costo chimeneas

UNIVERSIDAD NACIONAL “JORGE BASADREGROHMANN" - TACNA

Facultad de Ingeniería de Minas

Escuela Académico Profesional de Ingeniería de Minas

“ VOLADURA DE CHIMENEAS CON EL MÉTODO “DROP RAISING

MINA PERUBAR S.A. “

INFORME

Presentado por :

Bach. HEBER ARCANGEL CORNEJO COAGUILA

Para Optar el Título de:

INGENIERO DE MINAS

TACNA - PERU

2001

"VOLADURA DE CHIMENEAS CON EL MÉTODO DROP RAISING

MINA PERUBAR S.A.”

INDICE

DEDICATORIA

OBJETIVOS DEL TRABAJO INFORME

INTRODUCCIÓN 1

CAPITULO I :

GENERALIDADES

1.1 UBICACIÓN 3

1.2 ACCESIBILIDAD 5

1.3 HISTORIA 5

1.4 RECURSOS 7

1.4.1. Recursos Humanos 7

1.4.2 Recursos Energéticos 7

1.4.3 Recursos Hídricos 7

1.5 CLIMA Y VEGETACIÓN 8

CAPITULO II

ASPECTOS GEOLÓGICOS

2.1 GEOMORFOLOGÍA 9

2.2 GEOLOGÍA GENERAL 9

2.3 TIPO DE YACIMIENTO 10

2.4 GEOLOGÍA REGIONAL 11

2.5 GEOLOGÍA ESTRUCTURAL 13

2.6 GEOLOGÍA ECONÓMICA 14

2.7 TIPO DE YACIMIENTO DE MINERAL 15

2.8 RESERVAS DE MINERAL 15

CAPITULO III

ASPECTOS DE MINADO Y TRANSPORTE

3.1 ASPECTOS GEOLÓGICOS 17

3.1.1 TIPO DE ROCA 18

3.1.2 CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA DE LA MASA ROCOSA

DE BIENIAWSKI Y BARTON 18

3.1.3 Características Mecánicas 19

3.2 DESCRIPCIÓN DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN 19

3.2.1 Sublevel Stoping (Experiencia de Minado en

Mina Juanita) 19

3.2.1.1. Características del Yacimiento 19

3.2.1.2. Método de Explotación 19

3.2.1.3. Disponibilidad de Equipo 21

3.2.2 Open Stoping (Minado aplicado en Mina

Santa Cecilia) 21

3.3. LABORES DE PREPARACIÓN 23

3.3.1 Galerías y Cruceros 23

3.4 ETAPAS DE EXPLOTACIÓN 24

3.4.1 Diseño de Perforación y Voladura 24

3.4.1.1 Chimenea 24

3.4.1.2 Slot 25

3.4.1.3 Filas 25

3.4.1.4 Pre corte 26

3.4.2 Perforación 28

3.4.2.1 Equipo de Perforación 28

3.4.2.2 Accesorios de Perforación 29

3.4.2.3 Mantenimiento de Equipo 29

3.4.2.4 Estudio de tiempos y eficiencia

operativa y mecánica 30

3.4.3 Taladros Largos en Abanico 32

3.4.3.1 Filas 32

3.4.3.2 Pre Cortes 32

3.4.3.3 Slot 33

3.4.4 Taladros largos verticales o inclinados 33

3.4.4.1 Chimenea 33

3.4.4.2 Slot 34

3.4.4.3 Pre corte 34

3.4.5Voladura 34

3.4.5.1 Sistema Eléctrico con Retardos 35

3.4.5.2 Sistema no eléctrica con retardos

(chimenea) 35

3.4.6 Extracción a Zona de Carguio 36

3.4.6.1 Equipos Utilizados 36

3.4.6.2 Distancias recorridas 37

3.4.6.3 Estudio de Tiempos38

3.4.7 Transporte Interno de Mineral 38

3.4.7.1 Equipo utilizados 38

3.4.7.2 Distancias Recorridas 39

3.4.7.3 Estudio de Tiempos de Transporte 39

3.5 RELLENO 40

3.5.1 Requerimiento de Relleno 41

3.5.2 Características del Relleno Cementado 42

3.5.3 Control de Calidad 42

3.5.3.1 Mediciones de Campo 43

3.5.3.2 Cálculo de Campo 43

3.5.3.3 Reporte de Mediciones y Cálculo

de Campo 45

3.5.4 Equipos de Preparación y Envío de Relleno

Cementado 46

3.5.5 Envío de Relleno a la mina 48

3.5.6 Preparación del Tajeo para el Relleno 48

3.5.6.1 Instalación de Tapones 48

3.5.6.2 Instalación de Tuberías de Drenaje 50

3.6 SOSTENIMIENTO 52

3.6.1 Cruceros a los tajeos 53

3.6.2 Cruceros de Exploración 53

3.6.3 Rampa Principal 53

3.6.4 Tipo de Roca 53

3.6.5 Clasificación Geomecánica de Rocas 54

3.6.6 Tipos de Sostenimiento 55

3.6.6.1 Refuerzo 55

3.6.6.2 Soporte 55

3.6.6.3 Trazos de Perforación para Pernos 56

3.6.6.4 Sostenimiento con cables de Acero 56

3.7 SERVICIOS AUXILIARES 59

3.7.1 Ventilación 59

3.7.2 Aire Comprimido 62

3.7.3 Agua para Perforación 63

CAPITULO IV

PERFORACIÓN Y VOLADURA EN TAJEOS

4.1 GEOMECÁNICA DEL MACISO ROCOSO 64

4.1.2 Clasificación Geomecánica - RMR (BIENIAWSKI) 65

4.2 TAJEOS 65

4.2.1 Tajeos de Cámara Superior e Inferior 65

4.2.2 Tajeos sin Cámara Superior 69

4.3 VOLADURA CONTROLADA CON TALADROS LARGOS EN TAJEOS 74

4.3.1 Tajeos sin cámara superior 74

4.3.1.1 Método de Carguío 76

4.3.2 Tajeos con cámara superior 79

4.3.2.1 Método de Carguio 79

4.4 VOLADURA CONTROLADA EN LA RECUPERACIÓN DE PILARES 80

4.4.1 Paredes Mineral y la otra RHC 81

4.4.2 Ambas Paredes es Relleno Hidráulico Cementado 83

4.5 VOLADURAS ELÉCTRICAS 85

4.5.1 Planeamiento del Circuito 85

CAPITULO V

VOLADURA EN CHIMENEAS CON “DROP RAISING”

5.1 FUNDAMENTOS DE LA CARGA ESFÉRICA Y CILÍNDRICA 89

5.1.1 Carga Esférica 89

5.1.2 Carga Cilíndrica 89

5.1.3 Drop Raising 90

5.1.4 Vertical Crater Retreat (VCR) 90

5.2 PERFORACIÓN 90

5.2.1 Estándares de Perforación en Chimenea 100

5.2.2 Desviación de los Taladros 100

5.2.3 Reducción de la Desviación 101

5.2.4 Tiempos de Perforación 102

5.2.5 Velocidad de Penetración 104

5.3 RESUMEN DE COSTOS DE LOS EQUIPOS DE PERFORACIÓN 106

5.3.1 Estándares de Perforación en Tajeos 107

5.3.2 Rendimiento de los Accesorios de Perforación 107

5.5.3 Costo de Perforación y Voladura en Chimenea con

Jumbo Hidráulico. 108

5.5.4 Resumen de Costos de Perforación y Voladura

en Chimenea 110

CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

CONCLUSIONES 111

RECOMENDACIONES 114

BIBLIOGRAFÍA 115

ANEXOS

ANEXO No.1

CARGADOR DE BAJO PERFIL LHD, 5,6 yd³ 116

ANEXO No.2 118

CARGADOR DE BAJO PERFIL LHD 3,5 yd³ 118

ANEXO No.3 120

JUMBO HIDRAULICO PARA TALADROS LARGOS 120

ANEXO No.4

JUMBO NEUMÁTICO PARA TALADROS LARGOS 122

ANEXO No.5

COSTOS DE PRODUCCIÓN 127

ANEXO No.6

COSTO DE PERFORACIÓN Y VOLADURA 128

DEDICATORIA

Dedico con todo mi amor este trabajo - Informe a mi amor Sandra Coaguila

Tamo, por ser el motivo y participe de la culminación de este trabajo y

estar siempre a mi lado.

A mis padres Don Leonardo Cornejo E. (Fallecido) y Doña Angelita Coagui-

la Vda de Cornejo, por haber hecho posible mi formación profesional.

En forma especial a mis hermanas:

Felicitas Cornejo Coaguila y Leonor Cornejo Coaguila, por el inmenso

apoyo y fuerza de voluntad que me dieron para poder culminar mis estu-

dios.

A Don Eleodoro Cornejo C. Por el apoyo que me brindo para la culminación

de este objetivo.

Agradezco a todos mis amigos de PERUBAR S.A. quienes me brindaron de

alguna u otra forma el apoyo para la culminación de este trabajo.

Corcona, Marzo de 2001

OBJETIVOS DEL TRABAJO INFORME

1.- El presente trabajo se efectuó para:

Incrementar el avance de 5 m; por disparo a 18 metros en chimenea de

2 m x 2 m

Eliminar el uso de andamio tipo acrow , para subir hasta 10 metros

en chimeneas y poder disparar.

Eliminar los posibles accidentes del personal al disparar chimeneas

subiendo 10 metros con los andamios.

Disminuir los costos de voladura.

2.- Poner en consideración del Jurado nombrado por la Facultad de Inge-

niería de Minas de la UNJBG el presente Trabajo Informe fruto de mi

experiencia profesional, para optar el Título Profesional de Inge-

niero de Minas.

INTRODUCCIÓN

En la mina Santa Cecilia, se tiene los cuerpos de Cecilia Sur y Ceci-

lia Norte, donde la explotación se hace por tajeos.

Estos tajeos, por encontrarse en cuerpos irregulares de Baritina con

leyes de Zinc comerciales, representan un estudio especial.

La voladura sobre la estabilidad del terreno, merecen ser estudiados

considerando que la baritina es suave pero de alto peso especifico, ade-

más el patrón de fracturamiento tiene un rol importante.

Para el desarrollo del tema del Informe, se requiere recopilar la

información sobre las etapas anteriores a la voladura, como son la in-

formación geológica, la preparación y desarrollo, y el diseño del método

de minado.

También la toma de datos de las observaciones efectuadas en la perfo-

ración, voladura, extracción , carguío y transporte interno de la pro-

ducción en los tajeos. Especialmente la toma de Datos de perforación y

voladura de chimeneas para los tajeos.

En el capítulo I: GENERALIDADES: se habla sobre la ubicación y acceso

a la mina, así como sus recursos, el clima y la vegetación

- 2 -

En el capítulo II: ASPECTOS GEOLÓGICOS: tenemos un resumen de la geo-

logía y geomorfología así como tipo de yacimiento, mostrando además las

reservas con que se cuenta.

El capítulo III: ASPECTOS DE MINADO Y TRANSPORTE trata sobre la cla-

sificación geomecánica de la masa rocosa y descripción del método de

explotación Sublevel Stoping (Mina Juanita), Open Stoping (Mina Santa

Cecilia), las etapas de explotación, y operaciones unitarias, incluye

relleno, sostenimiento y servicios auxiliares.

En el capítulo IV: PERFORACIÓN Y VOLADURA EN TAJEOS se expone la vo-

ladura controlada con taladros largos en tajeos, voladura controlada en

recuperación de pilares, y voladura eléctrica.

El capítulo V: VOLADURA EN CHIMENEAS CON “DROP RAISING”, parte cen-

tral del tema trata sobre los fundamentos de la carga esférica y cilín-

drica, perforación y resumen de costos en perforación.

Finalmente conclusiones, recomendaciones, bibliografía y anexos

- 3 -

CAPITULO I :

GENERALIDADES

1.1 UBICACIÓN

PERUBAR S.A. es una empresa minera privada, perteneciente al

grupo multinacional Glencore A.G. Internacional, dedicada a la

extracción, procesamiento y comercialización de minerales de

zinc, plomo, y baritina.

Los depósitos de Baritina, Zinc, y Plomo de PERUBAR S.A. se

encuentra situado en la zona de Corcona, distrito de Santa Cruz

de Cocachacra, provincia de Huarochirí, departamento de Lima

(Plano No.1.1), a la altura del Km 49,5 de la Carretera Central,

a una elevación de 1 250 m.s.n.m., geográficamente en el Flanco

Oeste de la Cordillera Occidental y sus coordenadas geográficas

son:

11° 54' 20" Latitud Sur

76° 34' 10" Latitud Oeste

y las Coordenadas U.T.M. son:

N: 8683008420

E: 329255636

Esto para el punto de partido de Juanita.

- 4 -

UNIVERSIDAD NACIONAL JORGE BASADRE GROHMANN - TACNAFACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS

Escuela Académico Profesional de Ingeniería de MinasDibujo: H. Cornejo Nv.: Fecha: Plano No.1.1

PLANO DE UBICACIÓN MINA SANTA CECILIA

Informe para optar el Título Profesional de Ing. de Minas presentado por Bach. H. Cornejo

- 5 -

1.2 ACCESIBILIDAD

El distrito minero es accesible desde la ciudad de Lima,

se efectúa por vía terrestre siguiendo la Carretera Central hasta

la localidad de Corcona, ubicado en el hito del Kilómetro 49,5 es

un viaje no mayor de una hora desde la ciudad de Lima, Incluso

hay un enlace con el Ferrocarril Central (Lima - Huancayo).

1.3 HISTORIA

PERUBAR S.A. Inicia sus operaciones en 1957 como productor de

Barítima (Sulfato de Bario) a partir del Open Pit de Graciela,

siendo el accionista mayoritario N.L. Industries, tomando la di-

rección de la empresa N.L. a través de Baroid División (Texas).

El ritmo de producción fue incrementado hasta 30 000 t/mes.

El año 1976 N.L. Industries Asume el 100% de las acciones.

En 1965 comienza la depresión de los precios de la Baritina debi-

do a una sobre producción de China, bajándose los niveles de

producción.

Sustancialmente en 1978, sin embargo, en el fondo del cuerpo

de Baritina comenzaron a encontrarse sulfuros. Estos sulfuros co-

mienzan a explotarse en 1979 a razón de 250 t/día a través de un

programa de reinversión produciéndose principalmente concentrados

- 6 -

de Zinc y concentrados de plomo como subproducto.

En 1978 asume el 99,99% de las acciones March Rich, dedicado a

la comercialización de productos mineros, petróleos y otras. En

el año de 1987 con previa explotación subterránea de los sulfuros

y nuevas inversiones, se incrementan el tratamiento a 1 000 t/día

luego de haberse ubicado el cuerpo mineralizado de Juanita.

En el año de 1995 las acciones de March Rich son transferidas

a Glencore A.G. Internacional, grupo multinacional, dedicado tam-

bién a la comercialización de productos mineros, petróleos y

otros, quién realiza nuevas inversiones y se alcanza en octubre

de 1996 un aumento en el tratamiento a 1 440 t/día al disminuir

las leyes de reserva de mineral, oscilan en la actividad de 7 a

8% de Zn y 1,1% a 1,2% de Pb.

La producción acumulada histórica de Baritina a partir del pit

es de 6 500 000 t. aproximadamente.

1.4 RECURSOS

1.4.1. Recursos Humanos

En lo que respecta a Recursos Humanos, se tiene personal

capacitado que existe en la región, provenientes de Junín,

- 7 -

Cerro de Pasco, Huancavelica, Puno, etc radicados en loca-

lidades próximas a la mina como son Cocachacra y Chosica.

1.4.2 Recursos Energéticos

La energía eléctrica que abastece a PERUBAR S.A proviene

de la Central hidroeléctrica de Huinco.

La planta concentradora tiene un consumo de energía de 1

100 kw/h El consumo en mina es de 400 Kw/h.

1.4.3 Recursos Hídricos

El agua es un recurso que se aprovecha desde la superfi-

cie, existiendo también dentro de la mina filtraciones

principalmente por las chimeneas ya que estamos por debajo

del río Rímac, estas aguas se almacenan en tanques, los

cuales cubren la demanda total de la mina.

1.5 CLIMA Y VEGETACIÓN

El clima es seco, típico de la sierra, en invierno las lluvias

son frecuentes, en verano el cielo permanece despejado durante el

día en las noches la temperatura desciende.

- 8 -

La vegetación es escasa, en la parte baja de la quebrada exis-

ten diversos árboles frutales, en la parte alta hay abundante

ichu, quinuales, ortigas, y otros arbustos y hierbas.

CAPITULO II

ASPECTOS GEOLÓGICOS

2.1 GEOMORFOLOGÍA

El yacimiento forma parte de la vertiente Occidental de la

Cordillera de los Andes, por el cual discurre el río Rímac, que

desciende de las montañas andinas conformando un cañón.

En la zona presenta fuertes pendientes de relieves irregu-

lares. Además hay una serie de tributarios que descienden al

encuentro con el río Rímac, los cuales forman terrazas en los que

se deposita material aluvional.

2.2 GEOLOGÍA GENERAL

En el área de operaciones del distrito minero de PERUBAR,

afloran rocas de origen volcánico - sedimentario, facies orienta-

les del Grupo Casma, del cretáceo medio superior, esta secuencia

está alineada en una franja rectangular de 5,0 Km de longitud por

3,0 Km de ancho (aprox.). El límite Nor este Norte Oeste y Sur,

están en contacto - instruidos con rocas intrusivas de naturaleza

granodioríticas, y dioritas, del batolito de la Costa. El límite

- 10 -

Sureste está en contacto fallado (falla agua Salada) con rocas

volcánicas del Callipa y de origen continental de naturaleza Ig-

nimbritas, aglomerados y lavas andesíticas - dacíticas.

Litológicamente el grupo Casma está constituido principal-

mente por derrames andesíticos, flujos de lava y tufos brechosos

con alteraciones de caliza, margas y lutitas. En general son de

color gris verdoso oscuro, presenta considerablemente metamorfi-

zación y principalmente silicificación son muy densos y duros y

están cubiertos por depósitos coluviales, pro luviales y aluvia-

les.

El depósito de mineral de Santa Cecilia, consiste en con-

centraciones, lentes o bolsonadas de mineral en un gran cuerpo

irregular de baritina, con presencia de zinc y plomo; siendo la

roca caja calcosílicatos. La mineralogía es simple: bariti-

na,esfalerita, pirita, galena y pirrotita.

2.3 TIPO DE YACIMIENTO

Los depósitos tipo kuroko ocurren preferentemente en áreas

donde los tufos brechas de la caja piso son más potentes, estos

tufos brechas, son de gran grosor y contienen fragmentos acciden-

tales, poco comunes, de las unidades estratigráficas inferiores,

es decir tienen un origen volcánico explosivo.

- 11 -

Los depósitos tipo kuroko, han sido depositados en depre-

siones submarinas, tales depresiones y áreas adyacentes al levan-

tamiento son controladas por fracturas del buzamiento las cuales

permitieron dar origen al fracturamiento de la corteza de 1 a va-

rios kilómetros, para levantar o dejar caer los bloques en forma

diferencial.

2.4 GEOLOGÍA REGIONAL

a) La unidad volcanoclástica inferior del grupo Casma comprende

tufos y lavas andesíticas (principalmente) de carácter dací-

tico inter-estratificado con volcánicos retrabajados y peque-

ños lentes calcáreos, depositados en un ambiente subacuático.

Las fallas: Inclinado, Chamorada y “Corte de Ladrones” fueron

activos de este tiempo determinando variaciones en la poten-

cia de los sedimentos y permitiendo la salida de los fluidos

intrusivos. La unidad volcanogénetica inferior fue mas regio-

nal que una formación local.

b) Brechas se acumularon en depresiones adyacentes a la zona de

la falla. Como está fase de vulcanismo explosivo se calmó,

a los fluidos mineralizantes, se introdujeron en el ambiente

subacuático vía los mismas fallas y columnas volcánicas, pro-

duciendo depósitos tipo Kuroko en las depresiones existentes.

- 12 -

Estos nuevos fluidos mineralizantes también causaron una am-

plia distribución horizontal exalativa depositado en todo el

área. Este horizonte esta capacitado por una débil composi-

ción de metales básicos y mineralización de baritina, dentro

de la secuencia tufácea con altos valores de manganeso y fie-

rro.

c) Sedimentos de lutitas (lodolita) y cherts predominaron sobre

la deposición de carbonatos.

d) Depósitos bandeados de lodolita y chert con sólo pequeñas in-

tercalaciones de caliza. Los últimas, facies de mineraliza-

ción ocurrieron durante este periodo en menores cantidades de

baritina y sulfuros metálicos siendo introducidos dentro del

ambiente, de posicional de carbonato.

e) Tufos andesíticos ignimbritas, brechas y lavas extrusivas,

comprendiendo la unidad volcánica inferior.

f) Por lo tanto el núcleo del sinclinal Santa Cecilia es proba-

ble horizonte que guarda depósitos tipo kuroko.

2.5 GEOLOGÍA ESTRUCTURAL

En el distrito de Cocachacra, son conocidos los depósitos

- 13 -

tipo kuroko de Zn/Pb/Cu/Ba. El límite occidental de esta área

corresponde aproximadamente a la posición de las fallas Inclinado

y Chamorada.

Esta relación espacial es impresionante y las fallas Incli-

nado y Chamorada son la reactivación de una de las que fue acti-

va, la deposición de los estratos del grupo Casma. Tal falla de-

rivado al Este podría haber producido la localización de una de-

presión con rumbo al nor - noroeste del fondo marino, paralelo al

eje longitudinal de la cuenca deposicional del grupo Casma, ocu-

pando ahora una posición que corresponde al sinclinal Santa Ceci-

lia.

Los rasgos estructurales más importantes son: plegamientos,

fracturamientos y fallamientos, en rocas volcánicas-sedimentarias

del grupo Casma.

El sistema de fallas (estructuras mayores) esta compuesta

en orden de mayor importancia por:

- Las fallas NE-SW

- Las fallas N-S

- Las fallas NEE-SWW

- Las fallas NW-SE (estos presentan alto buzamiento)

Los dominios estructurales son complejos, por las fallas

- 14 -

que atraviesan el cuerpo mineralizado: corte de ladrones, split y

sistema de fallas E-W y N-S de alto buzamiento.

2.6 GEOLOGÍA ECONÓMICA

El depósito mineral está representado por cuerpos irregula-

res de baritina con presencia de cinc y plomo. Estas masas mine-

ralizadas están cortadas longitudinalmente (E-W) y transversal-

mente (N-S) por una serie de diques ígneos de composición básica

(dolerita) y otros andesíticos. Por su emplazamiento, estas son

post-mineral.

La mineralogía es simple existe abundante baritina (sulfato

de bario) con presencia de esfalerita (sulfuro de zinc) , acompa-

ñado de pirita (sulfato de fierro),y en menor cantidad se halla

la pirrotita ( sulfuro de fierro con magmetita), galena (sulfuro

de plomo) y menor concentración de chalcopirita, etc.

2.7 TIPO DE YACIMIENTO DE MINERAL

2.8 RESERVAS DE MINERAL

Los cuerpos mineralizados de la mina Santa Cecilia, son re-

lativamente pequeños y están caracterizados por su complejidad

estructural y por zonas de persistente alta ley de Zinc o bariti-

na.

- 15 -

Las reservas probadas y probables ascienden a 848 000 t

(cuadro No.2.1), con leyes de cabeza de zinc de 5,46 % y de plomo

de 1,05%, según el cálculo de reservas realizado por el departa-

mento de Geología de Perubar al 2000.

- 16 -

Cuadro No.2.1

RESUMEN DE RESERVAS MINABLES

t % Zn % Pb

a.- Mina Graciela

REMNANTS

Probadas

RIMAC D

Probadas

Probables

WEBS

Probadas

18 000

175 000

18 000

15 000

6,87 2,30

6,66 0,56

5,29 0,42

3,34 0,17

SUB TOTAL 226 000 6,35 0,66

b.- Mina Cecilia

CECILIA NORTE

Probadas

CECILIA SUR

Probadas

435 000

187 000

5,18 1,34

5,02 0,86

SUB TOTAL 622 000 5,13 1,20

TOTAL 848 000 5,46 1,05

Probadas

Probables

830 000

18 000

5,46 1,07

5,29 0,42

CAPITULO III

ASPECTOS DE MINADO Y TRANSPORTE

3.1 ASPECTOS GEOLOGICOS

El depósito de baritina, sulfuros masivos y stockwork están

remplazando el volcánico, fue formando a lo largo de un horizonte

de exhalita, asociado al grupo Casma y la edad del cretáceo me-

dio.

Ocurre en un pequeño y aislado techo colgante, flotando en el

batolito de la costa.

Actualmente los yacimientos que están en producción son Ceci-

lia (norte y sur), Graciela y Juanita en superación de pilares.

El mineral económico de mayor importancia es la esfalerita,

en menor proporción la galena y lo acompaña como ganga la bariti-

na, pirita y calcita, como roca encajonante tufos, lavas félsicas

y Calcosilicatos.

3.1.1 TIPO DE ROCA

- 18 -

Los tipos de roca que tenemos son:

Calcosilicatostufos

roca carbonatada de colorgris verdoso con venilla de

calcita.

Rampa Cecilia

Baritina, Zinc. Son de color claro con menor

proporción de esfalerita y

pirita.

Cecilia Norte

Zinc, Baritina Formato por esfalerita, gale-

na, baritina y pirita. Se

encuentra en aspecto masivo

de color negro.

Cecilia Sur.

3.1.2 CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA DE LA MASA ROCOSA DE BIENIAWSKI Y BAR-

TON

3.1.3. Características Mecánicas

Las masas rocosas son caracterizadas según el crite-

Esfalerita,Galena y pirita

RMR Q Densidadg/cm3

Comprensiónuniaxial MPa

Calidad

Cecilia Sur 60 4,22

4 70-150 Regular

Barítima , Zinc. CeciliaNorte

48 1,68

4,16 85-130 Regular

Barítima, Zinc CeciliaNorte

40 0,65

4,16 85-130 Mala

Calcosilicatos Rampa Ceci-lia

38 0,43

3,35 85-130 Mala

Calcosilicatostufo

Rampa Ceci-lia

30 0,2 3,35 75-120 Mala

- 19 -

rio Bienanwski RMR, resultando de calidad regular y mala,

con alternancia de ambas calidades en tramos cortos, como

consecuencia de la complejidad de la masa rocosa del yaci-

miento.

3.2 DESCRIPCIÓN DEL MÉTODO DE EXPLOTACIÓN

3.2.1 Sublevel Stoping (Experiencia de Minado en Mina Juanita)

3.2.1.1. Características del Yacimiento

El yacimiento se presenta en la forma de un

gran cuerpo mineralizado con dimensiones recono-

cidos que varía entre 60 a 150,0 m x 400 m de

extensión y una profundidad de 80,0 m buzamiento

entre 55° a 90° con leyes de 17,0% de Zn y 2,0%

de Pb, emplazados en rocas volcánicas y sedimen-

tarias con potencia buena.

3.2.1.2. Método de Explotación

Mina subterránea con sistema Trackles, el

método de minado es de cámaras y pilares con sub

niveles, relleno hidráulico cementado por recu-

peración de pilares.

En los tajeos primarios se preparaban aber-

- 20 -

turas de 4 x 14 x (70 a 100)m el cual se perfora

íntegramente el tajeo para realizar después la

voladura, extracción y rellenado con una mezcla

de 1/25, restableciendo el piso nivel superior,

el minado es ascendente.

En los tajeos secundarios (pilares) se prepa-

ran cruceros en el nivel inferior e intermedio

de 3,5 x 3,5 m de estos cruceros se perforaban

los anillos (abanicos) para realizar después la

voladura.

La extracción de mineral de un tajeo secunda-

rio (pilar) es descendente debido a que se expo-

ne el contacto techo. El contacto techo se expo-

ne según el avance de la extracción, es decir el

área total del tajeo se expone al final de la

extracción del mineral.

En un tajeo la abertura a ser rellenada es

de:

Ancho : 10 - 16m

Longitud : 25 - 30m

Altura : 30 - 60m

- 21 -

3.2.1.3. Disponibilidad de Equipo

La perforación se realiza con jumbos perfora-

dores hidroneumáticos y la voladura con anfo y ful-

minantes con retardos de milesegundos. El acarreo

se realiza utilizando scooptrams, diesel de 3,5 yd³,

en los pilares son accionados a control remoto. La

ventilación es forzada mediante el uso de ventila-

dores eléctricos. Desde el área de carguío, con

cargador frontal, se carga los volquetes de 25 t de

capacidad, para la extracción de mineral hasta su-

perficie.

3.2.2. Open Stoping (Minado aplicado en Mina Santa Cecilia)

Mina subterránea con sistema trackles, el método de

minado es el open stoping (espacios abiertos): cámaras y

pilares, con subnivel, relleno hidráulico cementado y recu-

peración de pilares.

- A partir de la rampa se construyen galerías principales

y cruceros de acceso al cuerpo mineralizado

- En los tajeos se preparan cruceros de 3,5 x 3,5 m de

estos cruceros se perforan todos los taladros del tajeo,

para realizar después la voladura

- 22 -

- La perforación se realiza con jumbos hidroneumáticos y

electrohidráulicos, taladros verticales o inclinados en

los anillos.

- La voladura se realiza con sistema no eléctrico con re-

tardos FANEL (periodo corto y periodo largo) en chime-

neas y con sistema eléctrico con retardo en milesegundos

(ms), en el resto del tajeo.

- La voladura se realiza cada uno o dos filas, rompiendo

un promedio de 1 500 t por disparo fila, usando el sis-

tema de voladura eléctrica.

- La extracción de mineral de un tajeo es en retirada de-

bido a que se expone el contacto techo, según el avance

de la extracción. Quedando expuesta el área total del

tajeo al final de la extracción del mineral.

- La extracción se realiza con volquetes convencionales

y/o equipo pesado Dumper K-250, desde la zona de car-

guío, hasta la planta concentradora “Graciela”.

- Se rellena completamente con relleno hidráulico cementa-

do (RHC), con mezcla de 1/25" ó 1/30" etc

- 23 -

- En un tajeo la abertura a ser rellenada es de:

Ancho : 8 m

Longitud : 30 m

Altura : 25 m.

- Cada tajeo es rellenado inmediatamente después de ser

abiertos completamente y culminado la extracción de mi-

neral roto

3.3. LABORES DE PREPARACIÓN

3.3.1 Galerías y Cruceros

Las labores preparatorias consisten en galerías de ac-

ceso a la rampa de 4 x 4 m, cruceros de acceso al tajeo de

3,5 x 3,5 m.

A partir de la rampa se construyen galerías y cruceros

de acceso al cuerpo mineralizado.

Los cruceros se prepararan en el nivel inferior, en to-

do el límite de la extensión de los tajeos. De estos

cruceros, se perforan los taladros hacia arriba: vertica-

les y/o inclinados en anillos (abanico), para realizar

después la voladura.

Los cruceros se realizan siguiendo el límite lateral

- 24 -

del tajeo, para perforar desde allí taladros de precorte

verticales o de poca inclinación, para proteger los pila-

res o tajeos adyacentes.

3.4 ETAPAS DE EXPLOTACIÓN

3.4.1 Diseño de Perforación y Voladura

El diseño de perforación y voladura, consiste en los

siguientes conceptos:

3.4.1.1 Chimenea

Son labores verticales o de pendiente mayor

a 45°, el diseño de la chimenea consiste en: 2 ta-

ladros de 5 pulgadas y 17 taladros de 2 pulgadas

de diámetro, dispuestos en un área de 2 x 2 m.

La chimenea sirve como cara libre para disparar el

slot. (Fig. No.3.3)

3.4.1.2 Slot

Se denomina así o un espacio que se abre,

teniendo como cara libre la abertura de la chime-

nea, cuyas longitudes son: al lado de la chimenea

y el ancho del tajeo. El slot, sirve como cara

- 25 -

libre para empezar o disparar las filas del tajeo.

Los taladros son verticales, de 2 pulgadas

de diámetro.

Su perforación consiste de taladros largos

en abanico en filas orientadas en dirección longi-

tudinal al tajeo.

3.4.1.3 Filas

Son taladros dispuestos en abanico cubriendo

todo el ancho del tajeo.

Las filas distan una de la otra 2m que se

considera el valor de burden y se ubica a lo

largo del tajeo.

La primera fila se dispara teniendo como

cara libre el slot, y las demás filas en reti-

rado del tajeo.

3.4.1.4 Pre corte

Es un método especial de voladura, que tiene por ob-

- 26 -

jeto proteger la superficie remanente alrededor de la

excavación (tajeo).

Su objetivo es: obtener superficie lisa y proteger la

roca del agrietamiento.

Pre corte y recorte son dos métodos utilizados cuando

interesa dar un tratamiento cuidadoso a la roca circun-

dante.

Se realiza mediante el empleo de un explosivo con una

reducida concentración de carga por metro y otras carac-

terísticas que se traducen en un efecto mas suave.

En la zona en que se va efectuar, el esquema de

perforación es considerablemente más denso de lo normal

en relación a las filas.

Cuando más deficiente sea la calidad de la roca, mas

necesario es la influencia de las voladuras subterráneas

en la roca circundante, juntamente con las leyes de la

mecánica de rocas, constituye un sector interesante de

la técnica minera.

Se hace detonar primero los barrenos del pre corte,

- 27 -

antes del tajeo propiamente dicho. Produce una grieta

entre los barrenos de pre corte.

La subsiguiente voladura del tajeo, la roca se des-

prende a lo largo de esta grieta.

La inclusión de taladros vacíos, entre los cargados,

hace mejor los resultados cuando sea preciso.

Es importante emplear espaciamiento y cargas correc-

tas para el tipo de roca que se trate.

3.4.2 Perforación

3.4.2.1 Equipo de Perforación

Los equipos son jumbos neumáticos y hidroneumáticos

y electrohidráulicos marca TAMROCK, cuya capacidad nomi-

nal es de 450 CFM y presión de aire comprimido requerido

es de 80PSI (16 pulg²), también se tiene un trackdrill.

Las partes importantes que requieren regulación,

son los siguientes:

- Las patas o gatas que se regulan con la guía de 2

niveles (1 longitudinal y otro transversal) para

- 28 -

ubicar en posición horizontal.

- El puente donde se desplaza el brazo o pluma del

equipo, su inclinación es en relación a la direc-

ción longitudinal del tajeo.

- El brazo o pluma, es donde se desplaza la perforada

o martillo, su dirección es en relación a la direc-

ción transversal del tajeo.

- La perforada o martillo, es neumática e hidráulica,

en donde es tan conectados las barras, coplas y ba-

rras, se desplaza por el brazo o pluma a medida que

se profundiza el taladro.

3.4.2.2 Accesorios de Perforación

El equipo de perforación, dispone de 15 barras, 15

coplas, 2 brocas, y un shanck adapter.

Las brocas se desgasta, según la dureza de la roca,

en este caso baritina y zinc, la vida útil es relativa-

mente alta para perforar roca blanda, siendo de 540 m

perforados con 5 afiladas.

Las barras y coplas, sufren desgastes por el es-

fuerzo del martillo (perforadora) que realiza para que

la broca penetre en el macizo rocoso. En baritina el

- 29 -

desgaste de barras, coplas y shanck, es mínimo, se con-

tinua utilizando en otras labores.

3.4.2.3 Mantenimiento de Equipo

A los operarios, se les proporciona regularmente,

grasa y aceite para lubricar partes importantes de la

máquina.

La empresa dispone de personal de mantenimiento,

las fallas mecánicas leves son reparadas en la misma la-

bor; si son más serias se trasladan al taller de mante-

nimiento.

3.4.2.4 Estudio de tiempos y eficiencia operativa y mecánica

Se realiza para planificar el tiempo de duración de la

perforación en una determinada labor en baritina, zinc, encon-

trándose parámetros reales en metros perforados por horas, ta-

rea, turno o día.

Tipo de Tareas

En el proceso de perforación se programa tareas de 12 horas

en 2 turnos diarios, pero también tareas de 8 h en 2 ó 3 turnos

diarios, dependiendo de las labores en perforación de manera

simultánea y la disponibilidad de personal.

- 30 -

Estudio de Tiempos Efectivos de Perforación por Guardia

Tipo de Guardia

Descripción

Unidad 12 horas 8 horas

Tiempo de trabajo

Entrada y salida a labor

Tiempo efectivo de trabajo

Prep. y Guard. de Equipos

Supervisión

Tiempos muertos

- Falla mecánica

- Falta de Aire comprimido

Tiempo efectivo de perforación

Efic. Operativa y Mecánica

Parámetros:

Metros perforados/g día

Metros perforados/hora

Horas

Horas

Horas

Horas

Horas

Horas

Horas

Horas

%

10

1,16

8,83

0,66

0,06

0,56

0,53

7,02

80

123

18,4

7

0,91

6,09

0,66

0,06

0,20

0,17

5,00

82

90,0

18,0

- 31 -

Estudio de Tiempos Netos de Perforación por Guardia

Descripción Unidad 12 horas

Tiempo de trabajo

No. de taladros perforados

No. de barras perforadas

Metros perforados

1.-

Tiempo de cambio de estación

No. de cambio de estación

2.-

Tiempo de cambio de inclinación

No. de cambio de inclinación

3.-

Tiempo de cambio de fila

No. de cambio de fila

4 = 1 + 2 + 3

Tiempo por cambio de posición

Tiempo neto de perforación

Parámetros:

Rendimiento. m. perf/hora

m

min

min

min

horas

horas

08

86

129

10

04

05

01

20

01

1,42

5,60

22

- 32 -

3.4.3 Taladros Largos en Abanico

El diseño de la perforación en abanico es distinto en cada

tajeo considerando sus dimensiones, forma y ubicación (figura

No.3.3).

3.4.3.1 Filas

El diseño de perforación en abanico de las filas se

basa en el diseño de la mina Juanita, en la recuperación

de pilares.

- Se considera como espaciamiento, a la separación má-

xima de los taladros en abanico, en su parte supe-

rior. Esta medida es de 2,6 m o 2,4 m.

- Se considera como burden, la distancia de la fila a

la cara libre (la cara libre iniciales es el slot), y

también a la distancia entre fila y fila. Esta medida

es de 2 m a 2,10 m.

- Los taladros en abanico, tienen una inclinación de

15° hacia el norte (dirección longitudinal al tajeo).

3.4.3.4 Pre Cortes

- El diseño de perforación de los pre cortes en abani-

co, se realizan con perforación mas denso en relación

a las filas burden de 2m – 1,5 m (ver Figura No.

- 33 -

4.1).

- El burden, es la distancia del pre corte a la última

fila del tajeo.

- Los pre cortes con taladros largos en abanico son di-

señados, como límites del tajeo, con la roca de con-

tacto o con otro futuro tajeo.

3.4.3.5 Slot

- El slot son filas de taladros en abanico perforados

en dirección longitudinal al tajeo.

- El espaciamiento es de 2,8m y la distancia entre fi-

las es de 2,0m.

3.4.4 Taladros largos verticales o inclinados

3.4.4.1 Chimenea

El número de taladros es de 17 de 2" de diámetro x

2 taladros de 5" de diámetro, con sección de 2 m x 2 m.

Su diseño es de arranque corte quemado, con la si-

guiente disposición de taladros:

- Taladros de 5 pulgadas de diámetro.

02 como primera cara libre (maricones).

- Taladros de 2 pulg. de diámetro.

- 34 -

05 arranque

04 ayuda arranque

08 cuadradores

Se perfora en 2 tramos

Ej. Longitud

NV 1085-1106 16m

NV 1109 - contacto techo 03m

3.4.4.2 Slot

Su diseño es de taladros verticales, dispuestos en

“V” en dirección de la chimenea.

3.4.4.3 Pre corte

Los taladros del pre corte, se perforan a lo largo de

los lados laterales de los tajeos, separados 0,7 m uno del

otro, para proteger los pilares adyacentes y obtener la

forma proyectada luego de realizar el minado.

3.4.5 Voladura

La secuencia de voladura es la siguiente:

1) El pre corte lado norte (en abanico) con el fin de crear un

plano de fractura que limite el tajeo, y ayude a la salida del

slot.

- 35 -

2) El slot, en abanico, para crear la cara libre que da salida a

las filas.

3) Las filas una a una y en retirada, para estar expuestos al te-

cho al momento de la extracción.

4) El pre corte lado sur, en abanico como límite del tajeo.

3.4.5.1 Sistema Eléctrico con Retardos

La voladura eléctrica se utiliza sólo para las

filas y se usan retardos de 30ms. Se dispara fila

por fila de acuerdo a la necesidad de mineral y a

sus leyes.

3.4.5.2 Sistema no eléctrica con retardos (chimenea)

Se utiliza FANEL o (TECNEL) periodo corto y

largo, el de periodo corto es de color rojo son los

iniciadores y son de miles segundos y periodo largo

son de color blanco y son de 1/2 segundo son para

las ayudas, cuadradores.

La carga de los taladros consiste en paquetes

de 3 cartuchos de dinamita o Iremita y ANFO.

Una vez cargados todos los taladros, los co-

- 36 -

nectores FANEL se conectan a una línea con cordón detonante

5P, la que a su vez es unido a 2 fulminantes común No. 8

con guías de seguridad de 3 pies, los cuales se chispean.

- La detonación de la carga explosiva de los taladros, con

mayor tiempo de retardo (mas espaciado) para asegurar

que la cara libre se vaya abriendo gradualmente, lo que

no se logrará con un disparo eléctrico.

- La presencia de agua en los taladros al momento de car-

garlas y ejecutar el disparo.

La cuadrilla de voladura es de 2 trabajadores (maestro

y Ayudante) con apoyo de equipo pesado ANFOCARD.

3.4.6 Extracción a Zona de Carguio

3.4.6.1 Equipos Utilizados

La extracción a la zona de carguío, se realiza con

equipo pesado y se tiene los siguientes scooptrams:

02 ST 1000 10 yd³

01 WAGNER 6C6 yd³

02 TORO 3,5 yd³

Las dimensiones del scooptrans están considerados

en las dimensiones mínimos de la galería de preparación

sea de 3,5 m x 3,5 m de sección, con una pendiente máxi-

ma de 15%.

- 37 -

La empresa tiene 5 scooptrans y todos tienen con-

trol remoto, para ser utilizados en condiciones críti-

cas, motivados por la caída de rocas del techo del ta-

jeo, al quedar mayor área libre expuesta, a medida que

se avanza con la extracción del mineral.

3.4.6.2 Distancias recorridas

El mineral se extrae del tajeo y se deposita en una

zona llamada de almacenamiento.

La longitud de un tajeo es de 35 m entonces las

distancias que recorre el scooptrams, para efectos de

estudio, depende si se encuentra al inicio, intermedio o

final del minado del tajeo, correspondiendo distancias

mayor, media y menor respectivamente, y si el recorrido

se hace en pendiente positiva o negativa.

3.4.6.3 Estudio de Tiempos

El estudio de tiempos se realizan para obtener pa-

rámetros de tiempos de extracción y ser utilizados en

fines de planeamiento de minado.

- 38 -

Carguío de mineral

Para el carguío de mineral o desmonte se utiliza 3

scooptrams, dependiendo de la operatividad de los scoop-

trams o de las tajeos, pero se usan los ST 1 000 o

el Wagner 6C.

Los equipos utilizados están en función a las zonas

de carguío, son especialmente preparados para realizar

el carguío, con scooptrams. Por contar la empresa con

suficiente número de estos, y además permite operar sin

necesidad de elevar demasiado el techo de la excavación.

3.4.7 Transporte Interno de Mineral

3.4.7.1 Equipo utilizados

El transporte interno, se realiza con los siguientes

equipos: volquetes. convencionales de propiedad particular

y que opera en la mina por sistema de cobro por tonelada de

mineral o desmonte transportado.

- Capacidad nominal 25-30 t y de 15 t

- Marca VOLVO (doble eje)

Equipo de carga de bajo perfil. De propiedad de la

empresa

Marca : Dumper K-250 (Kiruna)

Capacidad Nominal : 30 t

- 39 -

3.4.7.2 Distancias Recorridas

Los equipos de transporte, recorren la distancia

desde la zona de carguío, que se encuentra en el nivel

inferior del tajeo, hasta la planta concentradora Gra-

ciela en el NV: 1260 en superficie.

La vía de la rampa es de 4 x 4m² de sección recorri-

do con carga en pendiente de +10% a +12%.

3.4.7.3 Estudio de Tiempos de Transporte

Luego de efectuarse la carga, los volquetes viajan

con carga en pendiente positiva, al llegar a la planta

Graciela, se deben ubicar en la balanza donde se contro-

la el peso en tH, que transporta el equipo, luego efec-

túa la descarga en la cancha y luego nuevamente ingresa

a la balanza electrónica, para el pesaje del volquete

vacío, con el objeto de determinar si se ha quedado im-

pregnado parte de la carga especialmente cuando esta mo-

jada. Luego retorna vacío a la zona de carguío, reco-

rriendo la rampa en pendiente negativa.

Los volquetes y kirunas se distribuyen en la mina

en distintos tajeos, dependiendo de los tajeos en pro-

- 40 -

ducción y de las leyes de mineral.

3.5 RELLENO

Para reestablecer el equilibrio del macizo rocoso, inmedia-

tamente después de haber terminado la extracción de mineral roto

del tajeo, se procede a rellenarlo.

Se utiliza relleno cementado, de transporte hidráulico.

Este tipo de relleno, resultado de la mezcla de relaves y cemen-

to. Estos componentes tienen las siguientes características:

Relaves: totales (sin separar finos y gruesos)

Malla 325, finura de relave, indica el % de finos en el re-

lave que produce la planta 40-50% de finos (muestra tomada antes

que llegue al espesor). Relave que va ha la mina 35-40% de finos

(muestra tomada de la pulpa). La producción de relaves en la

planta, está en función, a los minerales que se trata, para los

cuales se determina su gravedad específica S.G. (kg/l), siendo

los principales los siguientes:

Relaves de:

S.G

Baritina 3,9

Zn + Ba + Fe 3,8

Mineral + desmonte 3,7

- 41 -

Cemento portland tipo I–SO1

3.5.1 Requerimiento de Relleno

Se estima a partir de la siguiente fórmula:

d × HRc = -----------------

1 + H/L

Donde:

Rc : Resistencia comprensiva no confinado de re-

lleno cementado (Kpa)

d : Densidad in situ del relleno (t/m³)

H : Altura del tajeo (m)

L : Longitud del tajeo (m)

Factor de conversión 9, 81 kn/t.

3.5.2 Características del Relleno Cementado

De los ensayos realizados, se encuentran los siguientes.

Mezcla : cemento / relave = 1/25

Tiempo de fraguado = 3 meses

Densidad In situ = 2,6 g/cm³

Resistencia comprensiva no confinado = 400-600 Kpa

3.5.4 Control de Calidad

- 42 -

Para que el relleno cementado, pueda llegar a la mi-

na con las características requeridas, se tiene que ejecu-

tar un minucioso control de calidad, mediante la toma sis-

temática de datos de campo de relaves totales cada hora y

de la pulpa (relaves totales + relaves secos filtrados cada

15 minutos).

3.5.3.1 Mediciones de Campo

Densidad y caudal de relaves totales, sólidos

del espesador. La densidad promedio es de 1750 kg/l.

El caudal resulta de medir el tiempo en seg. que de-

mora en llenar un recipiente de 206 l. El tiempo es

de 15 s. Por lo tanto el caudal es de 13,7 l/s

Cantidad de cemento. El cemento se alimenta

desde silos (en forma cilíndrica en la parte supe-

rior y tronco de cono en la parte inferior) de 41 t

de capacidad y 6 410 t/m. Se abre una pequeña com-

puerta y el cemento pasa a través, de un dispositivo

en forma de gusano que funciona con motor eléctrico,

regulando el flujo hacia el cajón mezclador en donde

llega también la pulpa. En un recipiente se toma una

- 43 -

muestra de cemento que cae en un tiempo aproximado

de +/- 5 segundos, se pesa en una balanza, dando un

valor promedio de 3 600 kg.

3.5.3.2 Cálculo de Campo

Con los datos encontrados de las mediciones de

campo, se produce inmediatamente a realizar cálculos

mediante fórmulas matemáticas, para encontrar pará-

metros que nos permitan evaluar si el envío de re-

lleno es correcto.

- Tonelada por hora de la pulpa (TPH pulpa)

TPH pulpa = 3,6 x caudal pulpa x densidad pulpa.

- Porcentaje en peso de sólidos (% sólidos)

S.G pulpa x (densidad pulpa-1)% sólidos = ------------------------------------ x 100

(S.G. pulpa -1) x densidad de pulpa

Donde:

S.G. gravedad específica.

Para un valor de S.G. = 3,7 se tiene un valor

promedio de 70% de sólidos.

- Tonelada por hora de sólidos (TPH sólidos)

TPH pulpa x % sólidosTPH = ------------------------

100

- 44 -

Este valor, nos indican si se está enviando relleno

de acuerdo a la capacidad de la bomba, sin que el motor de

esta se sobre caliente. los TPH de sólidos deben estar en

el rango de 75 a 80, para lograr este resultado, se debe

graduar la densidad de la pulpa que debe estar en el rango

de 12 a 15 l/s

- Toneladas por hora de cemento (TPH cemento)

Peso de cemento llenadoTHP cemento = 3,6 x ---------------------------------

Tiempo de llenado

El valor promedio es de 3,0 a 3,2 TPH de cemento.

- Proporción de mezcla, entre sólidos y cemento, expresado

en fracciones.

1Mezcla = -----------------

TPH sólidos------------------

TPH cemento

La proporción de mezcla con los valores obtenidos es

un promedio de 1/25 (1 cemento por 25 de relaves).

3.5.3.3 Reporte de Mediciones y Cálculo de Campo

El personal responsable, debe llenar un formato con

cada medición y cálculos realizados, cada 15 minutos; lue-

go se saca un promedio del total de las mediciones, obte-

- 45 -

niéndose:

TPH de sólidos

TPH de cemento

Horas de envío de relleno cementado a la mina.

Con estos datos se puede obtener las toneladas de

relleno que ingresan a la mina y las t de cemento consumi-

das.

El consumo de cemento calculado es confrontado con la

medición de los silos. Esta medición se realiza al inicio

y al final de la operación de envío de relleno cementado a

la mina. La diferencia en metros se multiplica por 6,410

t/m dando el consumo real de cemento. Entre ambos valores

obtenidos no debe existir significativa diferencia, esto

indicará que el control de calidad de relleno cementado

está bien efectuada.

3.5.4 Equipos de Preparación y Envío de Relleno Cementado

El circuito de preparación de relleno cementado, (ver figu-

ra No.3.1) consta de lo siguiente:

- Espesador de relaves

- Acondicionador de pulpa

- Silos (cemento)

- Cajón mezclador (pulpa y cemento)

- 46 -

- Bomba eléctrica

- Filtros (tratamiento de relaves espesador)

- Relave seco filtrado.

- 47 -


Escuela Académico Profesional de Ingeniería de MinasDibujo: H. Cornejo Nv.: Fecha: Figura No.3.1

FLOW SHEET PLANTA CONCENTRADORA Y DE RELLENO


- 48 -

Este relave seco filtrado es alimentado a una tolva

por un cargador frontal y llevado mediante una faja trans-

portadora portátil al acondicionador de pulpa donde se mez-

cla con el relave espesado proveniente directamente del es-

pesador.

3.5.5 Envío de Relleno a la mina

Tubería de polietileno de 3" de diámetro, instalado

desde la planta (NV1260), por superficie hasta el NV 1178

(Graciela) luego en mina subterránea por la rampa hasta el

NV 1130 donde están las llaves maestras para llevar el re-

lleno a los tajeos a rellenar, donde están perforados tala-

dros de 5" de diámetro que llegan a los techos de los ta-

jeos a rellenar.

El relleno cementado de transporte hidráulico es im-

pulsado por la bomba eléctrica a través de la tubería y

luego por los taladros de 5 pulg de diámetro hasta llegar

al tajeo.

3.5.6 Preparación del Tajeo para el Relleno

3.5.6.1 Instalación de Tapones

Los tapones tienen como función el sellar las

- 49 -

aberturas de acceso al tajeo cubriendo totalmente la

sección de estas.

Los materiales que se usan son los siguientes:

- Maderas de eucalipto de 8" x 8" x 14' (troncos)

que son colocados verticalmente como parantes, y

otros en forma horizontal, como refuerzo.

- Maderas de eucalipto de 2" x 8" x 12' (tablas) que

son colocados en forma horizontal y fijaos sobre

los pilares, del lado fuera del tajeo, cubriendo

la sección de la abertura, espaciados 10 cm uno

del otro.

- Fierro de construcción de 1" de diámetro, son tra-

bajados en talleres dándole la forma de grampa, se

utilizan en taladros de 3' que previamente han si-

do perforados.

- Terran, es una tela especial que se coloca cu-

briendo totalmente la sección de la abertura, del

lado dentro del tajeo, es fijado sobre la madera

con clavos y pegamento terokal.

- Para cubrir los bordes del techo, piso y paredes

de la abertura se prepara cemento con yeso (dia-

blo) una mezcla de armado inmediato.

3.5.6.2 Instalación de Tuberías de Drenaje

- 50 -

Se utiliza tubería plástica de 4" de diámetro

de color amarillo ó negro, flexadren de polietileno

de alta calidad, muy flexible con perforaciones

transversales en las ranuras de ondulación Figura

No.3.2).

Para ser instalados se forran con tela de te-

rrán, en forma de mangas. El forro con el fin de

proteger las tuberías evitando que el relleno pene-

tre.

Estas tuberías se instalan de la siguiente ma-

nera:

- Del nivel superior del tajeo son perforados 3

taladros de 5" de diámetro que comunican al te-

cho del tajeo pasar el tubo de drenaje y se re-

cupera en el nivel inferior del tajeo.

- El otro extremo de la tubería de drenaje sale

por un orificio en uno de los tapones del tajeo.

- 51 -



MINA CECILIA – SISTEMA DE R H C


- 52 -

La manera como funciona el drenaje es cuando

el relleno llega al tajeo, el sólido se asienta y

el agua queda en la parte superior, el agua entra a

través de la tela terrán hacia la tubería por sus

pequeños orificios, luego conducida hacia el tapón

y eliminada del tajeo.

Al iniciar el envío de relleno cementado al

tajeo, hasta que se pase al tapón se envía una hora

por turno, para que se vaya asentando poco a poco y

evitar que el tapón ceda a la presión que ejerce el

relleno sobre el. Luego de pasar el tapón el envío

es continuo en 3 turnos de 8 horas, interrumpidos

sólo por defectos mecánicos en las instalaciones de

planta, o escapes de relleno por paredes adyacentes

o por el tapón del tajeo en mina.

3.6 SOSTENIMIENTO

El sostenimiento que se realiza en Cecilia Norte y Sur, se rea-

liza en Cruceros a los tajeos, cruceros de exploración, rampa prin-

cipal, by pass, zonas de carguío y en los tajeos de producción.

3.6.1 Cruceros a los tajeos

- 53 -

El sostenimiento se realiza en los cruceros donde se

va ha perforar con el jumbo y estos tienen una vida tempo-

ral.

3.6.2 Cruceros de Exploración

Se realiza siguiendo las mineralización, hasta lle-

gar al contacto y luego preparar los futuros tajeos y estos

tienen una vida intermedia.

3.6.3 Rampa Principal

Esta labor tiene una sección de 4 x 4m² y se hace en

roca y tiene una vida permanente.

3.6.4 Tipo de Roca

Los tipos de roca que tenemos en la mina son:

- 54 -

Color Labor Tipo

Calcosilicatos y

tufos

gris verdoso con veni-

llas de calcita.

Rampa Cecilia Pobre

Baritina y Zinc Gris claro con pirita y

esfalerita.

Cecilia Norte Regu-

lar,

mala

Zinc y Baritina Esfalerita, galena, ba-

ritina y pirita color

negro de aspecto masivo.

Cecilia Sur Regular

3.6.5 Clasificación Geomecánica de Rocas

Se realiza de acuerdo al valor de masa rocosa (RMR)

RMR Q g/cm³densidad

Calidad

Baritina, Zinc Cecilia Norte

Cecilia Norte

48

40-30

1,68

1,68

4,16

4,16

Regular

mala

Zinc - Baritina Cecilia Sur 60-41 4,22 4,00 Regular

Tufos, colcocilicatos rampa Ce-

cilia

30-21 0,20-0,43 3,55 Mala

- 55 -

3.6.6 Tipos de Sostenimiento

Los tipos de sostenimiento, se tiene en dos modalidades.

3.6.6.1 Refuerzo

Los split set de 5' x 7' de largo con su platina,

los pernos mecánicos como de mariposa, cuña de 4' 6' y

8' y los pernos de fierro corrugado con resina, cembol

de 7'y 10' de largo, los pernos Swelley y cables de ace-

ro de 5/8" de diámetro cementados.

3.6.6.2 Soporte

Concreto lanzado, malla concreto lanzado con fibra,

cimbras metálicas, cuadros de madera, postes metálicas.

Cuando se combina el refuerzo y soporte, se tiene

los siguientes tipos de sostenimiento:

- Split con malla.

- Split con malla y concreto lanzado

- Split set con concreto lanzado y fibra.

- Fierro corrugado con cembolt, malla y concreto lan-

zado.

- 56 -

3.6.6.3 Trazos de Perforación para Pernos

Los trazos de perforación para el colocado de pernos es por

filas y en zig zag. En la mina Cecilia, se utilizaba el tra-

zo de zig zag como se observa en la figura I y II.

3.6.6.4 Sostenimiento con cables de Acero

Este tipo de sostenimiento se utiliza en los tajeos, para

evitar desprendimiento de roca y para estabilizar las zonas de

carguío parámetros de sostenimiento (fig. No.3.3):

- Diámetro de cable de acero = 3/4"

- Diámetro del taladro = 2"

- Longitud del cable = 10 a 25 m

- Relación agua cemento =

- Malla de perforación = 2,0 x 2,0m

- 57 -



VISTA TRIDIMENSIONAL TAJEO 200 AL CONTACTO TECHO


- 58 -

TRAZOS DE PERFORACIÓN PARA SOSTENIMIENTO

Figura I

Número de pernos: 17

Area : 2 x 7,2 = 14,4 m2

Factor : 1,18 pernos/m2

Nota:

- En un terreno de baritina - zinc con un RMR de (60) (Roca Regu-

lar) debe usar la distribución de pernos de la figura (I).

- En tufos, calcosilicatos con un RMR de (38-48) usar la distribu-

ción de pernos de la figura (II).

- Cuando en un crucero de baritina - zinc, calcocilicatos - tufos,

se levanta el techo debe lanzarse un shocrete preventivo.

- 59 -

Figura II

Número de pernos: 20

Area : 2 x 6,4 = 12,8 m2

Factor : 1,56 pernos/m2

3.7 SERVICIOS AUXILIARES

3.7.1 Ventilación

En la mina de Cecilia tenemos ventilación forzada, me-

diante ventiladores eléctricos (figura No.3.4).

Tenemos:

- Equipos Succión - ventilador axial de 100 000 cfm

Auxiliares para cada nivel de 20 000 a 30

000 cfm.

Temperatura = 21°C

Humedad relativa = 97 %

- 60 -

Necesidad de aire = 4487 m³/min

Ingresa = 4750 m³/min

Velocidad = 235 m/min

El esquema general del sistema de ventilación para la mina

Santa Cecilia está básicamente planeado en su ingreso del

aire limpio y fresco a interior mina de una forma descen-

dente hasta el nivel inferior, cuyo ingreso es por la ram-

pa, en su recorrido fluye también por los tajos con una ve-

locidad dentro del rango de aceptación por el “Reglamento

de Seguridad e Higiene Minera”. Finalmente el aire viciado

es evacuado por chimeneas hacia superficie, donde se en-

cuentra un ventilador de succión de 100 000 cfm. También se

tiene ventilación secundaria o ventilación auxiliar, con

ventiladores de 20 000 a 30 000 cfm. Con sus respectivos

ductos. En este sistema de ventilación tiene por objeto

brindar y mantener un ambiente adecuado de trabajo y permi-

ta evacuar los humos y gases como consecuencia de la ex-

tracción y de los disparos producidos.

- 61 -



SISTEMA DE VENTILACIÓN – MINA CECILIA


- 62 -

- Se tiene chimeneas de 5' x 7' de diámetro de RAISE BO-

RING

- Ventanas regulables en los diferentes niveles de produc-

ción.

3.7.2 Aire Comprimido

En la actualidad se cuenta con una casa de compresoras

estacionarias que a continuación detallamos:

Casa compresoras:

Se encuentran compresoras estacionarias que generan un cau-

dal total de:

Q = 2 760 CFM

A continuación vemos sus características:

- Presión atmosférica : 1 000 BAR

- Temperatura ambiente: 25 °C

- Humedad relativa : 75%

- Q = caudal entregado a: 1 250 m.s.n.m.

- 63 -

Compresor Marca Modelo Serie No. CFM

1

2

3

4

Joy

Gadner Denuer

Atlas Copco

Gardner Denuer

WNA112

565765..

XA

4ND40

5666

------

------

29327

600

760

350

1 050

Total 2 760

Estas 4 compresoras se arrancan paulatinamente según

la demanda manteniendo una presión de 100 lb., como máximo.

El circuito comprende al inicio con tubería de 8" que

recorre el troncal y va repartiendo a todos los ramales,

reduciendo el diámetro de 6", 4", 2" respectivamente.

3.7.3 Agua para Perforación

Esta necesidad está solucionada con las filtraciones de

agua que hay en interior mina y que se capto en los niveles

superiores en tanques de los cuales se distribuye por tube-

rías de 2" a los diferentes niveles y labores en interior

mina.

CAPITULO IV

PERFORACIÓN Y VOLADURA EN TAJEOS

4.1 GEOMECÁNICA DEL MACISO ROCOSO

En la mina se tiene los cuerpos WEBS, Rimac, Cecilia Norte y

Cecilia Sur. De acuerdo al estudio de D. Córdova en 1995 en la

mina Cecilia, se tiene lo siguiente:

4.1.1 Propiedades Físicas, Mecánica y Elástica de la Roca

Roca Peso Especí-fico(g/cm³ )

Resistencia a laComprensión

Módulo de Elas-ticidad

Mineral 4,16 695,3 370,000

Calcosilato 3,35 1 177,2 920,000

Lava Volcánica 2,72 1 050 775,000

- 65 -

4.1.2 Clasificación Geomecánica - RMR (BIENIAWSKI)

LABOR RMR CALIDAD ROCA TC(Mpa)

TAJEOS

41-60 Regular Zn.Ba (Mineral de Zinc) 90-120

21-40 Mala Ba,Zn (Min,Baritina,Zinc) 25-71

RAMPA 21-30 Mala Lavas, Calcosilicatos 25-97

Nc = Resistencia comprensiva uniaxial de la roca intacta

Nt = 1/6 Nc = Resistencia a la atracción de la roca

Dimensiones de los Tajeos:

- Anteriormente : 14 x 60 x 10 a 50 m

- Después del estudio de mecánica de rocas, la dimensión del ta-

jeo es de:

7 x 15 x 25 m.

4.2 TAJEOS

4.2.1 Tajeos de Cámara Superior e Inferior

Cálculo del burden de perforación (B2):

12/)11/(()2/1(3/122

223/1

12 xDexVeSGxVeSGxdrdrxKBB

Donde:

- 66 -

Ve1 = Velocidad de denotación de la dinamita = 12000

pies/seg.

SG1 = Gravedad específica de la dinamita = 1,3

KB1 = Relación de carga promedio = 30

De = Diámetro de explosivo = 2"

Dr1 = Densidad de la roca = 160lb/pies 3 = 2,6 t/m3

Ve2 = Velocidad de denotación del ANFO = 15881 pies/seg.

Dr2 = Densidad de mineral = 3,8 t/m3= 234lb/pie

3

SG2 = Gravedad especifica del ANFO = 0,88

B2 = 30 x (160/234,08)1/3

[ ]B x x x2 30 160 23408 088 15881 13 12000 4716513 2 2 1 3= =( / , ) ( , , )/( , , ) , '/ /

B2= Burden de perforación teórico = 1,44 metros.

Después de las pruebas de voladura, se quedó con un burden de

perforación de 1,7 metro a 1,80 metro en terreno regular.

- 67 -

Método de carguío:

Carga Desacoplado continuo

Recorte (paredes) con maconita.

Carga con ANFO con taco de 1,8 m y fulminante eléctrico

de 30 ms (taladros del 1 al 7)

Labor Nv. 1207 al Nv. 1219 (21)

Longitud deltaladro m

Taco m Número defulminantesunidad

ANFOkg

Dinamita7/8” x 7”unidad

Maconita5/8”x20”unidad

Factor decarga kg/mpared

9 1,8 31 175 62 144 0,26

Factor de carga del tajeo: 0,08 kg/t

- 68 -

Método de carguío:

Carga Desacoplado discontinuo con pentacord 3P

Precorte y Recorte (paredes del tajo).

Carga de baja densidad espaciada con pentacord 3P Los

taladros del 2 al 7)

Labor Nv. 1207 al Nv. 1193 (24)

Longitud deltaladro m

Factor decargakg/t

Número defulminantesunidad

ANFOkg

Dinamita7/8” x 7”unidad

Densidad decarga kg/mpared

10,5 0,033 31 70 347 0,135

Fulminante eléctrico de 30 ms

Diámetro del taladro: 2”

- 69 -

MINERAL DE BARITINA, ZINC

B = 1,80 metro

S = B x Ks = 2,0 metros Ks = 1,18

T = B x Kt = 1,8 metros Kt = 1,0

H = B x Kh = 10,5 metros Kh = 6,17

MINERAL DURO (WEBS RIMAC)

B = 1,50 m

S = B x Ks = 1,80 m Ks = 1,18

T = B x Kt = 1,60 mKt = 1,06

H = B x Kh = 9,25 m K h = 6,17

4.2.3 Tajeos sin Cámara Superior

El espaciamiento de los taladros en una fila de un aba-

nico y el burden se tomó del diseño anteriormente menciona-

do, se ajustó al tipo de roca de Cecilia.

B = 2,0 m

S = 2,0 a 2,20 metros

H = Longitud de carga = 2/3 de longitud de taladro

= 2/3H

PC = Longitud de carga = 2/3 de la longitud de ta-

ladro = 2/3

T = 1/3 de la longitud del taladro = 1/3 H

- 70 -

PRECORTE

El objetivo principal del presente informe es determinar el

espaciamiento óptimo en los taladros del precorte en los diferen-

tes tipos de terreno, de tal modo que ocurra fracturación de las

y el techo de los tajeos.

En consecuencia es diseñar el mejor explosivo que no genere

mucha presión dentro del taladro entre la resistencia comprensiva

y tracción de la roca.

El precorte sirve para proteger las paredes adyacentes al mo-

mento de minar los slots o las filas, y estos están distanciados

de acuerdo al tipo de roca, que va de 0,50 a 0,70 uno de otro.

Como se dice el precorte se dispara antes de las últimas fi-

las, y tenemos precortes en abanico y verticales y su forma de

carguío es distinto.

Se utiliza las siguientes fórmulas:

1) Pt = 1,69 x 10-3

p D2Carga acoplado al 100%

2) Pt dc = 1,69 x 10-3

p D2

(rc/rh)2,4

Carga desacoplada conti-

nua.

3) Pt dc= 1,69 x 10-3

p D2(rc/rh C )

2,4carga desacoplada

y espaciada.

- 71 -

4) S 2rh ( )Pt T

T

+

Donde:

Pt = Presión dentro del taladro en psi

p = Gravedad específica del explosivo

D = Velocidad de detonación de explosivo en pies/s

rc = Radio de la carga explosiva en pulgadas

rh = Radio del taladro en pulgadas

S = Máximo espaciamiento entre taladros del precorte en

pulgadas.

T = Resistencia a la tracción de la roca (psi)

C = Porcentaje de la longitud de carga (en decimal)

Entre los explosivos usados en el precorte tenemos al ANFO, Dina-

mita y maconinta y sus características son:

Dinamita y Maconita : Velocidad de detonación = 11333 pies/s

Gravedad especifica = 0,93

Remplazando estos datos en las secuencias 1), 2), 3),4) se tiene

la siguiente tabla.

Explosivo rcpulg.

rhpulg.

rc/rh Ptpsi

Ptdepsi

Ptdspsi

S1m

S2m

ANFO

2 2 1 375081 - 41597 1,76 3,74

11/4 2 0,625 - 121405 - - -

- 72 -

1 2 0,5 - 71064 - 1,3 219

Dinamita 7/8 2 0,4375 - 27759 - 0,71 0,81

7/8 2 0,4375 12082 0,30 0,41-1,0

Manconita 5/8 2 0,3125 - 12379 - - 0,71

Dinamita 7/8 1,77 0,494 - 37166 - 0,80 -

S1 = Espaciamiento entre taladros en un terreno de zinc, baritina.

S2 = Espaciamiento entre taladros en un terreno de baritina, zinc.

En la práctica de las voladuras del precorte, se tiene lo si-

guiente:

En Zinc, Baritina S = 1,00 m, Cuando se usa ANFO.

En Zinc, Baritina S = 80 cm. Cuando se usa Dinamita y maconita

(figura No.4.1).

En Baritina, Zinc S = 1,0 m Cuando se usa dinamita (figura

No.4.4).

En Baritina, Zinc S = 2,00 m Cuando se usa ANFO

En Baritina, Zinc S = 0,50 m, Cuando se usa Dinamita espaciada

ROCA Jc (Mpa) Jc ( Kg/cm²) Jc (PSI) JT (PSI)

Zn,Ba 90-120 900-1 200 12 800-17 067 2 133-2 844

Ba,Zn 25-21 250-210 3 555-10 098 592-1 683

Lavas,calcosilicatos 25-97 250-970 3 555-12 793 592

1 Mpa = 10 kgf/cm²

- 73 -

1 Kg-F/cm² = 14,22 psi

Las condiciones para no crear fracturas alrededor del taladros,

son:

- La presión del explosivo dentro del taladro no debe ser mayor

que la resistencia compresiva de la roca.

- El radio de acoplamiento entre el diámetro del taladro y el

diámetro del explosivo debe ser mayor o igual que 2, ya que la

presión del explosivo decrece con el radio de acoplamiento.

Explosivo Diámetro taladro Diámetro explosivo Radio acoplamineto

Dh Dc Dh/Dc

2 2 1

ANFO 2 2 2

2 1/2 4

DINAMITA 2 7/8 2,28

MACONITA 2 5/8 3,2

4.3 VOLADURA CONTROLADA CON TALADROS LARGOS EN TAJEOS

En tajeos primarios donde ambas paredes son mineral, se pre-

sentan dos casos:

4.3.1 Tajeos sin cámara superior

En esta clase de tajeos se presenta dos casos.

- 74 -

Desde un crucero paralelo al tajeo, se hace la perforación

de los taladros del precorte de techo de tajeo a lo largo

del crucero, con el Jumbo Neumático Tamrock o el Jumbo Hi-

dráulico Tamrock (Figura 4.1).

Los taladros del techo tienen una ligera inclinación más

o menos 7°, esto es con la finalidad de compensar la des-

viación sufrida por la caída de los taladros, por el propio

peso del varillaje (16 metros) esto es en el caso de tener

un solo crucero, cuando hay dos cruceros paralelos, se ne-

cesita perforar 13 metros.

Entre los taladros de la voladura primaria y los tala-

dros del techo hay una distancia de 1 metro, que será el

burden (B) ver figura No. 4.1

- 75 -



TAJEO SIN CAMARA SUPERIOR


- 76 -

Hay dos secuencias de voladura, una de ellos es disparar

los taladros primarios y luego los taladros del disparo

controlado, utilizando pequeños periodos de retardo con la

finalidad de efectuar un mejor corte.

La otra secuencia de voladura es disparar los taladros

del disparo controlado y luego los taladros de la voladura

primaria.

4.3.1.1 Método de Carguío

a. Carga Desacoplada Continua

-a.1 Se cargó el anfo manualmente en tubos de plás-

tico de 1 1/4", 1" de diámetro por 3 metros de

largo acoplándose una a continuación de otro

con línea de pentacord o fulminante eléctrico

de MS (milisegundo), en cada tubo de 3 metros,

se coloca un medio cartucho de dinamita para

asegurar la detonación total de taladro, ver

figura No. 4.2.

Se usa retardo de MS de corto periodo para

mejorar la acción de corte entre taladro y ta-

ladro.

- 77 -

- a.2 Para los taladros del precorte del techo y

paredes laterales del tajeo, se uso tubos de

maconita de 5/8" de diámetro y fulminante

eléctrico a lo largo del taladro, al inicio

del taladro se taponea con yute.

La secuencia de voladura fue disparar los

taladros de producción y luego los taladros

del disparo controlado en forma simultánea con

retardos del mismo número, ver fig N°4.3.

b. Carga Desacoplado Discontinuo

Se amarra los cartuchos de dinamita en una línea

de pentacord distanciados 20 centímetros una a con-

tinuación de otro y en la entrada del taladro, se

amarra un fulminante eléctrico de MS. Ver figura

No.4.4

Todos estos taladros se dispararon en forma si-

multánea, usando retardos del mismo período y creó

más vibraciones sobre el techo o las paredes del ta-

jeo.

- 78 -

- 79 -

La perforación para estos taladros del precorte,

se realizó del Slot o de un crucero paralelo al ta-

jeo.

4.3.2 Tajeos con cámara superior

Cuando el terreno es bueno, se abre la cámara con máquina

perforadora Jack Leg, que nos permite hacer un techo uniforme

disminuyendo el riesgo potencial futuro de caída de rocas.

En un terreno de Baritina, Zinc, se efectúa un crucero y lue-

go un Slot de 3,5 m x 3,5 m de sección, cada metro de avance es

enmallado y shocreteado, la distancia vertical entre cada nivel

varía de 10 a 25 m. La perforación descendente es realizada por

los jumbos neumáticos y la ascendente por el Jumbo hidráulico de

los diferentes niveles

4.3.2.1 Método de Carguio

Carga de Baja Densidad Espaciada

En un terreno bueno como los cuerpos de Juanita, Webs

los taladros del precortes se carga uno si y el otro se

deja vacío en este caso la longitud de carga, es igual

que los taladros de producción.

- 80 -

En un terreno de Baritina, Zinc, cuando el car-

guío del precorte es del nivel superior, se coloca

un taco al fondo del taladro, luego ANFO, luego el

Cebo con una línea de pentacord o fulminante eléc-

trico, luego se agrega ditritus de la perforación y

nuevamente una columna de ANFO.

Si el carguío es del nivel inferior, se usó el

método a1, a2 y el método es cargar un taladro con

ANFO y dejar vacío el otro taladro.

La secuencia de voladura fue: primero sale todos

los taladros de producción y luego los taladros de

la voladura controlada.

4.4 VOLADURA CONTROLADA EN LA RECUPERACIÓN DE PILARES

Previamente los tajeos primarios deben estar rellenados con un

tiempo de curado de 30 días a 56 días, teniendo las siguientes

propiedades del relleno cementado:

Relación de Cemento/relave : 1/25

Tiempo de curado : 56 días

Resistencia comprensiva : 400 Kpa

Módulo de deformación : 70 Mpa

- 81 -

Cohesión : 90 Kpa

K = 0,5 Relación de esfuerzo horizontal / esfuerzo verti-

cal.

La recuperación de pilares (figura No.4.5), se realiza una vez

que los tajeos adyacentes han sido rellenados con relleno hidráu-

lico cementado.

El avance del crucero y el Slot es a lo largo del tajo como

malla electrosoldada, Split y Shocrete en un terreno de Baritina,

Zinc.

En algunos casos se atraviesa una área de relleno hidráulico

cementado con cuadros de galería, se topea y encriba al techo y

paredes, hay una distancia de 2 metros de cuadro a cuadro. Estos

van a soportar las vibraciones de las voladuras eléctricas.

4.4.1 Paredes Mineral y la otra RHC

La altura de los niveles varía de 10 a 25 metros, a mayor al-

tura los esfuerzos se distribuyen en la altura media y se concen-

tra en la par te inferior y superior del RHC, el factor de segu-

ridad de este relleno es cercano a 1.

- 82 -



SISTEMA DE MINADO (RECUPERACIÓN DE PILARES)


- 83 -

La perforación es mediante anillos o abanicos de taladros, ca-

da uno con un grado de inclinación apropiado y todos ellos sobre

un mismo plano. Las longitudinales de cada taladro son variables

que están en función del arreglo del abanico y la forma del pilar

a recuperar.

Los taladros del precorte son verticales junto al pilar de mi-

neral y al otro extremos los taladros del precorte son inclinados

a 45° (Buttres) que va a llegar a la pared del RHC.

Método de carguío

Se carga un taladro “si” y el otro “no” con ANFO y fulminan-

te eléctrico.

En los taladros del buttres el carguío es igual que el ante-

rior, pero se coloca una caña o un tubo de plástico atacado con

yute en una longitud de 1.0mt con la finalidad de no dañar la pa-

red del RHC.

4.4.2 Ambas Paredes es Relleno Hidráulico Cementado

La altura máxima es de 25 metros, ambas paredes presenta signo

de inestabilidad (Fs< I).

- 84 -

En un terreno de Baritina, Zinc los taladros verticales es-

tán a una distancia de 20cm de RHC y los taladros del But-

tres llegan a RHC.

En un terreno bueno (Webs, Juanita) los taladros verti-

cales están a una distancia de 1,0 metro del RHC y los ta-

ladros del buttres del nivel inferior llegan al RHC.

Método de Carguío

En un terreno de Baritina, Zinc. Los taladros verticales

no se cargan (Perforación en Línea), el próximo taladro de

producción está a una distancia de 2 metros.

En los taladros del buttres el carguio se explicó ante-

riormente, con excepción que los taladros de la fila se

cargan y los intermedios no se cargan.

La voladura es por secuencia de retardos en la misma fi-

la, disparándose un máximo de 2 filas de acuerdo a las ne-

cesidades de producción y las condiciones de seguridad

reinante en ese momento.

4.5 VOLADURAS ELÉCTRICAS

Para disparar los taladros largos se ha estandarizado el uso

- 85 -

de fulminantes eléctricos antiestáticos tipo MS (milisegundos)

por las siguientes razones:

- Permite verificar el circuito eléctrico rápidamente, antes

del encendido.

- Se realiza la denotación de gran número de taladros en for-

ma simultánea o con una secuencia de encendido.

- Hay una gran flexibilidad para la elección de los interva-

los de retardo.

4.5.1 Planeamiento del Circuito

Como las voladuras son pequeñas de 2 filas por disparo,

la capacidad de almacenaje de energía del explosor es dema-

siado para iniciar la voladura.

Los circuitos que se realiza en la mina son:

En serie:

Rt = RL + nRF

Rt = Resistencia Total

RL = Resistencia de la línea

n = Número de fulminantes.

RF = Resistencia de un fulminante eléctrico en Ohmio

- 86 -

En paralelo:

RT = RL + RF/n

RT = Resistencia Total en Ohmios.

RL = Resistencia de la línea o alambre de cobre del explo-

sor.

Fulminante en Ohmios.

RF = Resistencia de un fulminante en Ohmio.

n = Número de fulminantes.

El explosor es un tipo condensador y que denota un número

determinado de fulminante.

Precauciones

Todos los alambres colgados del techo o el piso del tajeo

deben estar unidos entre si hasta el último momento.

El mismo alambre principal que va del explosor al fulmi-

nante debe estar unido entre sí.

Evitar que los volquetes y Scooptram, con control remo-

to, utilicen la frecuencia de radio, esta energía puede

iniciar el disparo.

El empalme de los cables mellizos que están colgados del

taladro deben efectuarse a diferente altura, para evitar un

- 87 -

corto circuito.

CAPITULO V

VOLADURA EN CHIMENEAS CON “DROP RAISING”

La mecanización actual en la minería nos permite desarrollar una se-

rie de técnicas, las cuales tienen una alta incidencia en la productivi-

dad y eficiencia dentro de las operaciones mineras.

La perforación y voladura son operaciones unitarias que tienen estre-

cha relación en el proceso de minado, por lo tanto su diseño y ejecución

de los mismos deben llevarnos a un resultado eficiente; mediante el pre-

sente trabajo trasmitimos las experiencias logradas en el uso de tala-

dros largos y “DROP RAISING” en la voladura de chimeneas.

Este método de voladura de chimeneas se desarrolla con gran eficien-

cia y buenos resultados en Canadá, ya que un grupo de ingenieros del

grupo Glencor, visitaron ese país y recorrieron sus minas como: Mina

Doyon, Mina Kena y otras más. Trayendo esa tecnología a Perubar, y

aplicándola con buenos resultados, ya que es más seguro para el trabaja-

dor y se ahorra costos en perforación y voladura y hay mayor productivi-

dad.

La teoría de perforación y voladura ha logrado avances muy importan-

tes al implementar equipos de alto rendimiento. Estos dos elementos

- 89 -

interrelacionados con las características geomecánicas de las rocas, van

a determinar el éxito de una buena fragmentación de la roca.

5.1 FUNDAMENTOS DE LA CARGA ESFÉRICA Y CILÍNDRICA

5.1.1 Carga Esférica

El mecanismo de ruptura de la carga esférica es que las

fuerzas producidas por ésta carga son dirigidas radialmente

fuera del centro, en una acción esféricamente divergente en

todos los planos pasando a través del centro, de ello resul-

ta que toda la cavidad superficial del área que limita la

carta esférica, recibe toda presión de detonación en ese

instante el cráter se forma en una dirección hacia abajo, la

gravedad amplía la dimensión del cráter removiéndola y rup-

turando la roca.

La relación de la longitud de carga al diámetro del ta-

ladro es de 6 a 1.

5.1.2 Carga Cilíndrica

La energía del explosivo es dirigida predominante en

forma lateral al eje del taladro. Por lo tanto para asegu-

rar una distribución uniforme de la carga explosiva sobre la

roca, el taladro debe ser orientado paralelamente tanto como

- 90 -

se posible con la cara libre y con los otros taladros , bus-

cando el punto mas débil y encontrándole en el taladro vacío

más cercano donde se dirigirán la masa tributada.

El volumen total de los taladros vacíos y de la misma

triturada más su esponjamiento, debe permitir la limpieza

total del detritus, después de la voladura.

5.1.3 Drop Raising

Aplica el principio de carga cilíndrica Fig No.5.1).

5.1.4 Vertical Crater Retreat (VCR)

La carga esférica se coloca a la misma altura (Figura

No.5.2 y 5.3.

5.2 PERFORACIÓN

La perforación de chimeneas se realiza con los siguientes

equipos:

- Dos juntos Neumáticos Tamrock que perfora taladros descen-

dentes y ascendentes con un rango de 360° y hasta una lon-

gitud de 30 metros.

- Un Jumbo Hidráulico Tamrock que perfora taladros ascenden-

- 91 -

tes en un rango de 360° y hasta una longitud de 30 metros.

- Un Track Drill Ingersoll Rand que perfora taladros descen-

dentes.

CARACTERÍSTICAS DE LOS EQUIPOS DE PERFORACIÓN

MARCA TAMROCK NEU-MÁTICO

TAMROCKHIDRÁULICO

INGERSOLLRAND

NOMBRE Solo

TIPO Track Drill

MODELO A 405M H506 MT

MARTILLO L410 HL-500 RST L 410

N° PERSONA 1 1 1

PRESIÓN DE AGUA ( Psi) 60 90 60

PRESIÓN DE AIRE (Psi) 90 90

LONGITUD BARRA (m) 1,5 1,5 1,5

DIÁMETRO BARRA pulg. 1,25 1,25 1,25

SECCIÓN DE OPERACIÓN 3,5x3,5m 3,5x3,5 m 3,5x3,5

DIÁMETRO BROCA pulg. 2,3,5 2,3,5 2,3,5

TRASLADO Remolque Remolque Remolque

- 92 -



DISEÑO DE PERFORACIÓN EN UNA CHIMENEA CON EL DROP RAISING


- 93 -



MALLA DE PERFORACIÓN Y DISTRIBUCIÓN DE CARGA PARA EL VCR


- 94 -



V.C.R.


- 95 -



DISTRIBUCIÓN DE CARGA EN CHIMENEA CON DROP RAISING


- 96 -



DISTRIBUCIÓN DE CARGA EN CHIMENEA CON EL DISEÑO ANTIGUO


- 97 -



CARGA DE BAJA DENSIDAD ESPACIADA


- 98 -



DISEÑO DE PERFORACIÓN EN CHIMENEA CON EL DROP RAISING


- 99 -



DISTRIBUCIÓN DE CARGA EN UN TALADRO DE 18 m


- 100 -

5.2.1 Estándares de Perforación en Chimenea

Cuando se prepara una chimenea de producción, ventilación y de

servicios en Cecilia Norte, Sur y en la rampa la labor previamen-

te se ha colocado malla electrosoldada con perno de anclaje y se

lanza dos pulgadas de shocrete a la malla.

El piso donde se va estacionar el equipo de perforación debe

estar limpio y horizontal.

Cuando el tajeo tiene una cámara superior, de éste nivel se

perfora taladros verticales descendentes (5 barras) con el jumbo

neumático y el track drill, del nivel inferior se perfora 10 ba-

rras con el Jumbo neumático o hidráulico.

Cuando no se tiene una cámara superior, del nivel inferior se

perfora taladros verticales ascendentes con el jumbo neumático o

hidráulico hasta 15 barras. Para el caso de jumbo hidráulico el

tiempo de perforación es de 2,13 minutos/m general = 0,47 m/min;

el jumbo neumático 2,63 min/m = 0,38 m/min; el track drill 4,61

min/m = 0,217 m/min

5.2.2 Desviación de los Taladros

En la perforación de chimenea con taladro largo, se tiene los

- 101 -

siguientes factores que afecta a la desviación de los taladros.

- La incorrecta posición del equipo de perforación.

- Cuando la superficie a perforar no es plana, se desvía el

taladro. Este error no debe ser mayor de 1"

- Error de inclinación y alineamiento. Es error no debe ser

mayor de 1cm/m (1/2)actualmente el error es de 2° en un

terreno de Baritina, Zinc.

- Desviación del taladro, puede ocurrir por falla del equipo

de perforación o por penetrar geodas, estratos, que cam-

bian la desviación del taladro.

- La longitud incorrecta del taladro, ya sea en exceso de

perforación, influye en el incremento de los costos

de perforación y voladura.

5.2.3 Reducción de la Desviación

Hay cuatro factores que permiten reducir la desviación y por

ende reducir los costos de perforación y voladura.

- Observar el equipo de perforación.- Un desgaste del equipo

sobre todo en las guías, hace que los taladros se desvíen.

- Educar al perforista, para que entienda las implicancias de

una mal perforación.

- Montar un nivel, un clinómetro o un sistema de alineamiento

por rayo láser.

- 102 -

- Obtener más precisión al instalar el equipo.

- Más rapidez

- Mejorar la precisión y la eficiencia del operador.

- Usar barras estabilizadas.

5.2.4 Tiempos de Perforación

JUMBOHIDRÁULICO

JUMBONEUMÁTICO

TRACKDRILL

Primera barra 1'30" 2'25" 3'47"

Colocar otra barra 30" 10" 20"

Segunda barra 1'30" 2'05" 4'40"

Colocar otra barra 30" 15" 40"

Tercera barra 1'30" 2"06" 3'46"

- - 3'40"

Colocar otra barra 30" 10"

Cuarta barra 1'40" 3'01"


Quinta barra 1'40" 3'05"


Sexta barra 1'40" 3'05"

Recuperación de 6 barras -


Séptima barra 1'40" 4'18"

- 103 -


Octava barra (1/4) 1'50" 55"

Recuperación de 8 horas 3'13"

Ciclo parcial del taladro 31'04" 20'46"

Colocar otra barra 30"

Novena barra 2'00"


Décima barra 2'30"


Onceava barra 2'30"


Doceava barra 2'40"


Treceava barra 2'40"


Catorceava barra 2'50"


Quinceava barra 2'54"

Recuperar 15 barras 9'00"

Ciclo total 48'00" 31'04" 20'46"

5.2.5 Velocidad de Penetración

< Figura No.5.9

- 104 -

LONGITUD PERFORADcm

JUMBOHIDRÁULICOcm/min

JUMBONEUMÁTICOcm/min

TRACKDRILLcm/min

150

300

450

600

750

900

1050

1200

1350

1500

100

100

100

100

90

90

90

82

75

60

62

71,5

50

49

49

34,5

39,5

32

30

- 105 -



VELOCIDAD DE PENETRACION

Informe para optar el Título Profesional de Ing. de Minas presentado por Bach. H. Cor-nejo

- 106 -

5.3 RESUMEN DE COSTOS DE LOS EQUIPOS DE PERFORACIÓN

TRACK DRILL JUMBO NEU-MÁTICO

JUMBO HIDRÁU-LICO

COSTO DE OPERACIÓN POR OBRA

Mano de Obra 4,167 4,167 4,167

Mantenimiento y Lubricación 3,33 9,242 12,846

Energía 3,1 5,43 0,032

Accesorios de Perforación 6,781 16,556 28,827

COSTO TOTAL ($/hr) 17,378 35,395 45,872

COSTO DE PROPIEDAD POR HORA

Adquisición 60 000 83 038 191 055

Años depreciados 5 5 5

Depreciación por año 12 000 16 607 38 211

Horas programadas por año 2 000 3 600 3 600

COSTO DE PROPIEDAD POR HORA 6 4,61 10,61

COSTO DE PROPIEDAD Y OPERACIÓN PORHORA

23,38 40 56,48

PRODUCTIVIDAD

Diámetro taladro (pulgada) 2 2 2

Profundidad (m) 1 1 1

Espaciamiento (m) 2 2 2

Burden (m) 1,5 1,5 1,5

Velocidad de perforación (m/h) 6,56 16,02 28,89

Productividad de perforación (m/tarea)

26,25 37,57 81,75

COSTO DE PERFORACIÓN

Por pie 1,13 0,76 0,61

Por metro 3,71 2,49 2

Por tonelada 0,31 0,2 0,16

- 107 -

5.3.1 Estándares de Perforación en Tajeos

TIPO DE ROCA CALIDADDE ROCA

JUMBO NEUMÁ-TICO BARRA

JUMBO HIDRÁU-LICO BARRA

RACKDRILLBARRA

Baritina, Zinc

Pirita, roca

Zinc.

Suave

duro

63

37

100 38

Plomo, Zinc ro-

ca, pirita

Muy duro 23

5.3.2 Rendimiento de los Accesorios de Perforación

TERRENO TIPO DEROCA

BROCAS mt/u BARRAS COPLAS SHANK

BOTON “X” m/u m/u m/u

Roca

Baritina

Regular

Suave

62

343

509 211 2215

Baritina Zinc Suave 277 178 2495

Pirita Zn, roca Duro 78 64 1090

Zn, roca Pb, piri-

ta

Muy duro 60 181 899

Marmatita,

dique Juanita

Muy Suave 646 885

- 108 -

5.5.3 Costo de Perforación y Voladura en Chimenea con Jumbo Hidráulico.

DROP

RAISING

DISEÑO

ANTIGUO

VCR

Altura del banco m 15 15 15

Sección: m x m 2 x 2 2 x 2 2 x 2

Diámetro del taladro (pulg.) 2 2 2

Número de taladros 16 18 18

Metros perforados por guardia 150 150 150

Total metros perforados 240 270 270

Costo de perforación para 2"( $/m) 2 2 2

Costo total de perforación $ 480 540 540

Taladros por rimar 4 3 3

Guardias de rimado 2 2 2

Costo de perforación con broca 5" ($/m) 5,13 5,13 5,13

Metros rimados m 60 45 45

Costo de rimado $ 307,8 230,85 230,85

Costo total de perforación $ 787 770 770

Costo total de perforación/metro $/m 2,62 2,44 2,44

Anfo Kg. 320 120 18

Costo del Anfo ($0, 55/kg) $ 176 66 9,9

- 109 -

Número de fulminante Pz 2 2 2

Costo de fulminante ($0,247/pz) $ 0,494 0,494 0,494

Dinamita Kg 4,128 7,74 15,48

Costo de dinamita ($0,015/k) $ 0,061 0,116 0,232

Guía lenta m 1,8 1,8 1,8

Costo de la Guía ($0,041/m) $ 0,0738 0,0738 0,073

Fanel Pz 12 15 15

Costo del Fanel ($0,041/m) $ 18,24 22,8 22,8

Cordón detonante m 132 5 5

Costo cordón detonante ($0,169/m) $ 22,308 0,845 0,845

Mecha rápida m 3 3 3

Costo de la Mecha ($0,119/) $ 0,357 0,357 0,357

Costo de la voladura por disparo $ 217,533 90,608 48,02

Costo total de voladura 15 metros $ 237,533 404,343 456,81

Costo de voladura por metro $/m 18,271 26,921 29,38

Número de tareas en voladura 2 12 10

Costo de tareas ($10/tareas) $ 20 120 100

Costo del andamio y otros (10%) $ 2 12 10

Costo total de tareas y otros $ 20 132 110

5.5.4 Resumen de Costos de Perforación y Voladura en Chimenea

- 110 -

Perforación Voladura Perforación yVoladura $/m

Drop Raising 2,62 18,271 20,89

Diseño Anti 2,44 26,921 29,361

VCR 2,44 29,38 31,82



COSTO DE PERFORACIÓN Y VOLADURA EN CHIMENEA


- 111 -

CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

CONCLUSIONES

2. Los métodos de voladura Drop Raising, VCR son indudablemente los

más seguros en cuanto a protección de personal y equipo.

3. El éxito de los tres métodos de voladura depende del paralelismo

de los taladros.

4. Para disminuir la desviación de los taladros debe cumplirse lo

siguiente:

- Observar el desgaste de las guías del boom.

- Montar un nivel, clinómetro o un sistema de alineamiento

por rayo láser.

- Usar barra estabilizadora.

- Capacitar el perforista en inculcarle las implicaciones de

una mala perforación.

2. Los costos de perforación y voladura por metro son:

Dropin raising : $ 19,384/m

Diseño : $ 29,396/m

VCR : $ 32,894/m

Con el método de “Drop Raising” hay dos formas de carguío como se

- 112 -

indica en la figura.

2. Para los disparos del “VCR” se puede aumentar el avance de 1,5

m.. Con dos cortes sucesivos utilizando los retardos y práctica

del personal de voladura.

3. Con el “diseño antiguo” después de el primer disparo del nivel

inferior (5 m) se inicia la perforación del nivel superior y lue-

go se utiliza el método “VCR”.

4. Después de una voladura con los métodos del “VCR”y el diseño an-

tiguo se realiza una limpieza de taladros con el Track drill o el

Jumbo Neumático del nivel superior.

5. Para disminuir la vibración se carga los taladros del arranque

con fanel de periodo corto y los cuadradores con el periodo lar-

go.

6. En un terreno duro como Webs, Rímac un taladro intermedio sin

cargar entre los taladros de producción de las paredes del tajeo

da buenos resultados.

7. En un terreno regular, los taladros del precorte del techo se

dispara después que los taladros de producción con un encendido

simultáneo, la densidad de carga de la dinamita o maconita es de

- 113 -

0,25kg/m en los taladros del precorte.

8. En un terreno malo como baritina, zinc el método de carguío es el

de acoplado continuo y desacoplado discontinuo, cuando se utiliza

maconita y dinamita respectivamente. Al utilizar ANFO debe com-

binarse con perforación en línea. La secuencia de voladura es con

iniciación y retardos en una misma fila.

9. En un terreno de baritina, zinc, cuando una pared del tajeo es

mineral y la otra RHC debe perforarse 2 taladros intermedios sin

cargar entre fila y fila en la línea del precorte. En la otra pa-

red se perfora taladros intermedios en el buttres y al cargar con

ANFO, se coloca un taco de carrizo ó tubo plástico de un metro de

largo y se taconea con yute, para evitar daños al RHC. La secuen-

cia de voladura es la misma que el anterior.

10. Cuando ambas paredes del tajeo está rellenado, los taladros se

perforan a 20 centímetros de la pared y están distanciados a 65

centímetros, los cuales no se cargan. El carguío del buttres es

como se describió anteriormente.

11. Para tener buena voladura del precorte, los taladros deben estar

bien alineados.

RECOMENDACIONES

- 114 -

1. Cuando hay una secuencia de retardos en la misma fila, ya sea que

se utiliza retardos demasiados largos, el espaciamiento (s), debe

ser casi igual al burden de perforación.

2. Cuando se utiliza retardos de periodo corto entre taladro y tala-

dro la relación del espaciamiento (s) el Burden (B) debe variar

entre 1 y 2. Si se dispara las filas en forma simultánea se debe

tener que el espaciamiento (s) entre taladros es aproximadamente

igual al doble del Burden (B). En la voladura de taladros lar-

gos, cuando se usa retardos cortos entre taladro y taladro, el

espaciamiento (s) es mayor que el Burden (B).

- 115 -

BIBLIOGRAFÍA

1. Córdova Rojas, David “Estudio Geomecánico de la mina Santa

Cecilia “ ( 1995)

2. Montestruque, Miguel “Practicas de perforación y voladura en

la mina Juanita” (1989)

3. Rodriguez Geldres,Joe M. “ Pruebas de perforación y voladura en

frentes de la mina Santa Cecilia“

(1997)

4. Oscar Cantorin Vilchez “Explotación de tajeos en la mina Santa

Cecilia” (1995)

5. A. Barreda, A. Tayaco. L. Nakayawa – “Monterrosas, Introducción

del Método VCR en Sud América”. Con-

vención de Ingenieros de Minas 1984.

6. Pat. Mc. Laughlin. “Percussive Drilling and Practice”.

7. R&M Ingenieros “Prueba de tracción “ (1997)

- 116 -

ANEXO No.1

CARGADOR DE BAJO PERFIL LHD, 5,6 yd³

Dimensiones principales

Longitud total 9,45m Altura 1,92m

Ancho máximo 2,44m Altura con protector de seguridad 2,30m

Carga en operación aprox. 2 200 kg

Carga por eje Sin carga: Eje delantero 9 500 Kg

Eje posterior 12 500 Kg

Con carga: Eje delantero 24 000 Kg

Eje posterior 7 600 Kg

Características de funcionamiento

Fuerza de rotura (Cilindro del aguilón) (18 700 kg)

Fuerza de rotura SAE (bom cyl) (13 450 kg)

Fuerza de rotura (Cilindro del cucharón) (17 400 kg)

Carga de volteo 22 800 kg

Capacidad de arrastre 9 600 kg

Medida del cucharón normal 3,8 - 4,6 m³

Tiempos para el movimiento del cucharón

Levantando 5,9 segundos

Bajando 4,4 segundos

Arrastrando 4,0 segundos

- 117 -

Velocidades de manejo con carga (hacia adelante y en reversa)

Primera 5,1 km/h

Segunda 10,3 km/h

Tercera 17,0 km/h

Motor Diesel Deutz F10L 413 FW

Potencia de salida 158 kW/2200 rpm (215 hp)

Torque 765 Nm/1500 rpm

Número de cilindros V10

Diámetro cilindro/carrera 125/130 mm

Desplazamiento 15,953 cm 51/3

Sistema de enfriamiento air cooled

Sistema eléctrico 24 V

Principio combustión swiri - chamber, 4 tiempos

Purificador gas de escape water scrubber or purifier

- 118 -

ANEXO No.2

CARGADOR DE BAJO PERFIL LHD 3,5 yd³

Con carga : Eje delantero 15 500 kg

Eje posterior 5 200 kg

Características de funcionamiento

Fuerza de rotura (Cilindro del aguilón) (12 100 Kg)

Fuerza de rotura (Cilindro del cucharón) (10 900 Kg)

Carga de volteo 14 500 kg

Capacidad de arrastre 6 200 kg

Medida del cucharón normal 3,0 - 2,7 y 3,3m³

Tiempos para el movimiento del cucharón

Levantado 6,0 segundos

Bajando 4,5 segundos

Arrastrando 4,0 segundos

Velocidades de manejo con carga (hacia adelante y en reversa)

Primera 5,0 km/h

Segunda 10,0 km/h

Tercera 25,0 km/h

Motor Diesel Deutz F6L 413 FW

Potencia de salida 102 kW/2300

Torque 487 Nm/1500 rpm

Número de cilindros V6

- 119 -

Diámetro cilindro / carrera 125/130 mm

Desplazamiento 9,572 cm³

Sistema de enfriamiento Air cooled

Sistema eléctrico 24 V

Principio combustión swirl-chamber, 4 tiempos

Purificador gas de escape water scrubber or purifier

Peso (w/o starter and gen) 660 kg

- 120 -

ANEXO No.3

JUMBO HIDRAULICO PARA TALADROS LARGOS

Dimensiones del equipo:

Altura 2,10 m ó 1,80m (ver espec. No. 7-032)

Ancho 1,25 m ó 1,60 m (ver espec. No. 7-032)

Largo 5,50 m

Longitud cadena de avance (5'barra) 3,16 m

Peso Total 8500 kg

Velocidad (horizontal) 0,8 km/h (con motor eléctrico)

Velocidad (14% = 1:7 = 8°) 0,8 km/h (con motor eléctrico)

Gradiente 16° = 1:3,5 = 28%

Radio de giro, salida 4,60 m

Angulo de rotación 360°

Angulo de inclinación 60° adelante, 20° atrás

Mov. lateral para taladros paralelos 2,60m

Potencia de entrada sin opciones65 kw

Perforadora hidráulica

Accesorios de perforación Barra de perforación 32 mm

ShanK R38, T 38

Diámetro de Taladros

Túneles 43 - 51mm

Rimado 76 - 127 mm

Taladros largos 48 - 64 mm

- 121 -

Peso: 130 kg Longitud : 1,00 m Ancho : 76 mm

Mecanismo de percusión

Presión de operación 120-175 bar

Percusión rate 59 Hz

Energía de impacto 270 Nm

Flujo (at 170 bar) 100 I/min

Acumulador de gas Nitrogeno: N2

Presión Máx- (HP): 50 bar Mín- (LP) : 4 bar

Mecanismo de rotación

Motor Gerotor type, 80 ccm

Flujo (at 250 rpm) 46 I/min

Presión máx- 175 bar

Torque (at 175 bar) 400 Nm

Velocidad de rotación 0-250 rpm.

- 122 -

ANEXO No.4

JUMBO NEUMÁTICO PARA TALADROS LARGOS

Dimensiones del equipo:

Altura 3,12 m ó 1,73 m

Ancho 2,50 m ó 1,65 m

Largo 4,30 m

Longitud cadena de avance (5' barra) 2,70 ,

Velocidad (horizontal) 0,5 l/h (con motor neumático)

Velocidad (14% = 1:7 =8°) 0,4 l,/h (con motor neumático)

Angulo de Rotación 360°

Angulo de inclinación 20° adelante. 20° atrás

Mov. lateral para taladros paralelos 2,40,

Perforadora neumática

Peso 95 kg 205 lbs

Longitud 890mm 35"

Diámetro 130 mm 5 1/8"

Carrera 34 mm/6 bar 2760 golpes/min/6 bar(90 psi)

(Independiente de la rotación)

Torque max. 110 Mm/6 bar 81 pies-lbs/90 psi

Consumo de aire

Perforación 10,3 m³/min/5 bar 360 cfm-/70 psi

Perforación 12,0 m³/min/6 bar 420 cf./90 psi

- 123 -

Barrido de agua 25-35 ñ/min 6-9 US gallon

Mangueras

- Percusión JIC 1 5/8 - 12

- Rotación JIC 1/16 - 12

- Barrido JIC 1 1/16 – 12

CAPACIDAD

Kg. (Lbs)

Capacidad del vagón 10 000 (22,046)

Fuerza de excavación 31751 (70,000)

Fuerza hidráulica 14958 (33,000)

VELOCIDAD DEL VEHÍCULO CARGADO

Forward or Reverse with 3% Rolling Resistance

Gear 1st 2nd 3rd 4th

Speed in Km/h 4,6 8,0 14,0 22,6

Speed in mph 2,8 5,0 8,7 14,0

MOTOR

Detroit Diesel (4-Cycle) Model Series 50

MSHA Rating @ 2,100 rpm 187 kW (250 hp)

Maximum Torque @ 1,200rpm 1058 Nm (780 ft-lbs)

- 124 -

Number of Cylinders 4In Line

Displacement 8,5L (518 in 3)

Cooling Water

MSHA Ventilation 192 m³/min (28,000 cfm)

DDEC Electronic Control System

SISTEMA ELECTRICO

24 Volt Arranque, 24 Volt Accesorios

TRANSMISSION / CONVERTER

Automatic Power Shift, with Integral Converter Modulated

4 Speed Shifting, Modulated Forward/REverse

Rock Tough TV 100Q Series

EJES

Spiral Bevel Differential, Full Floating, Planetary

Rock Tough A100J

FRENOS

Service SAHR

Spring Applied Hydraulically Released; Fully Enclosed.

Force-Cooled Multiple Wet Discs at Each Wheel End.

- 125 -

Parking and Emergency Same (SAHR)

LLANTAS

Tubeless, Nylon, Smooth Tread Design.

For Underground Mine Service, on demountable rims.

Tire Size, Front & Rear 18,00 x 25,24 Ply, L-S

STEERING

Articulated Hydraulic Power Steering Pilot Operated.

Mono - Stick control

Turning Angle 85° (42,5 each way)

System Pressure 22,4 Mpa (3,250 psi)

SISTEMA HIDRAULICO

Dump and Hoist Control Pilot Operated, Joystick

Cylinders Double Acting, Chrome Plated

Stems

Pumps Heavy Duty Gear Type

Filtration Return Line: 4 Micron

System Pressure 20,7 Mpa (3,000 psi)

- 126 -

CAPACIDAD DEL TANQUE

Liters (gallons)

Fuel 321 (85)

Hydraulic* 189 (50)

* Is equipped with heat exchanger cooler

OSCILACION

Rear Axle, Trunion Mounted Total 20 Degrees

EXHAUST CONDITIONER

Exhaust Silencer & Purifier

OPERATOR’S ARRANGEMENT

Side Seating For Bi- Directional Operation & Maximum Visibility ISO

ROPS/FOPS Canopy with Back Protection

(Canopy is MSHA Certified).

OPERATING WEIGHT

Kg (lbs)

Empty 25,000 - 27,000 (55,000 - 59,500)

Loaded 35,000 - 37,000 (77,200 - 81,600)

- 127 -

ANEXO No.5

COSTOS DE PRODUCCIÓN

COSTOS DE PRODUCCION 1999 2000MINA ‘000 USD COSTO UNI-

TARIO $/t‘000 USD Costo Unita-

rio ($/t)Perforación

Voladura

Extracción y Carguío

Sostenimiento

Transporte interno

Servicios auxiliares

Relleno hidráulico

Geología

Ingeniería

Mantenimiento

Supervisión

Total costo Mina

Total costo Concentr.

Total costos Indirectos

51 333

18 355

24 222

35 540

40 083

30 583

145 348

11 066

6 027

20 564

14 178

397 289

148 367

141 516

1,14

0,41

0,54

0,79

0,88

0,68

3,23

0,25

0,13

0,43

0,32

8,33

3,23

3,08

51 985

13 263

25 121

36 508

57 023

30 530

111 970

9 338

5 854

16 041

12 331

369 963

138 174

126 912

1,11

0,26

0,57

1,02

1,00

0,68

2,33

0,20

0,15

0,39

0,31

7,54

2,98

2,74

COSTO TOTAL PRODUCCION 141 516 14,98 635 249 14,01

- 128 -

Costo de PerforaciónMano Obra Lab.Critica Provision Servicios Enegía Total

Real 5834 6551 7597 22580 11084 53646Proyectado 5333 7167 9167 18500 10000 50167

- 129 -

Costo de perforación US$

0

10000

20000

30000

40000

50000

60000

Mano Obra Lab.Critica Provisiones Servicios Energía Total

Gasto

US

$

Real Proyectado

- 130 -

Costo de VoladuraMano Obra Lab.Critica Provision Servicios Total

Real 3098 7681 2067 1028 13874Proyectado 2833 7500 1000 2000 13333

- 131 -

Costo de Voladura US$

0

2000

4000

6000

8000

10000

12000

14000

16000

Mano Obra Lab.Critica Provision Servicios Total

Gasto

US

$

Real Proyectado

costo chimeneas

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