicionalmente se puede ver un sistema de
discontinuidades con rumbo paralelo al rumbo del cuerpo y
buzamientos 25º N Y S.
En las cajas Norte y Sur también se observa en cada una de ellas un
sistema adicional de discontinuidades con rumbo diagonal al rumbo
del cuerpo y con altos buzamientos.
Fig. 10
C) Dimensionamiento Geomecánico De Maqaly
Calidad y resistencia de la masa rocosa:
La calidad de la masa rocosa en el mineral se ha estimado como
regular B - RIIIB (RMR 48 promedio), y en la roca de cajas como
regular A - RIIIA (RMR 55 en promedio).
La resistencia compresiva no confinada de la roca intacta en el
mineral se ha estimado en 80 Mpa y en la roca de cajas en 100 Mpa.
La constante considerada tanto para el mineral como para la roca
de cajas es 14.
Fig.11
3.2.4. Minado Por Sub Niveles Con Taladros Largos.
El cuerpo "Magaly" fue cortado por un crucero - 838 - S en el nivel 450 dividiéndolo
verticalmente en dos partes de 15 m. hacia arriba y 15 m. hacia abajo.
Las labores de explotación y desarrollo (galerías, cruceros y chimeneas) configuran un
block de las siguientes características:
Longitud : 60m
Ancho : 40m
Altura : 30m
Densidad : 3Tcs/m3
Tonelaje : 212 000 Tcs
Ley : 17.1 onzas de Ag
Fig. 12
A) Desarrollo y Perforación
Adecuándonos a las labores de exploración hemos ejecutado lo siguiente:
Rampas de acceso (2) de 90m x 2.4m x 2.4m
Sub niveles (4) de 60m x 2.4m x 2.4m
Ampliación de sub niveles (4) de 60m x 15m x 3.5m
Galerías de extracción (1); Draw Points (14) con sus conos.
Chimeneas (4); Cara Libre (Slot Raise): 10m x 15m x 1.5m
Echaderos de mineral (Ore Pass) (1)
Grafico 01. Malla de perforación
B) Explotación
B.1. PERFORACIÓN Y VOLADURA CON TALADROS LARGOS.
Para la explotación por Sub - Niveles con taladros largos se determinó que el equipo
adecuado para la perforación' seria la perforadora para taladros largos (long hall drill
wagon) para perforación radial hasta 3600 desde un solo punto. La marca escogida
fue ATLAS COPCO; el vagón está equipado con una perforadora tipo BBC-120F y
avance de tornillo BMS 46. Las dimensiones de trabajo con la lONG HOLL D.W. son
de 2.00m x 2.40m mínimo; y 3.00m x 3.70m máximo.
Cabe aclarar que la ampliación de Sub - Niveles para obtener el ancho de 15m, no
hubiese sido necesaria, si se hubiese contado previamente con la perforación
requerida, es decir desde una labor (Sub - Nivel) de 2.00m x 2.40m de sección se
podría perforar taladros radiales para una mejor eficiencia pero con la desventaja, de
realizar voladura secundaria por los bancos.
A partir de los Sub - Niveles como en el caso Sub - Nivel “A” del NV-450 y del Sub -
Nivel 435 se hacen taladros verticales hacia arribe de 10m. de longitud con diámetro
de broca de 2 pulgadas (51 mm) se experimentan mallas de 1.00m x 1.00m; 1.50m x
1.50m; 1.75m x 1.75m; 2.00m x 2.00m; Las dos ultimas superaron con éxito el calculo
técnico de espaciamiento y burden; debido a las variaciones del tipo de explosivo y
accesorios de voladura.
Para la voladura con malla de 2.00m x 2.00m se emplea Examón P con iniciador de
dinamita gelatina de 75%, Fanel de 12m y pentacor 3P; todo esto en vez de dinamita
semexa de 65% y Fanel cuando se trabaja con malla de 1.00m x 1.00m.
Grafico 02. Esquema de taladro
C) Sostenimiento
C.1. DESATADO DE LA LABOR.
Verificación Y Control Del Terreno Suelto:
El desatar por abajo o el control del material (roca) suelto con una barretilla constituye
uno de los métodos de fortificación del terreno más importante. Se puede emplear
para controlar en forma local el material suelto y asegurar un área para la instalación
del sostenimiento. Durante este procedimiento de verificación del lugar de trabajo, no
se debe realizar labor alguna que vaya a entorpecer este trabajo importante.
En términos generales, una barra para este trabajo debe ser de unos 0,5m más corto
que la altura del techo y lo suficientemente largo como para permitir que se trabaje sin
tener que esforzarse demasiado y sin tener que exponerse al material que cae.
Tampoco puede ser tan largo como para que se quede pilado uno detrás del otro, lo
que podría hacer que se pierda el equilibro.
El control de terrenos suelto con una barretilla se debe cumplir con las siguientes
pautas:
oBarretillas deben estar al lado del trabajador.
oMantener una base limpia y pareja.
oMantener una vía de escape despejada.
oSondear el terreno meticulosamente.
oAdelantar desde el terreno bueno al malo.
Pernos De Roca Tipo Split Set :
Su utilización no es recomendable bajo las siguientes condiciones:
o En sistemas de reforzamiento permanentes.
o En áreas estrechas o confinadas.
o Donde sea dificultoso controlar el diámetro de los taladros.
o En condiciones de roca suave o muy fracturada.
ANGULO DE LA INSTALACIÓN
Debe tener 90 grados con un máximo de inclinación de 10 grados y la platina debe
colocarse completamente adherida a la superficie de la roca.
Malla De Alambre Para El Sostenimiento Del Terreno
La malla de alambre se puede utilizar junto con todos tipos de pernos para roca, esto
resulta efectivo para sostener las porciones menores de material suelto que se pueden
quebrar entre los pernos. La malla de alambre está disponible en las formas tejida y
electro soldada, ambos tipos se utilizan para el sostenimiento de terrenos junto con
pernos para roca, barra helicoidal, "Split Sets" etc. y se utiliza también como
reforzamiento para shotcrete.
Sistemas Combinados De Elementos De Soporte
La malla de alambre, cuando está bien instalada, puede sostener grandes cantidades
de material, para aumentar el reforzamiento del techo, mejorar la seguridad y la
protección de los trabajadores.
D) Extracción De Mineral
La extracción del mineral roto en los sub niveles se ejecuta mediante un Scoop
Eléctrico Jarvis C. de 2.2Yds3 desde los Draw Points (Puntos de carguio por ventanas)
con un recorrido de 60m como máximo de distancia al “Ore Pass”
3.2.5. Comparación De Perforación y Voladura usando la Long Hole Drill Wagon
Vs. La Upper Drill Wagon.Dril! Waqon.
En el sector del cuerpo “Magaly” se hizo pruebas de perforación y voladura usando la
upper drill wagon Atlas copco de 2 brazos con perforadora COP-89, que permite usar
barrenos de 12 pies (4m.) con diámetro de pastilla de 38mm. Para la voladura se uso
dinamita semexa de 65% de 1 1/8’’ x 7’’ y como accesorio principal Fanel de 4m
El cuadro adjunto a esta página nos detalla los resultados de 4 disparos que
corresponde a la perforación con la Long Hole Drill Wagon y 1 disparo con Upper Drill
Wagon .
Proyección De la Producción
Condición de trabajo Pesimista Promedio Optimista
Malla de Perforación 2.00 x 2.00m 2.00 x 2.00m 2.00 x 2.00m
Tonelaje Compensado:
Por taladros 110 110 110
Taladros Por Guardia 2 3 4
Tonelaje Por Día 440 660 880
Tonelaje Por Mes 11000 16500 220001
20% De Contingencias 8800 13200 17000
3.2.6 Costos de Perforación Y Voladura
Tomando en cuenta el último disparo con LONG Hall D.W. a malla 2.00 x 2.00m y la
prueba con UPPER D.W. a malla 1.00 x 1.00m (máximo) se ha obtenido los siguientes
costos:
TIPO DE COSTO LONG HOLE D.W. UPPER Q.W.i
COSTO DE EQUIPO $/Tcs $/Tcs
PROPIEDAD-EQUIPO 1.58 0.98
OPERACIÓN-EQUIPO 1.35 0.84
Costo de Perforación
DESCRIPCIÓN LONG HOLE DRIL W UPPER DRIL W
COSTO Perforación $/m $/Tcs $/m $/Tcs
ACCESORIOS DE PERF. 2.15 1.09
MANO DE OBRA 2.46 1.32
SUB TOTAL 7.54 0.72 4.21 1.50
Costo de Voladura
COSTO VOLADURA $/m $/Tcs $/m $/Tcs
EXPLOSIVOS 1.80 1.61
ACCES. VOLADURA 0.36 1.06
MANO DE OBRA 0.16 0.38
SUB TOTAL 2.32 0.22 3.05 1.08
TOTAL PERF. +
VOLADURA9.86 0.94 7.26 2.58
3.3. UNIDAD MINERA ISCAYCRUZ - LOS QUENUALES S.A.
3.3.1. UBICACIÓN
Iscaycruz se encuentra ubicada en el distrito de Pachangara, Provincia de Oyón,
Departamento de Lima, a una altura promedio de 4600 m.n.s.m.
La ruta de Acceso es por la Carretera asfaltada Lima, Guacho, Sayán y por la
Carretera afirmada Sayán, Churín, Oyón, Iscaycruz, con una distancia total de 300
Km. Iscaycruz se encuentra en la Cuenca Sedimentaría del Cretaceo en una zona de
fuertes plegamientos y sobre escurrimientos. Las rocas sedimentarias aflorantes
pertenecen a las formaciones Oyón, Chimú, Santa, Carhuaz, Pariahuanca, Pariatambo
y Jumasha.
La mineralogía del yacimiento Iscaycruz se encuentra emplazada en las calizas de la
formación Santa y Corresponde al tipo de Reemplazamiento metasomático con una
inyección hidrotermal tardía conformando mineralizaciones de Zinc, Plomo, Plata y
Cobre.
Las zonas mineralizadas se encuentran formando dos cuerpos tipo manto con
minerales de Mena, tales como Esfalerita, marmatita, galena, calcopirita, calcocina con
gangas de pirita, pirrotita y sílice. Estos cuerpos son bastante homogéneos por los
diferentes ensambles mineralógicos existentes por lo que puede denominarse un
yacimiento completo cuya bondad son las altas leyes de Zinc. Los cuerpos
mineralizados están bien definidos con características propias conocidos como cuerpo
Estela y Cuerpo OIga.
El cuerpo Estela es de geometría tabular lenticular de rumbo N 20º W y buza 85º NE
con una potencia variable de 5 a 30 metros.
El Cuerpo OIga está ubicado en la parte inferior de la formación Santa con una
potencia variable de 5 a 12 metros.
El Cuerpo Tinyag está en la continuación de la formación Santa y cuyo yacimiento es
del tipo Skarn con una potencia promedio de 15 a 20 metros, siendo una roca muy
alterada y que requiere de un sostenimiento adecuado y oportuno (Cimbras Metálicas).
El cuerpo Chupa se encuentra en las calizas de la formación Pariahuanca, es un
yacimiento de tipo skarn con potencia promedio de 20 a 25 metros. Esta es una zona
con una calidad de roca buena.
3.3.2 FISIOGRAFÍA
El área esta ubicado en el flanco oeste de la cordillera accidental de los andes, en las
zonas altas de las 'cuencas del río Huaura, entre una altitud de 4500 y 4900 m.s.n.m
su geomorfología es típica en un modelado glaciar, con una topografía abrupta y muy
accidentada, donde predomina el clima frígido la cual comprende una temperatura
ambiental alrededor de los 15 - 5 ºC
3.3.3 ASPECTO GEOLÓGICO
La geología en la zona minera de Iscaycruz, es muy variada, se aprecia la presencia
de formaciones elásticas, las cuales son Chimu, Santa y Caruaz, estas son tres
formaciones distintas. Esta litología se encuentra emplazadas en el flanco occidental
del anticlinal, que se encuentra ubicado en el oeste, de tal modo que los buzamientos
de cada una de estas formaciones están invertidos. Existe un sistema de fallamiento
post mineral, de extensiones regional. El área de Limpe Centro es reconocido en la
bocamina del nivel 4690" se emplaza longitudinalmente sobre la formación Santa,
bifurcándose de norte a sur al yacimiento principal. El cual es apreciado en superficie.
A) GEOLOGÍA ESTRUCTURAL
El asiento minero de Iscaycruz, está ubicado en el área de pliegues y sobre
escurrimientos siendo el pliegue anticiclinal fallado llamado PICO YANQUE OESTE, el
que esta directamente vinculado en el deposito de mineral, la falla del anticlinal
referido por los cuerpos ESTELA y OLGA.
B) TIPO DE YACIMIENTO
La mineralización de Iscaycruz, es de tipo de reemplazamiento metasomático (proceso
geológico hidrotermal en que uno o vario minerales son sustituidos por el aporte de
nuevos materiales) y esta conformada por minerales de Zinc, plomo, plata y cobre.
El yacimiento consta fundamentalmente de dos cuerpos, denominados ESTELA y
OLGA también definidos y con características propias. Están ubicados hacia los
contactos inferior y superior de la formación Santa, respectivamente. El cuerpo Estela
es de geometría tabular lenticular, con potencia variable de 5 a 30 mts. longitud
aproximada de 250 mt y con una profundidad reconocida de 200 mí. El cuerpo Oiga
tiene una potencia que varia de 8 a 15 mí. Una longitud variable de 100 - 150 mt, y una
profundidad reconocida de 200 mt.
C) LEYES DE CABEZA DEL MINERAL
La ley del mineral de zinc es bastante alta, que favorece enormemente a la empresa,
tanto así que es la segunda ley mas alta en el mundo, teniendo como MENA principal
la esfalerita (ZnS) el cual se llego a reportar hasta un 55% de ley de Zinc.
Normalmente en la mina se tiene ley promedio de:
Zinc : de 13% a 35%
Plomo : de 0.9 a 1.6%
Cobre : de 0.05% a 1.5 %
Plata : de 0.15 a 1.92 Onz/tes.
D) MINERALIZACIÓN Y ALTERACIÓN
La mineralización se produjo en las calizas de la formación Santa, la cual esta
flaqueado por las cuarcitas y areniscas pertenecientes a la formación Chimú y de
Lutitas y Calizas, areniscas calcáreas y de grano fino, pertenecientes a la formación de
Carhuaz.
Fisiográficamente la formación Santa ocupa una Zona de depresión, por lo cual el
afloramiento de esta formación se encuentra cubierto por material aluvial y coluvial,
provenientes de la formación Chimu y Carhuaz.
La zona mineralizada de Iscaycruz se encuentra formada por cuerpos o mantos de
reemplazamiento, esta emplazada en forma discontinua en una longitud de 12 Km., en
una superficie se distribuye en forma de oxido de hierro y manganeso provenientes de
sulfatos primarios, constituidos principalmente de escalerita; marmotita, calcopirita,
galena y algo de argentita. Entre los minerales acompañantes o accesorios que se les
considera como minerales de ganga se tiene a la pirita, covelina, siderita, cuarzo,
especuladita pirrotita y arsenopirita.
Los depósitos de mineral de la pirita masiva asociados principalmente en pirrotita y
marcasita, son ocasionalmente enriquecidos con asfalerita y galena.
Los minerales del depósito tipo Scarn son de tremolita granate, epidota, cuarzo.
Las alteraciones más notables de las rocas encajonantes del depósito son la
agilización, sericitización, silicificación, sideritización y dolomitización.
3.3.4. ESTRATIGRAFÍA
FORMACIÓN OYÓN
Su estrategia esta constituida de lutitas gris oscuras con horizontes de areniscas
y mantos de carbón antracita en la zona transicional a la formación chimu.
FORMACIÓN CHIMU
Consiste de una ortocuarcita de grano medio, textura masiva de color
blanquecina, fracturada y diaclasada.
FORMACIÓN CARHUAZ
Esta formación consiste en lutitas y areniscas de color marrón, rojas y
amarillentas. En Iscaycruz se localiza en la parte central y al oeste de la
formación Santa, formando parte del flanco occidental del anticlinal Pico Yanqui
Oeste.
CARACTERÍSTICAS GEOMECÁNICAS DEL NASISO ROCOSO
De acuerdo a la clasificación de Bienyawski las cuarcitas de la formación Chimu
presentan una buena consistencia (61 - 80 RMR), y las rocas de mineralización
de la formación Santa, son muy deleznable, presentando una mala consistencia
(20 - 40 RMR).
3.3.5. MINADO
A) MÉTODO DE EXPLOTACIÓN
Actualmente el método de Explotación usado en Iscaycruz es el método de subniveles
con Relleno Cementado.
B) DESCRIPCIÓN DEL MÉTODO DE MINADO
La mala condición geomecánica de los cuerpos Mineralizados, ha subdividido a los
cuerpos en subniveles con un máximo de 12 metros de altura y 6 metros de ancho.
La Dosificación de Cemento al relleno según el diseño inicial era de 5.5% (125 kg/m3)
logrando abrir tajos de 18 metros de alto y hasta 6 metros de ancho en las zonas más
competentes.
El acceso a los subniveles es a través de una rampa principal construida en la caja
techo de los cuerpos mineralizados para continuar con un acceso principal (caja techo)
en dirección perpendicular a la orientación de los cuerpos mineralizados.
A partir del acceso principal se ejecuta una galería paralela a la orientación del cuerpo
una vez delimitado el cuerpo se procede a su explotación en retirada mediante la
ejecución de Cruceros tanta en el nivel superior como en el inferior.
Una vez completada la construcción de los cruceros (caja techo a caja piso) se inicia la
comunicación vertical (12 metros) entre ambos subniveles retirándose el mineral y
procediéndose de inmediato a rellenar el espacio vacio dejado entre ambos por la
comunicación, de igual forma se procederá a explotar los tajeos laterales una vez que
haya transcurrido el tiempo de fraguado.
Al cumplirse este periodo (7 días) se ingresa al crucero siguiente de la misma forma
que en crucero primario, este procedimiento continúa hasta recuperar todo el mineral
entre los dos subniveles de operación.
El éxito del método radica en el estricto paralelismo de los cruceros (entre los
subniveles) en la rapidez con que rellenen los espacios y la calidad del relleno
cementado, para esto se cuenta con un laboratorio de concreto para controlar las
variables de operación del relleno cementado por ser este el rubro de costo en mina.
C) STANDARD PARA LA PERFORACIÓN DE TALADROS LARGOS
Para un adecuado control de perforación y un eficiente control denominado se respeta
el siguiente standard:
1. Geología determina los límites económicos y mineralizados del tajeo, caja techo,
caja piso del contacto de mineral a través de los taladros diamantinos de
delimitación.
2. Planeamiento programa el tajo a minarse en función al tiempo de fraguado de
relleno Agred FiII, %de Cemento empleado, resistencias comprensivas de relleno
y de acuerdo a la secuencia de minado.
3. Topografía marca los cruceros de preparación inferior y superior el cual es
controlado por geología hasta llegar a los contactos o límites.
4. Topografía levanta topográficamente la labor y genera una sección transversal o
longitudinal entre el nivel superior e inferior del tajo y entrega a planeamiento y
geología. Geología entrega los planos del tajero con los contactos reales.
5. Planeamiento con la información topográfica de los Xc superior, inferior, el o los
tajos adyacentes rellenados y la sección geológicas, diseña la malla de
perforación ascendente o descendente de acuerdo con mina (B x E = 1.8mt x 2.2
mt o 2m x 1.5m) dependiendo de la calidad del terreno y entrega a topografía,
Perforista y Supervisor de Mina.
6. Topografía marca en el tajeo las filas y eje de Perforación de taladros largos.
7. Mina ejecuta la perforación de los taladros largos respetando el plano de
perforación.
8. Planeamiento verifica los taladros perforados durante y después de la perforación.
9. Mina procede con la Voladura y con la Limpieza del tajeo, empleando scooptram a
control Remoto.
10. Terminado la Limpieza del tajeo por parte de la operación mina se comunica a
topografía.
11. Topografía realiza el levantamiento topográfico del tajeo con el sistema
OPTECH.
12. Topografía procesa el tajeo levantado y genera un sólido en tres dimensiones
del tajeo Minado y entrega a planeamiento.
13. Planeamiento procesa esta información topográfica con la información anterior
de los tajos adyacentes y con la información que se observa en el terreno,
genera el reporte de dilución y recuperación del tajeo y entrega a Geología y a
mina.
14. Geología con esta información calcula la Dilución y obtiene las leyes de
producción en función a la dilución de caja o relleno.
15. Topografía actualiza el tajeo Minado en los archivos electrónicos (DATAMINE y/o
AUTOCAD) para que las áreas de planeamiento, Geología, Ventilación y
Mecánica de Rocas, actualicen información.
16. Planeamiento con el levantamiento de 3D del tajeo, genera el programa del
siguiente nuevo tajeo.
PROGRAMA DE MINADO OLGA - ESTELA SUPERIOR
MES: ABRIL
NIVEL TAJO VOLUMEN (m3) TONELAJE (TMS)
Nv + 6 al Nv + 5 TJ - 906 288 1008.0
Nv + 1 al Nv + O TJ - 814 278 973.0
Nv + 3 al Nv + 2 TJ - 766 278 973.0
Nv + 5 al Nv + 3 TJ - 890/886 417 1460.0
Nv + 6 al Nv + 5 TJ - 910 222 777.0
TOTAL 1483.0 5191.0
OBSERVACIÓN: Densidad del Minera 3.5 TON/m3
D) EQUIPO DE PERFORACIÓN
La Empresa Especializada URC minería y Construcción. En los trabajos de la
Explotación del Cuerpo Oiga y Estela Superior, para la perforación de taladros largos
cuenta con un equipo de Perforación de las siguientes características:
NOMBRE : PIT BULLS
MODELO : RAPTOR
SISTEMA DE FUNC. : ELECTRO HIDRÁULICO
Nº PERSONAS : 2
LONGITUD DE TALADRO : 12 metros
TIPO DE ROCA : Mineral Masivo Esfalerita - Skarn
PRESIÓN DE PERCUSIÓN : - 160 bar alta
- 130 bar baja
PRESIÓN DE AVANCE : 75 - 80 bar
PRESIÓN DE AGUA : 4 - 5 bar
ROTACIÓN : 120 -140 rpm.
PERFORADORA : COP 1238 ME
LOGN. BARRA : 1.5 mt, 1.2 mt.
DIÁMETRO BROCA (pulg) : 2.5 (64 mm)
ALTURA DE PERFORACIÓN : 3.2 metros
ANCHO DE LA GALERÍA DE TRANSPORTE: 3.0 metros
VELOCIDAD DE PENETRACIÓN: 32 m/hr.
Fig. Malla típica en tajeos.
E) PERFORACIÓN Y VOLADURA DE CHIMENEA VERTICAL
Para obtener una Cara libre se perforan taladros descendentes o ascendentes hasta
una longitud de 10 metros de acuerdo a la siguiente malla de perforación y voladura.
JRCminería y construcción -ISCAYCRUZ
EXPLOTACIÓN OLGA - ESTELA SUPERIOR
MES: ABRIL
NIVEL LABORTMS %DE
CUMPLIMIENTOLEY(%) RELLENO (m3) OBSERVACIONES
PROGRAMADO REALIZADO
+6 al +5 TJ - 906 1008.0 1009.75 100.17 % 7% Zn 615.0 -
+1 al +0 TJ - 814 973.0 906.58 93.17 % 20% Zn 450.0 Terreno Inestable.
+3 al +2 TJ - 766 973.0 973.35 100.03 % 8% Zn 504.0 Se topeó con 45m3
+5 al +3 TJ-890/886 1460.0 1314.32 90.02 % 7.5 % Zn 666.0Se hizo la voladura por los 2 a
niveles superior e inferior
+6 al +5 TJ-910 777.0 - - - -Queda preparado por
problemas con Equipo.
TOTAL 5 191.0 4 204.00 80.9% 2235
JRCminería y construcción -ISCAYCRUZ
EXPLOTACIÓN OLGA - ESTELA SUPERIOR
INDICADORES OPERATIVOS DE MINADO
Nivel LaborNº de
taladros
Long. Tal.
(metros)
Cordón
detonante
Cartucho
1 ½ x 8’’Anfo (kg.)
Total carga
(kg)Faneles
Factor de
potencia
(kg/tm)
+ 6 al +5 TJ-906 24 11 20 24 375 381.2 24 0.38
+ 6 al +5 TJ-814 9 7 10 24 100 106.2 9.0 0.1
+ 6 al +5 TJ-766 16 12 15 24 500 506.2 18.0 0.52
+ 6 al +5 TJ-890/886 36 22 40 48 800 812.4 36 0.62
+ 6 al +5 TJ-910 - - - - - - -
PROMEDIO 21 451.5 0.40
OBSERVACIÓN: El TJ - 890/886 tiene una altura de 22 m y se minó en dos etapas.
F) ACARREO
La CIA Minera Iscaycruz, realiza los trabajos de manipuleo de mineral utilizando
las ventajas del sistema trackles, con una mayor capacidad y productividad que
el sistema convencional por rieles que actualmente se utiliza la locomotora con
accionamiento a línea troley para la extracción.
Tales es así que esta mecanización usada en la mina ha utilizado en la mina ha
optimizado la producción diaria, comparando en sus inicios con otro método de
explotación empleada.
La compañía dispone en la actualidad de 8 scoops, todo ello con el sistema
hidráulico.
El rendimiento que tiene los equipos para remover el mineral, desmonte y relleno
depende mucho de:
La eficiencia y maniobrabilidad del operador.
El buen funcionamiento del equipo, con un mantenimiento adecuado.
Dificultades del terreno, ya sean por la presencia de gradientes,
presencia de sinuosidades, terreno fangoso y por las demoras causadas
por la inestabilidad del terreno, por lo que es necesario recurrir al control
remoto.
Longitud y distancia de recorrido.
Para el cálculo de rendimiento horario de cada Scoop, se solicitó los
datos a los diferentes departamentos, sobre las propiedades físicas del
material a ser transportado, estos son:
o Ciclo de operación: Tiempo de ida, carga y descarga y vuelta.
o Otro problema que es muy frecuente es la parada por fallas
mecánicas, debido al trabajo intenso que se realiza.
F.1 CÁLCULO DE EFICIENCIA Y RENDIMIENTO:
CAPACIDAD DE CUCHARA = Capacidad (m3) x p. e. (material) x factor de
llenado.
Eficiencia Capacidad de cuchara
Ciclo total (hr)
Para el cálculo de rendimiento horario de cada Scoop, se solicitó los datos a los
diferentes departamentos, sobre las propiedades físicas del material a ser
Transportado, esos son:
Material Peso específico
Mineral insitu 3.6 Tn/ m3
Mineral suelto 2.7 Tn/ m3
Desmonte 2.6 Tn/ m3
Relleno 2.4 Tn/ m3j
Shotcrete 22.2 Tn/m3
RESUMEN
1. TIEMPO DE CARGA - DESCARGA Y VELOCIDAD EN INTERIOR MINA
Nº
SCOOPOPERADOR
TIEMPO min:segVELOCIDAD
CARGA DESCARGA
3161 ALGA 00:17 00:12 2.05
3161 MENA 00:15 00:15 2.00
3161 GUILLEN 00:21 00:15 1.87
2. TIEMPOS DE CICLO/VIAJE DE ACUERDO A DIFERENTES DISTANCIAS
Nº
SCOOP
OPERADO
R
TIEMPO DEL CICLO (mim: seg.)
20m 40m 60m 80m 100m 120m 160m 200m 250m
3161 ALGA 00:25 00:49 01:14 01:38 02:03 02:27 03:16 04:05 05:06
3161 MENA 00:26 00:53 01:19 01:45 02:11 02:38 03:30 04:23 05:28
3161 GUILLEN 00:34 01:08 01:42 02:16 02:49 03:23 04:31 05:39 07:04
3. NUMERO DE VIAJES IHR DE ACUERDO A DIFERENTES DISTANCIAS
Nº
SCOOPOPERADOR
TIEMPO DEL CICLO (mim: seg.)
20
m
40
m
60
m
80
m
100
m
120
m
160
m
200
m
250
m
3161 ALGA 144 73 49 37 29 24 18 15 12
3161 MENA 38 68 46 34 27 23 17 14 11
3161 GUILLEN 106 53 36 26 21 18 13 11 8
4. EFICIENCIA (Tn / Hr) - DESMONTE (RELLENO)
N°
SCOOPOPERADOR
TIEMPO DEL CICLO (mim: seg.)
20
m
40
m
60
m
80
m
100
m
120
m
160
m
200
m
250
m
3161 ALGA 1008 511 343 259 203 168 126 105 84
3161 MENA 966 476 322 238 189 161 119 98 77
3161 GUILLEN 530 265 175 130 105 90 65 55 40
EFICIENCIA (Tn/ Hr) - MINERAL
Nº
SCOOPOPERADOR
TIEMPO EDEL CICLO (mim: )
20m 40m 60m 80m 100m 120m 160m 200m 250m
3161 ALGA 1152 584 342 296 232 192 144 120 96
3161 MENA 1004 544 368 272 216 184 136 112 88
3161 GUILLEN 636 318 210 156 126 108 78 66 48
G) TRANSPORTE
Una vez que se realiza el acarreo y limpieza de una frente de exploración ya sea
de mineral o desmonte, este es conducido mediante las chimeneas de extracción
(ore pass) hacia la tolva ubicado en el nivel de extracción, para que luego pueda
ser llenado a los carros mineros de la locomotora, la cual llevará el mineral a la
cancha para que posteriormente pueda ser tratado metalúrgicamente.
Prácticamente es aquí donde termina el ciclo del minado.
G.1 VENTAJAS DE TRANSPORTE POR LOCOMOTORA:
Mayor productividad que otros tipos de transporte.
Bajo costo de operación mantenimiento.
Alta velocidad y puede graduarse su velocidad.
G.2 DESVENTAJAS DEL TRANSPORTE POR LOCOMOTORA:
Alta inversión de capital.
Alto costo de instalación.
Requiere necesariamente facilidades para su mantenimiento.
G.3 SISTEMA DE FUNCIONAMIENTO
TOLVAS: Son de accionamiento neumático, tiene una compuerta el cual es
controlado por el ayudante “Chutero”, impidiendo que pase una cantidad mayor a
la capacidad del carro.
El problema en las tolvas que conllevan a la demora del ciclo de extracción
es causado debido al echado de:
o Demasiado fino
o Mineral húmedo
o Cantidad de bancos
SEMÁFOROS: Cuentan con un sistema de semáforos el cual indica a los
Scoops y Volquetes cuando se va ha echar la carga, generalmente esta en rojo
cuando hay problemas en Ia tolva por atoros y sobre acumulación, y la luz verde
significa que puede ser descargado el mineral.
LOCOMOTORA: La línea Trofley es un conductor de cobre de bases aisladores,
con un calibre de 4/0 AWG que recorre por la parte superior v central del nivel de
extracción, con una tensión de 250 v de corriente continua
G.4 CAPACIDAD DEL CARRO
Capacidad del carro = Volumen x pe (material) x factor de llenado
Actualmente la locomotora trabaja con 11 carros de tipo Grany, con un vaciado
lateral para evitar que el mineral húmedo se adhiere al carro y así se pueda
descargar todo el material transportado. Sus dimensiones son:
Largo = 2.71 m
Ancho = 1.34 m
Altura (sin rueda) = 0.93 m
Volumen del carro (2.71 x 1.34 x 0.93) = 3.38 m3
3.3.6 RELLENO
El adelanto en el mejoramiento del relleno cementado, dará un mejor resultado
mediante la presentación de varios estándares de uso, en lugar de "prácticas
comunes". En este aspecto se considera que los sistemas inferiores son
suficientes para sus propósitos, pero estas recomendaciones se proponen
tomando como base lo que "debería hacerse" y por lo tanto responsabilidad del
usuario considerar lo que "debe" aplicar, según las especificaciones de su
trabajo y ver los resultados específicos que se obtengan.
A) MATERIALES
AGREGADOS
Los agregados finos y gruesos, al descargarse en la tolva dosificadora por peso,
debe ser de buena calidad, uniformes en granulometría y contenido de
humedad, siguiendo las especificaciones relativas a la selección, preparación y
manejo adecuado de los agregados.
AGREGADOS GRUESO; Se obtiene de canteras con agregados cuarcíferos, las
cuales son separados en la planta de concreto de la siguiente manera:
Grava: Diámetro de 1 ½ pulg.
Gravilla: Diámetro de ¼ pulg.
AGREGADO FINO: para el relleno se obtiene de la cantera de Tinyag, arena
que tiene la propiedad de tener demasiado porcentaje de absorción de agua y
por lo tanto demasiado contenido de humedad, provocando una difícil
adherencia al cemento, sus propiedades son:
Peso específico: 2.042 gr/cm3
Porcentaje de absorción. 2.04%
Porcentaje de humedad: 11.5%
Para el shotcrete es obtenido de las canteras con agregados cuarcíferos con
un diámetro de ¾ de pulg.
V. RESULTADOS
Cuadro Nº 01. Cuadro Comparativo de Producción de tres
Unidades mineras.
PRODUCCIONUnidad Minera
UCHUCCHACUA
Unidad Minera
SAN RAFAEL
Unidad Minera
IZCAYCRUZ
Producción TM/Año
212,000 840,000 1 256,000
Producción TM/ Mes
16500 70,000 104,700
Producción TM/ Día 660 2500 3500
Cuadro Nº 02. Cuadro Comparativo sostenimiento de tres
Unidades mineras.
SOSTENIMIENTOUnidad Minera
UCHUCCHACUAUnidad MineraSAN RAFAEL
Unidad MineraIZCAYCRUZ
Pernos de roca Split Set.
Si Si Si
Malla de alambre Si Si Si
Perno de anclaje - Si -
Cuadro Nº 03. Cuadro Comparativo de Equipos de Perforación de tres
Unidades mineras.
PERFORACIÓNUnidad Minera
UCHUCCHACUA
Unidad Minera
SAN RAFAEL
Unidad MineraIZCAYCRUZ
Equipos
Long. Holl Drill
WagonD.T.H
Mustang
Pit Bulls Raptor
Boomer H-281
Simba H-357
Malla de Perforación 1.00 x 1.501.75 x 1.752.00 x 2.00
3.00 x 3.501.80 x 2.202.00 x 1.50
Cuadro Nº 04. Cuadro Comparativo de equipos de extracción de tres
Unidades mineras.
ITEMSUnidad Minera
UCHUCCHACUAUnidad MineraSAN RAFAEL
Unidad MineraIZCAYCRUZ
Equipos de extracción
Scoop elctrico Jarvis C. 2.2
Yd3
Scoop 6.5 Yd3
Scoop 3 Yd3
Equipo de acarreoLocomotora Volquetes de
15 m3Locomotora
Cuadro Nº 05. Cuadro Comparativo de sistemas de perforación en
tres Unidades mineras
SISTEMA DE PERFORACIÓN
Unidad MineraUCHUCCHACUA
Unidad MineraSAN RAFAEL
Unidad MineraIZCAYCRUZ
Sistema taladros paralelos
si si si
Sistema taladros en Abanico
si si
VI. CONCLUSIONES
Teniendo en cuenta los objetivos planteados y los resultados obtenidos, se llego
a las siguientes conclusiones:
El estado comparativo de las tres unidades mineras, por el método de
explotación que utilizan ( Sub Level Stoping), tienen una alta
productividad y rendimiento por metro perforado, bajos costos perforación y
voladura.
Se ha determinado una alta eficiencia en los sistemas de perforación
(paralelo y abanico) en las tres unidades mineras.
La adecuada utilización de los sistemas de perforación paralelo y abanico
permiten una alta productividad y una dilución controlada.
VII. RECOMENDACIONES
Se recomienda realizar la optimización de las etapas de minado, con el cual
se logrará bajar los costos de operación y maximizar la productividad.
Se debe realizar un eficiente control en la etapa de voladura para no tener
problemas en la fragmentación del mineral y en la obstrucción en los
embudos de extracción.
Realizar estudios para mejorar el problema de apelmazamiento del material
disparado, por su caída de gran altura.
Se debe contar con los repuestos de los equipos en mina para evitar las
paras prolongadas, que afectarían los costos de producción en este método.
VIII. REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS
1.- Agreda Carlos. “curso de modelizacion
Matemática de la
Voladura de rocas”.
Sociedad Peruana de Perforación y
Voladura de Rocas.
Lima 1993.
2.- Ayala Euler. “Informe de Practicas Pre
Profesionales CIA. MRA. Minsur
S.A – San Rafael”
Ayacucho 2003.
3.- Lavado Marcelo. “Aspectos Geológicos de la mina
Uchucchacua.”
Trabajo realizado por la CIA de
Minas Buenaventura. 1ra Edición;
Perú; marzo 1996.
4.- Palomino Armando. “Informe de Practicas Pre
Profesionales CIA. MRA. Los
Quenuales S.A – Iscaycruz.”
Ayacucho 2004.
5.- Ponce Bacilio. “Explotación por Subniveles.”
Trabajo de investigación.
1ra. Edición; Perú 1989
6.- Robles Nerio. “Excavación y sostenimiento de
túneles en roca”.
CONCYTEC. Lima 1994.
7.- Universidad Nacional del Altiplano. “Métodos y casos prácticos”
Puno 1999.
VIII. ANEXOS
