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Cía. Minera Condestable S.A. Explotación por Subniveles en Mantos. EXPLOTACION POR SUBNIVELES EN MANTOS INGº Jorge Luis Vargas Olarte. Asstte. Spte. INTRODUCCIÓN Ante la crítica situación del precio del cobre y los altos costos de producción de la faena, la Empresa se vio enfrentada a la imperiosa necesidad de introducir innovaciones y cambios en los métodos de trabajo con el fin de reducir costos y aumentar eficiencias. Tal es así, que el área de Mina apuntando al logro de este propósito, plantea el cambio del método tradicional de explotación de “CAMARAS Y PILARES” y desarrolla el nuevo método masivo de “EXPLOTACIÓN POR SUBNIVELES” en los mantos del yacimiento E’, en la Compañía Minera Condestable S.A. El artículo, pretende mostrar el análisis previo y las consideraciones asumidas que fueron necesarias para determinar el cambio, a la vez proyectar el diseño del nuevo método de explotación, poniendo especial atención en los alcances a los que se propone llegar. C:/MD/Minería/BD/Cond.word 1

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Cía. Minera Condestable S.A.Explotación por Subniveles

en Mantos.

EXPLOTACION POR SUBNIVELES EN MANTOS

INGº Jorge Luis Vargas Olarte. Asstte. Spte.

INTRODUCCIÓN

Ante la crítica situación del precio del cobre y los altos costos de producción de la faena, la Empresa se vio enfrentada a la imperiosa necesidad de introducir innovaciones y cambios en los métodos de trabajo con el fin de reducir costos y aumentar eficiencias. Tal es así, que el área de Mina apuntando al logro de este propósito, plantea el cambio del método tradicional de explotación de “CAMARAS Y PILARES” y desarrolla el nuevo método masivo de “EXPLOTACIÓN POR SUBNIVELES” en los mantos del yacimiento E’, en la Compañía Minera Condestable S.A.

El artículo, pretende mostrar el análisis previo y las consideraciones asumidas que fueron necesarias para determinar el cambio, a la vez proyectar el diseño del nuevo método de explotación, poniendo especial atención en los alcances a los que se propone llegar.

GENERALIDADES

La mina Condestable se encuentra ubicada en la localidad de Bujama Alta, distrito de Mala, departamento de Lima, a la altura del Km. 89.5 de la antigua panamericana sur y a 5 Km. al este de la playa “Salazar”.

El área corresponde a las primeras estribaciones andinas, con alturas que oscilan entre 100 y 450 m.s.n.m.

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La mina opera en forma continua desde el año 1,964, con diferentes escalas de producción, habiendo llegado a la fecha a un tratamiento de 1,250 TMS/DIA, con 1.35% de Cu., producción íntegramente de subsuelo.

El método de explotación es el de Cámaras y Pilares, inicialmente con un laboreo convencional.

En 1,977, se inicia la explotación del tajo abierto en los mantos del yacimiento “A”, sobre estructuras explotadas subterráneamente hasta marzo de 1,992, fecha en la que se paralizan las operaciones por razones de baja ley.

A partir del año 1,987 se adecua la mina al sistema trackless cuya evolución a un mayor grado de mecanización se da en 1,992 con la preparación del yacimiento E’, para una explotación por subniveles con taladros largos, cambiando de esta forma el método tradicional de explotación.

GEOLOGIA GENERAL

El yacimiento está conformado por intercalaciones de rocas sedimentarias y volcánico sedimentarias depositados en un ambiente marino, con intrusiones de rocas ígneas, relacionadas al batolito de la costa a manera de stocks, dikes y sills.

La secuencia volcánico sedimentaria ha sido dividida en unidades litoestratigráficas con rumbo general de N 10ºW y 40ºW de buzamiento, la misma que en su parte central ha sido interrumpida por la falla Condestable, que a dividido al yacimiento en 2 áreas productivas de importancia, tanto al piso como al techo de la gran falla.

La mineralización de Condestable está localizada dentro de las unidades litoestratigráficas a manera de mantos, cuerpos diseminados

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y cuerpos de brechas, alterados por un metamorfismo y metasotismo y con sistema de vetas que va de E-W con 65ºE de buzamiento contrario a la secuencia.

La chalcopirita es el mineral primario principal de interés económico, en menor cantidad se tiene a covelita y calcosita.

Las reservas geológicas son el orden de 2.5 millones de TMS con ley de 1.25% de Cu., entre probadas y probables de los cuales los mantos hacen un 90% y estos tienen como roca encajonante a los tufos y flujos lávicos andesíticos.

El mineral potencial es de 5.6 millones de TMS con 1.43% Cu.

ANÁLISIS DE LA SISTEMATICA DE EXPLOTACION

Siguiendo los lineamientos del plan estratégico integral para el aumento de eficiencia y reducción de costos a nivel de toda la mina, se hizo el diagnóstico de la operación, mediante el análisis y evaluación técnico - económico de todas las operaciones unitarias de la Mina, llegándose a determinar que en la perforación se tenían los costos más elevados de la operación, así como también en esta actividad aún persistían los trabajos arduos y manuales en labores riesgosas.

Las medidas correctivas apuntaron entonces, a una mayor mecanización de la perforación, mediante el uso de nuevas técnicas de perforación con taladros largos. Esto implica un cambio en el método de explotación, habiéndose elegido el método de “EXPLOTACIÓN POR SUBNIVELES” o “SUBLEVEL OPEN STOPING”.

El análisis basado principalmente en los parámetros del diseño, planteó un método de explotación alternativo, para esto se utilizo la misma unidad de explotación (Yac. E’), donde también se proyecto el sistema convencional. Cuantificando y comparando los parámetros de

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mecanización, costos y productividad, el personal técnico de la mina, llegó a la conclusión de que era necesario cambiar el método de explotación, para obtener mejoras sustanciales.

GEOLOGIA DEL YACIMIENTO E’

La mineralización económica del Cu. En el yacimiento E’ por debajo del Nivel 200, comprende a los mantos 8E, 9E, 10E y 11E. Su geometría se asemeja al de una pirámide truncada en posición invertida. Forma determinada por las fallas Condestable y 11, las que limitan a este cuerpo en profundidad y hacia el Sur.

El yacimiento E’ está constituido mayormente por anfibolitas intercaladas con capas delgadas de tufos finos andesíticos y areniscas con potencias de 15 a 25 mts, predominando la mineralización de Cu. en las anfibolitas en forma de calcopirita diseminada y bandeada. Estas capas tienen un rumbo de N 10ºW y buzamiento entre 37º y 40º al SW, estando cortadas transversalmente por la falla 12, la que divide al yacimiento en 02 bloques. Esta falla normal sinestral ha originado un desplazamiento horizontal de 10 mts.

La mayor concentración de mineral está relacionada a la falla 12, siendo su influencia de enriquecimiento de 20 mts. a ambos lados.

Con relación a la distribución de mineral, el bloque Sur es más homogéneo, en cuanto a su contenido en tanto que al norte se observa un rápido empobrecimiento.

El techo de esta secuencia está conformado por lutitas fuertemente silicificados de 6 mts. de potencia, seguidas por capas de tufos andesíticos.

BASES Y CRITERIOS DEL DISEÑO

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INGENIERIA CONCEPTUAL

El método de explotación por subniveles es esencialmente considerado un método apropiado para:

Cuerpos mineralizados no muy inclinados (buzamiento > 50º), puesto que se aprovecha la gravedad para el deslizamiento del mineral derribado hacia los puntos de carguío.

Para yacimientos de mineral y roca encajonante duro y competentes por razones de estabilidad de la excavación. Asimismo, señalamos que el método no favorece a un buen control de la dilución y no permite una explotación selectiva.

Se anotan especialmente estos aspectos, porque para la aplicación del método, el análisis previo al diseño sujetándose a este marco conceptual exigía un tratamiento especial para el Yac. E’, en vista a que este, carece de las condiciones ideales que el método requiere para su laboreo.

Como características principales del yacimiento E’ señalamos:

- Buzamiento : 38º- Ley del mineral : 1.39% Cu.- Reservas minables : 574,710 TMS- Altura : 120 mts.- Roca encajonante : Competente.- Potencia : 15 – 25 mts.

Luego del análisis, se define el plan, considerando que el diseño para vencer las dificultades naturales del yacimiento para su laboreo, debería contemplar los siguientes aspectos:

Contrarrestar el efecto desfavorable del buzamiento muy inclinado de 38º en el deslizamiento de mineral derribado, dimensionando la separación entre niveles a cada 20 mts. y desarrollando las galerías de extracción hacia la caja piso, de tal forma que desde las ventanas de extracción puedan levantarse los ángulos de

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perforación en los taladros del contacto piso, para forzar la caída del mineral (Blast Cast Holes).

Controlar la dilución por sobreruptura, orientando especialmente los taladros de la caja techo en forma paralela al contacto, y empleando técnicas de voladura de carga controlada.

Evitar en lo posible labores de preparación en desmonte.

Minimizar los elevados costos en labores de preparación aprovechando el mismo nivel para 2 efectos, inicialmente para las operaciones de acarreo L.H.D. y posteriormente para las operaciones de perforación Long Hole.

Seguridad en la explotación dirigiendo el avance de la excavación en retirada de los extremos Norte, Sur hacia el pilar central y desde los niveles superiores hacia los niveles inferiores.

Perforación y Voladura independientes entre si para una adecuada fragmentación.

Seguridad con alta productividad.

PARAMETROS DEL DISEÑO

Los criterios que se emplearon para proyectar el diseño de yacimiento E’, contemplaron los siguientes aspectos:

1. GEOMECANICOS.-

Tales como estabilidad del laboreo, orientación del avance de la excavación, control de la sobre - rotura en la caja techo y fragmentación.

La roca que contiene el mineral de Cu. son volcánico sedimentarios compactos y medianamente abrasivos, en donde se tiene la presencia de 3 sistemas de fallamiento, sin embargo es una

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roca altamente competente capaz de soportar o contener grandes aberturas, como las que actualmente tenemos.

Para el dimensionamiento de la excavación los criterios asumidos son producto del resultado de experiencias prácticas en la faena, habiéndose tomado como referencia el caso de tajeos abandonados luego del proceso final de recuperación de puentes y pilares en retirada, en los cuales obtuvimos el 92% de recuperación de reservas, quedando solamente un 8% de reservas en los pilares. Asimismo se corrobora con las experiencias obtenidas en la mina vecina “Raúl”, considerando que se trabaja el mismo yacimiento.considerando que se trabaja el mismo yacimiento.

DENSIDAD

TM/M³

MODULO DE YOUNG

MpaRAZON

DE POISSON

COHESION

Kpa

ANGULO DE FRICCIÓN

(º)RESIST.

ATRACCIONRESIST. A COMPRES

.Mpa

2.8 7 0.24 86 30º 14.7 176

* Fuente Mina Raúl.

2. REQUERIMIENTO DE PRODUCCIÓN.-

Inicialmente durante la adaptación al nuevo método se ha estimado una producción de 500 TMS/DIA, con el propósito de mejorar y así recomendar en el futuro una producción que permita asumir en forma eficiente la productividad con costos competitivos, incorporando conceptos modernos de minería con factores de recuperación y estabilidad.

3. ORIENTACIÓN DE LABORES.-

Galerías o subniveles de perforación Long Hole y carguío L.H.D que permitan controlar los contactos de la estructura durante la explotación, que faciliten orientar los planos de perforación en forma transversal a los planos de estratificación y a los principales planos de fracturas, a fin de evitar la sobre rotura (banqueo) por efectos de “Back Break”.

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3.1 La malla de extracción o la disposición de las ventanas de extracción, son de uso común también en la explotación de cámaras y pilares.

3.2 La ubicación del echadero así como de la chimenea de servicios es equidistante a los extremos económicos del yacimiento.

3.3 Las chimeneas de arranque están ubicados en los extremos económicos Norte y Sur, la explotación podrá iniciarse entonces simultáneamente con 2 frentes de ataque.

4. CAPACIDAD DE EQUIPOS.-

Las diferentes labores estarán diseñadas para albergar cómodamente durante su desplazamiento al equipo L.H.D. compuesto por scoops de 3.5 yd³, así como al equipo de perforación Long Hole.

5. RESERVAS EXPLOTABLES, LEY DEL MINERAL Y PRECIO DEL Cu.

Las 574,710 con 1.39% Cu., condicionan el monto de la inversión en equipos e infraestructura, así como también sensibilizan la rentabilidad del proyecto.

6. DILUCIÓN

Este aspecto constituye una de las variables más importantes, el control de la dilución en niveles moderados permitirá asegurar el éxito del proceso.

PRINCIPALES LABORES DE PREPARACIÓN

SECCION GRADIENTE

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- Rampa de transporte- Rampa de acceso o

preparación- Galería de perforación.- Galería de acarreo L.H.D.- Ventana de extracción.- Galería Under Cut- Ore Pass- Chimenea Arranque- Ch. Ventilación y Servicios

4.0 x 4.0 m.

3.0 x 3.0 m.

3.5 x 3.5 m.

3.5 x 3.5 m.

3.0 x 3.0 m.

3.5 x 3.5 m.

2.7 x 1.6 m.

2.7 x 1.6 m.

2.7 x 1.6 m.

12 %15 – 18%

EXPLOTACION SUBTERRANEA

Método Altura del Tajeo Ancho del Tajeo (potencial). Longitud del tajeo. Ancho de Pilar Central. Sostenimiento Temporal. Restablecimiento del equilibrio del

Macizo rocoso. Indice de Preparación. Producción mes (tajeo). Desarrollos en Mineral. Desarrollos en Desmonte.

: Sublevel Stoping: 20 – 40 mts.: 15 – 25 mts.: 40m. al Norte y 60 m. al sur.: 20 m.: Pilar Central.

: Vacío y abandonado.: 308 TMS/mt.: 15,000 TMS(Long Hole+Desarrollos): 90%: 10%

OPERACIONES UNITARIAS

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PERFORACIÓN

1. TIPOS DE PERFORACIÓN.- Se platean 3 tipos de perforación:

a) De Realce.

b) Radial.

c) Paralelo o de Banqueo.

a) PERFORACION DE CORTE O REALCE.-

Se realiza desde la galería del “UNDER CUT”, con una disposición de los taladros en forma paralela al contacto piso y los otros perpendiculares al contacto techo, con esta disposición de los taladros, luego de la voladura, se podrá formar la zanja de recepción y almacenamiento de mineral. Para la salida de estos taladros previamente se desarrollará una chimenea de 10 m. al extremo del block.

- Longitud de perforación : 10mts.

- Diámetro de perforación : 2 ½ Pulg.

- Malla de perforación : B = 1.5 mt.

E = 2.0 mt.

- Velocidad de Perforación : 0.27 mt./min.

b) PERFORACION RADIAL.-

La perforación se hará desde las galerías ubicadas en el contacto techo y piso hacia la parte central del manto orientando los taladros largos de los extremos en forma paralela a los contactos.

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Se plantea este tipo de perforación que, a diferencia de la alternativa de perforar taladros paralelos, requieren de menos preparación.

- Longitud de perforación (variables) : 10 – 30 mts.

- Longitud media de perforación : 12 mts.

- Diámetro de perforación : 2 ½ pulg.

- Malla perforación estimada : B = 1.5

E = 2.5 a 3.0 m. al fondo.

- Indice de perforación : 5 – 7 TMS/mt.

- Mineral derribado / Fila disparada : 1,814 TMS.

c) PERFORACION PARALELA DE BANQUEO.-

Para la aplicación de esta forma de perforación será necesario previamente desquinchar en toda la potencia el nivel de perforación. Los taladros ascendentes serán distribuidos en longitudes variables, pero paralelos entre sí. En cuanto a los taladros descendentes, éstos tendrán longitudes uniformes. Para el control de la sobre rotura en la caja techo se perforará un taladro en forma paralela al contacto.

- Longitudes de taladros ascendentes : 15 a 20 mts.

- Longitudes de taladros descendentes : 12 a 20 mts.

- Diámetro de perforación : 2 ½ pulg.

- Malla de perforación Estimada : 1.5 x 1.5 mts.

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2.- EQUIPOS DE PERFORACIÓN.-

Para la etapa inicial de prueba, se acondicionó el Track Drill del Tajo Abierto, cuyas características son:

- Track Drill : Rock 301 Atlas Copco.

- Perforadora : BBE 57 de rotación independiente.

- Barras de perforación : T – 38 de 5’ de longitud.

- Diámetro Broca : 2 ½ Pulg.

- Longitud de la pluma : 3.0 mts.

- Consumo de aire : 460 cfm a 6 bar.

- Producción estimada : 500 TMS / DIA.

VOLADURA

Se diferencian claramente 2 etapas, la voladura de realce o corte y la voladura de producción: Radial y de Banqueo.

EXPLOSIVO

- Booster : 1 1/8’’ x 8’’ x 90%

- Carga de columna : Anfo.

- Fulminante con retardo incorporado (Fanel – Nonel).

- % Voladura Secundaria : estimada en 10%.

CARGUIO DE MINERAL

Para esta operación se utilizan scoops de 3.5 yd³, con los siguientes Parámetros:

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- Densidad de mineral 2.8 TM/m³- Distancia entre estocadas 12 mts.- Distancia media a parrilla 35 mts.- Distancia máxima a parrilla 70 mts.- Rendimiento estimado L.H.D. 60 TM/Hr.- Capacidad de almacenamiento de la zanja 846 m³.

TRANSPORTE DE MINERAL

La flota de transporte está compuesta por volquetes de doble eje de 20 TMS de capacidad.

Los parámetros de esta operación son:

- Equipo : Volvo NL – 10.- Longitud de transporte : 2,000 mts.- Gradiante : 12%.- Rendimiento : 40 TMS/Hr.

DISTRIBUCIÓN DE PERSONAL Y EQUIPO PARA LA EXPLOTACIÓN POR SUB NIVELES

Volumen de producción día : 500 TM/DIA.Equipo de perforación Long Hole : Giro de 360º.

CANTIDAD EQUIPO PERSONAL/DIA

010102

Track Drill Rock 301 BBE 57

L.H.D. 3.5 yd³Volquetes de 20 TMS.

4.02.04.0

Cuadrilla de voladura más servicios 4.0TOTAL PERSONAL 12.0

Productividad Tajeo: 42 TM / tarea.

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PRODUCTIVIDAD TOTAL GENERAL

Personal Lima : 26 Personal Staff Mina : 27 Pers. Cttado Mina : 11 Empleados Mina : 15 Obreros Mina : 129 Terceros Mina

Waz : 17 Necomin : 35 Kogsumicsa : 30 Vargas : 37 Choy : 04 E. Carmen : 02

------------ TOTAL : 333

PRODUCCIÓN MES : 36,000 TMS.

PRODUCTIVIDAD TOTAL EMPRESARIAL

= 36,000 / (333 x 30)

PRODUCTIVIDAD = 3.6 TM./ Tarea TOTAL (Empresa)

= 490.852 TM.CC/9,990

PRODUCTIVIDAD = 108.32 Lb. Cu fino / Tarea.

TOTAL (Empresa)

A S P E C T O S E C O N Ó M I C O S

LABORES DE PREPARACION POR METODOS DE EXPLOTACIÓN

RESERVAS CUBICADAS : 574,710 TMS

I.- PREPARACIÓN PARA LA EXPLOTACIÓN POR SUBNIVELES

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Recuperación : 95%.Reservas Minables : 545,975 TMS.Preparación : 51,528 TMS.Explotación : 494,446 TMS.

LABOR SECCIONMTS 2

LONGITUDMTS

RELACIÓN M/D

COSTO$

HorizontalVerticalRampa E’Gal. ExtracciónDesqinche

3.00 x 3.00

2.70 x 1.60

3.00 x 3.00

4.00 x 4.00M 3

1,145250370100

6,298

80/2080/2090/10--/100100/--

313,73047,750101,38043,50065,499

Inversión:Costo de Preparación $/TMS:

$571,859

1.05

II.- PREPARACIONES PARA LA EXPLOTACION POR CAMARAS Y PILARES

Recuperación : 77%.Reservas Minables: 442,527 TMS.Preparación : 65,143 TMS.Explotación : 377,384 TMS

LABORSECCION

MTS 2LONGITUD

MTSRELACIÓN

M/DCOSTO

$HorizontalVerticalRampa E’Gal. ExtracciónDesqinche

3.00 x 3.002.70 x 1.603.00 x 3.004.00 x 4.00

M 3

576361370100

14,355

90/1080/2090/10--/100100/--

157,82468,951101,38043,500149,292

Inversión:Costo de Preparación $/TMS:

$520,9471.18

ALTERNATIVAS PARA EL FUTURO

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en Mantos.

1) Estudiar la ampliación de la Planta Concentradora, por los incrementos en los volúmenes de producción de Mina.

2) La experiencia en el minado, permitirá optimizar el método, cuya aplicación inmediata siguiente, será para el manto Victoria de 15 mts. y 1.50% Cu.

3) Por la mayor profundización del yacimiento y las distancias cada vez mayores de transporte, las próximas medidas para bajar los costos de transporte, se encaminan al reemplazo del sistema de transportes con volquetes por el sistema de izaje.

4) Mejoramiento de la ventilación con el establecimiento de un sistema principal de ventilación.

5) Nueva estación de compresoras, más acorde a la actual infraestructura de la mina, con el cambio y redimensionamiento de la red principal de tuberías de aire comprimido, para el mejor aprovechamiento de la capacidad instalada de compresoras.

6) Capacitación y especialización del personal en todos los niveles, cambiando el concepto de la cuadrilla polivalente.

7) Apoyar la gestión operacional con sistemas informáticos.

8) Establecer buenas condiciones de trabajo y confort para el personal.

9) Aumentar el tiempo efectivo de trabajo (evitar tiempos muertos).

CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

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en Mantos.

1) Se determina la rentabilidad del proyecto de explotación por subniveles luego de la evaluación económica financiera, con una TASA DE RETORNO de 41.05%, para un precio de Cu. 0.92 $/Lb. y un VAN de 104,224.

2) La disponibilidad promedio anual obtenida es de 112,375$, con una disponibilidad acumulada de 337, 125 $, que permitirá cubrir las obligaciones de inversión contraidas.

3) La inversión del proyecto llega a los $155,000 distribuidos de la siguiente manera:

a) Equipo de Perforación Long Hole.b) Cargador de Anfo.c) Tuberías (500 mts.)d) Otros.

4) El análisis económico, se ha efectuado considerando los siguientes parámetros:

- Precio del Cobre 0.92 $/Lb.- Factor de comercialización 0.57- Recuperación metalúrgica 90.00%- Ley de Cobre (5% Dilución) 1.32% Cu.- Costo de Producción. 12.45 $/TMS

5) Con el cambio del método de explotación se han mejorado sustancialmente los índices de productividad, así se tiene que la eficiencia Mina - Tajeo sube de 12 TMS/Tarea a 42 TMS/Tarea.

6) Los costos de producción de este Block bajan de 14.86 $/TMS ó 0.57 $/Lb. a 12.45 $/TMS ó 0.48 $/Lb.

7) Las mejores perfomances se han logrado en la perforación y voladura habiéndose disminuido el costo en esta operación unitaria de 3.60 $/TMS a 1.60 $/TMS.

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Cía. Minera Condestable S.A.Explotación por Subniveles

en Mantos.

8) El tiempo de explotación del yacimiento E’ será de 3 años.

9) La forma del diseño, permitirá ensayar diferentes alternativas de perforación.

10) La dureza y competencia de la roca, así como las experiencias anteriores al haber dejado grandes cavidades abiertas que no han sufrido deformaciones en el tiempo, hicieron desestimar los estudios y ensayes de mecánica de rocas. Para el dimensionamiento de las excavaciones en el yacimiento E’.

11) Las medidas de austeridad casi permanentes en Condestable, entre otras cosas a formado una conciencia de optimización y control racional de recursos en el personal a todo nivel, tal es así que estamos convencidos de estar preparados, para sobrellevar condiciones aún más deprimidas de precios del mercado.

BIBLOGRAFIA

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Cía. Minera Condestable S.A.Explotación por Subniveles

en Mantos.

01 Andrzej Zablocki, G. Castillo, Mecanización en Punta del Cobre “Una Mina a la Sueca”.Revista Minería Chilena Nº 106 – Abril 1990.

02 Andrzej Zablocki D., Método Sublevel StopingV Congreso de Ing. De Minas, Copiado 1987.

03 J. Vargas, L. Gonzales, Visita Técnica a Minas en Chile, informe interno, Cía. Minera Condestable S.A. – Febrero 1993.

04 Hans Hamrin, Jacobine Gold Mine Project.Informes de Consultoría – Brazil 1989.Atlas Copco Project Department Rocktec Systems.

05 L.R. Mabson, Fm Rusell, Aplications of Sublevel Open Stoping on the RCM Limited Mines OF THE Zambian Copperbelt, Charter 43, Mining Eng. Handbook 1982.

06 Guillermo Bagioli A., Eduardo Julia., Los Métodos de Explotación con Tiros de gran Diámetro y otras Mejoras Tecnológicas en la Mina El Soldado, Rancagua 1983.34º Convención de Ing. de Minas de Chile.

07 Joel Parra, Determinación Parámetros de Diseño Proyecto, Explotación Sector Inca, Codelco – Chile División El Salvador – Convención Académica UCH, Expo - Minería 1990 – Chile (pág. 385 a 398).

08 Andre Sougarret L., Recuperación de Pilares Mediante Tronadura Masiva en Mantos Blancos.Convención Académica UCH, Expo – Minería 1990 – Chile (Pág. 287 – 309).

09 José Alviad Cid. A., el Concepto de Area Abierta y su Relación con la Planificación de la Producción de una Mina Subterránea, Informe Interno – Codelco Chile División El Teniente 1990.

10 Ivan Pérez P. Estudio de Cambio de Método de Explotación en Mina Navio, Cemento Melón S.A.Informe de Consultoría – Santiago 1988.

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11 Guillermo Bagioli A.Métodos de Minado con Taladros largos – Julio 1992 – Lima

12 J. Vargas O. Proyecto de Minado Mecanizado Mediante Cámaras y Pilares Transversales en Catuva Cía. Minera Raura – Tesis de Grado 1989.

13 Esan, Análisis y Control de Costos en Minería, Resúmenes del Seminario – Agosto 1981 – Lima.

Lima, 1993

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