Maquinas Toma La Mano

UNIVERSIDAD NACIONAL“SANTIAGO ANTÚNEZ DE MAYOLO”

FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS

CARRERA PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS

SELECION DEL METODO, EQUIPOS Y AVANCE MENSUAL DE LA VETA MARIA, COMPANIA MINERA TOMA LA MANO SAC

PRACTICA Nº 2

PRESENTADA EN LA ASIGNATURA DE FORMULACION Y PROYECTOS MINEROS

ENGRACIO HUAMAN, JohnnyMORALES URBANO, NINO

ROMERO NORABUENA, PELAYOVARGAS RONCAL EDWARS

HUARAZ, FEBRERO DEL 2010

a) Geometría y distribución de leyes:

Forme del Yacimiento : Vetas en forma rosario (tabular)

Potencia del Mineral : 0.60 m - 0.90 m. (Estrecha).

Inclinación : 71°- 80° (inclinado)

Distribución de Leyes : Uniforme.

Resistencia de la roca: 8.82

Espaciamiento entre fracturas: 60.5 % (grande)

Resistencia de las discontinuidades: (grande)

Resistencia de la roca: 9.43 MPa (media)

Espaciamiento entre fracturas: 37% (pequeña)

Resistencia de las discontinuidades: (media)

Resistencia de la roca: 10.32 MPa (media)

SELECCIÓN DEL METODO DE EXPLOTACION EN LA VETA MARIA

MINERA TOMA LA MANO S.A.C.

La Veta Maria de la Minera TOMA LA MANO S.A.C. ,tiene los siguientes datos geológico y geomecánico,

establecer el mejor método de explotación bajo estas consideraciones.

b) Características geomecánicas del Mineral

c) Características geomecánicas de la caja techo.

d) Características geomecánicas de la caja piso.

Espaciamiento entre fracturas: 24% (pequeña)

Resistencia de las discontinuidades: (media)

a) Geometría y distribución de leyes:

Forme del Yacimiento : Vetas en forma rosario (tabular)

Potencia del Mineral : 0.60 m - 0.90 m. (Estrecha).

Inclinación : 71°- 80° (inclinado)

Distribución de Leyes : Uniforme.

Mpa (media)

60.5 % (grande)

(grande)

9.43 MPa (media)

37% (pequeña)

(media)

10.32 MPa (media)

SELECCIÓN DEL METODO DE EXPLOTACION

MINERA TOMA LA MANO S.A.C.

La Veta Maria de la Minera TOMA LA MANO S.A.C. ,tiene los siguientes datos geológico y geomecánico,

establecer el mejor método de explotación bajo estas consideraciones.

24% (pequeña)

(media)

GEOMETRIA Y DISTRIBUCION DE LEYES 1 2FORMA DEL YACIMIENTO TABULAR 2 2POTENCIA DEL MINERAL ESTRECHA 2 -49INCLINACION INCLINADO 4 4DISTRIBUCION DE LEYES UNIFORME 3 4

TOTAL 11 -39

CARACTERISTICAS GEOMECANICAS

MINERALRESISTENCIA DE LA ROCA 4 1ESPACIAMIENTO ENTRE FRACTURAS GRANDE 4 3RESISTENCIA DE LAS DISCONTINUDADES GRANDE 4 0

TOTAL 12 4

CAJA TECHORESISTENCIA DE LA ROCA MEDIA 3 4ESPACIAMIENTO ENTRE FRACTURAS PEQUEÑA 3 4RESISTENCIA DE LAS DISCONTINUDADES MEDIA 3 2

TOTAL 9 10

CAJA PISORESISTENCIA DE LA ROCA MEDIA 4 3ESPACIAMIENTO ENTRE FRACTURAS PEQUEÑA 3 3RESISTENCIA DE LAS DISCONTINUDADES MEDIA 3 3

TOTAL 10 9

1 CIELO ABIERTO 112 UND. POR BLOQUES -393 CAMARAS POR SUBNIVELES 104 HUNDIMIENTO POR SUBNIVELES -375 TAJO LARGO -376 CAMARAS Y PPILARES 117 CAMARAS ALMACEN 108 CORTE Y RELLENO 159 GRADINES DESCENDENTES -40

CONSIDERACIONES NUMERICAS PARA SELECCIÓN DEL METODO EN EL YACIMIENTO

POSIBLES METODOS DE EXPLOTACION PARA EL YACIMIENTO

METODO DE EXPLOTACION

GEOM./DIST. LEYES

10 ENTIBACION CON CUADROS 12

DISCUSION DE LOS METODOS SELECCIONADOS

En el Cuadros anterior, observamos que los posibles métodos a ser aplicados son:

CIELO ABIERTO 42 CORTE Y RELLENO 40 CAMARAS DE ALMACEN 38 ESTIBACION CON CUADROS 38

Las ventajas que presenta este método son las siguientes:

Entre sus desventajas más saltantes, se tienen:

RESUMEN DE LOS ESTANDARES DEL METODO DE ALMACENAMIENTO PROVISIONAL

METODO DE CAMARA ALMACEN O ALMACENAMIENTO PROVISIONAL

Ø  Un 90 % del mineral se extrae por gravedad y un 10 % utilizando mano de obra exclusiva, Ø  Este método permite sostener provisionalmente los hastíales del tajeo con el mismo material volado. Además, el obrero puede controlar el techo del tajeo.Ø  En casos necesarios se dispone de una reserva de mineral arrancado que se puede extraer de los tajeos rápidamente y con un alto rendimiento.

Ø  Bajo ciertos casos este método puede ser peligroso debido a la formación de espacios vacíos durante la evacuación por gravedad del material disparado.

Ø  Se pueden formar bóvedas durante el período de vaciado del tajeo que, al derrumbarse violentamente, pueden dañar el techo de la galería principal y hacerlo inestable, teniendo que utilizar sostenimiento artificial para su reforzamiento.Ø  El Shirincage propicia, generalmente, una fuerte dilución de la ley del mineral debido a que durante la fase de vaciado del tajeo se mezclan frecuentemente zonas de desmonte que se derrumban de las paredes, por el arrastre producido por el mineral. Siendo difícil ejerce un control de este hecho y aún más propiciar la separación del mineral y desmonte.Ø  Algunos minerales almacenados en los tajeos, se oxidan muy fácilmente, especialmente frente a la presencia de abundante agua, como es el caso de la mina en estudio,

provocando dificultades de recuperación en planta la planta de procesamiento,

3 4 5 6 7 8 9 102 4 4 4 2 4 3 21 -49 4 4 1 4 -49 44 4 -49 0 4 4 2 33 4 4 3 3 3 4 3

10 -37 -37 11 10 15 -40 12

3 3 1 3 3 2 3 11 4 0 2 3 2 2 24 2 0 4 4 2 4 28 9 1 9 10 6 9 5

-49 3 4 0 4 3 4 30 4 4 1 4 3 3 32 2 2 2 2 3 2 3

-47 9 10 3 10 9 9 9

2 2 3 2 3 2 3 20 1 2 1 3 4 3 41 2 3 3 2 4 2 43 5 8 6 8 10 8 10

CARACTERISTICAS GEOMECANICASTOTAL

MINERAL C. TECHO C. PISO SUB. TOTAL12 9 10 31 424 10 9 23 -168 -47 3 -36 -269 9 5 23 -141 10 8 19 -189 3 6 18 29

10 10 8 28 386 9 10 25 409 9 8 26 -14

CONSIDERACIONES NUMERICAS PARA SELECCIÓN DEL METODO EN EL YACIMIENTO

POSIBLES METODOS DE EXPLOTACION PARA EL YACIMIENTO

5 9 10 24 36

En el Cuadros anterior, observamos que los posibles métodos a ser aplicados son:

Las ventajas que presenta este método son las siguientes:

Entre sus desventajas más saltantes, se tienen:

RESUMEN DE LOS ESTANDARES DEL METODO DE ALMACENAMIENTO PROVISIONAL

METODO DE CAMARA ALMACEN O ALMACENAMIENTO PROVISIONAL

Un 90 % del mineral se extrae por gravedad y un 10 % utilizando mano de obra exclusiva, Este método permite sostener provisionalmente los hastíales del tajeo con el mismo material volado. Además, el obrero puede controlar el techo del tajeo.En casos necesarios se dispone de una reserva de mineral arrancado que se puede extraer de los tajeos rápidamente y con un alto rendimiento.

Bajo ciertos casos este método puede ser peligroso debido a la formación de espacios vacíos durante la evacuación por gravedad del material disparado.

Se pueden formar bóvedas durante el período de vaciado del tajeo que, al derrumbarse violentamente, pueden dañar el techo de la galería principal y hacerlo inestable, teniendo

El Shirincage propicia, generalmente, una fuerte dilución de la ley del mineral debido a que durante la fase de vaciado del tajeo se mezclan frecuentemente zonas de desmonte que se derrumban de las paredes, por el arrastre producido por el mineral. Siendo difícil ejerce un control de este hecho y aún más propiciar la separación del mineral y desmonte.Algunos minerales almacenados en los tajeos, se oxidan muy fácilmente, especialmente frente a la presencia de abundante agua, como es el caso de la mina en estudio,

SELECCIÓN DE EQUIPOS DE MINADO

1.- NUMERO DE PERFORADORAS

Produccion economica = 170 TM / dia Densidad = 2.8 TM / m3Horas Nominales / guardi = 12 HrHoras Operativas / guard = 6 HrNº de guardias = 2

Alternativa 0 60.714 m3/ Hora / 32 m3/Hr = 1.897 @Alternativa 1 60.714 m3/ Hora / 48 m3/Hr = 1.26488 @Alternativa 2 60.714 m3/ Hora / 66 m3/Hr = 0.91991 @Alternativa 3 60.714 m3/ Hora / 104 m3/Hr = 0.58379 @Alternativa 4 60.714 m3/ Hora / 156 m3/Hr = 0.38919 @Alternativa 5 60.714 m3/ Hora / 162 m3/Hr = 0.37478 @Alternativa 6 60.714 m3/ Hora / 179 m3/Hr = 0.33919 @

AJUSTE FINAL EN LA SELECCIÓN:

En este caso, se considera los siguientes parametros:

- Capacidad Productiva: 170 TMD - Diametro de taladro: 41 mm - Densidad del mineral: 2.8

- Tiempo de penetracion = 5.375 min/tal

- Ciclo Operativo = 1.25 min/tal

- Tiempo de perforacion = 6.625 min/tal

- Horas Nominales = 12 Hrs

- Entrada y salida del personal = 0.4 Hrs

- Mantenimiento preventivo = 0.15 Hrs

- Movilizacion por disparo = 1 Hrs

- Tiempo horario efectivo = 10.45 Hrs

TM/m3

¨ Tiempo de peforacion:

¨ Tiempo horario efectivo:

- Burden = 0.5 mts

- Espaciamiento = 0.6 mts

- Longitud de Taladro = 2.15 mts

Calculo del Movimiento de Material por guardia:

- Mineral a mover = 170 TMD / 2 Gd

- Desmonte = 170 TMD / 2 Gd

Total de movimineto de tierra=

Calculo del Nº de taladros por perforadora por guardia

- Calculo del Nº de Taladros

por perforadora por guardia = 10.45 Hrs x 60 min /

Calculo del numero de taladros por produccion por guardia

Produccion por taladro = 0.5 mts x 0.6 mts x

- Calculo del numero de taladros por guardia = 170 TMG /

- Calculo del nuemro de perforadoras:

Numero de perforadoras = 94.13 Tal/gd / 95.00 tal/gd/equipo =

De este modo podemos concluir que el numero de perforadoras sera de 1 equipo, ademas añadiendole una perforadora de Stand By.

Nº DE PERFORADORAS = 2

¨ Malla de perfoarcion:

SELECCIÓN DE EQUIPOS DE MINADO

2 perforadoras de 1 ½”1 perforadoras de 2 ½”1 perforadoras de 3”1 perforadoras de 3 ½”0 perforadoras de 4 ½”0 perforadoras de 5”0 perforadoras de 5 ½”

85 TMG

85 TMG

170 TMG

6.625 min/tal = 95 tal/gd/equipo

2.15 mts x 2.8 1.8 TM/tal

1.8 TM/tal = 94.13 Tal/gd

tal/gd/equipo = 0.99 1 PERFORADORAS

De este modo podemos concluir que el numero de perforadoras sera de 1 equipo, ademas añadiendole una perforadora de Stand By.

TM/m3 =

CALCULO DEL NUMERO DE CARROS

Consideraciones:

Carro minero Tipo U de Volteo Lateral = 2 TMDensidad especifico = 2.8 TM/m3Tonelaje = 85 TM/Gda

Calculo del ciclo de carguío del chut hasta la tolva

Tiempo de Ida (Vacio) = 20 minTiempo de Regreso (Cargado) = 24 minTiempo de Cargado Lampa y Pico = 18 minTiempo Muerto = 20 min

TOTAL = 82 min

Capacidad del carro: Q

Q = (2Ton x 6h x 2Gd x 60Min) / (40 min x Gr x Dia x 1 Hr)

Q = 17.56 Tm/Dia

Calculamos el Número de CarrosNº de Carros = 4.84 = 5

2.- NUMERO DE PALAS

Produccion por guardia 85 TMG

Capacidad real del equipo de carguio CC=(PNHxCO)/(3600xfcxefxDen)

Produccion neta horaria del yacimiento PNH

PNH= 14.17 TM/hr

Ciclo operativo CO

a) Tiempo de ubicación del cucharon al ras del pisob) Tiempo de carguio del cucharonc) Tiempo de afianzamiento para el acarreod) Tiempo de ubicación para carguioe) Tiempo de ubicación para descarga

CO= Total =

Factor de cucharon fc = 85%

Eficinecia ef = 80%

Densidad 2.8 TM/m3

CC= 0.14 m3 = 4.944 pies3

Esto nos da la alternativa para seleccionar dos palas de 5 pies3

5 Seg.25 Seg.

5 Seg.5 Seg.

30 Seg.

70 Seg. = 1.17 min.

3.- NUMERO DE VOLQUETES

Calculo del ciclo de acarreo

a) carguio del mineral = 30 min

b) Velocidad promedio de acarreo (18 Km/hr) = 300 min

c) Ubicación para carga y descarga = 2.5 min

d) Velocidad promedio de retorno (30km/hr) = 180 min

e) ubicación para el carguio = 1 min

COV TOTAL 513.5 min

Calculo de la capacidad de volquete (CV)

CV= Nº CC x CC x Peso Esp.

donde:

NºCC= numero de cucharones para cargar un volquete

CV= 1carg x 8 m3 x 2.8TM/m3

CV= 22.4 TM

CV= 22 TM

CC= 1.5 TM

Calculo del numero de volquetes (Nº)

Mineral:

Nº de volquetes = TMG/CVG

donde

TMG = produccion por guardia 85

CVG = capacidad del volquete por guardia

CVG= HNG x ef x 60 min/hr x CV/COV

HNG = Horas nominales por guardia 12

ef = Eficiencia 80

COV = Ciclo operativo del volquete 513.5

CVG = 25.1263875

Nº de volquetes = 3.38289776 4 VOLQUETES/GUARDIA

TOTAL DE VOLQUETES POR DIA = 8 VOLQUETES/DIA

NUMERO DE VOLQUETES

TMG

hrs

%

min

VOLQUETES/GUARDIA

VOLQUETES/DIA