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Minado de vetas auriferas marsa

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  1. 1. Ing° LUIS A. ARAUZO GALLARDO SUPERINTENDENTE MINA MINADO DE VETAS AURIFERAS SUB-HORIZONTALES 4to CONGRESO NACIONAL DE MINERIA DESARROLLO SOSTENIBLE Y DESCENTRALIZACION ICA - SETIEMBRE - 2002
  2. 2. CONTENIDO I. RESUMEN II. UBICACIÓN Y ACCESIBILIDAD III. GEOLOGÍA IV. DESCRIPCIÓN DE OPERACIONES V. MINADO DE VETAS AURÍFERAS V.1 Corte y Relleno Ascendente V.2 Cámaras y Pilares V.3 Método de Explotación Selectivo “Circado” VI. ASPECTOS RELEVANTES EN LA EXPLOTACIÓN DE ORO VI.1 Dilución y Selectividad VI.2 Barrido de Finos VII. SOSTENIMIENTO DEFINITIVO VII.1 Relleno Hidráulico VII.2 Respuesta a las Subsidencias en el Macizo Rocoso CONCLUSIONES AGRADECIMIENTOS BIBLIOGRAFIA ANEXOS ANEXO A Cuadro 1 : Clasificación del Macizo Rocoso Cuadro 2 : Parámetros de Resistencia de la Roca Cuadro 3 : Máximas Aberturas Permisibles Cuadro 4 : Sostenimiento Recomendado ANEXO B Diseño de Pilares por la Teoría Tributaria FIGURAS Figura 1 : Corte y Relleno Ascendente Figura 2 : Cámaras y Pilares Figura 3 : Circado GRÁFICOS Gráfico 1 : Rendimiento TMS/hg – Año 2001 Gráfico 2 : Rendimiento TMS/hg – Año 2002 FOTOS Foto 1 : Instalación de Pernos de Anclaje Foto 2 : Sostenimiento Temporal con Gatas Hidroneumáticas
  3. 3. IV Congreso Nacional de Minería – Ica Setiembre 2,002 I. RESUMEN Minera Aurífera Retamas S.A., viene desarrollando sus operaciones dentro de la franja aurífera del Batolito de Pataz, que involucra la explotación de vetas con buzamiento que varía de 10° a 45°. Se vienen avanzando labores de exploración y desarrollo en el orden de 1700 m/mes. La Planta de Beneficio trata 1,250 TMS/día, con ley de cabeza cercano a 13 Au gr/TM. Las zonas de enriquecimiento (ore shoot) están determinados por varias vetas, las cuales tiene sus propias características que hacen de la explotación uno de los retos más importantes, debido a la irregularidad de la geometría y distribución de valores, más aún, por los efectos tectónicos locales y regionales que desplazan desde algunos metros a más de 100 m. La explotación en vetas sub horizontales, implica no solo hacer económico la empresa, sino también alcanzar una recuperación mayor al 98% de las reservas minables, reduciendo la dilución a 12%, consiguiendo ello con una rigurosa selectividad; barrido, lavado y aspirado del mineral fino. Los tajeos de explotación están limitados por chimeneas de exploración y desarrollo, cuyas dimensiones son de 40 m x 60 m. Las labores preparatorias básicas consiste en desarrollar un by pass en la caja piso paralelo al rumbo de la veta, para luego levantar los echaderos de mineral y desmonte. La explotación por “Corte y Relleno” o “Cámaras y Pilares”, se inicia desde un sub nivel “base” dejando un puente de 3 m., a la galería. En el ciclo de trabajo, se emplean perforadoras jack-leg y winches eléctricos de arrastre. Es necesario la aplicación de mecánica de rocas, para el cálculo de las aberturas permisibles, tiempos de autosoporte, elección del método de explotación, siendo el soporte definitivo el relleno hidráulico, donde los sólidos tienen una mezcla de agregados de –1/2”φ con relave de la fracción gruesa en proporción de 1:1, logrando una resistencia a la compresión de 5 kg/cm2 , y como sostenimiento temporal; gatas hidroneumáticas, puntales de madera y ocasionales pernos de anclaje con resina. Los rendimientos están en relación directa a la potencia de veta, variando de 4.1 a 1 TMS/h-g, los que se vienen optimizando con el diseño de explotación. En algunos tajeos de vetas angostas, se aplica “Circado”. Finalmente, el costo de producción mina promedio está en el orden de 33.20 US $/TM, que representa 69.70 US $/oz. MINADO DE VETAS AURÍFERAS SUB HORIZONTALES
  4. 4. II. UBICACIÓN Y ACCESIBILIDAD II.1 Ubicación La Mina Gigante se halla situada en el Anexo de Llacuabamba, distrito de Parcoy, provincia de Pataz y departamento de La Libertad, emplazada en las vertientes del flanco Oriental de la Cuenca hidrográfica del Marañón, sector Norte de la Cordillera Central. II.2 Accesibilidad Se puede llegar al área de operaciones de la siguiente forma: Lima - Trujillo 562 Km., asfaltado Trujillo - Chirán 34 Km., asfaltado Chirán - Chagual 307 Km., carretera Chagual - Mina Gigante 70 Km., carretera Por vía aérea : Lima - Chagual aprox. 1 hr 30’ Trujillo - Chagual aprox. 0 hr 45’ III. GEOLOGÍA La zona aurífera de Parcoy, Gigante y Buldibuyo ( considerado como distrito minero ), está ligada a una faja de rocas intrusivas conocida como “Batolito de Pataz”, que cortan a los esquistos, filitas, pizarras y rocas metavolcánicas del Complejo Marañón. El batolito se extiende 50 Km, entre Vijus al Norte y Buldibuyo al Sur, con ancho promedio de 2.5 Km. Las zonas de fallamientos y fracturamientos pre-existentes dentro del intrusivo, han servido de canales de circulación de las soluciones mineralizantes hidrotermales, depositándose en las “trampas” estructurales, dando lugar a la formación de vetas. Posteriormente han sido falladas y plegadas en más de dos eventos tectónicos; razón por la cual, se presentan irregulares en su comportamiento estructural y continuidad. Fallamiento Se han diferenciado tres sistemas principales de fallamientos : Sistema de Fallamiento NW-SE ( Longitudinales ) Sistema de Fallamiento NE-SW a N-S ( Diagonales ) Sistema de Fallamiento Principal E-W o Fallas Mayores ( Transversales ) En este último sistema, las estructuras desplazan hasta 100 m., en vertical y 300 m en horizontal ( sinextral ), siendo el bloque Norte el que cae o hunde. Mineralogía La mena está constituída por pirita aurífera, que se presenta acompañada de arsenopirita, galena y marmatita en proporciones menores; también consideramos el cuarzo sacaroide como mineral de mena por hospedar oro libre.
  5. 5. Como mineral de ganga se tiene cuarzo lechoso (primer estadío), calcita, caolín, chalcopirita, etc. IV. DESCRIPCIÓN DE OPERACIONES El nivel de producción de mineral es de 1,250 TMS/día, con ley promedio de 13 Au gr/TM. Las operaciones están distribuídas en 25 niveles principales, entre las cotas 4,100 y 2,950 m.s.n.m. El laboreo minero es netamente convencional, debido a la irregularidad de la geometría del yacimiento como a su distribución de valores. V. MINADO DE VETAS AURÍFERAS SUB HORIZONTALES MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN El minado o explotación de mineral cumplen tres requisitos; debe ser dinámico, seguro, económico y a la vez tener una alta recuperación, que nos permita reducir los costos en cada una de las fases de minado. V.1 CORTE Y RELLENO ASCENDENTE Descripción El inicio de la explotación es a partir del subnivel base, dejando un puente de 3 m, respecto a la galería principal. Se realiza una cámara central el que servirá como cara libre para realizar la explotación ; en vetas con buzamiento mayor de 30°, se realiza en cortes horizontales empleando como sostenimiento temporal puntales de madera, gatas hidroneumáticas, pernos y cuadros de madera de forma ocasional o sistemática dependiendo de la calidad de roca de la caja techo. Concluido los cortes horizontales, se procede a la limpieza o aspirado del mineral fino, el cual es llenado a sacos de rafia para su posterior envío a Planta. Seguidamente, se construyen los tabiques para el proceso de relleno hidráulico; a medida que se rellena se van recuperando las gatas, hasta el término de la abertura. Durante el avance ascendente de la producción, se deja pilares de 3m x 5m, adyacente a las chimeneas principales y un puente de 3m x 20m paralela a la galería, los cuales son extraídos al final de la explotación del tajeo. Las razones para seleccionar este método es: la competencia regular de la roca caja techo, la geometría irregular de las vetas, la disposición de los desechos mina, alta ventilación en los tajos de explotación y la prevención de subsidencias con el uso de relleno (ver fig. 1 del anexo). Condiciones de Aplicación Geometría del yacimiento: - Forma : Irregular - Potencia : variable; >0.50 m - Buzamiento : 30° - 40° - Altura litostática : 200 m - 600 m.
  6. 6. Criterios Geomecánicos de Aplicación De acuerdo a las condiciones geomecánicas del macizo rocoso de la caja techo se diseña las aberturas máximas permisibles, el tiempo de autosostenimiento de la labor y el sostenimiento a aplicarse. La masa rocosa ha sido clasificado por el índice Q del NGI y el índice RMR del CSR llegando a determinar los tipos de roca A, B, C y D, las propiedades físicas y de resistencia de la roca han sido estimados a partir de ensayos de laboratorio y del índice de resistencia geológico GSI que se relaciona con los índices Q y RMR. El criterio de falla empleado es el de Hoek-Brown. El método de Corte y Relleno Ascendente es aplicable para los tipos de roca A, B, C y D, que corresponden a los índices de calidad de roca de: RMR = 47-65, 44-47, 35-44, 23-35 y Q = 1.5-9.5, 1.0-1.5, 0.4-1.0, 0.10- 0.40, respectivamente. Los parámetros de resistencia de roca, pueden apreciarse en el cuadro 1 y 2 del Anexo A. Parámetros de Diseño de la roca Roca encajonante : Granodiorita Densidad de roca γ, (tn/m3 ) : 2.7 Densidad del mineral γ, (tn/m3 ) : 3.0 Angulo de fricción, φ (°) : 31-40 Cohesión, c (Mpa) : 0.29-4.0 Módulo de Young, E (Mpa) : 2,510-30,000 Módulo de Poisson, v : 0.25 Parámetros Geométricos del Método Dimensiones del sub block (m) : 20 x 30 Número de cortes horizontales : 5 Longitud de cortes horizontales (m) : 14 Ancho de cortes horizontales (m) : 5 Altura de cortes horizontales (m) : 1.20 m Dimensiones de los Pilares temporales (m) : 3 x 5 y 3 x 20 Aberturas permisibles Han sido calculados utilizando la ecuación (Barton, 1974), se toma el valor de ESR = 4, correspondiente a aberturas temporales. Abertura Máxima (m) = 2 ESR Q 0.4 Las aberturas máximas han sido evaluados teniendo en cuenta la calidad de la roca y el tiempo máximo de autosoporte. Por intermedio de los índices de calidad críticos o teóricos Q’ es posible determinar la necesidad de sostenimiento, si éstos están por debajo del índice de clasificación Q, entonces no es necesario sostenimiento adicional. Q’ = (Ancho Labor / 2 ESR)2.5 Las máximas aberturas permisibles estimadas para los tipos de roca A, B, C y D son : 9.5 - 20m, 8.0 - 9.5m, 5.5 - 8m, 3 – 5.5m ; y los tiempos de auto-sostenimiento son de: 1-2 semanas, 3 días-1 semana, 10 hrs-3 días, 1hr – 10 hrs, respectivamente.
  7. 7. Es necesario indicar que estos resultados son indicativos (ver los cuadros 3 y 4 del anexo A). Diseño de Sostenimiento El sistema adecuado de sostenimiento está constituido por los elementos: puntales de madera, gatas hidroneumáticas y pernos cementados de acuerdo a las evaluaciones geoestructurales y geomecánicas del macizo rocoso. Para el diseño de sostenimiento en una zona potencialmente inestable en terreno estratificado laminar o falsa caja, con un espaciamiento promedio de discontinuidades de 1.2 a 1.50 m. Se utilizó las siguientes relaciones. 1.- Cálculo del block muerto: T= γ*h*S2 Donde, T = Peso del block muerto ( Tn ) γ = Peso unitario de la roca ( Tn / m 3 ) S = Espaciamiento entre el elemento de sostenimiento en dirección longitudinal y transversal ( m ) 2.- Capacidad de Soporte del elemento a) Perno de anclaje: perno helicoidal de 1.8 m de longitud y 22 mm φ. P = Rc x S = τ x U x L S = π x d2 /4 U = π x d τ = 0.25 x Rc x d/L Donde, P = Capacidad de apoyo del perno (Kg.) Rc= Resistencia a la tracción mínima del perno = 6,330 Kg/cm 2 . S = Área del perno ( cm 2 ) d = Diámetro del perno (cm) τ = Adherencia entre el perno y el cemento (Kg/cm 2 ) U = Circunferencia del perno (cm) L = Longitud del perno (cm) Con el que obtiene una capacidad de soporte de 24, 000 Kg. con resistencia a la tracción mínima del acero de 6,330 Kg/cm2 de acuerdo a las especificaciones de los requisitos ASTM A615 grado 60. En pruebas de campo a la tracción de pernos dieron valores de 18 a 20 tn. El diseño de la longitud del mortero de cemento o resina que debe tener el perno, está basado en experiencias de campo y pruebas en la misma escala.
  8. 8. Lb = P/(1000*π*d*τc) Donde, Lb = Longitud de mortero (m) P = Carga de diseño (KN) d = Diámetro de la roca o taladro (m) τc = Resistencia a lo largo de la interface roca/mortero Considerando un FS = 3, para P=176 KN (18 tn) se recomienda τc=1.40 Mpa según LitleJohn and Bruce, 1975, con lo que se obtiene una longitud de mortero de 1.1 m. b) Gata hidroneumática: la presión de trabajo estándar es de 200 KN (20tn) según especificaciones técnicas. c) Puntal de madera: puntal de eucalipto de 5’ x 7” φ y 8” φ. L x k/D = R<11 P = σ a x A R = Relación de esbeltez D = Diámetro del puntal (pulg) L = Longitud efectiva del puntal (pulg) k = constante que depende del empotramiento, para nuestro caso k = 1.2 σa = Esfuerzo máximo permisible paralelo a la fibra (110 kg/cm 2 ) A = Área de la sección circular del puntal (cm 2 ) = π d 2 /4 P = Máxima presión admisible del puntal (kg/cm 2 ) Obteniéndose la presión máxima admisible de 27 tn y 36 tn. III.- El factor de seguridad: FS = P/T Donde, P = Capacidad de soporte del elemento T = Peso del block muerto FS = Factor de seguridad Los factores de seguridad alcanzados para una misma condición de sostenimiento ( espaciados a 1.20 m x 1.20m y una altura de 1.50 m, obteniendo 5.83 tn., para el block muerto ) son: para el perno = 3, para la gata = 3.4 y para los puntales de 7” y 8” φ = 4.6 y 6.17, respectivamente. Las recomendaciones de estabilización, es el producto de los análisis y evaluaciones de la calidad del macizo rocoso y para el estado de esfuerzos originados. Los sistemas de sostenimiento recomendados son: Tipo A Puntales de 7” φ y/o pernos de 6’, ocasionalmente.
  9. 9. Tipo B Puntales7” φ y 8” φ e = 1.2 x 1.5m, gatas e = 1.30 x 1.50m y/o pernos de 6’ e = 1.2 x 1.2m, sistemáticos. Tipo C Cuadros de madera 8” φ, e = 1.2m, puntales de 7” y 8” φ e = 1.0x1.2m, y/o, gatas hidroneumáticas e = 1.0 x 1.2m, sistemáticos Tipo D Cuadros de madera 8” φ, e = 1.0m, puntales de 8”φ, e = 1.0 x 1.0 m Operaciones Unitarias Perforación y voladura Como el avance de la explotación es por rebanadas horizontales, la perforación también se hacen en el sentido del rumbo.. La voladura controlada es fundamental en los taladros superiores. Los equipos de perforación son máquinas Jack-leg con barrenos de longitud 5 pies y diámetro de 39 mm. En la voladura, se emplean dinamitas semigelatinas con potencia relativas de 45% y 65%, también dinamitas pulverulentas de 45% y 65% en las coronas, dependiendo del índice Q del mineral, empleándose en muchos casos espaciadores de agua en la fila de taladros cercano a la caja techo. Malla de perforación La determinación de la geometría; burden x espaciamiento, está basada en la teoría de C. Konya: B = 3.15 x Øe x ( ρe /ρm )1/3 Donde : B = burden (pies) Øe= diámetro del explosivo en pulg (7/8) ρe =densidad del explosivo (1.08) ρm =densidad del material ( mineral 3.00) Para nuestro caso el valor determinado para B = 2 pies. Es necesario mantener el radio longitud de taladro (L) y burden (B), en donde la relación ideal es de 3:1, este radio, se toma como referencia para el “ajuste”, en función a los resultados de voladura in-situ. La malla de perforación promedio B x E = 50 cm x 50 cm. El carguío de taladros con explosivo varía de 50% a 65% de la longitud de taladro, dependiendo de la dureza del mineral. Limpieza Los winches eléctricos de arrastres pueden utilizarse para dos alas de explotación, lo que permite un mejor rendimiento.
  10. 10. Sostenimiento El sostenimiento temporal a realizar depende de la calidad de roca en la caja techo, variando desde: puntales de seguridad, gatas hidráulicas, cuadros de madera y pernos de anclaje. Eficiencias - Rendimiento : 2.50 m3/tarea ( con winche ) : 1.25 m3/tarea ( limpieza manual ) - Factor de voladura : 0.88 Kg/m3. - Factor de perforación : 3.57 m/m3 - Producción por taladro : 1.22 TM / taladro Costos Unitarios - costo de preparación : US $ 5.0 /TM - costo de explotación Perforación y voladura : US $ 2.17/TM Limpieza : US $ 3.04/TM Sostenimiento : US $ 3.32/TM Relleno hidraúlico : US $ 2.03/TM Otros (limp finos,etc) : US $ 2.02/TM - costo de servicios auxiliares Equipos mina : US $ 1.49/TM Extracción : US $ 1.58/TM Transporte a planta : US $ 1.83/TM Servicios mina : US $ 2.23/TM Gastos generales mina : US $ 4.43/TM Energía eléctrica : US $ 1.22/TM Aire comprimido : US $ 1.70/TM Costo del método C & R : US $ 32.06/TM V.II CÁMARAS Y PILARES Descripción Definido el block rectangular de mineral por chimeneas y galerías, a partir de un subnivel base, se divide el tajeo en cámaras alternadas los pilares rectangulares de 3 m de ancho. Estas cámaras tienen la dirección del buzamiento y altura que depende a la potencia de la veta. Una vez que la cámara llega al nivel superior, se retorna desquinchando y sosteniendo los hastiales para completar el ancho de diseño. Una vez concluida la cámara se rellena. La siguiente etapa es la recuperación de los pilares; al término de éstas, se completa el relleno de los espacios que quedan. El método es adecuado para: alturas litostáticas menores a 700 m, resistencia compresiva de la roca mayores a 50 Mpa, vetas sub horizontes y de moderado espesor, caja techo razonablemente competente el cual es sostenido principalmente por los pilares, además de que es posible dejar partes de estéril como pilar.
  11. 11. Diseño de pilares Obert-Duvall (1976) proponen la Teoría Tributaria para el diseño de soporte de un pilar en el método de minado de cámaras y pilares de geometría rectangular, asume que los pilares sostienen toda la carga de roca por encima. Para un encampane de 424 m, resistencia compresiva de especímenes de roca de 9,818 tn/m2 (90.4 Mpa) para paneles rectangulares de minado de 20m x 30m, cámaras de 14m x 30m, pilares de 3m de ancho por 30 y 20 m de longitud y 1.5 m de altura, se ha obtenido un factor de seguridad de 3.65, (la teoría recomienda utilizar un factor de seguridad de 2 a 4 para la estabilidad del pilar de corto a largo plazo), en el Anexo A , se detalla la teoría. Condiciones de Aplicación Geometría del yacimiento : - Forma : Tabular e irregular - Potencia : variable; 0.30 m a 2.5 m - Buzamiento : Sub horizontales; 10° a 30° - Altura litostática : 200 m - 700 m. Criterios Geomecánicos de Aplicación Este método de laboreo es factible para los tipos de roca A, B y C que corresponden a los índices de: RMR=47-65, 44-47, 35-44 y Q=1.5-9.5, 1.0-1.5, 0.40- 1.0, respectivamente. Los parámetros de resistencia de roca para estos tipos de roca corresponden a los valores que se muestran en el cuadro 1 y 2 del Anexo A. Parámetros de Diseño de la roca Densidad de roca γ, (tn/m3) : 2.7 Densidad del mineral γ, (tn/m3) : 3.0 Angulo de fricción, φ (°) : 31-40 Cohesión, c (Mpa) : 0.46-4.0 Módulo de Young, E (Mpa) : 3,160-30,000 Módulo de Poisson, v : 0.25 Parámetros Geométricos del Método Dimensiones del sub block (m) : 20x30 Número de cortes verticales : 4 Ancho de cortes verticales (m) : 3 Ancho de cámara (m) : 14 Número de Pilares : 3 Dimensiones de los pilares temporales (m) : 3 x 30, 3 x 20 Aberturas permisibles Para los tipos de roca A, B y C, las máximas aberturas permisibles estimadas son de: 9.5-20m, 8.0-9.5m, 5.5 – 8m; los tiempos de auto-sostenimiento son de: 1-2 semanas, 3 días-1 semana, 10hrs – 3 días, respectivamente (ver los cuadros 3 y 4 del anexo A). Cabe aclarar que estos valores son indicativos. Sostenimiento Recomendado Los sistemas de sostenimiento recomendados para estos tipos de roca son: Tipo A Puntales de 7” φ y/o pernos de 6’, ocasionalmente.
  12. 12. Tipo B Puntales7” φ y 8” φ e = 1.2 x 1.5m, gatas e = 1.30 x 1.50m y/o pernos de 6’ e = 1.2 x 1.2m, sistemáticos. Tipo C Cuadros de madera 8” φ, e = 1.2m, puntales de 7” y 8” φ e = 1.0x1.2m, y/o, gatas hidroneumáticas e = 1.0 x 1.2m, sistemáticos Operaciones Unitarias Perforación y voladura Por las características de la rotura de mineral, se emplea el diseño de perforación y voladura de un frente, diferenciándose en el control de los taladros de corona, que son ubicados debajo del contacto mineral-desmonte, distancia que varía de acuerdo a la calidad de roca. En la perforación se emplean perforadoras livianas tipo jack-leg, que operan con una presión de 80 PSI y 130 CFM. La longitud de barrenos es de 5 pies y 39 mm de diámetro de broca. En la explotación de las primera cámaras, es importante el control topográfico para evitar distorsiones en la dirección de la misma. En la voladura, se emplean dinamitas pulverulentas y semigelatinas, dependiendo de la calidad del mineral, empleándose en muchos casos espaciadores de agua en los taladros de corona. Limpieza Este método de explotación tiene la ventaja de tener dos o tres cámaras en ataque, lo que favorece en la mayor utilización de los winches eléctricos de arrastre, que tienen motores de 10 o 15 HP, con rastra de 32”, 6 pies cúbicos de capacidad, utilizando para el arrastre cables de acero ½” x 6 x 19 y poleas de 6” ú 8”φ. Sostenimiento El sostenimiento temporal a realizar depende de la calidad de roca en la caja techo, variando desde: Puntales de seguridad, gatas hidráulicas, cuadros de madera y pernos de anclaje. Eficiencias - Rendimiento : 2.00 m3/tarea ( con winche ) : 1.11 m3/tarea ( limpieza manual ) - Factor de voladura : 1.22 Kg/m3. - Factor de Perforación : 4.61 m/m3 - Producción por taladro : 0.94 TM / taladro Costos Unitarios - costo de preparación : US $ 7.5 /TM - costo de explotación Perforación y voladura : US $ 3.35/TM Limpieza : US $ 2.94/TM Sostenimiento : US $ 4.56/TM
  13. 13. Relleno hidráulico : US $ 1.94/TM Otros (limp. finos,etc) : US $ 2.62/TM - costo de servicios auxiliares Equipos mina : US $ 1.43/TM Extracción : US $ 1.52/TM Transporte a planta : US $ 1.76/TM Servicios mina : US $ 2.13/TM Gastos generales mina : US $ 4.25/TM Energía eléctrica : US $ 1.17/TM Aire comprimido : US $ 2.34/TM Costo de método C & P. : US $ 37.51/TM V.III MÉTODO DE EXPLOTACIÓN SELECTIVO “CIRCADO“ Descripción Se aplica este método para zonas mineralizadas con potencia de veta angosta (<0.50m) y altos valores de mineral, por lo que se debe arrancar en una primera etapa mineral y luego el desmonte pudiendo invertir esta secuencia de acuerdo a las condiciones de dureza del mineral y el desmonte (ver fig. 3 del anexo). Condiciones de Aplicación Geometría del yacimiento: - Forma : irregular - Potencia : variable; <0.50 m. - Buzamiento : sub horizontales; 10° a 40° - altura litostática : 200 m - 600 m. Criterios Geomecánicos de Aplicación El método de explotación de circado es adecuado para los tipos de roca A, B y C que corresponden a los índices de calidad de roca: RMR=47-65, 44-47, 35-44 y Q=1.5- 9.5, 1.0-1.5, 0.4-1.0 respectivamente. Los parámetros de resistencia de roca para estos tipos de roca se muestran en el cuadro 1 y 2 del Anexo A. Parámetros de Diseño de la roca Roca encajonante : Granodiorita Densidad de roca γ, (tn/m3) : 2.7 Densidad del mineral γ, (tn/m3) : 3.0 Angulo de fricción, φ (°) : 31-40 Cohesión, c (Mpa) : 0.29-4.0 Módulo de Young, E (Mpa) : 2510-30,000 Módulo de Poisson, v : 0.25 Parámetros Geométricos del Método Dimensiones del sub block (m) : 20x30 Ancho de cámara (m) : 14 Ancho de cortes horizontales (m) : 10 - 27 Altura de cortes horizontales (m) : 1.2 Dimensiones de los pilares temporales (m) : 3x10
  14. 14. Aberturas permisibles Para los tipos de roca A, B, C y D, las máximas aberturas permisibles estimadas son de: 9.5-20m, 8.0-9.5m, 5.5 – 8,3m – 5.5m; los tiempos de auto-sotenimiento son de: 1-2 semanas, 3 días-1 semana, 10hrs – 3 días, 1 hr – 10 hrs, respectivamente (ver los cuadros 3 y 4 del anexo A). Sostenimiento Recomendado Los sistemas de fortificación recomendados son: Tipo A Puntales de 7” φ y/o pernos de 6’, ocasionalmente. Tipo B Puntales7” φ y 8” φ e = 1.2 x 1.5m, gatas e = 1.30 x 1.50m y/o pernos de 6’ e = 1.2 x 1.2m, sistemáticos. Tipo C Cuadros de madera 8” φ, e = 1.2m, puntales de 7” y 8” φ e = 1.0x1.2m, y/o, gatas hidroneumáticas e = 1.0 x 1.2m, sistemáticos Tipo D Cuadros de madera 8” φ, e = 1.0m, puntales de 8”φ, e = 1.0 x 1.0 m Operaciones Unitarias Perforación Voladura El arranque de mineral o desmonte se realiza en dos etapas: Primera etapa, consiste en disparar la caja techo, teniendo en cuenta 1.20m como altura de minado ( de caja piso a caja techo), la siguiente operación unitaria es la limpieza del desmonte, dejando gran parte como “pirca” en el mismo tajeo. Segunda etapa, consiste en disparar el mineral, para luego proceder con la limpieza hasta los echaderos de correspondientes. Antes de la voladura del mineral se coloca una barrera de tablas forrado con rafia cerca al área de disparo para evitar la dispersión del mineral fino. También se acondiciona al piso y laterales con este material para poder colectar los finos. Limpieza Se realiza llevando el material de desmonte a los espacios vacíos que se van generando en el tajeo. Luego el mineral roto en la segunda etapa de voladura es trasladado hacia el echadero más cercano ya sea con winches o en forma manual. Sostenimiento temporal en tajeos Los elementos de sostenimiento aplicados en la explotación con este método son generalmente puntales de seguridad de 7 “φ y 8“φ, gatas hidroneumáticas, pernos y cuadros de madera donde amerite. Eficiencias - Rendimiento : 1.11 m3/tarea ( con winche ) : 0.83 m3/tarea ( limpieza manual ) - Factor de voladura : 1.43 Kg/m3.
  15. 15. - Factor de Perforación : 5.85 m/m3 - Producción por taladro : 0.75 TM / taladro Costos Unitarios - costo de preparación : US $ 15.43/TM - costo de explotación Perforación y voladura : US $ 6.43/TM Limpieza : US $ 7.40/TM Sostenimiento : US $ 3.68/TM Relleno hidráulico : US $ 2.64/TM Otros (limp. finos,etc) : US $ 3.78/TM - costo de servicios auxiliares Equipos mina : US $ 1.93/TM Extracción : US $ 2.06/TM Transporte a planta : US $ 2.38/TM Servicios mina : US $ 2.89/TM Gastos generales mina : US $ 5.76/TM Energía eléctrica : US $ 1.56/TM Aire comprimido : US $ 4.03/TM Costo de método CIRCADO : US $ 59.97/TM VI ASPECTOS RELEVANTES EN LA EXPLOTACIÓN DE ORO VI.1 DILUCIÓN Y SELECTIVIDAD El concepto de dilución expresado en porcentaje, se define como un incremento de desmonte al mineral que se ha cubicado y que ocurre durante la rotura y limpieza del mineral. Por la actividad inherente de la rotura siempre existirá contaminación del mineral, ya sea por tener cajas fracturadas, en especial el techo, ó por la necesidad de efectuar el Circado. En ambos casos durante la fase de limpieza se trata de reubicar el desmonte en el tajeo y de existir excedente de este material se extrae para evitar la contaminación. A todo este proceso de separación del desmonte en la labor se le denomina Selectividad A continuación se tiene el siguiente caso representativo de la zona de Huacrachuco para ilustrar la dilución. Potencia de Veta : 0.44 m Area de Minado : 509.45 m2 Altura de minado : 1.21 m Volumen de espacio abierto : 571.12 m3 Volumen de mineral Roto : 222.14 m3 Peso específico de mineral : 3.00 TM/m3 Tonelaje de mineral Roto : 666.42 TMS Mineral Transportado a Planta : 691 TMS Diferencia : 24.58 TMS
  16. 16. Dilución : VI.II BARRIDO DE FINOS Esta actividad se efectúa en forma sistemática en las labores de explotación. Consiste en la limpieza de mineral que queda en el piso y hastiales de un tajeo y que se realiza antes del relleno definitivo de la labor. Con este sistema se logra recuperar aproximadamente 4 kg. de Au. por mes. MINERAL PRODUCTO DE BARRIDO DE FINOS : ENERO-ABRIL, 2002 SECCION TMS Kg. Au Intermedio 181.336 8.737 Medio 118.970 5.171 Española 17.845 0.537 Españolita 1.860 0.087 Cabana 46.410 1.497 Chilcas 14.980 0.201 TOTAL 381.401 16.230 VII SOSTENIMIENTO DEFINITIVO VII.I RELLENO HIDRAULICO Es uno de los sistemas más importantes y apropiado como sostenimiento definitivo del macizo rocoso después de la explotación. Su principal objetivo es evitar colapsos, subsidencias y permite recuperar los puentes y pilares de mineral. Las características del relleno hidráulico son las siguientes: Volumen de sólidos : 40 m3/hr Volumen de agua : 30 m3/hr Densidad de pulpa : 1900 gr/lt Velocidad crítica : 2.59 m/s Velocidad de percolación : 18.78 cm/hr Diámetro de tubería ( troncal ) : 4”φ Tipo de tubería en troncal : SSCH – 80 Tipo de tubería en distribución : polietileno ( de troncal a tajeos ) Energía para el transporte : gravedad Diferencia de altura(Planta-Tajeo) : 800 m Resistencia al cabo de 3 meses : 5 kg/cm2 VII.2 RESPUESTAS A LAS SUBSIDENCIAS EN EL MACIZO ROCOSO Muchos parámetros geológicos, mineros, y de la naturaleza de la estructura afectan en magnitud y extensión la subsidencia que ocurre debido al minado, para el caso de Marsa las principales son:
  17. 17. Altura promedio de minado : 1.5 m Buzamiento promedio de minado : 30° Profundidad promedio de minado 400 m Competencia de la caja techo y piso : Regular-Mala Discontinuidades geológicas : 3 principales y 1 aislada Tensiones in situ : 10.5 Mpa Dimensiones de los pilares : 3x30 m y 3x20 m Dimensiones de los paneles vacíos : 20x30 m Razón de extracción, fase I y II : 75% y 98% Topografía de la superficie : Flancos de Buz. moderado Método de explotación : Los 3 métodos Bajo estas condiciones, se ha podido detectar los efectos de la subsidencia en algunas zonas de minado, específicamente en las galerías y subniveles. Tanto la subsidencia activa como la residual están controladas con la aplicación de sostenimiento activo consistente en pernos, shotcrete y malla metálica, y el uso de relleno hidráulico como sostenimiento definitivo.
  18. 18. CONCLUSIONES 1. El minado de vetas sub- horizontales en MARSA se efectúa con tres tipos de métodos: Corte y Relleno Ascendente, Cámaras - Pilares y Circado. El criterio de aplicación de estos métodos se fundamenta principalmente en la geometría de la estructura mineralizada y en la condición geomecánica del macizo rocoso. Los rasgos principales del yacimiento son: el buzamiento, que está en el rango de 10° a 45° y la potencia que varía de 0.2 m a 1.2 m 2. El costo de operación mina al aplicar los métodos de explotación son: -Corte y Relleno Ascendente : US $ 32.06 -Cámaras y Pilares : US $ 37.51 -Circado : US $ 59.97 El método de circado tiene un costo de minado alto debido al mayor laboreo manual, por lo que sólo es aplicable a vetas angostas con potencia de veta menores a 50 cm y con leyes mayores a 25 grs.Au/TM. 3. Las máximas aberturas permisibles de acuerdo a evaluaciones geomecánicas del macizo rocoso han sido estimadas para cuatro tipos de roca encajonante, que varían en el índice de calidad de regular a mala (0.1< Q<9.5). La máxima abertura permisible se ha establecido para una longitud de 20 m. El tipo de sostenimiento usado en estas aberturas son generalmente puntales de seguridad, gatas hidroneumáticas y ocasionalmente pernos de anclaje. 4. El control de la dilución y selectividad en la explotación del yacimiento aurífero, es sinónimo de calidad, entendiendo como un elemento que permite programar, diseñar, implementar, operar para conseguir una alta recuperación del preciado metal. Esto se logra haciendo uso de un estricto control de ratios en nuestras operaciones unitarias con el objeto de conseguir rentabilidad para la empresa. Este esfuerzo conjunto ha permitido obtener valores de dilución del orden de 12% mejorando las leyes del mineral entregado a Planta. 5. Una etapa adicional al ciclo de minado es la recuperación de finos mediante el barrido, llevándose acabo antes de ingresar el relleno hidráulico al tajeo. Esto nos permite obtener 4 kg. de Au. por mes. 6. El sostenimiento definitivo de las aberturas se realiza mediante el relleno Hidráulico. Para tal efecto se tiene una red de transporte por medio de tuberías que alcanzan labores mas alejadas, cubren distancias de 800 m en vertical y 3000 m en horizontal, con un caudal de pulpa de 150 gln/min y densidad de pulpa de 1,900 gr/litro. La finalidad es mitigar la subsidencia del macizo y de esa manera preservar el entorno natural.
  19. 19. AGRADECIMIENTOS Doy gracias a Minera Aurífera Retamas S.A., en las personas del Dr. Andrés Marsano Conroy, Dra. Verónica Marsano Conroy, Sr. Juan Gonzales Vigil, Ing. Miguel Carrizales Arbe, por permitirme la realización del presente trabajo.
  20. 20. REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS [ 1 ] E. Hoek, P.K. Kaiser, W. Bawden (1995), “Support of Underground Excavation in Hard Rock", Geomechanic Research Laurentian University – Department of Mining Engineering Queen’s University. [ 2 ] H. Hartman (1995), “SME Mining Engineering Handbook”, Professor Emeritus of Mining Engineering, University of Alabama. [ 3 ] L. Arauzo (2000), “Geomecánica Aplicada en Sostenimiento Activo”, III Congreso Nacional de Minería. [ 4 ] R. Cancce, A. Parraguez (2002), “Informes Internos de Planeamiento Mina”, Minera Aurífera Retamas S.A. [ 5 ] R. Cabrera (2002), “Informes Internos de Mecánica de Rocas”, Minera Aurífera Retamas S.A.
  21. 21. A N E X O S FIGURAS GRÁFICOS FOTOS
  22. 22. ANEXO A Cuadro 1: Clasificación del Macizo Rocoso RQD σc (%) (Mpa) RMR Q A 55-70 60-100 47<RMR<=65 1.5-9.5 Regular B 45-55 40-60 44<RMR<=47 1<Q<=1.5 Mala a Regular C 30-45 30-40 35<RMR<=44 0.4<Q<=1 Mala D 20-30 20-30 23<RMR<=35 0.1<Q<=0.4 Muy mala a Mala Indice T . Roca Calificación Cuadro 2: Estimación de los Parámetros de Resistencia de la Roca GSI E φ c (Mpa) (°) (Mpa) A 42-60 6,310-30,000 36-42 1.16-4.00 B 39-42 5,309-6,310 35-36 0.73-1.16 C 30-39 3,162-5,309 33-35 0.46-0.73 D 26-30 2,512-3,162 31-33 0.29-0.46 Indices del Macizo Rocoso Tipo de Roca Los valores para s = 0 , a = 0.50 Cuadro 3: Estimación de las Máximas Aberturas Permisibles y Tiempos de Auto-sostenimiento Tipo de Roca 3m 5m 7m 10m 14m 17m 20m A 9.5 m - 20 m 1 sem - 2 sem B 8 m - 9.5 m 3 días - 1 sem C 5.5 m - 8 m 10 hrs - 3 días D 3 m - 5.5 m 1 hr - 10 hras Ab. Permis. (m) T. Autosost. Indice crítico-Q' 0.09 0.31 0.72 1.75 4.05 9.88 6.58 El factor ESR = 4, para el caso de labores mineras temporales. Cuadro 4: Sostenimiento Recomendado A PMo (7"φ, ) y/o Bo (6') B PMs (7"φy 8"φ) e=1.2x1.5m; GHs e=1.3x1.5m; y/o Bs(6')utg e=1.2x1.2m C CMs (8"φ) e=1.2m; PMs (7"φy 8"φ) e=1.0x1.2m; y/o GHs e=1.0x1.2m D CMs (8"φ) e=1.0m y PMs (8"φ) e=1.0x1.0m Tipo Roca Sostenimiento Recomendado Nota: PM = Puntales de madera, espaciamiento indicado CM = Cuadros de madera, espaciamiento indicado GH = Gatas hidroneumáticas, espaciamiento indicado B = Pernos, espaciamiento indicado s,o = Sistemáticos u ocasionales
  23. 23. ANEXO B Diseño de Pilares por la Teoría Tributaría Obert-Duvall (1976) proponen la Teoría Tributaría para el diseño de soporte de un pilar en el método de minado de cámaras y pilares La teoría asume que los pilares sostienen toda la carga de roca por encima. Para un diseño de cámaras y pilares de geometría rectangular se tiene. Wo Lp Ap Wo Wp Ao Diseño Rectangular de Cámaras y Pilares Carga del Pilar: las ecuaciones básicas que relacionan el área del pilar y las tensiones verticales son. Ap = Wp x Lp At = (Wo+Wp) (Wo’+Lp) Sv = γ x Z Sp = Sv x ((Wo+Wp)(Wo’+Lp)) / (wp x Lp) Para determinar el porcentaje de extracción, el cual es definido como el radio del área de minado del área total, se tiene la ecuación. Ra = 1- ((wp x Lp) / ((Wo+Wp)(Wo’+Lp)) Donde: Sp = Promedio de la resistencia del pilar (tn/m2) Sv = Esfuerzos verticales aplicados antes del minado (tn/m2) Z = Altura de sobrecarga γ = Peso específico aparente de la sobrecarga (tn/m3) Ap = Area del pilar (m2) Wp = Ancho o diámetro del pilar (m) Lp = Longitud del pilar (m) Ao = Area de la abertura (m2) Wo = Ancho de la abertura (m) At = Area total (m2) Ra = Razón del área de extracción Resistencia del Pilar : La resistencia compresiva del pilar se calcula con la siguiente ecuación, y es aplicado a todo tipo de configuración de cámaras y pilares. Cp= C1(0.778+0.222(Wp/Hp)) Cp = Resistencia compresiva del pilar (tn/m2) C1 = Resistencia compresiva del espécimen con wp/hp = 1, (tn/m2) Wp = Ancho o diámetro del pilar (m) Hp = Altura del pilar 0.5<Wp/Hp<4 (m) Factor de Seguridad: Es recomendable utilizar un factor de seguridad de 2 a 4 para la estabilidad del pilar de corto a largo plazo. FS = Cp(1-Ra)/Sv
  24. 24. GRÁFICO 1 MINADO POR CÁMARAS Y PILARES - AÑO 2,001 0 2,000 4,000 6,000 8,000 10,000 12,000 Ene Feb Mar Abr May Jun Jul Ago Set Oct Nov Dic TMS 0.00 0.50 1.00 1.50 2.00 2.50 3.00 3.50 TMS/hg Minado Rendimiento MINADO POR CORTE Y RELLENO ASC. - AÑO 2,001 0 5,000 10,000 15,000 20,000 Ene Feb Mar Abr May Jun Jul Ago Set Oct Nov Dic TMS 0.00 1.00 2.00 3.00 4.00 5.00 TMS/hg Minado Rendimiento MINADO SELECTIVO - CIRCADO AÑO 2,001 0 500 1,000 1,500 2,000 2,500 3,000 Ene Feb Mar Abr May Jun Jul Ago Set Oct Nov Dic TMS 0.00 1.00 2.00 3.00 4.00 5.00 TMS/hg Minado Rendimiento
  25. 25. GRÁFICO 2 MINADO POR CÁMARAS Y PILARES - AÑO 2,002 0 5,000 10,000 15,000 20,000 Ene Feb Mar Abr May TMS 0.00 0.50 1.00 1.50 2.00 2.50 3.00 TMS/hg Minado Rendimiento MINADO POR CORTE Y RELLENO ASC. - AÑO 2,002 0 2,000 4,000 6,000 8,000 10,000 12,000 14,000 Ene Feb Mar Abr May TMS 0.00 0.50 1.00 1.50 2.00 2.50 3.00 3.50 4.00 TMS/hg Minado Rendimiento MINADO SELECTIVO - CIRCADO AÑO 2,002 0 500 1,000 1,500 2,000 2,500 3,000 3,500 Ene Feb Mar Abr May TMS 0.00 0.50 1.00 1.50 2.00 2.50 TMS/hg Minado Rendimiento
  26. 26. 1,5 X Y 3 2,1 3 7 6 5 3 4 5 8 9 2 Y 5 3 CORTE A-A' X CORTE B-B' METODO DE CORTE Y RELLENO ASCENDENTE LEYENDA 1: Galería 7'x8' 2: Sub nivel 4'x5' 3: Mineral explotado 4: Cámara de ataque 5: Pilar de mineral de 3x5 m 6: Chimenea de block 5'x5' 7: Mineral cubicado 8: Ventana 9: Puente mineralizado X = 20 mts y = 30 mts B B' 8 6 6 61 6 1 6 1,5 3 1.5 1 7 3 9 1 3 5 5 66 2 A A' Fig. 01VISTA EN PLANTA
  27. 27. X = 20 mts y = 30 mts LEYENDA 1: Chimenea 2: Sub nivel 3: Galería superior 4: Mineral 5: Explotación de cámara 6: Explotación del pilar temporal 7: Cámara explotada y rellenada 8: Pilares naturales (estériles) 9: Puntales de madera 10: Gatas hidraúlicas, se recupera antes de rellenar 11: Pernos de anclaje ocasionales 12: Tabique de madera de eucalipto y rafia 13: Relleno detrítico producto de la selectividad 3 X VISTA EN PLANTA Fig. 02 METODO DE CAMARAS Y PILARES 1.5 Y 7 3 3 2.1 Y 7 1.5 Y 2.1 X 3 3 3 5 5 5 1 4 1 2 6 12 12 8 8 8 13 13 13 11 11 11 9 9 10 10 7 6
  28. 28. MINADO SELECTIVO - CIRCADO Fig. 03 Pirca 2.- PRIMERA ALTERNATIVA DE CIRCADO 4.- ACUMULACION DEL DESMONTE ( Pircas ) 5.- ROTURA DE MINERAL Subnivel base Chimenea Galería superior Chimenea Caja techo Caja piso Veta con potencia menor a 50 cm. Sub nivel superior Caja piso Caja techo Sub nivel superior Subnivel inferior Desmonte roto de caja techo Sub nivel superior 3.- SEGUNDA ALTERNATIVA DE CIRCADO Mineral roto Caja techo Subnivel inferior Caja piso Subnivel base Chimenea Galería superior Chimenea Mineral Desmonte Pirca Subnivel base 6.- TAJEO RELLENADO Galería superior Chimenea Chimenea 1.- TAJEO IN-SITU
  29. 29. Foto 1: Instalación de Pernos de Anclaje con Resina Foto 2: Sostenimiento Temporal con Gatas Hidroneumáticas

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