diseÑo de pique minero
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“UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN CRISTOBAL DE HUAMANGA”
FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS GEOLOGIA Y CIVIL
ESCUELA DE FORMACION PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS
CURSO: DISEÑO Y CONSTRUCCIONES MINERAS
(MI – 540)
“PROYECTO: CONSTRUCCIÓN DE PIQUE”
MINA TERESITA, CIA. MINAS RECUPERADA S.A.
ALUMNO : BELTRAHAN ANIBAL MELGAR PEREZ
PROF. DE TEORIA : ING. J. QUISPE POMA
PROF. DE PRÁCTICA : ING. J. QUISPE POMA
FECHA : AYACUCHO 23 DE JULIO DEL 2010
~ 1 ~
DEDICATORIA:
A mis padres BEATRIZ y ESTANISLAO por haberme dado
Los ánimos para terminar mis estudios.
A mi alma mater
“Universidad nacional San Cristóbal de Huamanga”
~ 2 ~
INTRUDUCCION
En un yacimiento minero donde el acceso a la mina no es posible por
socavones de cortada o túneles; cuando se quiere profundizar una mina en
plena operación o se quiere extraer mineral o desmonte; se quiere introducir
materiales, maquinarias y el mismo personal; y no se tiene socavones
principales, se recurre a la construcción de piques o rampas.
La utilización de infraestructura y maquinaria de izaje.
La variedad de maquinarias de izaje, potencia del motor y necesidad de
las operaciones, hacen la selección y elección del tamaño de los sistemas de
izaje.
Esta elección, facilita que una gran, mediana y pequeña minería y
minería artesanal decidan por las soluciones de los problemas de transporte
vertical.
Lo importante es que, se evita el sobreesfuerzo humano, al utilizar estas
maquinarias; que permiten mejorar la productividad y la velocidad de extracción
vertical o inclinada.
De igual manera hemos visto por conveniente dividir por capítulos cada tema,
con el objetivo de definir mejor los conceptos mineros, quedando de la
siguiente manera:
El capitulo uno describe sobre las generalidades y, ubicación, recursos y
objeto del estudio.
El capitulo dos, describe sobre la geología regional, local, geología económica
y reservas.
El capitulo tres describe, sobre el proyecto de izaje y los para metros de diseño.
~ 3 ~
El capitulo cuatro describe, sobre el aspecto constructivo del pique y.
El capitulo cinco describe, sobre el aspecto económico del proyecto y su
rentabilidad.
Una de las más importantes que hemos podido captar es la de relacionar los
conceptos teóricos con la vida profesional, porque conociendo el espíritu
investigador que tiene el ingeniero hace que cada paso que damos tenga una
justificación teórica.
Aprovecho esta oportunidad para expresar mi agradecimiento público al ING.
Jhony QUISPE POMA por la enseñanza del presente curso como docente de
nuestra casa superior de estudios.
~ 4 ~
CONTENIDO:
DEDICATORIA
INTRODUCCIÓN
CAPITULO I
GENERALIDADES
1.1.- Ubicación 8
1.2.- Clima y vegetación 9
1.3.- Recursos de la zona 9
1.4.- Fuentes de abastecimiento de energía para la mina 10
1.5.- Objeto del trabajo 10
1.6.- Fisiografía 10
CAPITULO II
GEOLOGÍA
2.1.- Geología regional 12
2.2.- Geología local 13
2.3.- Geología estructural 14
2.4.- Geología económica 14
2.5.- Reservas minerales 17
CAPITULO III
PROYECTO: IZAJE DE LAS RESERVAS DE MINERAL POR DEBAJO DEL
NIVEL 370
3.1.- Justificación técnica para el izaje de mineral 19
3.2.- Diseño del pique de izaje 20
~ 5 ~
3.3.- Cálculo del izaje 21
CAPITULO IV
CONSTRUCCIÓN DEL PIQUE
4.1.- Trabajos preliminares 32
4.2.- Profundización 33
4.3.- Preparación de las labores para la instalación del winche 34
4.4.- Ventilación 34
4.5.- Instalación del equipo de seguridad 34
4.6.- carguío del material desbrozado 34
4.7.- Señales de comunicación 35
4.8.- Trabajos complementarios 35
4.9.- Instalación final del equipo de izaje 35
CAPITULO V
MADERA Y SERVICIOS AUXILIARES
5.1.- Madera 41
5.2.- Bombas 45
Conclusiones
Anexos
Bibliografía
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CAPITULO I
GENERALIDADES
1.1.- UBICACIÓN Y ACCESO:
La Mina Teresita, propiedad de la Compañía de Minas Recuperada S-A. se
encuentra en el Distrito de Huachocolpa, Provincia y Departamento de
Huancavelica en el flanco Este de la cordillera occidental.
Sus coordenadas geográficas son las siguientes:
Longitud Oeste 74° 54’
Latitud Sur 13° 03’
Altitud Promedio 4,358 m-s-n-m
Existen las siguientes vías de Acceso; a partir de Lima:
VÍA PISCOS: Kms.
Lima - Pisco (San Clemente) Carretera. Asfaltada 232.0
Pisco (San Clemente) – Sta. Inés Carretera. Afirmada 190.0
Santa Inés-Chonta. Carretera. Afirmada 24.0
Chonta - Recuperada, Carretera. Afirmada 44.0
- VÍA HUANCAYO: Kms.
Lima - Huancayo. Carretera. Asfaltada 293.0
Huancayo — Huancavelica. Carretera. Afirmada 152.0
Huancavelica — Chonta. Carretera. Afirmada 53.0
Chonta -- Recuperada, Carretera. Afirmada 44.0
1.2.- CLIMA Y VEGETACIÓN
~ 7 ~
El Clima de éste asiento minero, Se caracteriza por sus bajas
temperaturas, cuya media anual bordea los 0°C, debido a la altitud. La
humedad relativa es de en consecuencia su atmósfera es seca. Las
precipitaciones son de lluvia, granizo y nieve principalmente en los meses de
verano. Por las noches tiene lugar la condensación sólida del vapor de agua,
formándose la escarcha cubriendo la superficie de una capa delgada
de hielo la temperatura nocturna es muy baja, siempre por debajo de 0 ºC;
durante el día la insolación también es fuerte sin llegar a ser mortificante.
La vegetación típica de la zona es el ichu y otros pastos duros y cortos que son
la base principal de la alimentación de los auquénidos (alpaca y llamas); los de
mayor abundancia. Existe una agricultura insipiente, de pan llevar en las zonas
bajas, que no llega a cubrir las necesidades de los pobladores.
Hasta el año de 1,980 perteneció a la Compañía de Minas Buenaventura
S.A. corrió la unidad de producción Minera Huachocolpa pero a partir del
primero de enero de 1,981 cambia de razón social, tomando el nombre de
compañía de Minas Recuperada S.A. y adecuándose a la Nueva Legislación
Minera, pasa de la Mediana Minería a la Pequeña Minería.
La Compartía de Minas Recuperada S.A. Es Subsidiaria de la Compañía de
Minas Buenaventura S.A. por ser dueña del 99% de las acciones y en la
práctica sigue operando como una unidad de producción, porque el apoyo
técnico y logístico sigue corno antes.
1.3.- RECURSOS DE LA ZONA
Para fines de uso industrial y doméstico se cuentan con recursos hídricos,
conformados por los ríos y riachuelos de agua permanente que pasan por los
campamentos de Recuperada, Blenda Rubia y Corral pampa.
En el área de la Mina Pirata, aflora un manantial de agua termal, ubicado
cerca del río Atoccmarca, también se cuentan con pequeñas lagunas en las
partes altas, que almacenan agua durante todo el ario, llegando a su máxima
capacidad durante las épocas de mayor precipitación.
~ 8 ~
La ganadería es una principal ocupación de los pobladores siendo los
auquénidos (Alpacas y Llamas) los de mayor abundancia. La agricultura,
es una actividad muy limitada que no llega a satisfacer las necesidades
locales.
1.4.- FUENTES DE ABASTECIMIENTO DE ENERGÍA PARA LA MINA
La mina cuenta con una central térmica equipada con dos grupos Sulzer, de
600 KV. cada uno, además de una central Hidroeléctrica de 800 Kw, que está
ubicada a 20 Km, de la unidad; ambas centrales están interconectadas con la
Unidad de Julcani.
Se han hecho estudios preliminares, para contar con fluido eléctrico de la
Central Hidroeléctrica del Mantaro, para tal fin el Consorcio Energético de
Huancavelica ha tenido convenios con todas las Empresas Mineras que operan
en la zona.
1.5.- OBJETO DEL TRABAJO
La extracción de mineral de la Mina Teresita, que viene a ser el 100% de la
producción de la Compañía de Minas Recuperada S.A, y que se realiza por
medio de izaje tuvo una etapa muy critica por el aumento de producción,
durante los años de 1,979 - 1,980. Con la finalidad de incrementar la
capacidad de su infraestructura y que se adecúen a sus necesidades actuales
y futuras se plantearon alternativas de solución y fueron las siguientes:
1. Rampa de 1300 m. de la cota 4,350 hasta la Veta 1 a 20 m, debajo del
Nv - 240, con gradiente negativo de 10%,
2. Ensanche de la sección del túnel nivel — 370 y rampa de y rampa de
1,300 m. desde el "Ore Pass” hasta la Veta 1 y 20 m. debajo del nivel -
240 con gradiente negativo de 10%.
3. Ensanche de la sección del túnel nivel - 370 y rampa de 1,300 m desde
el "Ore Pass" hasta la Veta 1 y 20 m. debajo del Nv - 240, con gradiente
negativo de 10%.
4. Reacondicionamiento del Pique Nº 1 y cambio de winche de mayor
potencia.
~ 9 ~
5. Reacondicionamiento del túnel actual nivel – 370 y excavación de un
nuevo pique (Pique Nº2).
Las dos alternativas de bajar con rampas hasta 20 m debajo del nivel - 240;
han sido desechadas por ser muy costosas.
La tercera alternativa, de reacondicionar el Pique Nº 1 y cambio de winche por
una de mayor potencia, también se ha desechado, por ser el único programa
de izaje y estar muy congestionado y de no disponer de tiempo para su
reacondicionamiento.
La cuarta alternativa de reacondicionar el túnel nivel - 370 y la excavación del
Pique Nº 2, se ha seleccionado como la más adecuada y que es la que mejor
se adapta a las condiciones actuales, para una operación eficiente.
1.6.- FISIOGRAFÍA.
La región, presenta los mismos rasgos geomorfológicos de la sierra
andina, con una topografía relativamente accidentada cuyo relieve está
formado por superficies onduladas. Entre los procesos geomorfológicos que
han modificado la superficie modelando hasta alcanzar la configuración actual
son: la meteorización "Insitu” causado por las lluvias y el cambio de
temperaturas, provocando la desintegración y descomposición de las rocas que
simultáneamente con la erosión diferencial modificaron el paisaje.
El fondo de los valles, está cubierto de material fluvioglaciar y morrénico
resultante de la descongelación la región presenta algunas evidencias del
avance de los glaciares que descendieron de las partes altas formando
glaciares, morrenas y valles en forma de "U”.
~ 10 ~
CAPITULO II
GEOLOGÍA
2.1.- GEOLOGÍA REGIONAL:
En el Distrito de Huachocolpa, afloran rocas sedimentarias ígneas e
intrusivas, cuyas edades van desde el Triásico hasta el Terciario- Están
constituidas en su mayor parte por rocas volcánicas andesiticas, calizas y
en menor proporción las areniscas - lutitas, cuarcitas, dacitas y tufos
riolíticos, por último sedimentos como detritus, gravas travertinos que
datan del Cuaternario; se hallan completando la secuencia.
Las rocas más antiguas están representadas por areniscas lutitas y calizas
de la formación Chambará (Grupo Pucará) de Edad Noriano a Retiano del
Triásico Superior, sobreyaciendo al Grupo Pucará, se encuentran las
areniscas y cuarcitas del Grupo goyllarisquisga de Edad Cretácea y encima
de estos se encuentran las calizas Manchay que yacen más distante del área.
Como consecuencia de los movimientos orogenéticos que comenzaron a
mediados del Cretásico y continuando hasta el final del Triásico, las rocas
sedimentarias fueron plegadas, falladas e intrusionadas por rocas
ígneas hipo—abisales de composición granodioritica después de
estas intrusiones se depositaron los sulfuros metálicos y finalmente una
serie de levantamientos de menor intensidad, deformaron las rocas
influyendo sobre los depósitos de mineral.
~ 11 ~
2.2.- GEOLOGÍA LOCAL
2.2.1.- ESTRATIGRAFÍA
Las unidades estratigráficas (Rocas Sedimentarias) incluyen las calizas y
lutitas del grupo Pucará, que son las más antiguas expuestas en el área de
Huachocolpa sub divididas en:
a) Formación Chambará; constituida por calizas gris claro a oscuro en
capas medianas y ocasionalmente intercaladas con calizas dolomíticas.
b) Formación Aramachay consiste de lutitas y niargas negras en capas
delgadas y en parte laminadas, interestratificadas con escasos
bancos de 0.50 a 2.00 m de caliza gris negra.
c) Formación Condórsinga, está compuesta de paquetes macizos, con
bancos de 1 a 10m de calizas grises micro cristalinas, algunas veces
intercaladas con capas de 0.10 m de margas negras piritizadas, algunos
horizontes contienen poco chert.
d) Formación Cerca puquio; supra yaciendo a la anterior y constituida por
areniscas blancas y oscuras.
e) Formación Goyllarisquizga; Formada por areniscas negras y rojas en la
base.
f) Formación Chulecc Compuesta por calizas de color gris marrón,
2.2.2 ROCAS VOLCÁNICAS E INTRUSIVAS.
2.2.2.1 ROCAS VOLCANICAS: Están generalmente compuestas por:
Andesitas, Brechas tufáceas, Latitas cuarciferas Domos riolíticos etc. Se
han distinguido tres variedades:
a) Formación Arco Iris (40,9 m. a.): Son las rocas Cenozoicas reas
antiguas que se conocen en la región su composición principal es de
fragmentos piroclásticos sub-arenosas de fragmentos púnicos y
cenizas, luego brechas lávicas estas rocas fueron depositadas en agua -
Químicamente corresponden a latitas cuarcíferas, riodacitas y
riolitas. En general son rocas fuertemente plegadas con una base de
conglomerados calcareos,
~ 12 ~
b) Complejo Volcán Mixto y Domo Volcánico; (10.1 a 9.1 m. a) Son rocas
volcánicas formadas por brechas y lavas andesíticas provenientes de
otros centros volcánicos. El volcán Tinqui es el más grande de la zona
luego se tiene el volcán manchaylla y el cuerpo ígneo de Chosec.
c) Lavas de Intrusiones Dómicas (9.0 m. a): Están cubriendo gran Área de
Huachocolpa y están constituidas de domos pequeños diques y
derrames lávicos de latitas y lutitas cuarciferas biotitica.
2.2.2.2 ROCAS INTRUSIVAS (4 m.a.): Generalmente conformadas por diques
de latita cuarcifera de 10 a 250 m., de potencia, cruzan todas las rocas
anteriores y cortan a las vetas. También se hallan intrusiones dómicas
riolíticas con abundante cuarzo y biotita.
2.3.- GEOL0IA - ESTRUCTURAL
Seis patrones importantes parecen existir y ellos son:
a) Plegamientos y tal Fallamientos N- S ocurrido en las rocas
sedimentarias antiguas.
b) Fallamiento Principal en Huachocolpa N-S al oeste de las rocas
sedimentarias, posteriores a la deposición de las lavas.
c) Plegamiento N-S y Fallamiento N-S de los Volcánicos Arco Iris.
d) Monoclinal N 45° W de las capas rojas de Chonta.
e) Juegos de Fracturas Mineralizadas N 60° E, N 60° W y E- W.
f) Reapertura de Fallas N—S y emplazamiento de diques, sills y domos de
latita cuarcífera.
2.4.- GEOLOGÍA ECONÓMICA
Huachocolpa es un Distrito Minero de Plomo y Zinc con menores cantidades de
Plata y Cobre, sin embargo existen algunas vetas ricas en Cobre, Plata,
Antimonio- Mercurio y depósitos de Manganeso.
2.4.1 CARACTERÍSTICAS DEL DEPÓSITO.
En relación -al emplazamiento de la mineralización y respecto a la
formación de las cajas, tenemos los siguientes tipos de depósitos:
~ 13 ~
- EPIGENETICOS:
a) Desde el punto de vista estructural Huachocolpa es un conjunto de Vetas o
Filones de longitud, potencia y buzamiento variable. También se hallan usan
tos en calizas.
Las vetas presentan textura brechóide y crustificación típica de relleno de
cavidades por soluciones hidrotermales, en los mantos de calizas se observan
reemplazamiento en su totalidad.
b) Metasomatismo de Contacto, minerales de Zinc y Cobre diseminado en
granatess Ghandy y Consuelo.
- SINGENETICOS:
Depósitos de Manganeso en perseverancia de Yanahututo.
2.4.2 MINERALOGÍA,
La Mineralogía del Distrito es muy semejante, pero existen variaciones
importantes por zona:
a) En la Zona de Recuperada—Blenda Rubia (Volcánicos del Complejo
Manchayíla), los minerales comunes y abundantes son: Galenas,
Esfalerita, Cuarzo, pirita y Chalcopirita; en menor cantidad;
Tetrahedrita, Calcita y Dolomita, Siderita y Estibina.
b) En la Zona de Tángana (Volcánicos Tinqui); Se presentan los mismos
minerales de la zona anterior, con un incrensento de Tetrahedrita
y menos Chalcopirita, además de abundante rodocrosita y rodonita.
c) En la Zona de Calizas (Luchitos, Pirata, Granada, Consuelo y Mauricio
III), los minerales comunes son: Esfalerita algo Ferrosa, Geocronita
(Jamesonita), galena, pirita y calcita. En menor cantidad Sílice-
Baritina algunas veces oropimente y rejalgar.
d) En el área de Tinquicorral; los minerales más comunes son: Galena,
Blenda Rubia, Chalcopirita, Tetrahedrita, Baritina, Cuarzo, Calcita,
Pirita, Platas rojas y Bournonita.
~ 14 ~
e) Estibina y Mercurio en afloramiento de Vetas en porfiada y Excelsior respectivamente.
2.4.3.- SISTEMA DE VETAS,
Existen tres principales Sistemas de Vetas:
N 60º E, N 60º E y E-W, Al primero pertenecen las zonas de vetas partiendo
de Tangana se dirige a Piarat y las zonas de Maloya y Recuperada. Al segundo
pertenecen las zonas de vetas que partiendo de Ruglo, Caudalosa Chica se
dirige a Consuelo, Victor Rafael; y las vetas de Teresita. Al tercer sistema
pertenecen muchas vetas tensionales que son controladas por los dos
sistemas anteriores.
2.4.4.- ZONEAMIENTO Y PARAGENESIS.
El zoneamiento de este distrito minero, así sido enfocado fuertemente por el Dr
U. Petersen, mediante el contorneo de las proporciones de los metales
existentes. Entre otras conclusiones se tienen las siguientes:
a) Es probable que; las mineralizaciones de Tangana y Recuperada;
pertenezcan a focos mineralógicos diferentes. Los contornos tienden a
estar más apretados y evolucionan mas en ramales pequeños
especialmente si son “ciegos” y los contornos tienden a avanzar en las
zonas más permeables y por ende su forma es influenciada por la
posesión de los clavos de mineral. El cociente que permite dibujar el
mayor número de contornos es Pb/Cu. En barias vetas observamos que
los contornos son aproximada mente son para lelos a la superficie
terrestre actual; lo cual podría interpretarse como indicativo de que la
mineralización es muy reciente y tiene lugar cerca de la superficie, pero
hay muchos ejemplos de que los contornos no guardaban relación con la
superficie.
b) El estudio de los cocientes metálicos: Ag/Pb, Pb/Zn y Geocronitas As/Sb
(As mas Sb) (R. birnie), realizando en minas de la zona de calizas,
permitieron comprender mejor el zoneamiento mineralógico; llegándose
a las siguientes conclusiones más importantes:
~ 15 ~
Todas las vetas de las calizas pueden pertenecer al mismo
sistema hidrotermal.
Todos los esquemas de cocientes, se correlacionan muy
satisfactoriamente. Valores As/(As) + Sb superiores a 0.40
corresponden a zonas de valores Pb/Zn inferiores a 1; un máximo
de Ag/Pb corresponden al intervalo 1-2 de Pb/Zn
En Pirata hubo buenos clavos de mineral en cocientes Pb/Zn
menor a 1 de manera que no pueden descartarse tales zonas.
Parece que en otras vetas los clavos mineralizados tienden a ser
más pequeños y erráticos en zonas de Pb y Zn menor de 1.
2.5.- RESERVAS:
Las reservas de mineral con que cuenta la mina al 01.12.1980, es de 996,756
TMS que representa una vida útil de la mina aproximadamente de 7 años con
una producción de 380 TM/ día y es como se muestra en las tablas siguientes:
CUADRO Nº 1: MINERAL DE MENA
VALOR TMSLEYES DILUIDAS
ANCHO VETAOz. Ag % Pb % Zn
Probado 529,778 5.6 4.6 6.7 1.60Probable 305,703 4.2 4.6 6.5 1.60
TOTAL MENA 835,481 4.9 4.6 6.6 1.60
CUADRO Nº 2: MINERAL MARGINAL
VALOR TMSLEYES DILUIDAS
ANCHO VETAOz. Ag % Pb % Zn
Probado 119,223 4.4 3.9 4.6 1.75Probable 42,052 4.6 4.0 4.2 1.73
TOTAL MENA 161,275 4.5 4.0 4.5 1.74
~ 16 ~
CUADRO Nº 3: TOTAL MINERAL DE RESERVA
VALOR TMSLEYES DILUIDAS
ANCHO VETAOz. Ag % Pb % Zn
Probado 835,481 4.9 4.6 6.6 1.60Probable 161,275 4.5 4.0 4.5 1.74
TOTAL MENA 996,756 4.7 4.3 5.5 1.67
2.6.- PARÁMETRO DE LA PRODUCCIÓN DE LA MINA
Los parámetros de producción de la mina se detallan en el siguiente cuadro y
los concentrados que se producen en la mina son de Pb y Zinc con contenido
de plata como se muestra en los siguientes cuadros.
OPERACION MINA PLANTA DE BENEFICIO
Producción TM/día 380 -
Mineral tratado - 50
Días trabajados por mes 26 30
Fuente: Departamento de planeamiento de la mina
TM/mes = 380 TM/ día x 26 días/mes = 9,880 TM/mes
Luego:
TM tratados por día en la planta de beneficio será:
TM/día = 9,880TM /mes30dias /mes = 329.33 TM/día
2.6.1.- CÁLCULO METALÚRGICO PARA TRES PRODUCTOS:
2.6.1.1.- CALCULO DE LA CANTIDAD DE CONCENTRADOS DE Pb Y Zn.
Para este balance de materia se tomo un día de operación y considerando un
trabajo normal de 329.33 TM/día de mineral tratado. Se toman los datos
experimentales y resultado obtenido del análisis químico, realizado por el
personal de laboratorio.
TABLA Nº 4 BALANCE METALÚRGICO
~ 17 ~
PRODUCTO TMS/díaLEYES DE LABORATORIO
% Pb % Zn Oz AgCabeza 329.33 4.3 5.5 4.7Concentrado de Pb L 45.80 13.00 44.80Concentrado de Zn Z 0.65 55.60 5.40relave T 0.17 1.0 0.30
Fuente: Laboratorio de la mina
Donde L y Z se hallan con la siguiente relación:
Productos Ley de L Ley de ZF L1 Z1L L2 Z2Z L3 Z3T L4 Z4
L = F x (L1−L4 ) (Z 3−Z 4 )−(Z1−Z 4 )(L3−L4)(L2−L4 ) (Z 3−Z 4 )−(Z 2−Z4 )(L3−L4)
Z = F x (Z 1−Z 4 ) (L2−L4 )−(L1−L4)(Z 2−Z 4 )(L2−L4 ) (Z3−Z 4 )−(Z2−Z 4 )(L3−L4)
Reemplazando valores tenemos:
L = 329.33 x (4.3−0.17 ) (55.60−1.0 )−(5.5−1.0)(0.65−0.17)
(45.80−0.17 ) (55.60−1.0 )−(13.0−1.0)(0.65−0.17) = 29.59
Concentrado de Plomo = 29059 TMS/día
Z = 329.33 x (5.5−1.0 ) (45.80−0.17 )−(4.3−0.17)(13.0−1.0)
(45.80−0.17 ) (55.60−1.0 )−(13.0−1.0 )(0.65−0.17) = 20.64
Concentrado de Zinc = 20.64 TMS/día
Relave = 329.33 – (29.59 + 20.64) = 279.10 TMS/día
2.6.1.2.-CALCULO DE CONTENIDOS FINOS:
Para plomo:
PRODUCTOS LEY CANTIDAD TMSAlimentación 4.3 329.33 x 0.043 14.16
~ 18 ~
Concentrado de Pb 45.80 29.59 x 0.458 13.55Concentrado de Zn 0.65 20.64 x 0.0065 0.13Relave 0.17 279.10 x 0.0017 0.47TOTAL: 14.15
Para Zinc:
PRODUCTOS LEY CANTIDAD TMSAlimentación 5.5 329.33 x 0.055 18.11Concentrado de Pb 13.0 29.59 x 0.13 3.85Concentrado de Zn 55.60 20.64 x 0.556 11.47Relave 1.0 279.10 x 0.01 2.79TOTAL: 18.11
Para plata:
PRODUCTOS LEY CANTIDAD TMSAlimentación 4.7 329.33 x 0.047 15.49Concentrado de Pb 44.80 29.59 x 0.448 13.26Concentrado de Zn 5.40 20.64 x 0.054 1.11Relave 0.30 279.10 x 0.003 0.84TOTAL: 15.21
2.6.2.- CALCULO DE LAS RECUPERACIONES Y RADIOS DE
CONCENTRACIÓN:
Las recuperaciones se calcularan con la formula:
Recuperación = contenido fino
sumade contenido fino x 100
Radio de concentración se calculara con la formula.
Rad. Conc. = Tonelaje alimentado
Tonneladadeconcentrado
a.- Para el concentrado de Plomo:
~ 19 ~
Recuperación Pb = 13.5514.16
x 100 = 95.69%
Recuperación Zn = 0.1314.16
x 100 = 0.92%
Relave = 0.4714.16
x 100 = 3.32%
Rad. Conc. = 329.3329.59
= 11.13
b.- Para el concentrado de Zinc.
Recuperación Pb = 3.8518.11
x 100 = 21.26%
Recuperación Zn = 11.4718.11
x 100 = 63.34%
Relave = 2.7918.11
x 100 = 15.41%
Rad. Conc. = 329.3320.64
= 15.95
c.- Para la plata:
Recuperación en concentrado de Pb = 13.2615.49
x 100 = 85.60%
Recuperación en concentrado de Zn = 1.1115.49
x 100 = 7.16%
Relave = 0.8415.49
x 100 = 5.42%
TABLA Nº 5 RESUMEN DE LAS RECUPERACIONES Y DE RADIOS DE CONCENTRACIÓN
PRODUCTOSRECUPERACIONES RADIO DE CONCENTRAC.
% Pb % Zn Oz. Ag Pb Zn
Concentrado de Pb 95.69 21.26 85.60 11.13
~ 20 ~
Concentrado de Zn 0.92 63.34 7.16 15.95
Relave 3.32 15.41 5.42
Fuente: Elaboración propia
2.7.- VALOR DE LA PRODUCCION.
2.7.1.- VALORIZACION DE CONCENTRADOS.
1. CONCENTRADO DE PLOMO
LEYES
Plomo: 45.80%
Plata: 44.80 Onz/Tm
COTIZACIONES
Plomo: 2,301.5 US$/TM
Plata: 17.37 US$/Onz
RECONOCIMIENTO
Pb: (63.3 – 3.0) * 95.69% = 40.96% * 2,301.5 = 942.69 58.59%
Ag: 44.80 * 85.60% = 38.35 * 17.37 = 666.12 41.41%
VALOR BRUTO = 1608.81 100%
DEUCCIONES.
Tratamiento = US$ 90.00
Refinería = 40.00
= 130.00
Valor CIF = 1,608.81 - 130.00 = 1,468.00
OTROS COSTOS.
Flete terrestre Mina – Pisco = US$ 15.00
Flete marítimo = 40.00
Derechos de exportación 2% = 4.23
Seguros = 12.00
= 72.23
Valor neto Ex - Mina (FOB) = 1,135.77
VALOR DE MINERAL DE CABEZA (radio de Conc. = 11.13)
Plomo: 1,135.77 x 0.585911.13
= US$ 59.79
~ 21 ~
Plata: 1,135.77 x 0.414111.13
= 42.26
TOTAL = 102.05
2. CONCENTRADO DE ZINC
LEYES
Zinc: 55.60%
Plata: 5.40 Onz/Tm
COTIZACIONES
Zinc: 1,602.60 US$/TM
Plata: 17.37 US$/Onz
RECONOCIMIENTO
Zn: 55.60 * 63.34% = 35.22% * 1,602.60 = 564.44 99.48%
Ag: (5.40-3) * 7.16% = 0.17 * 17.37 = 2.95 0.52%
VALOR BRUTO = 567.39 100%
DEUCCIONES.
Tratamiento = US$ 90.00
Escalador = 10.00
= 100.00
Valor CIF = 567.39 – 100 = 467.39
OTROS COSTOS.
Flete terrestre Mina – Pisco = US$ 15.00
Flete marítimo = 40.00
Derechos de exportación 2% = 11.23
Seguros = 12.00
= 78.32
Valor neto Ex - Mina (FOB) = 389.07
VALOR DE MINERAL DE CABEZA (radio Conc. = 15.95)
Plomo: 389.07 x 0.994815.95
= US$ 24.27
Plata: 389.07 x 0.05215.95
= 1.27
TOTAL = 25.54
2.7.2.- RESUMEN DEL VALOR DE LA PRODUCCIÓN.
~ 22 ~
El valor de la producción para la operación actual en base al valor de una TM
de mineras de cabeza es como sigue.
Valor del mineral de cabeza
Producción Valor de la producción
Mensual T.M. Anual T.M. Mensual US$ Anual US$
127.59 9,880 118,560 1’260,589 15’127,070
~ 23 ~
CAPITULO III
PROYECTO DE IZAJE DE LAS RESERVAS DE MINERAL POR DEBAJO
DEL NIVEL 370
3.1.- JUSTIFICACION TECNICA PARA EL IZAJE DE MINERAL.
Actualmente existe un desfase en la producción diaria, el mineral programado
de los niveles 370 y 150 no es transportado a su momento para cabecear con
el mineral de la zona alta, por una limitada disposición de los volquetes, pues
estos cumplen otras funciones como el transporte de madera, materiales,
mantenimiento de carretera o se encuentra en mantenimiento; y su
coordinación operar los trabajos es desventajosa porque para su disposición se
requiere del servicio del departamento de servicios. Ante esto solo la zona alta
cumple con el tonelaje programado para el día, extrayendo más mineral con
leyes altas.
Toda esta dificultad hace que se proyecte otro sistema de transporte para los
niveles inferiores y que es el motivo del presente trabajo.
3.1.1.- COSTOS DE TRANSPORTE ACTUAL
Fuente: División de planeamiento de investigación.
a) COSTOS DE INVERSION
Volquete 4 m3 US$ 60,000
Depreciando 4 años
Valor de salvamento 20%
(14,400 hr) 12 hr/día
48,00014,400
= 3.33 $/hr
3 viajes/hr = 36 TM
Costo de operación = 17.09 $/hr (personal, combustible,
manteamiento, repuestos).
COSTO/TM = 20.5236
= 0.57 $/TM
~ 24 ~
b) LOCOMOTORA
Locomotoras 4 TM (2) $ 35,000
Cargador de batería (2) $ 4,000
Depreciación 3 años
Valor de salvamento 10%
(10,800 horas) 12 horas/día
35,00010,800
3.25 $7hr
Costo de operación:
Energía eléctrica 1,350 $/mes 1.82 $/hr
Mantenimiento 174 $/mes 0.58 $/hr
Personal 800 $/mes 2.67 $/hr
Producción por día = 380 TM
Costo/día = 12 * 8.33 = 100 $/día
Costo/TM = 100200
= 0.50 $/TM
Costo total del transporte mixto = 0.50 + 0.57 = 1.07 $/TM
3.2.- DISEÑO DEL PIQUE DE IZAJE
3.2.1.- GENRALIDADES:
El pique estará ubicado en el nivel principal de extracción que es el Nv 370, de
forma rectangular con una profundidad de 254 m., la forma de izaje ha de ser
de dos cables. Todos estos datos se mencionan en el capítulo IV, de
construcción de pique.
3.2.2.- CONDICIONES GEOTECNICAS:
La roca donde se proyecta es competente, masiva y a continuación se muestra el comportamiento de las cajas.
CALIDAD PORFIDO CALIZA Si Rock NotaCompetencia B b MBUniformidad MB B R En alturaUniformidad MB B R En horizontal
~ 25 ~
Si Rock = Caliza salificadaMB = Muy BuenaB = BuenaR = regular
3.3.- CALCULO DE IZAJE.
Para la producción antes indicada se calcula las características del winche de
izaje (380 TM/día). Y de acuerdo al plano adjunto.
PARAMETROS:1.- producción = 380 TMS/día
2.- Profundidad del Pozo 250.00 m. = 820.21 pies
3.- Dimensiones del Pique 5.40 x 2.00 m.
4.- Skip en 2 compartimientos
5.- Camino 1 compartimiento
6.- Gravedad especifica del mineral ínsito = 3.06 TM/m3
7.- factor de humedad = 10 %
8.- esponjamiento = 25% = 0.25
9.- tiempo de operación = 10 horas/día
A.- PARA ESTA PROFUNDIDAD DETERMINAMOS EL FACTOR DE SEGURIDAD (Fs)
Según la Tabla Nº 1 Fs = 7
B.- DETERMINACION DEL DIAMETRO DE LA POLEA
Utilizaremos una polea con las siguientes dimensiones:
Ancho = 11.66 pulg.
Garganta = 3.00 pulg.
Profundidad de la garganta = 3.00 pulg.
Diámetro = 70.86 pulg = 5.905 pies = 1.799844
Peso = 1,000 + (D - 5) * 570 = 1515.85 libras
C.- CALCULO DEL CABLE TOTAL UTILIZADO EN EL IZAJE
1.- Profundidad del Pozo = 254.00m. = 833.12 pies
2.- Altura Cuello pique - Tolva volteo = 17.45 m. = 57.25 pies
3.- Altura, Tolva de volteo - Polea = 5.45 m. = 17.88 pies
~ 26 ~
4.- Distancia polea - tambora = 31.45 m. = 103.17 pies
5.- longitud por amarres, cortes, etc = 50.00 m. = 164.00 pies
TOTAL = 358.36 m. = 1175.41pies
Luego las longitudes para el cálculo serán:
L1 = Prof. pozo - tolva de volteo = 271.45 m. = 890.37 pies
L2 = prof. Pozo - polea = 276.90 m. = 908.24 pies
D.- CALCULO DE LA CAPACIDAD DEL SKIP
Qs = (Producción/hora )/(Nº de viajes/hora) TM
(
A)
Consideramos 2 Guardias = 5 hrs/gdia a = 10 horas/día
luego:
Producción/ hora = (380 TM/día)/10 horas/día = 38 TM/hora
Nº de viajes/hora = (3600 seg/hora)/(Nº de segundos/viaje)
(
B)
Nº de segundos/viaje = Tc + Ta + Tu + Td
Donde:
Tc = tiempo de cara y descarga = 30.00 seg.
Ta = tiempo de aceleración = V/a
V = velocidad = según tabla Nº 4: (600+1200)/2 = 900 pies/min.
V = 15 pies/seg
V = 4.57 m/seg
Pero:
Ta = según tabla Nº 4: (8 +12)/2 = 10 seg.
Td = tiempo de desaceleración = 50% * Ta = 5 seg.
Tu = tiempo en movimiento rectilíneo uniforme (MRU)
Tu = Ec/V
Ec = (Distancia tolva de carguío a tolva de descarga) - (da + dd)
da = distancia de aceleración = a * ((Ta^2)/2)
~ 27 ~
a = aceleración = V/Ta = (4.57 m/seg)/10 seg = 0.46 m/seg^2
= 1.50 pies/seg^2Reemplazando:
da = (0.46 m/seg^2)(((10 seg)^2)/2) = 22.86 metros
Por otro lado:
dd = distancia de desaceleración = d * ((Td^2)/2)
d = desaceleración = V/Td = (4.57 m/seg)/5 seg = 0.91 m/seg^2
= 3.00 pies/seg^2
Reemplazando:
dd = (0.91 m/seg^2)(((5 seg)^2)/2) = 11.43 metros
Luego:
Ec = L1 -(da -dd) = 237.16 metros
Tu = Ec/V = (229.71m)/(4.57 m/seg) = 51.87 seg
Tc = Tiempo de carga y descarga = 30.00 seg
Ta = Tiempo de aceleración = 10.00 seg
Tu = MRU = 51.87 seg
Td = Tiempo de desaceleración = 5.00 seg
Nº de seg/viaje = TOTAL = 96.87 seg
Reemplazando en (B)
Nº de viajes/hora = (3600 seg/hora)/(Nº de segundos/viaje) = 37
Reemplazando en (A)
Qs = (Producción/hora )/(Nº de viajes/hora) = 1.02 TM
= 1.13 Tc
= 2254.33 Lib.
E.- CALCULO DEL PESO DEL SKIP
~ 28 ~
El peso del skip se considera el 70% del paso del mineral
Peso skip = 70% * Qs = 0.70*1.02 = 0.72 TM = 0.79 Tc = 1578.03 Lib.Peso de mineral + peso skip = 1.74 TM
F.- DETERMINACION DEL DIAMETRO Y PESO DEL CABLE
Factor de seguridad será = 7*(Qs+Ps) = 7*1.74 = 12.17 TM
= 13.41 TcCon este valor se recurre a la tabla Nº 5 y se selecciona el diámetro del cable:
Buscando tendremos = RRcable = 32.2 Tc
Para ello tenemos:
Diámetro de cable = 7/8" = 0.875 pulg.
Peso del cable unit. = 1.21 lib/pie
Lugo el peso del cable será:
PTC = L2 * Pc unit. = 908.25pies*1.21lib/pie = 1098.97 Libras = 0.55 Tc = 0.50 TM
G.- DETERMINACION DEL FACTOR DE SEGURIDAD DINAMICO EFECTIVO (FSDE)
Para ello calcularemos la carga (W)
Carga (W) = Qs + Ps + Pc = 2.47 Tc = 4931.34 lib.
Luego:peso a soportar (F) = W + W(a/g) + 288000(d^3/D)
Calculamos el diámetro de la tambora: (Dt)
Dt = 64 * d = 56 pulg. = 4.67 pies
~ 29 ~
reemplazando valores: F = 8495.57 lib = 4.25 Tcluego:FSDE = RRcable/F = 7.58
Por tanto: FSDE > Fs Ok¡
H.- CALCULO DE LAS CARACTERISTICAS DE LA TAMBORA
H.1.- Cálculo de la longitud de la Tambora (dw):
dw = Lh + Ei Pulgadas
Donde:
Lh = (Nº de vueltas de cable/2) * d; d = diámetro del cable
Nº de Vueltas de cable = (((L1+L por amarres, cortes, etc.)/π*Dt) + 3)
Remplazando valores:
Nº de vueltas de cable =(890.37+164.04)/π*4.67) + 3)
Nº de vueltas de cable = 75 Vueltas.
Luego:
Lh = (75 vueltas/2)*7/8 pulg = 33 pulg = 2.73 pies
Ei = espacio libre entre cables = (3/64)*Lh = 0.13 pies
dw = 2.86 piesH.2.- Cálculo del peso de la tambora (Wt)
Wt = 200*A
Donde:
A = π*Dt*dw = 41.92 Pies^2
Reemplazando:
Wt = 8384.24 lib.
H.3.- Cálculo de la velocidad angular o circular del tambor:
~ 30 ~
a).- revoluciones por segundo: ( RPS) = V/(π*Dt) = 1.02 RPS
b).- Número de vueltas acelerando (Nº V.a) = RPs*(Ta/2) = 5.12
c).- Nº de vueltas desacelerando (Nº V.d) = RPS*(Td/2) = 2.56
d).- Nº de vueltas a velocidad constante (Nº V.V.c) = RPS*Tu = 53.07
H.4.- Cálculo de momentos en la tambora
Carga = Qs + Ps = 3832.36 Lib
Cable 6x19 = 1.21Lib/pie = c
Diámetro de la tambora = 4.67 pies
Radio de la tambora = 2.33 pies
a).- Momento de la carga que sube:
Nº de vueltas = Peso del mineral*r
0.00 vueltas = 2254.33 lib*2.33 pies = 8942.18 lib*pie
5.12 vueltas = 2254.33 lib*2.33 pies = 8942.18 lib*pie
58.19 vueltas = 2254.33 lib*2.33 pies = 8942.18 lib*pie
60.74 vueltas = 2254.33 lib*2.33 pies = 8942.18 lib*pie
b).- Momento de la caraga que baja (Ps)
Nº de vueltas = Peso del cable*r
0.00 vueltas = 1098.97 lib * 2.33 pies = 3682.07 lib*pie
5.12 vueltas = 1098.97 lib * 2.33 pies = 3682.07 lib*pie
58.19 vueltas = 1098.97 lib * 2.33 pies = 3682.07 lib*pie
60.74 vueltas = 1098.97 lib * 2.33 pies = 3682.07 lib*pie
c.- Momento de cable que sube:
vueltas = L2*c*r = 908.24*1.21*2.33 = 2564.27
5.12 vueltas = (L2-(2πr*5.12))*c*r = 833.28*1.21*2.33 =
2352.52
58.18 vueltas = (L2-(2πr*58.18))*c*r = 56.35*1.21*2.33 = 155.70
60.74 vueltas = 0.00 *c*r = 0.00
d).- momentos de cable que baja:
0.00 vueltas = 0.00 *c*r = 0.00
~ 31 ~
5.12 vueltas = (2πr*5.12) *r*c = 74.96*1.21*2.33 = 211.75
58.18 vueltas = (2πr*58.18) *r*c = 851.89*1.21*2.33 = 2408.57
60.74 vueltas = L2*r*c= 908.24*1.21*2.33 = 2564.27
e).- Momentos totales
e.1.- De la carga que sube
Vueltas 0 5.12 58.18 60.74
Cargas 8942.18 8942.18 8942.18 8942.18
Cables 2564.27 2352.52 155.70 0.00
Total 11506.45 11294.70 9097.88 8942.18
e.2.- De la carga que baja
Vueltas 0 5.12 58.18 60.74
Cargas 3682.07 3682.07 3682.07 3682.07
Cables 0.00 211.75 2408.57 2564.27
Total 3682.07 3893.82 6090.64 6246.34
f).- Momentos netos
Mot sube - Mot baja =
0.00 vueltas = 11506.45-3682.07 = 7824.38
5.12 vueltas = 11294.70-3893.82 = 7400.88
56.53 vueltas = 9097.88-6090.64 = 3007.24
59.09 vueltas = 8942.18-6246.34 = 2695.84
g).- Cálculo de los momentos de fricción
Mf = ((Mmax+Mmin)/(2*Eft))-Mc
Donde:
Mmax. = Momento neto máximo
Mmin. = Momento neto mínimo
Eft = eficiencia del momento medio = 0.80
Mc = Momento de la carga neta(mineral) = Qs*r
Remplazando:
Mf = ((7824.38+2695.84)/(2*0.80))-2254.33*2.33 = 1315.03 lib-pie
~ 32 ~
H.5.- cálculo del ángulo Flett o de variacion
Tang(θ) = (dw/2)/long.(tambora-polea)
Remplazando valores:
Tang(θ) = (2.86/2)/31.45 à θ = arco tang(1.43/103.17) = 0º47'39"
Luego:
49'38.77" < 1º30' Oke¡
I.- DISEÑO DEL MOTOR.
Para el diseño del motor se hace el metrado de las cargas:
2 Skips = 2*1578.03 = 3156.06 lib
Peso del mineral = 2254.33 lib
2 Cables = 2*1098.97 = 197.95 lib
2 Tamboras = 2* 8384.24 = 16768.49 lib
Engranajes = 10% Wt = 0.1*8384.24 = 838.42 lib
2 Poleas = 2*1515.85 = 3031.70 lib
PESO TOTAL (W) = 28246.95 lib
A.- CÁLCULO DE ESFUERZOS:A.1.- cálculo de la fuerza de aceleración
Donde:
a = aceleración = 1.50 pies/seg^2
Reemplazando:
Fa= (28246.95*1.50)/32.2= 1315.85 lib
A.2.- Cálculo de fuerza de desaceleración.
Fd = (W*d)/g
Dónde.
d = desaceleración = 3.00 pies/seg^2
~ 33 ~
Reemplazando:
Fd= (28246.95*3.00)/32.2= 2631.70 lib
A.3.- Cálculo del Momento de aceleración.
Ma = Fa * r
Reemplazando:
Ma = 1315.85*2.33 = 3070.32 lib-pie
A.4.- Cálculo del Momento de desaceleración.
Md = Fd * r
Reemplazando:
Md = 2631.70*2.33 = 6140.64 lib-pie
B.- CÁLCULO DE LA POTENCIA (HP)
HP = ((2*π*RPS)/550)*Mt
Donde:
RPS = Revoluciones por segundo
Mt = Momento total que se obtiene de la suma que se muestra en el cuadro
siguiente:
Vueltas 0.00 5.12 5.12 58.18 58.18 60.74
Mo estático 7824.38 7400.88 7400.88 3007.24 3007.24 2695.84
Mo Fricción 1315.03 1315.03 1315.03 1315.03 1315.03 1315.03
Mo aceler. 3070.32 3070.32 0.00 0.00 0.00 0.00
Mo desacel. 0.00 0.00 0.00 0.00 -6140.64 -6140.64
Mo Total 12209.72 11786.22 8715.90 4322.27 -1818.38 -2129.78
Tiempo 0 10.00 10.00 51.87 51.87 56.87
Potenc. HP 142.71 137.76 101.87 50.52 -21.25 -24.89
~ 34 ~
A B C D
B.1.- Cálculo de la potencia media estimada
PME = (HPA + HPC)/2
PME = (137.76+50.52)/2 = 94.14 HP
B.2.- Considerando el 160% de esta potencia
PME1 = 1.60*PME
PME1 = 1.60*94.14 = 150.62 HP
Luego:
El motor acelerando = PME1/Ta = 150.62/10 = 15.06 HP/seg
El motor desacelerando = PME1/Td = 150.62/5 = 30.12 HP/seg
B.3.- Las potencias corregidas en los Puntos A y D es:
A = 150.62+15.06 = 165.69 HP
D = -21.25-30.12 = 8.87 HP
Con estas potencias corregidas se calcula la potencia final del motor, además:
B = 101.87 HP
C = 50.52 HP
K1 = (1/2) = 0.50
K2 = 1
K3 = (1/4) = 0.25
HP =
RQD((A^2*Ta)+1/3(B^2+C^2+B*C)*Tu+(D^2*Td))/(K1*Ta+K2*Tu+K1*Td+K3*T
c))
A^2 = 27452.28891
B^2 = 10378.34976
C^2 = 2552.269696
D^2 = 78.69857333
~ 35 ~
Reemplazando:
HP = 93.73 HP
esta potencia hallada se multiplica por un 130% mas
Entonces:
Potencia final = 1.30*93.73 = 121.85 HP
será un motor de 3 faces, 60ciclos, 440 voltios y de corriente alterna
CAPITULO IV
CONSTRUCCION DEL PIQUE
4.1.- TRABAJOS PERLIMINARES
4.1.1.- UBICACIÓN DEL COLLAR DEL PIQUE.
~ 36 ~
Estará ubicado en el nivel 370 con una sección de forma rectangular de 2.00 m.
x 5.40m., de tres compartimientos, uno para camino y servicios y dos para izaje
en balancín con baldes o Skip, combinándose con Skip o jaula.
El eje del pique se ubico en el punto: 24,520E-11,200N a una altitud de 4100 m
s n m.
La profundidad del pique desde el nivel 370 hasta la cámara de bombeo es de
254 m.
4.1.2.- MARCADO DEL EJE Y DEL CENTRO DEL PIQUE.
Serán definidos a partir del collar, esto es muy importante porque de ello
depende la verticalidad del pique. Para el control del centro del pique se
colocará platinas en el collar.
4.1.3.- PROTECCIÓN Y ENCOFRADO DEL COLLAR DEL PIQUE.
Después de los trabajos de perforación y voladura del pique, en una longitud de
10 m., el collar será encofrado de concreto armado, para darle la sección y
seguridad al caso. Parar ello se usará Fe de ½”, malla de 4 y mescla de 1:2:3.
4.2.- PROFUNDIZACIÓN.
4.2.1.- PERFORACIÓN
La perforación del pique se realizara de manera convencional, para ello se
usara perforadoras stoper con barrenos coramant de 3’ y 6’ de longitud con
diámetros de 39 mm.
La malla de perforación de acuerdo al diseño es de 48 taladros. Los gastos de
barrenos están supeditados a la calidad del barreno, dureza de la roca, y según
estadísticas en la mina la duración de un juego de barrenos es de 700 pies
perforados.
4.2.2.- VOLADURA.
~ 37 ~
En base principios y experiencias en la mina se tendrá en cuenta la carga
apropiada, así como la distribución de la misma, para el tipo de roca y evitar el
sobre rotura de las paredes. Los explosivos y accesorios utilizados son:
Dinamita semexa de 7/8” x 7’ de 75% y 45% con espaciadores
Se coloco en el fondo del taladro ½ cartucho de dinamita de 75% con
sus respectivo cordón detonante.
La carga de columna distribuida con cartuchos de 45% 82 cartuchos
separados por espaciadores)
Se inicio utilizando espaciadores de barro luego carrizo y posteriormente
madera, con la forma de un cartucho de 7/8” de Ø x 7.
Todos los cordones detonantes amarrados en sus extremos libres y en
serie cerrando el contorno rectangular.
Dos guía s de seguridad conectados al cordón detonante, con sus
respectivos fulminantes y colocados diametralmente opuestos con el
objeto de asegurar la iniciación.
El encendido por intermedio del cordón de ignición y los respectivos
conectores.
4.3.- PREPARACIÓN DE LAS LABORES PARA LA INSTALACIÓN DEL
WINCHE.
Pa la instalación del winche ha sido previamente preparado la estación
principal de inicio del pique, los subniveles de acceso a la estación y a la
cámara de winche, luego la chimenea inclinada a la cámara de poleas y por
último la conexión de esta con la estación principal.
De igual modo se han preparado los pockets para el mineral y desmonte, y las
cámaras de bombeo en los niveles que se indican en los planos.
Las dimensiones y detalles de estas labores se muestran en los planos
adjuntos.
4.4.- VENTILACIÓN.
~ 38 ~
Se cuenta con ventilación favorable en las operaciones. Después de cada
disparo habrá un intervalo de 2.5 a 3 horas, tiempo suficiente para que se
pueda ventilar la zona de trabajo, y otros gases perjudiciales llamados humo de
disparo.
4.5.- INSTALACIÓN DEL EQUIPO DE SEGURIDAD.
Para la seguridad de los trabajadores que laboran en el interior del pique,
durante las operaciones habituales de enmaderado, perforación, etc., es
necesario de disponer de instalaciones que garanticen la seguridad del
personal.
La plataforma colgante de seguridad, que se cuelga del último puntal, hasta
una altura de 2 a 2.5 m., del fondo y sirve de guarda cabeza y una escalera de
soga o colgante que sirve de acceso del personal y se cuelga del último piso
del camino.
4.6.- CARGUÍO DEL MATERIAL DESBROZADO.
El carguío del desmonte se hará de dos maneras:
1. Para la limpieza del material disparado en los labores de preparación se
realizara con scoop de 2 yd3.
2. En el caso de la profundización se realizará manualmente a los baldes
previamente instalados y se realizara en dos guardias.
4.7.- SEÑALES DE COMUNICACIÓN.
Para la comunicación interna, se instalara teléfonos portátiles en toda la zona
de trabajo.
4.8.- TRABAJOS COMPLEMENTARIOS.
4.8.1.- TUBERÍAS DE AIRE, AGUA Y BOMBEO.
Se instalaran tuberías de 8” de Ø para aire y tubería de 4” Ø para agua. La
tubería de bombeo de los niveles inferiores del pique, se instalaran para la
~ 39 ~
extracción del agua y sus dimensiones serán de acuerdo a la cantidad de agua
que se producen.
4.8.2.- CIRCUITOS ELÉCTRICOS.
Con el fin de prevenir la caída de tensión que se pueden producir en la
ejecución del pique y que ocasionarían problemas, se instalaran
trasformadores de acuerdo a las necesidades de engría requerida.
Estos equipos y sus accesorios estarán dimensionados mediante cálculos de
acuerdo a las necesidades y colocados en lugares adecuados.
4.9.- INSTALACIÓN FINAL DE EQUIPO DE IZAJE.
Esta se realizara una vez terminada la chimenea de cables, cámaras de
winche, base de la misma, cables y poleas con sus respectivas vigas y anclaje,
y de más detalles.
Se colocara con el apoyo del departamento de ingeniería y maestranza, en el
alineamiento, nivelación, ajuste general, el empleo de tecles para facilitar el
montaje, lubricación de todo el sistema, tanto del winche como del motor,
tendido de la línea de alta tensión, pruebas de arranque, instalación de los
cables, Skip con sus respectivos soportes y sistemas de volteo.
CAPITULO V
MADERA Y SERVICIOS AUXILIARES
5.1.- MADERA.
~ 40 ~
Las fortificaciones en los Pique o pozos, varían según las condiciones del
terreno, profundidad, volumen de extracción, etc. Pudiendo ser circular, elíptica
y cuadrangular las formas en los pozos; las fortificaciones se hacen con
madera, cuadros metálicos hormigón y mixtos.
Las fortificaciones de madera, se aplican mayormente en Piques de sección
cuadrangular; hasta un promedio de 12 m cuadrados de sección y los diseños
de los cuadros varían según el número de compartimientos y el tipo de madera
utilizada, dependiendo de la importancia que se le asigne al pozo.
Para el caso especifico del Pique # 2, que es de una sección 10.80 m
Cuadrados, en roca andesitica de tres compartimientos fortificado con puntales
de línea de 8” x 8” x 8’ del nivel 240 al nivel 150 en ambos casos la madera
utilizada es el pino Oregón.
5.1.1CARACTERISTICAS DEL TERRENO.
En párrafos anteriores se detallan, la naturaleza del terreno, tratándose de roca
andesitica, de dureza media a dura; estas características hacen que se
empleen dos tipos de fortificaciones en el Pique; y se abunda en detalles más
adelante.
5.1.2 DISEÑO Y ARMADO DE LOS CUADROS.
Consideraciones para el diseñado:
Terreno de dureza media a dura.
Sección rectangular de 10.80m cuadrados.
Pique dividido en tres compartimientos; con puntales de línea de pino
Oregón de 8” x 8” x 8’, en un tramo de 120m facilitándose esta labor por
el recorte de las paredes, con voladura controlada; y el otro tramo de
90m con cuadros de pino Oregón de 8” x 8” x 8’.
Los compartimientos tienen de la misma sección o sea de 1.50 x 1.50 m.
El primero está asignado para el izaje de mineral, el segundo para izaje
de desmonte y personal, y, el tercer compartimiento para servicios, con
plataforma de descanso cada 2.30 m el camino con escaleras de pino
~ 41 ~
Oregón; con área suficiente para la instalación de tuberías de aire, agua,
bombeo manga de ventilación, cables eléctricos, etc.
5.1.3 MADERA UTILIZADA.
Dada la importancia que tiene el Pique, para los intereses de la Mina Teresita y
por consiguiente el de la Compañía, se utilizo en un 98% madera de pino
Oregón de las siguientes características:
Cuartones de pino Oregón de 8” x 8” x 8’ (9’ para estaciones) para
puntales de línea asegurados dentro de pastillas de 4” de profundidad;
utilizándose madera del mismo tipo y de la misma sección para los
cuadros, soleras y topes.
Cuartones de pino Oregón de 6” x 4” x 18’ para guías de los Skip y jaula.
Escaleras de pino Oregón de las siguientes características:
Largueros (2) con listones de 4” x 2” x 10’
Peldaños (10) con listones de 3” x 2” x 1.5’
MADERA DE EUCALIPTO:
Cuñas de 4” x 2” x 1’.
Listones de 3” x 2” x 6’; para enrejar plataforma de descanso.
Cuartón de 6”x 4” x 5’; para tirante de plataforma de descanso.
5.1.4 CANTIDAD DE MADERA UTILIZADA POR CUADRO.
MADERA DE PINO OREGON: pies2
08 cuartones de 8” x 8” x 8’ para postes = 341.33
10 cuartones de 8” x 8” x 6’ para tirantes =320.00
02 cuartones de 6” x 4” x 18’ para guías = 72.00
02 listones de 4” x 2” x 10’ para escaleras = 13.33
540.16
~ 42 ~
15% de pérdidas 113.12
TOTAL = 867.28
MADERA DE EUCALIPTO: pies2
08 Listones de 3” x 2” x 6’ para plataforma = 24.0
24 Cuñas de 4” x 2” x 1’ = 8.0
01 Cuartón de 6” x 4” x 6’ para tirante de plataforma = 12.0
44.0
15 % por perdidas 6.6
TOTAL = 50.6
Además en el armado de cuadros, se han utilizado pernos de suspensión de ½”
de diámetro. También planchas metálicas en “L” para seguro de guías de 3/16”
de espesor.
5.1.5 HERRAMIENTAS.
Las herramientas de enmaderador de uso común, son las siguientes:
Barretillas para desatar de 5 y 8 pies.
Martillo de 6 lbs.
Combo de 12 lbs.
Escuadra de plancha de 24”.
Serrucho.
Corvina de 42”.
Azuela.
Formón de 12”.
Flexómetro y rollo de cordel.
Nivel de carpintero de burbuja horizontal y vertical.
Lápiz de carpintero y tizas.
Regla de madera de 8 a 10 pies.
Lampa, pico y puntas.
Soga de ¾”. Por diámetro.
~ 43 ~
Correa de seguridad.
Herramientas de carpintero, para trabajos de rebajos de guías, espigas,
etc.
5.1.6 DISTRIBUCIÓN DE PERSONAL.
Específicamente para el enmaderado se tuvo perenne un maestro
enmaderador y dos ayudantes, para cuadros de estación, puntales en línea,
cuadros de pique y encofrado; y un equipo de carpinteros, conformado por dos
personas, destinados a la colocación de guías, con sus respectivos soportes
metálicos, instalación de caminos de escaleras, con sus respectivas
plataformas de descanso; además un perforista cuando se requería para
preparar patillas.
5.1.7 RENDIMIENTOS.
Los rendimientos promedios son los siguientes:
Puntales en Línea: 0.8 puntales en línea/guardia.
Armado de cuadros: 0.45 cuadros/guardia.
Guías: 1.0 guías/guardia.
Camino de escaleras: 1.14 escaleras/guardia.
Con una eficiencia de 0.106 m/h-g.
5.2.- BOMBAS.
Las bombas son maquinas, que sirven para extraer, elevar o impulsar agua u
otro liquido o sólidos en forma de pulpas, pudiendo ser aspirantes, impelentes o
mixtos, estas últimas saca el fluido por aspiración luego la impele con esfuerzo.
En minería las bombas son muy importantes, especialmente cuando la
extracción de mineral se hace por medio de Piques o rampas que se
encuentran por debajo del nivel principal de extracción.
5.2.1 ORIGEN DE LAS AGUAS SUBTERRÁNEAS.
Las aguas freáticas o subterráneas que se encuentran en el subsuelo,
formando capas, bolsas y ríos que se corren bajo la superficie terrestre. Se
~ 44 ~
originan como consecuencia de las filtraciones de las lluvias y los ríos que se
discurren por encima de la corteza terrestre, se infiltra hasta una tercera parte y
circula por acción de la gravedad, constituyendo las aguas freáticas o
subterráneas.
En la ejecución del Pique # 2 de la Mina Teresita, el nivel freático disminuye a
medida que se bombea permanentemente estabilizándose en menos de 20
gls/min. La presencia de agua en la profundización del Pique, dificulta los ciclos
de trabajo, bajando la eficiencia u aumentando los costos por metro de avance.
5.2.2 CARACTERÍSTICAS DE BOMBEO.
a) ALTURA DE ELEVACIÓN:
La altura de elevación en una bomba, se llama al incremento de energía
que se experimenta la bomba en Kg de líquido impulsado, expresado en
Kgm/Kg. En la práctica se utiliza el metro como unidad de medida de la
altura de elevación; y se calcula por la siguiente ecuación general de
energía:
H = Vd2−Vs2
2 g - Pd – Ps * 10000 - Y
Donde:
o Pd = Sobrepresión en la tubería de impulsión (Kg/cm2).
o Ps = Sobrepresión en la tubería de aspiración (Kg/cm2).
o Y = Diferencia de alturas estáticas entre los puntos de impulsión y
aspiración (m).
o G = Peso especifico del liquido (Kg/m3)
o Vd2 - Vs2/2g = Velocidades medias en las secciones de las tuberías de
aspiración e impulsión en (m/s).
o Vd2 - Vs2 /2g = 0 (Cuando los diámetros de las tuberías tanto de succión
como de descarga son iguales).
o Pd – Ps x 10000 = 0 (cuando los recipientes de succión y descarga son
abiertos).
Entonces para nuestro caso, la ecuación se simplifica de la siguiente manera:
~ 45 ~
H = 0 – 0 - Y Donde: Y = h – z
H = h – z h = Altura neta de elevación.
Z = Suma de todas las resistencias o perdidas.
b) ALTURA EFECTIVA DE ELEVACIÓN (Hth) :
Es el trabajo transmitido el al liquido por la bomba, expresado en Kgm/Kg.
Solamente una parte es aprovechada para aumentar la presión, el resto se
pierde por rozamiento, por variaciones en la sección de la tubería, por
cambio de dirección, etc. La altura efectiva de elevación se calcula por la
siguiente ecuación:
Hth = H/nh
Donde:
o nh = Perdidas (de 0.8 a 0.9).
o H = Altura de elevación.
c) ALTURA DE ASPIRACIÓN (Ha) :
La altura de aspiración de una bomba, depende de la presión absoluta que
actúa, sobre el nivel del líquido aspirado, la presión en los depósitos
abiertos es la presión atmosférica, dependiendo de la altura sobre el nivel
del mar.
A nivel del mar la presión atmosférica es como sigue:
1 Atm = 1.033 Kg/cm2.
= 1.14 1b/ pulg2.
= 10.33 m de agua
= 760 mm de Hg.
Todos los líquidos reales desprenden vapores, dependiendo su presión de la
temperatura del líquido, de pérdidas que sufre en la tubería, por válvulas,
mallas o filtros, etc.
Ha = A – h
Donde:
~ 46 ~
o Ha = Altura de aspiración.
o A = 10.33m de columna de agua.
o h = Perdidas.
Para el caso de la Mina Teresita (4350) m.s.n.m.
P = Pa – H
Donde:
P = Variación de la presión atmosférica.
Pa = Presión atmosférica normal = 1.033 Kg/cm2
H = Altura con respecto al n.m. = 4350 m.
Gravedad especifica del aire atmosférico = 1.293 Kg/m3.
(-) = Variación descendente de la altura con respecto al nivel del mar
(-) = Variación ascendente de la altura con respecto al nivel del mar.
Reemplazando valores:
P = 1.033 Kg/cm2 - 1.293 Kg/m3 x 4350 m.
P = 0. 470 Kg/cm2 .
Pero por la variación de la densidad del aire atmosférico de acuerdo a tablas,
la presión en Teresita es:
P = 0.581 Kg/cm2 .
= 8.28 lbs/pulg2 .
= 5.82 m de columna de agua.
Entonces la altura de aspiración se calcula como sigue:
Ha = 5.82 m – h
~ 47 ~
En el pique “h” por razones prácticas se considera de 4 a 5 m por lo tanto la
bomba se ubica de 0.80 a 1.00 m sobre el nivel de la cámara de bombeo.
d) CAUDAL (Q):
En la profundización del Pique, el nivel freático fue variable de 4.1 lts/seg
estandarizándose en el nivel a menos de 20 gls/min. Bombeándose en
varias etapas, por la diferencia de altura.
e) PROPIEDADES FÍSICAS Y QUÍMICAS DEL AGUA:
Las aguas acumuladas en el fondo del Pique, contienen partículas de
suspensión, como producto de la perforación y voladura, por lo tanto la
densidad supera ligeramente al normal, alcanzando un promedio de 1,080
Kg/mts cub. , y en una temperatura de 20ºC.
De acuerdo a los análisis de laboratorio de la Mina es ligeramente básico,
ya que tiene un pH = 8 a 8.5.
f) ESTACIONES DE BOMBEO:
Hasta el momento d Pique, todavía no cumple con los propósitos deseados,
es decir que no se aprovechan por las circunstancias que se presentan; el
bombeo se realiza solo hasta el Nv – 240, para luego integrarse al sistema
de bombeo del Pique # 1 detallándose en croquis adjunto; el ciclo es como
sigue : Del fondo del Pique a 6m del piso de la estación del Nv – 150 se
tiene dos bombas del Nv – 200 con una diferencia de altura de 56 m , de
este nivel se bombea el agua hasta el Nv 240, también con dos bombas en
paralelo, con una diferencia de altura de 40m por la galería de este nivel por
gravedad discurre hasta la cámara de bombas del Pique # 1 para luego
bombearse por intermedio de una bomba hasta el nivel 290 con una
diferencia de altura de 50 m, finalmente se eleva la cabeza del agua por
intermedio de dos bombas hasta el nivel principal de drenaje, o sea al Nv –
370 con una diferencia de altura de 80 m, discurriendo por la cuneta de este
nivel hasta salir a la superficie, integrándose como uno de los tributarios del
rio Atoccmarca.
5.2.3 BOMBAS USADAS.
~ 48 ~
Lo ideal sería bombear el agua directamente del lugar de trabajo hasta el nivel
de drenaje, pero esto por lo general no es posible, porque no se encuentran en
el mercado nacional bombas con las características deseadas, además la
razón fundamental para la existencia de varias estaciones de bombas, por esta
razón se cuenta con una amplia gama de bombas de diferentes marcas y
potencias, por lo que se ha tenido que adecuar el bombeo en el Pique, con las
bombas existentes.
5.2.4 ESPECIFICACIONES TÉCNICAS DE LAS BOMBAS.
Dada la gran variedad marcas de bombas que se utilizan, en el bombeo de
agua del Pique, de acuerdo al lugar de operación de cada una de las bombas.
- Nv – 150 Dos Bombas:
1. Marca Hidrostal (Byron Jackson de 8 etapas).
Potencia = 25 HP.
2. Marca Grindex Matador.
Potencia = 25 HP
- Nv – 200 Dos Bombas:
1. Marca Ingersoll Rand
Potencia = 40 HP
2. Marca Grindex Matador.
Potencia = 25 HP.
- Nv – 240 Una Bomba:
Marca Hidrostal (Byron Jackson de 8 etapas):
- Nv – 290 Dos Bombas:
Dos Bombas marca Ingersoll Rand.
Potencia = 40 HP c/u.
5.2.5 SELECCIÓN DE BOMBAS:
Para la selección de bombas se precisan los siguientes datos:
a) Número de Unidades. Sujeto a dos variables:
Necesidad de contar con unidades de repuesto.
~ 49 ~
Naturaleza de la demanda (constante o variable).
b) Tipo de Bomba. Si se trata de aplicación a pozo profundo, se debe
establecer una preferencia entre bombas sumergibles y bombas con
motor en superficie.
c) Tipo de Servicio. Se debe indicar claramente cuantas horas al día
trabajara la bomba y en que periodos.
d) Liquido. Se debe especificar el líquido que es vital tanto para determinar
el tamaño y el tipo de bomba como para conocer los materiales a
usarse.
e) Temperatura en Grados Centígrados. Indicar temperatura de trabajo,
así como posibles rangos de variación de la misma, no es necesario si
trata de líquidos a temperatura ambiente. Para temperaturas mayores de
130 – 140 grados Centígrados no se puedes usar la construcción
estándar, debido a que se producen dilataciones que deben proveerse
en el diseño, así como sistemas especiales de sellado.
f) Gravedad Específica. Es de vital importancia para la correcta
determinación de la potencia.
g) Viscosidad.- Cuando es diferente a la del agua; la capacidad de la
bomba, altura y potencia; se debe corregir por factores.
h) PH.- Indicar la acidez o alcalinidad del líquido, que permite claramente
escoger el material adecuado.
i) Material Extraño.- El tamaño y la naturaleza de los sólidos suspendidos
en el líquido, determinaran tanto el tipo de impulsor como materiales.
j) Caudal.- Explicar en L/seg. Que permite seleccionar la bomba más
eficiente.
Para el caso del bombeo de la Mina Teresita, por el Pique # 2 se ha tenido
en cuenta las premisas descritas antes para la selección y pedido al
departamento de Logística.
1. # de unidades: Dependiendo esto de la existencia en el mercado, por
ende si el bombeo se hace en una etapa o dos.
2. Liquido: Ligeramente abrasiva (corrosiva).
3. Temperaturas: 20 grados centígrados.
4. pH = 8.5
~ 50 ~
5. Caudal = 20 lts/seg.
6. Altura de descarga: 275 m (incluyendo descargas).
7. Altura sobre el nivel del mar: 4150 m.s.n.m.
8. Motor eléctrico.
9. Diámetro de la tubería de descarga: 4 pulg. Fe negro.
10.Fluido eléctrico: 440V/3F/60Hz.
11.Condiciones de succión.
5.2.6 RENDIMIENTOS.
Rendimiento Hidráulico: (nh) Es la relación, entre la altura verdadera
alcanzada y el valor numérico de la altura teórica de elevación.
nh = H/Hth = 0.85 a 0.92
H = Altura teórica alcanzada.
Hth = Altura verdadera alcanzada.
Rendimiento Volumétrico: (nu)
nu = Q/Q – Qsp = 0.92 a 0.95
Q = Caudal efectivo.
Qsp = Suma de perdidas.
Rendimiento Mecánico: (nm) Perdidas debidas al rozamiento en el
acoplamiento mecánico en los cojinetes entre el motor y la bomba.
nm = Ni/Na = 0.95 a 0.98
Ni = Potencia consumida.
Na = Potencia suministrada por el motor.
Rendimiento Total: (n)
n = nh x nu x nm
~ 51 ~
n = 0.85 x 0.92 x 0.25
n = 0.75
Potencia = QH/75 x n (HP).
Q = 20 lts/seg.
H = 80 m (del Nv 150 al Nv 200)
= 40 m (del Nv 200 al Nv 240)
= 50 m (del Nv 240 al Nv 290)
= 80 m (del Nv 290 al Nv 370)
= 1080 Kg/m3
n = 0.75
Potencia para elevar 80 m del Nv 150 al Nv 200.
P = 1080 x 0.02 x 80/75 x 0.75
P = 30.72 HP.
Se tiene dos bombas de 25 HP c/u.
Potencia para elevar 40 m del Nv 200 al Nv 240.
P = 1080 x 0.02 x 40/75 x 0.75
P = 15.36 HP
Se cuenta en este nivel con dos bombas de 40 y 25 HP respectivamente, que
satisfacen ampliamente las necesidades.
Potencia para elevar 50 m del Nv 240 al Nv 290.
P = 1080 x 0.02 x 50/75 x 0.75
P = 19.2 HP.
Para este nivel se tiene una bomba de 50 HP.
Potencia para elevar 80 m del Nv 290 al Nv 370.
P = 1080 x 0.02 x 80/75 x 0.75
P = 30.72 HP.
~ 52 ~
Para este nivel se cuenta con dos bombas de 40 HP c/u.
CONCLUSIONES
1.- Los presupuestos anuales son confeccionado con estándares históricos, los
mismos que cada año van mejorando, así como los índices de productividad de
~ 53 ~
materiales se han mejorado vía optimización de las mallas d perforación, vida
de barrenos y brocas
2.- las características de la roca (pórfido cuarcífero) permitirá la realización del
pique
3.- reemplazando el transporte mixto con el de izaje, se lograra que se obtenga
un mayor beneficio del mineral de los niveles inferiores, mezclando con lo de la
zona alta.
4.- El costo de transporte por tonelada con el sistema actual es de 1.07 $/TM
siendo mayor a lo obtenido con el nuevo sistema que es de 0.70 %/TM y
represente el 65% del actual.
5.- la ejecución del proyecto es rentable desde el punto de vista del VNA y TIR
REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS
~ 54 ~
1. CASTRO DARMA Félix.- Tesis: Proyecto de Izaje de mineral en la mina
Huanzala. 1985
2. IBAÑES AGÜERO Félix Hugo Tesis: Criterio técnico para la ejecución
del pique Nº 2 en la mina Teresita 1983.
3. MAITA LINO Víctor, Maquinaría minera, Cusco Perú 1985
~ 55 ~