2015
2015
INFORME
INFORME
TÉ
TÉ
NI
NI
MINA COBRIZA
MINA COBRIZA
ING: MIRANDA LOZANO, ANDRES
ING: MIRANDA LOZANO, ANDRES
ELABORADO POR:
ELABORADO POR:
oo ORE ACUÑA, CesarORE ACUÑA, Cesar o
o LEON CONDOR, LuisínLEON CONDOR, Luisín o
o JACO FLORES, AlexJACO FLORES, Alex o
o GAGO HORNA, GeraldGAGO HORNA, Gerald o
o AVILA AVILA CADILLO, CADILLO, BradonBradon
INDICE
INDICE
ELABORADO POR: ELABORADO POR: ... 2 ... 2 INTRODUCCION ... 4 INTRODUCCION ... 4 2. OBJETIVO: ... 5 2. OBJETIVO: ... 5 2.1. Objetivo Específico ... 5 2.1. Objetivo Específico ... 5 2.2. Objetivo Generales ... 5 2.2. Objetivo Generales ... 5 3. ASPECTOS GENERALES ... 5 3. ASPECTOS GENERALES ... 5 3.1. UBICACIÓN Y ACCESO ... 5 3.1. UBICACIÓN Y ACCESO ... 5 3.2. GEOLOGIA: ... 6 3.2. GEOLOGIA: ... 6 3.2.1. Columna estratigráfica: ... 7 3.2.1. Columna estratigráfica: ... 7 3.2.2. Mineralogía y Paragénesis ... 9 3.2.2. Mineralogía y Paragénesis ... 9 I ETAPA: ... 9 I ETAPA: ... 9 II ETAPA: ... 9 II ETAPA: ... 9 III ETAPA: ... 9 III ETAPA: ... 9 IV ETAPA: ... 9 IV ETAPA: ... 9 3.2.3. Controles de Mineralización ... 10 3.2.3. Controles de Mineralización ... 10 3.3. Reservas: ... 10 3.3. Reservas: ... 10 4. GEOMECANICA DE ROCAS ... 11 4. GEOMECANICA DE ROCAS ... 11 4.1. 4.1. LITOLOGIA LITOLOGIA ... ... 1111 4.1.1.4.1.1. CARACTERISTICACARACTERISTICAS MECÁNICAS Y FÍSICAS DEL MANTO Y S MECÁNICAS Y FÍSICAS DEL MANTO Y LA PIZARRALA PIZARRA ... ... 1111 4.1.2.
4.1.2. FACTORES FACTORES INESTABILIZANTES INESTABILIZANTES EN COBRIZEN COBRIZA ...A ... ... 1212 4.1.3.
4.1.3. CONTROL CONTROL CUANTITATCUANTITATIVO IVO ... ... 1212 4.1.4.
4.1.4. ESTANDAR DEL SOESTANDAR DEL SOSTENIMIENTO EN BASE AL RMRSTENIMIENTO EN BASE AL RMR89 89 ... ... 1313 4.1.5.
4.1.5. ESTANDAR ESTANDAR DEL SOSTENIMIDEL SOSTENIMIENTO EN ENTO EN BASE GSI...BASE GSI... ... 1414 4.1.6.
4.1.6. CRITICIDAD DE CRITICIDAD DE LAS LAS CAIDA CAIDA DE DE ROCA ROCA ... ... 1515 5.
5.1.4.
5.1.4. DescripciDescripción ón del del Método Método ... . 2222 5.1.5.
5.1.5. PreparaciPreparación ón de de los los tajeos tajeos ... ... 2323 6.
6. EXPLOTACEXPLOTACION ION ... .... 2525
6.2. OPERACIONES UNITARIAS ... 26 6.2. OPERACIONES UNITARIAS ... 26 6.2.1. Desate y Perforación ... 26 6.2.1. Desate y Perforación ... 26 6.2.2. Equipo de Desate ... 26 6.2.2. Equipo de Desate ... 26 6.2.3. 6.2.3. Equipo de Equipo de PerforPerforación ación ... ... 2727 6.2.4. Accesorios de Perforación ... 27 6.2.4. Accesorios de Perforación ... 27 6.2.5. Parámetros de Perforación... 27 6.2.5. Parámetros de Perforación... 27 6.2.6. Diseño de Malla... 28 6.2.6. Diseño de Malla... 28 6.2.7. Angulo de perforación ... 28 6.2.7. Angulo de perforación ... 28 6.2.8. Vol 6.2.8. Voladura adura ... .... 2828 6.2.9. Equipo de Carguío ... 29 6.2.9. Equipo de Carguío ... 29 6.2.10. 6.2.10. Explosivos Explosivos y y Accesorios Accesorios de de Voladura ...Voladura ... .. 2929 6.2.11. Factor de Potencia ... 29 6.2.11. Factor de Potencia ... 29 6.2.12. Limpieza ... 31 6.2.12. Limpieza ... 31 8. 8. EQUIPOS EQUIPOS ... ... 3131 7.1. 7.1. Características Características Técnicas Técnicas del del Carguío ...Carguío ... . 3131 7.2. Costo Horario de Equipos ... 32
7.2. Costo Horario de Equipos ... 32
9. 9. RELLENO RELLENO HIDRÁULICHIDRÁULICO O ... ... 3232 9.1. 9.1. CaracterCaracterísticas ísticas del del RellenRelleno o ... . 3333 9.2. 9.2. NecesidaNecesidades des de de RelleRelleno no ... ... 3333 10. 10. SOSTENIMSOSTENIMIENTO IENTO ... ... 3434 10.1. 10.1. PERNOS PERNOS HELICOIDALES HELICOIDALES CON CON CARTUCHO CARTUCHO DE DE RESINA RESINA Y Y CEMENTO CEMENTO ... ... 3434 10.2. 10.2. SHOTCRETE SHOTCRETE ... ... 3434 10.3. 10.3. PROCESOS PROCESOS DE COLOCDE COLOCACIÓN DE ACIÓN DE PERNOS PERNOS ... ... 3535 10.4. 10.4. MUROS MUROS DE DE SOSTENISOSTENIMIENTO MIENTO ... ... 3535 10.5. 10.5. CIMBRASCIMBRAS... ... 3535 11. 11. ConcentConcentradora radora ... ... 3535 11.1. 11.1. Sistema Sistema de de distribución distribución de de energía energía eléctrica...eléctrica... .... 3636 11.2. 11.2. Sistema de Sistema de distribución de distribución de agua agua ... ... 3636 12. 12. ManteniMantenimiento miento ... ... 4040 CONCLUCIONES ... 42 CONCLUCIONES ... 42 RECOMENDA RECOMENDACIONES CIONES ... ... 4444 BIBLIOGRAFIA ... 45 BIBLIOGRAFIA ... 45
INTRODUCCION
INTRODUCCION
En el presente informe se dará a conocer sobre la mina Cobriza, la cual se En el presente informe se dará a conocer sobre la mina Cobriza, la cual se encuentra ubicada en el distrito de
encuentra ubicada en el distrito de San Pedro de Coris provincia de San Pedro de Coris provincia de Churcampa,Churcampa, las rocas que cubre la mayor parte del distrito minero son: lutitas, lutitas las rocas que cubre la mayor parte del distrito minero son: lutitas, lutitas calcáreas, lutitas pizarrosas, areniscas, calizas y conglomerados de edad y calcáreas, lutitas pizarrosas, areniscas, calizas y conglomerados de edad y sinclinales; su mineralización está emplazada en un potente horizonte de sinclinales; su mineralización está emplazada en un potente horizonte de sedimentos calcáreos del Grupo Tarma. El área mineralizada conocida tiene sedimentos calcáreos del Grupo Tarma. El área mineralizada conocida tiene aproximadamente 4.8km de largo y 1.5km de altura.
aproximadamente 4.8km de largo y 1.5km de altura.
También se dará a conocer en el presente informe la geomecánico de la Mina También se dará a conocer en el presente informe la geomecánico de la Mina Cobriza, su geología, y el
Cobriza, su geología, y el planeamiento de minado del proceso productivo.planeamiento de minado del proceso productivo.
Este importante yacimiento de cobre, plata y bismuto ocurre en un solo manto Este importante yacimiento de cobre, plata y bismuto ocurre en un solo manto calcáreo reemplazado por sulfuros que yace ente dos estratos de pizarras calcáreo reemplazado por sulfuros que yace ente dos estratos de pizarras intensamente plegadas y fracturadas. El manto es una roca muy competente con intensamente plegadas y fracturadas. El manto es una roca muy competente con un RQD de 95 a 1003 cuando no están interceptadas por fallas y las rocas en un RQD de 95 a 1003 cuando no están interceptadas por fallas y las rocas en cajo Nantes son deleznables con RQD de 60 a 30. Los problemas de cajo Nantes son deleznables con RQD de 60 a 30. Los problemas de sostenimiento se generan cuando se desarrollan túneles paralelos a las
sostenimiento se generan cuando se desarrollan túneles paralelos a las galeríasgalerías (By
2. OBJETIVO:
2.1. Objetivo Específico
Conocer la geomecánico de la Mina Cobriza
2.2. Objetivo Generales
Conocer el Yacimiento de la Mina Cobriza.
Realizar el Análisis Estratégico para la mina Cobriza, aplicando la técnica del Análisis FODA (matriz: Fortalezas, Oportunidades, Debilidades y Amenazas), para establecer estrategias operativas y estrategias administrativas a fin de garantizar la sostenibilidad de la producción y la continuidad operativa de la mina Cobriza
3. ASPECTOS GENERALES
El Cerro de Pasco Corporation en Diciembre de 1967 a un ritmo de 1,000 TCS/día, luego a 2000 TCS/días y 2600 TCS/día y finalmente a 10000 TCS/día a fines de 1983, luego una ampliación total de las instalaciones en la Mina, servicios y una nueva planta Concentradora en Pampa de Coris. A partir de esa fecha, el mineral de la parte alta fue explotado intensamente, quedando el mayor potencial del mineral en los niveles inferiores.
3.1. UBICACIÓN Y ACCESO
El yacimiento de Cobriza se encuentra en el distrito de San Pedro de Coris, Provincia de Churcampa y Departamento de Huancavelica; se ubica en el flanco oeste de la Cordillera Oriental de los Andes y sobre la margen izquierda del río Mantaro. Es accesible mediante una carretera afirmada de 290km a partir de la ciudad de Huancayo, su altura promedio es de 2500 m.s.n.m y cuya coordenada UTM es: 8609500N y 566200E.
Los principales accesos es a través de las carreteras Huancayo –
las Regiones Naturales del Perú (Javier Pulgar Vidal 1967) figura como zona ecológica Quechua, marcado por meses lluviosos (octubre - abril) y meses altamente soleados y secos (mayo - setiembre).
Ubicación geográfica del yacimiento de Cobriza se encuentra en el distrito de San Pedro de Coris, Provincia de Churcampa y Departamento de Huancavelica
3.2. GEOLOGIA:
La mina cobriza es un yacimiento tabular Manto Cobriza, cuya mena principal es la calcopirita con algo de tetraedrita y bismutinita y ganga de silicatos ferromagnesianos y magnetita.
Las dimensiones del manto mineralizado son de 5,500m de largo siguiendo el rumbo 1300 en la vertical siguiendo el buzamiento y un ancho promedio de 15 a 30m. Litológicamente, el manto Cobriza se encuentra en la parte media de una gruesa masa rocosa de aproximadamente 1000 metros de espesor conformada por lutitas pizarrosas, pizarras, areniscas calcáreas, calizas y conglomerados metamorfoseados de edad Paleozoica.
Los resultados de las exploraciones en mina y superficie indican que el Grupo Tarma, aparte de los mencionados mantos aloja otros mantos: Jampato, Joripata, Ayahuanco, Yuraccyacu y sistemas porfirídicos como Pukatoro y muy posiblemente que el depósito filoneano Santa Rosa, sea parte de otro sistema porfirídico lo que hace de esta franja Pensilvaniana de 30 x 15 km, un área de gran potencial que se requiere continuar evaluando y explorando tanto al Norte como el Sur del área mencionada. La alteración circundante a estos depósitos es de escasa extensión dificultando su ubicación, sin embargo dado su alto contenido de magnetita y pirrotita, tienen una excelente respuesta magnética siendo por lo tanto la geofísica el método de exploración más conveniente.
3.2.1. Columna estratigráfica:
Las rocas que cubren la mayor parte del Distrito Minero son: lutitas, lutitas calcáreas, lutitas pizarrosas, areniscas, calizas y conglomerados de edad Paleozoica; estas rocas se encuentran plegadas en una serie de anticlinales y sinclinales; en el flanco Este del anticlinal de Coris, se halla el manto Cobriza. Rocas intrusivas de composición granítica y de gran dimensión afloran paralelas al rumbo general de las rocas metamórficas y cerca del manto Cobriza; también rocas intrusivas de composición intermedia a básicas forman stocks y diques que cortan a las rocas aflorantes siguiendo las direcciones del fracturamiento. La mineralización está emplazada en un potente horizonte de sedimentos calcáreos del Grupo Tarma. El área mineralizada conocida tiene aproximadamente 4.8 kilómetros de largo y 1.5 kilómetros de altura. Presenta 4 etapas de mineralización y los minerales principales de cobre y plata son: calcopirita, tetraedrita, galena, esfalerita, marmatita y argentita. Sus principales ensambles son granate- - anfíbol- - magnetita pirrotita- - - calcopirita y baritina--calcita- - galena- - marmatita- -siderita.
siderita, escapolita. Actinolita, cuarzo y muscovita; en pequeña proporción Titania y turmalina con una textura bandeada; el granate reemplaza a la hornblenda, está a la augita; la clorita reemplaza al granate reemplaza a la augita.
La mayor mineralización está conformada por pirrotita, calcopirita mayormente se concentra cerca al piso; en ínfima proporción se tiene esfalerita con exsolucion de pirrotita y calcopirita, loellingita incluidos en Arsenopirita, la estannita y galena se hallan en ínfima proporción, en algunos lugares estannita, galena, bornita, cubanita, enargita, fluorita y ferberita, hay vetillas de estibina que cortan a la pirrotita; la metalización podría considerarse posterior a la formación de los silicatos. Trabajos de exploración efectuados al N del horizonte revelan disminución de silicatacion de las calizas y aparición de calizas frescas.
3.2.2. Mineralogía y Paragénesis
La mineralogía presente en el manto Cobriza, se ha formado por reemplazamiento metasomático. Estudios al microscopio realizado por P. Gagliuffi, determinan cuatro etapas de mineralización:
I ETAPA:
Piroxenos (augita y diposidos), Granates, Anfíbol (actinolita, hornblenda, tremolita) y Rutilo.
II ETAPA:
Ilmenita, Magnetita, Arsenopirita, Pirita, Cuarzo-Sheelita, Pirrotita-Entlandita, EsfaleritaI-CalcopiritaI-Estannita, Lollingita, CalcopiritaII-EsfaleritaII.
III ETAPA:
Marcasita, Calcopirita III, Tetraedrita, Freibergita, Esfalerita III, Burnonita, Bismuto, Bismutinita, Galena, Argentita.
IV ETAPA:
Covelita-Oropimente-Rejalgar, Siderita-Calcita-Baritina, El yacimiento Cobriza presenta tres ensambles característicos: granateanfibol-magnetita-pirrotita-calcopirita, anfíbol-magnetita-pirrotita-calcopirita y baritina-calcita-galena-marmatita-siderita.
3.2.3. Controles de Mineralización
En el yacimiento Cobriza existen seis controles fundamentales para la mineralización de cobre:
a. Presencia de abundante granate al techo y piso del manto, pobre mineralización de cobre.
b. Fallas de bajo ángulo que desplazan al manto empobrecen o enriquecen la mineralización de cobre.
c. Presencia de granate al techo hace que todavía exista buena mineralización de cobre (calcopirita) al piso.
d. Mayor silicificación de las pizarras recristalizadas, menor leyes de cobre en el manto.
e. Fallas longitudinales enriquecen la mineralización de cobre en el manto.
f. Mayor o menor ley de cobre cerca a los diques fallas.
3.3. Reservas:
La evolución de las reservas desde el año de 1999 se puede observar en el cuadro a continuación:
4. GEOMECANICA DE ROCAS
4.1.
LITOLOGIA
Consiste en pizarras, limolitas y calizas de la formación Copacabana, del Paleozoico superior (Carbonífero – Pérmico). La caliza referida
tiene un grosor de 15 -30.
4.1.1. CARACTERISTICAS MECÁNICAS Y FÍSICAS DEL MANTO Y LA PIZARRA
MANTO LUTITA PIZARROSA
RCS (MPa): 140 -180 RCS (MPa) 80 – 130
Cohesión (Mpa): 15-20 Cohesión (Mpa) 0,5 -2
Ø (°) 45 - 60 Ø (°) 30 -35
E(GPa) 70 -80 E(GPa) 100 -130
V(poisson) 0.2 V (poisson) 0.45
Y(Tn /m3) 3.63 Y (Tn/m3) 2.72
3 Familias de fracturas 4 a 5 Familias de
fracturas
Bloques Métricos Bloques centimétricos a
decimétricos
Roca tipo I y II Roca tipo III Y IV
4.1.2. FACTORES INESTABILIZANTES EN COBRIZA Filtración de agua por fracturas.
Relleno en las fracturas si hubiese.
Tiros cortados en los cortes techo y desquinches al piso que se realizan.
Edad de la mina (40años aproximadamente). Apertura de las labores.
Tiempo de exposición y sobredimensionamiento. Exceso de aberturas en una misma área
Problemas estructurales (presencia de fallas o fracturas persistentes)
Modificación y mal diseño de labores.
Cambios bruscos de temperatura (Dilatación y contracción) Sísmica local y regional, etc.
4.1.3. CONTROL CUANTITATIVO Consiste en:
Realizar caracterizaciones del macizo rocoso utilizando las clasificaciones Geomecánicas como el RMR89, Q Barton y el GSI.
Determinar dominios estructurales en las labores de producción
Lleva un control de los craqueos y caídas de roca, además el cuadro ha sido introducido al sistema de Control de Gestión de la Mina
Realiza mediciones de convergencias en los puntos importantes de la mina.
4.1.6. CRITICIDAD DE LAS CAIDA DE ROCA
Clasificación de las caídas de roca en Cobriza
1 Craqueos con intervalos de tiempo prolongados, con caída o proyección de fragmentos centimétricos.
2 Craqueos cercanos con cada y/o proyección de fragmentos de roca centimétricos ingresar a un tajeo y/o recuperación recién disparada, en el acceso siempre hay lajas pequeñas colgadas 3 Caída de roca por C/P y parte de bóveda, contacto C/P muy
alto, caída de bloques de concreto, craqueo constante; 0,5Tn a 9Tn.
4 Caída de roca en tajeos y galerías antiguas (mayor a 5años ),rampas de recuperación sin sostenimiento tajeos normales (dependiendo) de fracturamientos a la abertura, rampas sin sostenimiento craqueo constante y prolongación (minutos) carga 10Tn a 40Tn.
5 Caída y proyección de roca imprevista cercana a los pilares de los accesos de recuperaciones y rampas de acceso principal carga >= 50Tn. Con efectos similares en rampa superior e inferior.
De acuerdo al esquema adjunto, se realizará el análisis estratégico de la mina Cobriza
5. METODO DE MINADO
La mina está dividida en dos áreas de explotación (Coris y Pumagayoc) y tres zonas de producción (Zona I, Zona II y Zona III). Para la explotación del mineral se aplica el método de CORTE Y RELLENO ASCENDENTE MECANIZADO, utilizando relleno hidráulico en la zona baja y material
detrítico en los niveles superiores de la mina.
La producción del mineral se logra por la explotación de:
Tajeos Normales: 51% del total (explotación de áreas nuevas del manto Cobriza, principalmente Pumagayoc y áreas extremas de Coris –profundización-).
Recuperaciones de Escudos, rampas y puentes: 33 % del total (Escudo, es la porción del manto que se dejó por aspectos de seguridad hacia la caja techo de la explotación inicial del manto Cobriza).
Preparaciones: 16% del total.
Para el diseño y planeamiento de minado se hace uso del Software VULCAN®, a través del cual se realizan simulaciones teniendo en consideración la existencia de labores antiguas circundantes al área a explotar.
El ciclo de minado estándar es el siguiente: a. Relleno
b. Desate y perforación c. Voladura
d. Limpieza del mineral
A continuación se presenta un diagrama simplificado del ciclo de minado.
5.1.DISEÑO DE MINA
5.1.1. Método de explotación
Dadas las mismas características geo mecánicas y buzamiento irregular que presenta el manto en profundidad, se sigue aplicando el método de CORTE Y RELLENO ASCENDENTE MECANIZADO. El diseño se plantea priorizando la necesidad de mantener el grado de mecanización de las operaciones.
5.1.2. Condiciones de Aplicación
En la TABLA No. 5 se detallan los criterios de aplicabilidad del método establecido.
5.1.3. Condiciones Geo mecánicas para el Diseño de los tajeos
Las disposición geométrica que presentan las excavaciones como producto de la explotación de un cuerpo mineralizado, va generando una estructura en la roca que tiene tanto vacíos como elementos de sostenimiento naturales y/o artificiales. El desarrollo progresivo o evolución de esta estructura de roca como consecuencia del avance de la explotación, genera perturbaciones mecánicas en el medio rocoso: el macizo rocoso sufre desplazamientos hacia el vacío que deja el minado, se producen nuevos estados de esfuerzos y deformaciones, y se producen acumulaciones de energía en determinadas áreas.
TABLA No. 5: CRITERIOS DE APLICABILIDAD DEL METODO CRITERIO DE APLICABILIDAD METODO DE EXPLOTACION MORFOLOGIA DEL YACIMIENTO
Rumbo uniforme del Manto : 2,100 m de longitud, 900 m vertical
Potencia: 15 - 30 m.
Buzamiento : 30 - 45 SE
Rumbo : N 45 O
CAJAS Cajas incompetentes ( pizarras fracturadas)
Se deja un escudo de mineral in-situ de 5.0m o mas pegado a la caja techo
MINERAL In-situ, competencia buena, uniforme.
Roto (más de un mes), tiene efecto de aglomeración y compactación ( reacción exotérmica)
Su peso específico in-situ es de 3.63 TM/M3 RESTABLECIMIENTO
DEL EQUILIBRIO
Disponibilidad: relave clasificado en Planta Concentradora Coris (Nv. 28 )
Para la explotación de los tajeos entre los niveles 10 y Cero, se recopiló información geo mecánica básica para evaluar las condiciones de la masa rocosa, con lo cual se corroboraron los parámetros de diseño del método de minado por corte y relleno ascendente mecanizado utilizando relleno hidráulico. Las dimensiones de los tajeos fueron determinadas siguiendo el análisis
TABLA No.6: PARAMETROS DEL MACIZO ROCOSO PARAMETRO
VALOR Ancho máximo del tajeo 20 m.
Ancho mínimo del tajeo 12 m. Longitud máxima del tajeo 200 m.
Longitud mínima del tajeo 40 m. RADIO HIDRAULICO 5.66 a 9.09 RQD 80 Jn 15 Jr 2.3 Ja 1.7 A 1 B 0.9 C 3.75 N’ 24.35
Estos datos colocados en el GRAFICO No.1, nos dan una referencia que la relación entre ancho y longitud del tajeo es estable para aberturas de 12 m. con profundidades de 40 m., y esta misma relación se encuentra en una zona de transición estable cuando se tiene hasta 20 m. de ancho y 200 m. de longitud. En este diseño se contempla la estabilidad de la excavación, la orientación del avance de la explotación, el control de la sobre - excavación en los contactos y la fragmentación. Siempre se trata de conseguir un buen contorno y arqueo del techo. En la TABLA No. 7 se muestran las características de los tajeos preparados.
5.1.4. Descripción del Método
Hasta el nivel 10 la explotación del manto Cobriza se realizó dentro de los parámetros normales de diseño de los tajeos, es decir los zig zags que los limitaban contaban con su respectivo echadero y una chimenea de servicios de 7 pies y 5 pies de diámetro respectivamente. Los tajeos se iniciaban a partir de un subnivel dejando 10 metros de puente sobre el nivel inferior. Bajo estas condiciones el acarreo de mineral se hacía directamente a los echaderos con scooptrams ST-13, y el transporte con locomotoras diesel hacia el echadero principal del pique.
TABLA No.7: GEOMETRIA DE LOS BLOQUES DE EXPLOTACION TAJEO SECCIONES LONGITUD ANCHO** ALTURA
00-2943 N 00-2680 S 00-2680 N 00-2300 S 00-2300 N 00-1760 N 2600 – 2750 2500 – 2600 2300 – 2500 2300 – 2000 1800 – 2000 1500 – 1700 150 100 200 200 200 200 8.80 m. 10.10 m. 12.40 m. 9.80 m. 8.90 m. 9.50 m. 100 m. 50 m. 50 m. 100 m. 100 m. 100 m.
0.1 0 1 0.5 0.2 5 2 5 10 10 20 100 50 500 200 1000 20 15 25 Radio hidráulico S - mt N ú m e ro d e e st a b il id a d N ' ZONA DE HUNDIMIENTO ZONA ESTABLE Z O N A D E T R A N S I C I O N S I N S O S T E N I M I E N T O E S T A B L E C O N S O S T E N I M I E N T O Z O N A D E T R A N S I C I O N C O N S O S T E N I M I E N T O
GRAFICO No.1: GRAFICO DE ESTABILIDAD
Al profundizar la explotación hasta el nivel Cero se tuvo que implementar el acarreo con ST-13 y camiones de 30 y 36 toneladas para llevar el mineral hasta los echaderos que se encuentran en el nivel 10. Las demás operaciones unitarias continúan siendo normales según las condiciones de explotación anteriores.
5.1.5. Preparación de los tajeos
Para acceder al manto en profundidad se construyeron dos rampas principales en zig zag. Desde el nivel 10 al nivel Cero con una sección de 5 x 4 m. y
gradiente de 12%. A partir de estas rampas también se construyen los accesos hacia los tajeos conforme progresa la explotación:
N’ = 24.35
o Subniveles: Se corren paralelo al rumbo del manto en contacto con
la caja piso, sección de 5 x 4 m y gradiente de 1%
o By passes: Se corren paralelo al manto por la caja techo dejando
un pilar de 5-10 metros entre el subnivel de ataque, son de 5 x 4 m y gradiente de 1%.
o Cruceros: Se construyen cada 100 metros para entrar desde el by
pass hacia el subnivel, son de 5 x 4m
o Chimeneas y Huecos DTH: Se construyen 2 chimeneas para
ventilación y servicio en forma simultánea al avance del Subnivel, por ellas se instalan las líneas de tensión y agua hacia los tajeos. Se construyen enteramente en manto, desde el nivel 10 al nivel Cero.
También se construyen 3 o 4 huecos DTH para la conducción del relleno hidráulico desde el nivel 10. En las FIGURAS No.2, 3, y 4 se muestran las facilidades, instalaciones y actividades que se desarrollan en la explotación de un tajeo.
o Preparación del tajeo: Una vez que han sido delimitados los
bloques de explotación se realizan los siguientes trabajos:
Desquinche en toda la longitud del subnivel con dos cortes de techo, y hacia la caja techo hasta conformar el ancho de Raise Borer 6 pies de diámetro
Chimenea Convencional 1.5 m x 1.5 m Inclinación 54°
Preparación de un lecho con relleno detrítico y/o desmonte a lo largo de u el subnivel desquinchado para el emplazamiento del relleno hidráulico, y para que el drenaje sea el adecuado.
6. EXPLOTACION
Se están optimizando las fases del ciclo de minado: desate - perforación, voladura, acarreo y transporte, y relleno. Estamos logrando que todas las fases se hagan simultáneamente en los 6 tajeos, con el único propósito de obtener un flujo constante de mineral. La duración de cada fase se ha venido reduciendo mediante la aplicación de adecuados trazos de perforación, la disminución del número de disparos por corte, una mejor fragmentación, con un acarreo más eficiente y la práctica del relleno hidráulico optimizado. Como consecuencia se está logrando elevar la productividad.
6.2. OPERACIONES UNITARIAS 6.2.1. Desate y Perforación
Previa a la perforación de los tajeos se realiza el desatado de rocas en el techo y los hastíales con los Scaler. La altura del techo tanto para el desatado como para la perforación es de 5 a 6 metros, considerando que esa es la altura estándar para el mejor trabajo del equipo. La perforación se realiza con Jumbos Hidráulicos de dos brazos.
6.2.2. Equipo de Desate
Marca Teledyne
Modelo DS20
Alcance máximo 8.50 m. de altura Presión de percusión 1500 PSI. Rendimiento 26.0 M2/Hr Costo Horario 28.55 $/Hr
6.2.3. Equipo de Perforación
Marca Atlas Copco
Modelo Boomer H-282
Perforadoras COP-1838
Voltaje 440 V
RPM 220
Presión de rotación 50 – 60 Bares
Presión de percusión 120- 185 Bares
Presión de agua 10-12 Bares
Velocidad de penetración 1.5 min./ 14 pies
Rendimiento 100 tal/guardia
Disponibilidad Mecánica 85 %
Costo Horario $ 122.72
6.2.4. Accesorios de Perforación
6.2.5. Parámetros de Perforación
Barras Hexagonales R-32 / 12 pies Brocas de botones 51 mm
Malla de perforación 1.20 x 1.20 m Longitud de perforación 10.5 pies
Diseño perforación Vertic.según buzamiento. Angulo de inclinación 70°
Altura de corte 2.5 m en promedio Rotura por taladro 13.10 TM/tal.
Tonelaje perforado 1310 TM/gdia Metros perforados 305 m
Tonelaje por metro 4.29TM/m perforado Tareas en perforación 2
6.2.6. Diseño de Malla
El diseño de nuestra malla de perforación está basado en el modelo matemático de R. Ash. El diseño es para una producción normal, es decir, lograr una buena fragmentación que nos permita mantener o mejorar nuestros niveles de eficiencia en el carguío y transporte, conminación y minimizar los daños que pueda ocasionar la voladura de los taladros en la caja techo del manto.
6.2.7. Angulo de perforación
Es uno de los aspectos que se viene controlando en los tajeos y no debe bajar de 70°; algunas veces no se estaba logrando por diversos factores: como no tener la altura suficiente después de la primera capa de relleno y no darle la debida importancia por parte de los operadores y la supervisión.
Nuestros tajeos tienen áreas que abarcan entre 2,000 y 3,000 m.2., con lo cual una variación de 25° es decir, bajar el ángulo de perforación a 45° y para un mismo consumo de materiales, significa dejar de romper aproximadamente 6,900 TM (25.3 %) de mineral por corte, lo cual influye directamente en el factor de potencia.
Altura de Corte ( H ) = 12 pies*0.3048*Sin X°*Sin 60°
6.2.8. Voladura
En la voladura de producción se hace necesario perforar una cara libre conformada por dos filas de taladros a todo lo ancho económico del tajeo, y para obtener una adecuada fragmentación, la secuencia y salida del disparo es en forma de
6.2.9. Equipo de Carguío
Cargador Neumático mecanizado Marca Teledyne
Modelo ALB 7
Capacidad de Carguío 245 KG de explosivo
6.2.10. Explosivos y Accesorios de Voladura
Dinamita Gelat. Espec. 1 1/8” x 8” x
75% Examon-P
Carga Columna Fanel rojo de 4.2 m.
Accesorios Cordón Detonante 5P Guía de seguridad
Blanca.
El consumo de explosivos es un rubro muy importante que está siendo optimizado. En lo que se refiere a carga de columna, se ha cambiado el uso del ANFO preparado en Cobriza por el Examon-P.
6.2.11. Factor de Potencia
Es uno de los parámetros más importantes en la voladura pues nos indica el consumo de explosivos por TM volada para tener la
granulometría apropiada, y que no haya necesidad de efectuar voladuras secundarias para su manipuleo por parte de los equipos de transporte.
Anteriormente la carga por taladro no era controlada
adecuadamente, llegándose a cargar toda la longitud del taladro, lo cual no se reflejaba en una mejor voladura. Actualmente se está controlando que el carguío sea como máximo las ¾ partes de la longitud del taladro, teniendo en cuenta que si se usa tacos esto puede mejorar.
Hasta el año 1999, el factor de potencia obtenido era de 0.35 –
0.40 Kg. /TM, mejorándose el 2000 a 0.30 – 0.35 Kg./TM.
Actualmente obtenemos un factor de 0.25 – 0.31 Kg./TM, debido al
cambio de malla de perforación y al mejor control de las
operaciones. En la TABLA No. 8 se muestran los resultados de operación con respecto a la Perforación y Voladura en un tajeo.
TABLA No.8: RESULTADOS DE PERFORACION-VOLADURA
DESCRIPCION UNIDAD PARAMETRO
Área total explotada Altura promedio de corte
Volumen roto Tonelaje roto Numero de taladros Longitud perforada m.2 m. m.3 TM Unidad Pies 2,500 2.50 6,250 22,688 1750 18,375 Consumo varillaje de perforación
Barras Brocas Shank Coupling Unidad Unidad Unidad Unidad 5 14 5 5 Consumo de explosivos y accesorios
Dinamita Examon – P Fanel Cordón detonante Fulminante Guía Nacional Kg Kg Unidad m. Unidad Pies 304 8750 1750 1420 2 26 Factor de Potencia
Tareas (desate – perforación – voladura)
Voladura secundaria Kg/TM Unidad % 0.33 74 5 – 10
6.2.12. Limpieza
Nuestro sistema actual “Trackless” es muy versátil operativamente, pero requiere
de una atención constante en lo que se refiere al mantenimiento de vías, que afectan directamente en lo siguiente: Rendimiento y vida de llantas de camiones y scoops, velocidad de extracción, disponibilidad mecánica de los equipos y productividad.
7. EQUIPOS
El mineral proveniente de los tajeos de explotación del nivel Cero se extraen hasta los echaderos del nivel 10 con camiones de 30 y 36 TM. El Carguío se realiza con Scooptram ST-13 de 11 yd3 o con cargador frontal de 5.5 yd3. En 1999 la Empresa vio por conveniente renovar parte de los equipos
trackless, para lo cual adquirió dos camiones DUX de 36 Toneladas.
En función a la distancia de los tajeos hacia el echadero en el nivel 10, y poder cumplir con el programa de acarreo y transporte, se determinó la siguiente necesidad de equipos: - 01 ST-13 de 11 yd3
o 01 cargador frontal de 5.5 yd3 o 02 camiones DUX de 36 Ton. o 03 camiones DUX de 30 Ton.
7.1. Características Técnicas del Carguío
Densidad del mineral roto 2.70 TM/m3 Factor de Carguío 0.70
Factor de esponjamiento 40 %
Distancia de acarreo 1,000 – 1,500 m.
Turnos por día 2
Disponibilidad mecánica 65% mínimo Horas efectivas trabajadas 5.0 hr/guardia
7.2. Costo Horario de Equipos
La TABLA No. 9 muestra los rendimientos y costos horario de cada tipo de unidades utilizadas.
8. RELLENO HIDRÁULICO
Una vez realizado un corte a lo largo de todo el tajeo, se procede al relleno hidráulico del mismo. Primeramente se preparan pozas con material detrítico o material del relleno hidráulico anterior con tractores de oruga, y luego el relleno es conducido por huecos DTH desde el nivel superior. La altura que debe alcanzar el relleno en los tajeos es de 2.0 a 2.5 metros. La práctica nos ha enseñado que después de 48 horas ya es posible ingresar con equipo pesado.
Es el primer elemento de sostenimiento del método de explotación Corte y Relleno, Dos tipos de relleno son empleados en la mina Cobriza:
Relleno Detrítico en la parte alta de la mina (niveles superiores al nivel
principal de la mina -Nv 28-) y
Relleno Hidráulico en los niveles inferiores (niveles inferiores al nivel
principal). El relleno hidráulico es bombeado desde la Planta de Relleno Hidráulico (ubicada en la Planta Concentradora) con 2 bombas Mars de 673 GPM, a través de tubería metálica de 8” Ø, con un porcentaje de
sólidos de 60%. Este relleno representa el 40% del total del relave.
TABLA No.9: RENDIMIENTOS Y COSTOS DE EQUIPOS DE ACARREO
RENDIMIENTOS SCOOPTRAM CAMION DUX Capacidad cuchara/tolva (m.3)
Capacidad tolva (TM) Factor de llenado (%) Tonelaje por viaje (TM)
8.41 -70 15.2 16 – 19.6 30 – 36 70 20 – 25
Producción horaria (TM/HR)
Producción por guardia (TM/gdia) Costo horario ($/HR-MQ)
Costo por tonelada ($/TM) 900 75.35 0.40 900 41.51 1.04
En las áreas rellenadas, no teniéndose reacciones exotérmicas ni desprendimiento de gases.
El relleno hidráulico es bombeado desde la planta de Relleno Hidráulico ubicada en Pampa de Coris hacia la Mina, a través de
5.02 Km. de tubería de 6” Φ por el nivel 28 Sur hacia el nivel 28 Norte
y de allí al nivel 10. La planta cuenta con:
o Dos bombas centrifugas de 4,572 GPM para captar relaves o 11 hidrociclones de 15” de diámetro para eliminar los finos o Un tanque con agitador para almacenar pulpa
o Dos bombas Mars de 673 GPM, con motor de 650 HP.
7.1. Características del Relleno
Velocidad de percolación 4 pulg/hr
California Bearing Ratio (CBR) 3.0 como mínimo Densidad de pulpa 1,550 -1,600 gr./lt Porcentaje de sólidos 50 – 55 %
7.2. Necesidades de Relleno
Para una producción de 54,000 Tm./mes se tiene los siguientes parámetros:
Producción de relaves en
planta Concent. 129,500 TM/mes - 59,000 m3 Densidad del relleno 2.2 TM/m3
Relave necesario para la Mina 18,900 m3(Solamente se rellenara el 70% de los vacíos generado por la explotación) Utilización de relave para
relleno 32%
Horas de Operación Planta
Concentradora 720 (1 circuito) Horas de operación Planta de
Relleno 470
– 510 horas
Optimizando el sistema actual de los hidrociclones de 15” Φ,
uniformizando la alimentación y hallando los diámetros óptimos del Apex y el Vortex, se ha mejorado la calidad del relleno hidráulico.
8. SOSTENIMIENTO
El sostenimiento más económico y seguro hasta ahora aplicado en el Perú, es el puesto en práctica en la Mina Cobriza, denominado Sot-Fer. Este método de aplicación del concreto armado en túneles y labores mineras mediante el Gunitado o Shotcrete.
El sostenimiento que se ha utilizado se presentara a continuación
8.1. PERNOS HELICOIDALES CON CARTUCHO DE RESINA Y CEMENTO
o 8pies de largo para hastiales o 10 pies de largo para el techo
o Se utiliza entre 7 y 8 cartuchos de resina por perno y/o o
cartuchos de cemento de resina rápida y el resto de cemento.
8.2. SHOTCRETE
o Resistencia a la compresión mínima a 1 día 7 Mpa y a 28 días
30 Mpa.
8.3. PROCESOS DE COLOCACIÓN DE PERNOS
o Mapeo geotécnico por arco rebatido y secciones o Area previamente desatada con Scaler
o Preparación del Área en galerías principales o Instalación de pernos en forma sistemática
o Perforación de taladros con jumbo electrohidraúlico o Aplicación del shotcrete (sostenimiento temporal)
8.4. MUROS DE SOSTENIMIENTO
o Construidos en galerías y accesos principales o Como soporte de cuñas y bloques considerables o Son de concreto estructurado
o Dimensiones variables, generalmente de 2,5m x 5m x 6m
8.5. CIMBRAS
o Construidos en galerías y accesos principales
o En zonas de alta inestabilidad y/o techos muy elevados o Se utilizó arcos de acero tipo H, estructuras de alta
resistencia.
o Dimensiones: 6mx4m, 5mx4m, con espaciados ente 1,0m y
1,5m, vaciados con concreto. 9. CONCENTRADORA
La Planta Concentradora, ubicada en Pampa de Coris, a 2300 m.s.n.m., tiene una capacidad de tratamiento de 9,100 TM/diarias de mineral. Actualmente, la mina Cobriza trata 5,500 TM/día de mineral. El mineral de la mina llega a la Planta Concentradora por medio de 2 convoys de 15 carros cada uno, jalados por locomotoras eléctricas. Dada las características del mineral, para obtener el concentrado de cobre con valores de plata, el proceso incluye las etapas o circuitos de chancado, molienda, flotación, eliminación de agua y disposición de relaves.
Los parámetros de operación en el 2008 (estimados de producción) fueron:
Tonelaje diario: 5 500 TMS
Ley de cabeza: 1.02 %Cu y 12.00 g Ag/tn Concentrado de cobre:
Grado: 22.5 % Cu con 164 g Ag/tn
Recuperación: 93.50 % para cobre y 58.0% para
plata.
Son importantes para la operación en la Concentradora los sistemas de distribución de energía eléctrica y el sistema de distribución de agua. 9.1. Sistema de distribución de energía eléctrica
La energía eléctrica es suministrado del sistema de fuerza del río Mantaro, con una línea de transmisión de 69 KV., terminando en dos transformadores de 20/10/4.16 KV. localizados en la sub-estación de Pampa de Coris.
El sistema de distribución para los procesos de planta utiliza un transformado de 10.0 KV. para la planta en general y otro de 4.16 KV. Para los motores de los molinos.
Se tiene salas de control eléctrico, en el edificio de chancado primario, chancado secundario/terciario, molienda y flotación, con la finalidad de acortar la distancia a los puntos de uso.
9.2. Sistema de distribución de agua
El agua de procesos se obtiene del río Huaribamba, la cual es transportada por gravedad a dos tanques, estando en una altura que da suficiente presión de agua fresca. Para las épocas de estiaje se cuenta
Circuito de Chancado
En el circuito de Chancado el mineral extraído de la mina con tamaños de 42’’, es
reducido a través del chancado primario en tamaños de 4’’, operación que se
realiza a través de una chancadora giratoria de 42’’x 70’’.
Este mineral pasa a un alimentador vibratorio de 60’’x 240’’ y por medio de una faja transportadora de 42’’x 1,361 pies es almacenado en el stock pile de gruesos de
15,000 toneladas de capacidad. Se tiene una sala de control de las operaciones con un circuito cerrado de TV para el control de flujo del alimentador vibratorio hacia la faja de descarga de la chancadora.
El mineral luego es enviado a través de fajas transportadoras a una tolva de compensación, donde se clasifica mediante zarandas con mallas de 3/8 de pulgada de abertura. El mineral fino, es almacenado a un Stockpile de Finos, de 10,000 TM de capacidad para luego pasar al circuito de molienda. El m ineral grueso es enviado a una tolva y son distribuidos hacia dos chancadores terciarias, las cuales se encargan de reducir el mineral a un tamaño menor de 3/8 de pulgada.
El producto de las chancadoras terciarias, retorna a la tolva de compensación de zarandas, produciéndose un circuito cerrado.
Circuito de Molienda
En el circuito de Molienda la carga del stock pile de finos, por medio de 4 alimentadores de faja de velocidad variable es llevada hacia dos fajas
transportadoras de 36’’x 483’ en paralelo para alimentar a los dos módulos de
molienda de características similares. Cada módulo consta de dos molinos de bolas (primario y secundario) de 14’x 18’.
.
Circuito de Flotación
El material luego de su molienda pasa al circuito de flotación, donde el mineral de cobre es recuperado y concentrado por un sistema de flotación por espumas retirando los otros elementos no valiosos, como el fierro, la pirita, el cuarzo, etc. que son eliminados en el relave o colas de flotación gracias a la acción de los reactivos químicos usados.
Circuito de Eliminación de Agua
El producto o concentrado obtenido del sistema de flotación con un 23.5% de cobre es enviado a la sección de eliminación de agua que consta de 2 equipos importantes: el espesador y el filtro. En este último equipo la pulpa procedente del espesador a densidades de entre los 1,800 y 2,000 gramos por litro es filtrado en un filtro de tambor de 12 por 24 pies, donde se obtiene el keke con una humedad variable. El keke es enviado principalmente al Complejo
Metalúrgico de La Oroya por medio de camiones de 25/30 toneladas de capacidad.
Circuito de Disposición de Relaves
La etapa final del proceso se realiza en el circuito de disposición de relaves. El relave producido en la etapa de flotación, es enviado a una Planta de Relleno Hidráulico donde es clasificado.
El relave grueso es enviado como relleno hidráulico a la mina y el relave fino a un espesador de cono profundo donde se le extrae la mayor cantidad de agua posible.
El relave fino espesado a una alta densidad es depositado en 2 presas de relaves denominadas Zona Norte y Limonar.
.
10. MANTENIMIENTO
El proceso de mantenimiento en Cobriza se realiza a través de las áreas de Equipo Liviano, Taller Eléctrico, Talleres de Guardia, Componentes, Jumbos y Taller Central.
La función de mantenimiento tiene como objetivo la conservación de la capacidad de la producción de los equipos, controlando los costos de mantenimiento y disponibilidad.
a. Correctivo: Corrección de la falla ocurrida en el equipo.
b. Preventivo: Reemplazo de componentes en base a su tiempo de vía útil. c. Predictivo: Con ayuda de instrumentos y técnicas se predice la falla de los componentes con anticipación.
Se cuenta con la siguiente flota de equipos principales:
10 Cargadores de bajo perfil: 6 scoop de 13 yardas, 3 de 6 yardas y un MTI 10 Camiones de bajo perfil de 30 y 36 toneladas
4 Desatador de rocas 1 Jumbos hidráulicos 4 Cargador de anfo
Entre los equipos auxiliares tenemos: 1 tractor de llantas 2 tractores de oruga 2 moto niveladoras 3 grúas móviles 1 manipulador de llantas 4 lubricadores 2 cargadores frontales
El 100% del personal pertenece a la planilla de DRP con estudios en SENATI e instituciones similares.
CONCLUCIONES
o Para Doe Run Peru la Seguridad es #1, “la Seguridad no es una
prioridad, la Seguridad es un valor”, invierte en sostenimiento de la mina
más de 2 MM US$/año.
o El uso del desatador Scaler, Robot Lanzador de Shotcrete y el Control
Remoto para Scooptram en recuperaciones, minimizan el riesgo de incidentes por desprendimiento de rocas.
o El cambio de paradigma: de una explotación a gran escala hacia una
explotación selectiva y de recuperaciones (escudos, puentes – mejor
calidad de mineral) garantizan la continuidad operativa de la mina Cobriza.
o En minas en etapas avanzadas de explotación “agotamiento” (labores
dispersas y de recuperaciones), una adecuada selección de equipos de acarreo además de aspectos económicos-financieros es muy importante considerar la naturaleza intrínseca de nuestras minas (presencia de agua, gradientes, secciones, etc.), esto nos garantizará una producción sostenida en el tiempo.
o La aplicación de la Técnica del Análisis Estratégico, nos permite conocer
el entorno externo (Oportunidades y Amenazas: oferta y demanda del cobre, la perspectiva del mercado del cobre a mediano y largo plazo, y tendencias de precios en el futuro, etc.), además del entorno interno de la empresa (Fortalezas y Debilidades: reservas, nuevos proyectos, competencias internas claves, eficiencias y productividad, etc.). Luego de efectuar la matriz FODA, podemos visualizar las estrategias
o En el caso estudio de la Mina Cobriza, existe muchas oportunidades de
mejora a aplicar e implementar inmediatamente las estrategias
emergentes descritas a fin de garantizar la continuidad operativa del negocio y producción sostenida en el tiempo.
o La diversificación de métodos de explotación en la mina Cobriza, es
urgente e importante. A fin de garantizar el cumplimiento de los objetivos de seguridad, control ambiental y producción.
o En Cobriza es importante mantener las operaciones con seguridad y
eficiencia, esto se logra realizando evaluaciones geomecánicas de las labores de producción, galerías principales, rampas, pilares, etc.
o Las propiedades físicas de la roca indican que el manto es un excelente
material.
o Según tablas podemos apreciar que el manto Cobriza tiene un
excelente auto-sostenimiento, pudiendo mantener una labor más de 15 años sin sostenimiento con aperturas mayores a 15 m.
o El deterioro del manto se debe a la presencia del agua, las filtraciones
de agua lavan el relleno de las fracturas y/o alteran el manto, haciéndolas inestable. Debido a esta consideración, en zonas con presencia de agua, el RMR disminuye a 60.
RECOMENDACIONES
o Realizar los estudios de viabilidad técnico-económica a los proyectos
propuestos (estrategias emergentes) como resultado del Análisis FODA de la mina Cobriza, a fin de garantizar la producción sostenida en el tiempo y la continuidad operativa del negocio.
o Realizar el inventario de reservas con anchos mínimos (entre 2.0 m a
7.0 m), a fin de incrementar el valor de la mina Cobriza (incremento de vida de la mina por incremento de reservas) y la aplicación del método de explotación Sub Level Stoping para anchos mínimos.
o Realizar el estudio geomecánico para la recuperación segura y racional
de reservas existentes en puentes y pilares de zigzag (rampas), para la aplicación del método de Sub Level Stoping
