Facultad de Ingeniería de Minas
Incremento de la Producción mediante la
aplicación del método Bench & Fill en veta el
Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera
Brexia Goldplata Perú S.A.C.
Curilla Ricse, Yonattan Fredy
Muñico Aguirre, Jeanpool Cesar
Huancayo
2019
___________________________________________________________________________________
Curilla, Y. – Muñico, J. (2019). Incremento de la Producción mediante la aplicación del método Bench & Fill en
veta el Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C. (Tesis para optar el Título
Profesional de Ingeniero de Minas) Universidad Nacional del Centro del Perú – Facultad de Ingeniero de Minas
– Huancayo – Perú.
Incremento de la Producción mediante la aplicación del método Bench & Fill en veta el Ángel
del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C.
Esta obra está bajo una licencia
https://creativecommons.org/licenses/by/4.0/
Repositorio Institucional - UNCP
UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL
PERÚ
FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS
Incremento de la Producción mediante la
aplicación del método Bench & Fill en veta el
Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera
Brexia Goldplata Perú S.A.C.
Tesis
Presentada por
Bach. Yonattan Fredy Curilla Ricse
Bach. Jeanpool Cesar Muñico Aguirre
Para optar el título profesional de
Ingeniero de Minas
HUANCAYO – PERÚ
2019
ASESOR
DR. BALDEÓN RETAMOZO RAÚL JESÚS
II
DEDICATORIA
A catedráticos por haber compartido
sus conocimientos con nosotros y habernos
permitido alcanzar un logro profesional
A nuestros padres que son el mejor
ejemplo; gracias por la vida y por todo lo
que nos han dado, por su apoyo
incondicional y desinteresado, que en
todo momento impartieron para poder
lograr nuestros objetivos.
III
AGRADECIMIENTO
En el siguiente suscrito deseo expresar mi más sincero y profundo agradecimiento:

A nuestra alma mater la Facultad de Ingeniería de Minas de la Universidad
Nacional del Centro Del Perú, a cada uno de mis catedráticos y todo el
personal administrativo que labora en mi prestigiosa facultad quienes guiaron
mis pasos no solo dentro del aula sino en el día a día con su orientación
académica, ética y moral.

A nuestros compañeros de promoción y mi facultad por todos los años de
alegrías, tristezas y esperanza que compartimos en todos estos años donde más
que amigos nos convertimos en hermanos.

Agradezco infinitamente a los miembros del jurado revisor, director y asesor
de la presente tesis, quienes me brindaron su enseñanza y orientaron mis pasos
académicos para la culminación de la presente tesis y me mostraron su apoyo
incondicional en cada momento.

Finalmente agradezco a Dios por concederme salud y perseverancia para
seguir caminando por este mundo aprendiendo y enseñando, para el desarrollo
de mi país y sobre todo enseñarme que si me rindiera no tendría sentido haber
nacido hombre.
IV
RESUMEN
En los últimos años se ha visto incrementado los costos en la Minera Brexia GoldPlata
en la explotación del método Cut & Fill, por ello la empresa se ve obligado a buscar otros
métodos eficientes para la reducción de costos, es así que se opta por el métodoBench &
Fill en la veta el Ángel.
El presente informe resume los aspectos técnicos y económicos más relevantes que nos
permitieron decidir por la implementación de un método masivo, en este caso el método
de explotación Bench & Fill.
La implementación de este método se ha basado en:
1. Mayor nivel de seguridad ya que la actividad de limpieza es con scooptram a
control remoto, donde la limpieza se realiza por los draw points cada 3.3 m y el
minado es en retirada.
2. Permitir a la mina contar con una gran capacidad de incremento de la producción
para ser implementado a mayor escala.
3. Aumentar la productividad y reducir los costos.
Se toma en cuenta el tajo piloto 227 NE para el análisis del incremento de la productividad
y su incidencia en la reducción de costos operativos en comparación con el corte y relleno
ascendente.
La empresa HN realizó estudios geomecánicos en las que se identificó que aplicando el
corte y relleno ascendente solo es favorable a corto plazo, por lo cual se infiere un
desequilibrio en el estado tenso deformacional en la masa rocosa, ante esta evidencia se
evaluó el yacimiento.
V
Teniendo en cuenta los parámetros necesarios para la evaluación del método, debido a
que favorece al incremento de la producción mensual, con el método Bench & Fill se
tiene una producción de 4733 ton/mes; mientras que con el método corte y relleno
ascendente se tiene una producción de 2164 ton/mes.; abarcando una diferencia
aproximada de 2569 ton/mes que se puede aportar para el incremento de la producción.
Asimismo, en los costos operativos se tiene 41.58 $/ton con la técnica C&R, incluyendo
los costos de planta, energía, precio de preparación; no obstante, con el método del Bench
& Fill se obtiene un costo de 28.49 $/ton, con una diferencia de 13.09 $/ton, el cual
conlleva a tomar decisiones con respecto a una mejora continua.
VI
ABSTRACT
Due to the high costs experienced by Mine Brexia GoldPlata during the exploitation of
the cut and fill method, this company has the need to look for alternative methods,
technically feasible to the reality of the deposit. This is how the application of the bench
& fill method in the veins of the vein el Angel is proposed.
This report summarizes the technical and economic aspects that allowed us to decide for
the implementation of a massive method, in this case, the exploitation method.
The implementation of this method has been based on:
1. Higher safety level than the cleaning activity is with a remote control, where the
cleaning is done by the drawing point every 3.3 m and the mining is in the withdrawal.
2. Allow the mine to have a large production increase capacity to implement a larger
scale.
3. Increase productivity and reduce costs.
The pilot cut 227 NE is considered for the analysis of the productivity results and its
incidence in the reduction of operating costs in the comparison with the cut and the rising
fill.
For this, geomechanical studies have been carried out and then the main efficiency,
productivity and control rates of the hauling and drilling equipment have been evaluated;
It was determined to evaluate the method according to the characteristics of the deposit.
Taking into account the necessary parameters for the evaluation of the method, due to the
fact that it favors the increase of monthly production, with the Bench and fill method,
VII
there is a production of 4733 tons / month; while with the method of cutting and filling
up there is a production of 2164 ton / month; Encompassing an approximate difference
of 2569 ton / month that can be contributed for the increase of the production.
Also included in the operating costs is 41.58 $/ ton with the cut-and-fill method, including
plant costs, energy, preparation costs; it is not maintained with the Bench and Fill method,
a cost of 28.49 $/ ton is obtained, with a difference of 13.09 $/ ton, which entails a
decision regarding continuous improvement.
VIII
INDICE
CAPITULO I ............................................................................................................................. 16
PLANTEMIENTO DEL PROBLEMA................................................................................... 16
1.1.
Fundamentación del Problema .................................................................................16
1.2.
Formulación del Problema ........................................................................................17
1.2.1.
Problema General ..............................................................................................17
1.2.2.
Problemas Específicos. .......................................................................................17
1.3.
Objetivos de la Investigación.....................................................................................18
1.3.1.
Objetivo General ................................................................................................18
1.3.2.
Objetivos Específicos .........................................................................................18
1.4.
Justificación e importancia del Proyecto .................................................................18
1.5.
Alcances y limitaciones de la Investigación..............................................................19
1.5.1.
Alcances...............................................................................................................19
1.5.2.
Limitaciones ........................................................................................................19
2.1.
Antecedentes del estudio ............................................................................................21
Generalidades De Brexia Goldplata ....................................................................................22
2.1.1.
Ubicación.............................................................................................................22
2.1.2.
Accesos ................................................................................................................24
2.1.3.
Geografía.............................................................................................................24
2.2.
Geología.......................................................................................................................25
2.2.1.
Geología Estructural ..........................................................................................25
2.2.2.
Geología Económica ...........................................................................................26
2.3.
Geomecánica ...............................................................................................................28
2.3.1.
2.4.
Litología y alteraciones ......................................................................................28
Bases Teóricas ............................................................................................................29
2.4.1.
Operaciones Unitarias De Minado....................................................................29
2.4.1.1. Perforación y voladura. .....................................................................................29
2.4.1.2. Acarreo y transporte. .........................................................................................30
2.4.1.3. Sostenimiento. .....................................................................................................30
2.4.1.4. Relleno. ................................................................................................................31
2.4.2.
Cut And Fill ........................................................................................................31
2.4.3.
Tajeo Por Subniveles Con Taladros Largos ....................................................34
2.4.4.
Bench & Fill (Taladros Largos en vetas Angostas) .........................................35
2.4.5.
Clasificación de métodos de minería subterránea ...........................................41
2.5.
Definición De Términos Básicos ...............................................................................45
IX
CAPITULO III .......................................................................................................................... 51
HIPÓTESIS Y METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN ............................................ 51
3.1.
Planteamiento de la hipótesis de investigación ........................................................51
3.1.1.
Hipótesis General ...............................................................................................51
3.1.2.
Hipótesis Específicas ..........................................................................................51
3.2.
Identificación y clasificación de las variables. .........................................................51
3.2.1.
Variable Independiente. ....................................................................................51
3.2.2.
Variable Dependiente.........................................................................................52
3.3.
Operacionalización de las variables..........................................................................52
3.4.
Metodología de la investigación. ...............................................................................52
3.4.1.
Método de investigación. ...................................................................................52
3.4.2.
Tipo de Investigación. ........................................................................................53
3.4.3.
Diseño de investifación .......................................................................................53
3.4.4.
Población y muestra ...........................................................................................53
3.5.
Técnicas e instrumentos de recolección de datos.....................................................54
3.5.1.
Observación Directa...........................................................................................54
3.5.2.
Entrevistas no Estructuradas. ...........................................................................54
3.5.3.
Revisión Documentaria Referencial .................................................................54
3.6.
Instrumentos de recolección de datos .......................................................................54
CAPITULO IV .......................................................................................................................... 55
PRESENTACIÓN, ANÁLISIS E INTERPRETACIÓN DE RESULTADOS .................... 55
4.1.
Análisis situacional de zona .......................................................................................55
4.1.1.
Rasgos Estructurales Mayores ..........................................................................55
4.1.2.
Análisis Estereográfico de Datos Estructurales...............................................56
4.2.
Selección en el método de explotación ......................................................................63
4.2.1.
Método Actual. ...................................................................................................63
4.2.2.
Selección preliminar del método de explotación (Geomecánica). ..................68
4.2.2.2. Valoración del método de explotación..............................................................73
4.2.3.
Evaluación Parámetros Técnicos ......................................................................75
4.2.4.
Evaluación técnica de minado del minado en veta el Ángel ...........................76
4.3.
Cálculo del margen de utilidad según método de explotación ...............................78
4.4.
Diseño de Explotación ................................................................................................80
4.5.1.
Dimensionamiento del tajo ................................................................................80
4.5.2.
Dimensionaiento de los componentes asociados al minado ............................89
4.5.3.
Descripción Veta El Ángel tajo 227 NE ..........................................................100
X
4.5.4.
Diseño de la infraestructura Veta el Ángel tajo 227 NE ...............................101
4.5.5.
Detalles de la Infraestructura .........................................................................101
4.6.
Operaciones Unitarias .............................................................................................102
4.6.1.
Perforación........................................................................................................102
4.6.2.
Voladura ...........................................................................................................108
4.6.3.
Cálculo de voladura Producción .....................................................................109
4.6.4.
Limpieza de mineral y Relleno ........................................................................114
4.7.
Servicios Auxiliares ..................................................................................................115
4.7.1.
Transporte de Mineral .....................................................................................115
4.7.2.
Relleno del tajo .................................................................................................116
4.7.3.
Agua y aire ........................................................................................................117
4.8.
Control de calidad ....................................................................................................118
4.9.
Gestión de la seguridad............................................................................................119
4.10. Rentabilidad Costo/Benéfico ...................................................................................120
CONCLUSIONES ................................................................................................................... 121
RECOMENDACIONES ......................................................................................................... 122
BIBLIOGRAFIA ..................................................................................................................... 124
ANEXOS .................................................................................................................................. 125
XI
LISTA DE TABLAS
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
16
17
18
19
20
21
22
23
24
25
26
27
28
29
30
31
32
33
34
35
36
37
Tabla de coordenadas de las concesiones en Pasad 56
Acceso Mina El- Santo
Depósitos y componentes estructurales relacionados con métodos de minería
subterránea.
Factores secundarios para ser considerados a momento de seleccionar el
método de explotación
Cuadro comparativo de costos de las Minas en Perú.
Cuadro comparativo según parámetros por métodos de explotación Minas en
Perú.
Operacionalización de las variables
Sistemas de Discontinuidades Estructurales
Criterio para clasificación Geomecánica.
Resumen de propiedades de resistencia en la masa rocosa El Santo.
Orientación de esfuerzos principales
Características promedio mineral y cajas.
Métodos de explotación, Grupo A
Métodos de explotación, Grupo B
Métodos de explotación, Grupo C
Métodos de explotación, Grupo D
Variables De Entrada – Evaluación de Parámetros Técnicos
Cuadro de evaluación aspectos técnicos de las alternativas de minado.
Criterios de evaluación de las alternativas de minado
Tabla de puntuación para evaluación de alternativas de minado
Criterios de evaluación de las alternativas de minado.
Costo de Operación con Bench & Fill
Costo de Operación con el método Corte y Relleno
Margen De Utilidad Bench & Fill y Corte y Relleno
Factores de Seguridad Mínimos
Numero de estabilidad “N”. Veta El Ángel
Radio hidráulico “S” con sostenimiento.
Dimensiones de tajeos con sostenimiento Veta El Ángel
Descripción Del Equipo Utilizado para Perforación
Resultados del cálculo de Burden según Langerfors
Taladro parámetros de voladura slot
Comparativo Consumo - Según Tipo De Explosivo
Resultados obtenidos con de diseño de perforación y voladura.
Ciclo de transporte de mineral
Detalle de Las Compresoras Actuales
Requerimiento de aire para el tajo 227 NE
Análisis Económico del Tajo
XII
22
24
45
46
47
47
55
60
62
62
63
75
77
77
77
77
78
80
81
81
81
82
83
83
86
89
91
92
106
109
111
113
115
119
120
121
124
1
2
3
4
5
6
7
8
9
10
11
12
13
14
15
16
17
18
19
20
21
22
23
24
25
26
27
28
LISTA DE FIGURAS
Plano de Ubicación mina El Santo.
SW-NE Sección longitudinal de la veta El Ángel que muestra la distribución
vertical de Au (g / ton).
SW-NE Sección longitudinal de la veta El Ángel que muestra la distribución
vertical Ag (Oz/ton).
SW-NE Sección longitudinal de la veta El Ángel que muestra la distribución
vertical del Cu (%).
SW-NE Sección longitudinal de la veta El Ángel que muestra la distribución
vertical del Pb (%).
SW-NE Sección longitudinal de la veta El Ángel que muestra la distribución
vertical del Zn (%).
Corte y Relleno Brexia GoldPlata
Tajeo por Subniveles Sandvik Mining and Rock Technology
Preparación del bench and Fill
Secuencia De Minado Bench & Fill
Vista en 3D de Norte –Oeste De Las Vetas-El Santo
Diagrama de planos principales – diaclasas.
Diagrama de planos principales – fallas
Diagrama estereográfico de esfuerzos principales.
Mecanismos de inestabilidad estructuralmente controlada, Tajeos 10 metros.
Condiciones naturales del yacimiento (Ref.: N. Cabello 2008)
Fundamentos de mecánica de rocas aplicada al método de explotación.
Figura de estabilidad (Mathews & Milne, 1992).
Modelo Geomecánico Conceptual, mostrando malla de elementos finitos para
AEDE con aplicación del Bench & Fill (B&f)
Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del minado: Nivel -050
y -095. (Fases 1 y 2)
Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del minado Nivel -050
y -095.(Fases 3 y 4)
Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del minado Nivel -050
y -095 (Fase 5 y 6)
Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del minado Nivel -050
y -095.(Fases 7 y 8)
Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del minado Nivel -050
y -095 (Fase 9 y 10)
Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del minado Nivel -050
y -095 (Fases 11 y 12)
Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del minado Nivel -050
y -095 (Fases 13 y 14)
Distribución de factores de esfuerzos en la simulación post - minado del Nivel
-095 en la veta “Ángel” mediante aplicación del Bench Fill
Sección Longitudinal Veta El Ángel Tajo 227 NE
XIII
23
27
27
27
28
28
35
37
41
42
59
60
61
64
65
72
75
90
93
94
95
96
97
98
99
100
101
103
29
30
31
32
33
34
35
36
37
38
39
40
41
Vista en Planta Veta El Ángel Tajo 227 NE
Modelamiento Datamine 5D Planner Veta El Ángel
Vista frontal del Equipo Nautilus
Vista en perfil del Equipo Nautilus
Diseño del burden según Langefors
Diseño de la malla Slot
Distribución de taladros en el tajeo 227 (vista de planta)
Diseño de perforación y voladura.
Longitud nominal y real de la carga
Diseño de perforación y voladura controlada.
Simulación de voladura “JK Simblast”, control de la energía liberada durante
el proceso de detonación (Distribución de carga)
Resultados obtenidos en el Tajo 227
Scooptram Modelo ST-2G de 2.2 Yd3.
XIV
103
104
106
107
108
110
110
112
113
114
116
117
118
INTRODUCCION
Este trabajo de investigación se realizó debido a la necesidad de la reducción de costos
en la Veta El Angel del Tajo 227 NE implementando un nuevo método de explotación (
Bench & Fill), esta técnica nos permitió responder a nuestro problema de investigación
de “¿Como se incrementó la producción de la veta El Angel?” , esto se fundamenta con
los resultados obtenidos tras la aplicación del método Bench & Fill .
Nuestra hipótesis general fue la aplicación de un nuevo método de explotación
subterránea logrando incrementar la producción en la veta El Angel del Tajo 227 NE de
la compañía minera Brexia Goldplata Perú S.A.C.
El objetivo General es incrementar la producción mediante la aplicación de un nuevo
método de explotación subterránea de la Veta El Angel del Tajo 227 NE de Compañía
Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C.
El mencionado trabajo cuenta con los siguientes capítulos: Capítulo I, Planteamiento ,
Objetivo, Justificación y Formulación del Problema, Capítulo II, Antecedentes de
Investigación, Generalidades de la Empresa Brexia Goldplata, Bases Teóricas y
Definición de términos. Capítulo III, Metodología e hipótesis de Investigación,
Operacionalización de Variables, Técnicas e Instrumentos de Recolección de Datos.
.Capítulo IV, Análisis e Interpretación de Resultados.
XV
CAPITULO I
PLANTEMIENTO DEL PROBLEMA
1. Planteamiento del Problema
1.1. Fundamentación del Problema
Para la producción minera es de gran importancia elegir correctamente la técnica
de explotación a utilizar, puesto que si la elección ah sido errada puede verse
afectado en pérdidas económicas y humanas.
En las operaciones mineras gracias a la experiencia de los profesionales y el
desarrollo de minado de diversas formas de yacimientos (cuerpos y vetas), y con
tipos de rocas entre buenas, regulares y malas, se han podido aplicar métodos de
alto nivel de productividad; por ello la elección y selección adecuada del método
de explotación es importante. La Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C.
utilizó el método Cut & Fill Semi -mecanizado, con una producción mensual de
2163.84 TM/mes de la veta el ángel, La política de la Compañía para el año 2019
es de incrementar la producción, con una mínima dilución.
Con el método método Bench & Fill, se pretende llegar a 4733.40 TM/mes en el
tajo el ángel; con una potencia que varía de 1.20m a 2.50m.
16
Los problemas que se tiene con el método tradicional Cut & Fill convencional
son el bajo índice de productividad y costos altos. Es así como la Compañía
Minera Brexia Goldplata Peru S.A.C. requiere superar estos problema cambiando
el indicado Cut and Fill Convencional y semi-mecanizado por el método Bench
and Fill.
La implementación de un nuevo método de explotación implica varios estudios
y análisis para su correcta aplicación, para ello se presenta de manera ordenada
los parámetros asociados a la producción de la mina .
El nivel piloto para desarrollarse es en el Tajo 227 NE el Ángel Nv-50 , donde la
veta tiene un buzamiento 75°- 80°, es una ventaja que permite el traslado del
material dentro del tajo . Asimismo, el buzamiento de la veta requiere taladros
paralelos para una altura de 10 m entre subniveles, finalmente los Slots
(chimeneas) son utilizados como cara libre y estarán ubicados a los costados del
tajo, para una mejor extracción del mineral en retirada. Esto permite que el
tiempo en la producción sea mayor y en menor tiempo.
1.2. Formulación del Problema
1.2.1. Problema General
¿Cómo se incrementará la producción de la veta el Ángel del Tajo 227 NE
de Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C.?
1.2.2. Problemas Específicos.
• ¿Al aplicar el método Bench & Fill se incrementará la producción de la
veta el Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia Goldplata Perú
S.A.C.?
17
• ¿Cuál es la incidencia en la reducción de costos de producción en veta el
Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C.?
1.3. Objetivos de la Investigación
1.3.1. Objetivo General
Incrementar la producción mediante la aplicación de un nuevo método de
explotación subterránea de la veta el Ángel del Tajo 227 NE de Compañía
Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C.
1.3.2. Objetivos Específicos
a) Incrementar la producción de mineral al aplicar el método Bench &
Fill en veta el Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia
Goldplata Perú S.A.C.
b) Reducir los costos de producción al aplicar el método Bench & Fill en
veta el Ángel del Tajo 227 NE de Compañía Minera Brexia Goldplata
Perú S.A.C.
1.4. Justificación e importancia del Proyecto
La minería es un negocio que depende mucho de la oferta y demanda de los
precios de los metales en el mercado internacional, por lo que se ven en la
necesidad constante de replantear las estrategias basados en la reducción de
costos y mejora de la productividad, ya que son las variables más importantes en
cualquier empresa para garantizar la viabilidad y permanencia en el tiempo de la
empresa.
Por lo tanto, bajo este concepto existe un gran número de métodos de explotación
disponibles para ser aplicados en las distintas vetas mineralizadas, donde cada
método cuenta con distintas ventajas y desventajas al momento de ser aplicados.
18
En la operación minera gracias a la experiencia y desarrollo de proyectos de
minado en diferentes tipos de yacimientos (cuerpos y vetas), y con tipos de rocas
entre buena y muy mala, se han podido aplicar métodos de explotación de alto
nivel de productividad; por ello la selección adecuada del método de explotación
es de gran importancia ya que esto afecta todas las decisiones de diseño del futuro
de la mina.
La Compañía Minera Brexia Goldplata Perú SAC se beneficiará por la
optimización de la producción y reducción de costos mejorando la productividad
en el ciclo de minado.
1.5. Alcances y limitaciones de la Investigación.
1.5.1. Alcances
A todas las empresas mineras subterráneas que desean optimizar la
producción y reducir los costos en vetas angostas menores a 3.0 m y que
quieran cambiar el método de explotación al método Bench & Fill,
implementando la mecanización de equipos mineros, ya que se centra en
la principal problemática que son los costos, este estudio también puede
ser aplicado en otras empresas mineras realizando las respectivas
adecuaciones.
1.5.2. Limitaciones
Durante el desarrollo de la investigación se afrontó una serie de
limitaciones en el proceso de su formulación, situación previsible en la
mayoría de los trabajos de investigación, pudiéndose señalar los
principales aspectos restrictivos encontrados:
19
• La escasa información documental referida al tema de investigación.
• La aplicación de un nuevo método de explotación no es una tarea fácil
ya que esta conlleva un gran número de evaluaciones, estudios y análisis
necesarios para la correcta aplicación del método.
20
CAPITULO II
MARCO TEORICO
2. Marco Teórico
2.1. Antecedentes del estudio
Jorquera, M. (2015) en su investigación titulada “Método de explotación Bench
& Fill y su aplicación en minera Michilla ” concluyo que “la estimación
económica realizada entrega un costo de mina para el bench & fill de 34,3
US$/ton, donde los principales costos se deben al carguío y transporte del
material obtenido. Al comparar el costo mina del B&F con el costo del CFPRP
(46,5 US$/ton), se puede apreciar que el costo total del primero resulta ser hasta
un 25% más bajo que el método de explotación actualmente utilizado”.
Jáuregui, O. (2009) en su estudio denominado “Reducción de los costos
operativos en mina, mediante la optimización de los estándares de las
operaciones unitarias de perforación y voladura” concluye que “Al aplicar los
estándares óptimos de trabajo en las principales operaciones unitarias de minado,
21
que son la perforación y voladura, se asegura de esta manera el éxito de todo el
ciclo de minado”.
Vilca, C. (2018) En su tesis “Diseño e implementación del método de explotación
bench and Fill Stoping en vetas angostas tipo rosario, para incrementar la
producción- Minera Chalhuane Sac”, concluyó que: los resultados favorables
obtenidos después de la evaluación Geomecánica diseño y aplicación del método
Bench and Fill, logró incrementar la producción y reducir el costo de producción.
Resultando con ello la viabilidad de implementar este método en la explotación
de vetas angostas en Minera Chalhuane S.A.C.
Generalidades De Brexia Goldplata
2.1.1. Ubicación
La Mina Brexia Goldplata en su unidad el Santo se ubica en el distrito y provincia
de Caylloma en la región Arequipa, en la franja volcánica de la cordillera
occidental de los Andes a 6 Km al NW del pueblo de Caylloma, con altitudes
entre 4500 y 4900 msnm y dentro de las concesiones Sandra 104 y Sandra 105.
Tabla 1 Tabla de coordenadas de las concesiones en Psad 56
Concesiones
Sandra 104
Coordenada Este
194412
193826
194436
194371
195219
195882
22
Coordenada Norte
8318485
8319173
8319689
8319765
8320483
8319702
PLANO DE UBICACION
Figura 01 Plano de Ubicación mina El Santo. Fuente (Brexia GoldPlata)
23
2.1.2. Accesos
A la mina el Santo se accede por medio terrestre, tomando la vía Arequipa Caylloma la cual se encuentra asfaltada hasta el desvío de Sibayo, luego la
carretera afirmada hasta el pueblo de Caylloma y posteriormente la mina,
tomando un total 7 horas desde la ciudad de Arequipa.
Tabla 02: Acceso Mina El- Santo
Departamento
Provincia
Distrito
Altitud
Trayecto
Lima – Arequipa
Arequipa - Cuzco – Sibayo
Sibayo – Caylloma
Caylloma - El Santo
Total, Arequipa - El Santo
Arequipa
Caylloma
Caylloma
4700 msnm
Distancia (km) Tipo de Vía
1.05
Asfaltado
164
Afinada
64
Afinada
9
Afinada
237
Afinada
2.1.3. Geografía

CLIMA
El clima es frígido y seco, diferenciándose dos estaciones bien marcadas:
una humedad durante los meses de noviembre a abril, con abundantes
precipitaciones pluviales, con un promedio anual entre 700 y 900 mm; y
la segunda el resto del año con ausencia de precipitaciones pluviales y la
ocurrencia de fuertes heladas con temperaturas que alcanzan los -15°C,
la temperatura promedio anual oscila entre los 3-6°C, en los meses de
agosto y octubre la ocurrencia de fuertes vientos.
24

FAUNA Y VEGETACIÓN
La flora está restringida a especies nativas, como el Ichu, yareta, algunas
gramíneas, escaso pasto, líquenes y musgos, los que son más nutridos y
permanentes durante todo el año son las bofedales que sirven de forraje
para el ganado.
La fauna principalmente la conforma la crianza de ganado auquénido
como:
Alpacas y llamas y en menor proporción el vacuno y el ovino.
La Fauna silvestre es variada principalmente: vicuñas, vizcachas, zorro,
roedores (ratón silvestre), dentro las aves, huallata, perdices, patos,
pájaros, águilas y halcones entre los peces principalmente la trucha y
otros animales como reptiles (lagartos), batracios e insectos.
2.2. Geología
2.2.1. Geología Estructural
Estructuralmente la zona se encuentra en la cadena occidental de los Andes
del sur del Perú, en un corredor o franja de aparatos volcánicos de rumbo
SE-NW conocida como la cordillera del Sheila; estos aparatos volcánicos a
parecer aprovecharon la existencia de grandes lineamientos y fallas, algunas
de ellas muy profundas, para poder salir a superficie desde sus cámaras,
ubicadas a unos cuantos kilómetros de profundidad.
Las estructuras principales por longitud y extensión son las fallas
longitudinales de rumbo andino que corren paralelas entre sí y con los
25
aparatos volcánicos estas estructuras por lo general son de tipo normal
sinestral, algunas de ellas son bastante extensas, apreciables por varias
decenas de kilómetros, por lo general son de unos cuantos metros hasta 40
m. de ancho y su salto está entre las decenas a unos pocos cientos de metros.
Las estructuras secundarias son las fallas transversales, las cuales tienen un
rumbo SW-NE; a pesar de ser secundarias a nivel estructural, son las
principales en cuanto a mineralización ya que concentran la mayoría de las
principales vetas del distrito minero.
2.2.2. Geología Económica
2.2.2.1.
Mineralización
El ensamble mineralógico conformado por enargita, calcopirita, galena
cobre gris, esfalerita, y marmatita,. Rodonita, baritina, cuarzo,
rodocrosita, pirita, y hermatita.
2.2.2.2.
Veta el Ángel
Esta estructura mineralizada presenta un afloramiento de 300 m con
dirección de 65° E y buzamiento de 78-80 NW y potencia variable de
1.5 hasta 3.0 m con estructura difusa con venas de cuarzo con
diseminación de esfalerita y galena y ganga de cuarzo-rodonita, donde
el cuarzo ocurre como cristales euhedrales a subdurales con forma
irregulares y prismáticas con tamaños variados, rellenan fracturas en la
veta y se encuentra asociado a sulfuros como esfalerita, calcopirita,
galena, covelita, calcosina y cobre grises, los carbonatos que se
muestran son cortados por las fracturas rellenas de cuarzo. Su ley
26
promedio es: 0.55 g/ton Au, 2.40 Oz/ton Ag, 0.36% Cu, 3.04% Pb,
3.71% Zn.
Figura 02. SW-NE Sección longitudinal de la veta El Ángel que
muestra la distribución vertical de Au (g / ton).
Figura 03. SW-NE Sección longitudinal de la veta El Ángel que
muestra la distribución vertical Ag (Oz/ton).
Figura 04. SW-NE Sección longitudinal de la veta El Ángel que
muestra la distribución vertical del Cu (%).
27
Figura 05. SW-NE Sección longitudinal de la veta El Ángel que
muestra la distribución vertical del Pb (%).
Figura 06. SW-NE Sección longitudinal de la veta El Ángel que
muestra la distribución vertical del Zn (%).
2.3. Geomecánica
2.3.1. Litología y alteraciones
En base a las investigaciones geomecánicas de campo realizadas en la veta
El Ángel y su entorno físico en secciones transversales al rumbo exponen
las siguientes litologías:
 Toba andesítica cristalolítica (roca piroclástica de textura Fragmental
conformada por líticos subangulosos de andesitas micro porfídicas y
microcristalinas, en una matriz cripto-microcristalina de feldespatos y
máficos alterados a arcillas, carbonatos, sericitas en menor grado y
cloritas, con venillas irregulares de cuarzo, calcita y diseminaciones de
pirita).
28
 Tobas andesíticas (rocas volcánicas de textura porfídica y amigdalar,
color gris-verdosa, conformada por plagioclasas tabulares y máficos
prismáticos alterados a arcillas y cloritas respectivamente, en una
matriz cripto-microcristalina de feldespatos y máficos alterados a
sericitas y cloritas).
 Brecha silicificada (cuarzo-rodonita) y carbonatizada (rodocrosita,
calcita), rodonitas con diseminación de sulfuros (piritas y minerales
opacos) de textura bandeada coliforme con impregnaciones de
agregados criptocristalinos de minerales oxidados de manganeso e
inclusiones de fragmentos angulosos de andesitas micro porfídicas y
afaníticas a modo de clastos soportados.
2.4. Bases Teóricas
2.4.1. Operaciones Unitarias De Minado
2.4.1.1.
Perforación y voladura.
a) Perforación.es la primera operación en la preparación de una
voladura. Su propósito es el de abrir en la roca huecos cilíndricos
destinados a alojar al explosivo y sus accesorios iniciadores
denominados taladros, barrenos, hoyos o blast holes…
b) Voladura.
Diaz ,Etal. Boletin de ciencias de la tierra, análisis y diseño de
perforación y voladuras en minería de superficie empleando el
enfoque de la programación estructurada;32-2012,pp.15-21 Es
uno de los medios principales de extracción de minerales en las
29
operaciones de minería. El propósito principal de la operación de
voladura es la fragmentación de la roca y para esto se requiere una
gran cantidad de explosivos.
2.4.1.2.
Acarreo y transporte.
El transporte en el tajeo es uno de los más importantes, dependiendo de
la forma del tajeo y las distancias de acuerdo con el radio de
rendimiento de cada equipo de acarreo y transporte.
a. Scooptram diesel.
Son equipos de bajo perfil que cargan, transportan y descargan material
fragmentado utilizando petróleo como combustible, por lo que emiten
gases y humos que en muchas minas crean problemas de ventilación.
2.4.1.3.
Sostenimiento.
Después de que se procede a la limpieza lo que se debe hacer es un
desatado de rocas y proceder al sostenimiento para continuar
avanzando en sentido de la veta con la debida seguridad. Para el
sostenimiento se emplea dependiendo del ancho o potencia de la veta:

Sostenimiento activo:
Los tipos de sostenimientos activos son: pernos Hydrabolt; pernos de
anclaje Pernos Split y Shotcrete. pernos helicoidales.

Sostenimiento: pasivo
Sostenimientos pasivos son: mallas electrosoldadas, Cuadros de
madera, cimbras metálicas y puntales, mallas tipo gallinero o trenzadas
(usualmente instalados en los tajos sosteniendo las cajas).
30
2.4.1.4.
Relleno.
Es un soporte que evita el hundimiento en los tajos explotados a
presiones mayores siendo necesario para la seguridad en la explotación
según la profundización en las labores
2.4.2. Cut And Fill
Llamado también explotación por testeros, este método consiste en realizar
tajadas horizontales desde la parte inferior del tajo avanzando de forma
vertical hasta la parte superior.se inicia realizando la explotación de una
tajada luego se rellena el vacío con material detrítico para tener un mayor
sostenimiento en los hastiales del tajo esto nos permite realizar la extracción
de la tajada siguiente.
Este método puede ser utilizados en las siguientes condiciones.
Se debe contar con Yacimientos tipos vetas con buzamientos
pronunciados mayores a 55°, cajas competentes o regulares del
macizo rocoso, disponibilidad de material relleno detrítico.
2.4.2.1.
Preparación De La Base De La Labor.
Al aplicar el método de explotación, se limita el tajo mediante una
galería en la parte superior e inferior, también se realiza las chimeneas.
Entendiendo por galerías base lo siguiente:

GALERIA: Labor de acceso resguardada por un puente de mineral:
Teniendo en cuenta en este caso la precaución, una vez arrancada
la primera tajada, de construir un piso de concreto delgado para
separar el relleno del mineral del puente y evitar así que se mezclen
en el momento de recuperar el puente.
31

ECHADEROS: Se refiere a la evacuación del mineral arrancado, se
puede decir que en general la distancia entre ellas dependerá de dos
factores fundamentales:
1.- Sistema empleado en la evacuación del mineral (a mano o
mecanizado).
2.- Calidad del material con que están construidas.
No se debe ser imprudente en la construcción de echaderos de
buena calidad en preferencia de concreto, puesto que después de la
explotación del tajo, serán estas mismas las que se utilizarán para
proveer rellenos detritico a los tajos del nivel inferior, resolviendo
la provisión del relleno.
Es necesario conservar los echaderos con la finalidad de realizar
una mejor evacuación de mineral en una explotación ascendente.
Esto nos permite a la vez agilizar el relleno del tajo para controlar
el sostenimiento y continuar con la explotación.

CARGUIO DE MINERAL: La evacuación de la extracción de
mineral se realiza de las siguientes formas:
a) CARRITOS MINEROS: Extrayendo el mineral en los carros
mineros que se vacían en los hechaderos.
b) DUMPERS: Se da uso de los dumpers para la extracción de
minera, cuidando el piso del tajo para evitar pérdidas de tiempo y
tener una mayor productividad.
32

RELLENOS: Procedente de labores de la mina, el relleno está
compuesto por roca estéril, estos son de bajo costo pero producen
inconvenientes como la consolidación por la acción de la humedad
y presión.

CICLO DE PRODUCCIÓN: Es necesario en este método la
organización correcta de los equipos de manera que no se
produzcan atrasos por la colocación de Relleno que serán realizados
después de la extracción de mineral al interior del tajo, e ahí la
importancia de los equipos, ya que si no existieran el traslado del
relleno del tajo sería más complicado y requeriría mayor tiempo,
cabe mencionar que si existe mecanización la distancia entre los
echaderos y la evacuación del mineral serán mayor. Por lo tanto el
volumen del relleno también será mayor.
Figura 07: Corte y Relleno Brexia GoldPlata
33
2.4.2.2.
Ventajas Del Método Cut And Fill.
La extracción del mineral y relleno es cercana al 100%; se puede
seleccionar las zonas de alta y baja ley, y se evalúa la extracción
según el valor de mineral en el tajo, este método nos permite
adaptarnos al uso de equipos mecanizados según la necesidad del
tajo.es un método seguro y se adecua a todo los tajos que no cuentan
con equipos mecanizados.
2.4.2.3.
Desventajas Del Método Cut And Fill.
Este método requiere de un elevado costo de explotación debido al
consumo de materiales de fortificación, demanda también la
paralización de la producción a consecuencia del tiempo del relleno.
2.4.3. Tajeo Por Subniveles Con Taladros Largos
El Tajeo por subniveles (Sublevel Stoping, Blasthole o Longhole Stoping)
con taladros largos es un método de minado de alta producción aplicable:
a cuerpos o vetas extensas, de buzamiento casi vertical y geometría regular
que poseen un mineral y cajas competentes que requieren esporádicos o
ningún soporte y el mineral roto fluye bajo la influencia de la gravedad.
Este método posee una fuerte inversión en la etapa de preparación, aunque
dicho costo es compensado por el hecho que gran parte de la preparación
es ejecutado en mineral.
El método de explotación ha provenido de las minas de hierro de Michigan
en 1902 (Peele, 1941) y al principio fue inventado como un banco de
taladros cortos y sistema de rastras.
34
En estos tiempos se basan a cuerpos empinados de mineral el cual son
competentes el mineral como la roca encajonante y desciende por gravedad
el mineral roto. Lo importante es que tienen que ser regulares los cuerpos
de mineral, debido a que no es selectivo.
La correcta utilización de la voladura en el tajo por el método Bench & Fill
te permite tener una reducción de costos en la minería subterránea.
Figura 08: Tajeo por Subniveles Sandvik Mining and Rock Technology
2.4.4. Bench & Fill (Taladros Largos en vetas Angostas)
Consiste en dividir el cuerpo mineralizado en sectores aptos para el laboreo
y consiste en arrancar el mineral a partir de subniveles de explotación
mediante disparos efectuados en planos verticales, con tiros paralelos,
posteriormente quedando vacío el tajo después de la explotación. La
preparación de este método contempla galerías de perforación (GP),
galería de base o Undercart y transporte para evacuación del mineral
35
arrancado y chimeneas VCR para generar una cara libre. La perforación se
realiza con tiros largos radiales, utilizando tiros que van entre 8 – 15 m
hacia arriba (positivos) y hacia abajo (negativos). Carguío del mineral: el
mineral arrancado cae por gravedad y es recolectado por embudos o por la
zanja creada con tal objeto, abarcando toda la base del caserón. En el caso
de tener una zanja, esta progresa en el mismo sentido y a la velocidad que
la explotación continúa. Por el contrario, si se trata de embudos, estos
deben prepararse con anticipación y sus dimensiones van a depender del
ancho del caserón. El método generalmente se aplica en cuerpos
subverticales como vetas, brechas y diques. También es aplicado en
cuerpos horizontales que sean de gran potencia.
2.4.4.1.
Tipos de Cuerpos de Mineral
La perforación de taladros largos y los grandes volúmenes de
producción disparados requieren que los cuerpos de mineral sean
bien definidos. Los
bordes de los tajeos deben ser regulares,
porque cuerpos irregulares de mineral y aquellos que contienen
grandes tramos de desmonte no pueden fácilmente ser evitados. El
desmonte de los cuerpos irregulares de mineral se mezcla con el
mineral extraído, por ende el costo de mineral extraído aumenta.
La roca debe soportar las presiones ya que se encontrarán ubicadas
en grandes aberturas que podrían ser dejadas sin relleno por un
período de tiempo, además debe resistir movimientos de choques y
detonaciones.
36
Una roca incompetente causa pérdidas debido a la disolución del
mineral, pérdidas de los subniveles que bloquean los puntos de
transporte necesarios para el carguío de los tajos, ello implica la re
perforación en las labores de explotación.
.
2.4.4.2.
Preparación De La Base De La Labor.
Se realiza las labores de preparación como son las vías de
transporte, ventilación, accesos, etc; para la explotación del
yacimiento; teniendo un nivel de producción y un nivel de
perforación en la parte superior .

Nivel de producción: Es una galería de extracción y transporte
el cual asegura que el diseño no tenga inconvenientes en todo
el nivel
 Labores que sirven para el transporte de equipos de carguío,
teniendo en cuenta en el diseño
los movimientos
permitidos, la sección adecuada, cuidando de las vías para
evitar accidentes en plena galería de transporte
 Las estocadas se diseñan para evitar dificultades en el
tránsito de equipos mineros; teniendo en cuenta lo
siguiente: La longitud varía de acuerdo a las cámaras de
explotación, principalmente a su dimensionamiento y
geometría del bloque de mineral; La estabilidad del tajo
depende de la distancia de las estocadas y del ancho de las
unidades de explotación..
37

Nivel Superior de Perforación: El objetivo es perforar
mediante equipos DTH de arriba hacia abajo, con una
orientación paralela de nivel a nivel; teniendo en cuenta los
diseños paramétricos mencionados anteriormente.

Accesos
Su acceso es por roca estéril y sirve para llegar al nivel que se
va a explotar; contando con una pendiente de -12% a +12%
dependiendo de los parámetros de diseño.
Secuencia de explotación
Figura 09: Preparación del Bench and Fill (Autor)
2.4.4.3.
Secuencia de explotación
La extracción se realizará de una cámara en medio del bloque,
obteniendo la siguiente secuencia de explotación . En primer lugar
se realiza los subniveles inferior y superior del Tajo;
posteriormente se realiza la ejecución de las chimeneas SLOT que
es la cara libre del tajo.
38
Asimismo, se comienza con la perforación de taladros largos;
después se realiza la explotación del tajo cuidando la abertura
máxima sin sostenimiento; para ejecutar la limpieza y relleno
secuencialmente.
Se realiza el minado del tajo en retirada y el relleno detrítico en
avanzada hasta llegar finalmente al último corte.
Figura 10: Secuencia De Minado Bench & Fill
39
2.4.4.4.
Ventajas del Metodo Bench & Fill
El método de Bench & Fill permite que la extracción de los tajos
sean realizados con eficiencia y mayor productividad llegando
a 110 ton/hombre debido a su manejable mecanización, este
método permite que el ritmo de producción sea elevada
llegando a más de 4000 ton al mes, además de ser segura
permite la fácil ventilación entre voladuras realizadas en
subniveles.
El método Bench & Fill la dilución está por debajo del 20%
mientras que la recuperación del mineral es superior al 90%, los
disparos son realizados después de la perforación de los tajos,
estos son realizados continuamente mejorando la calidad de la
voladura.
40
2.4.4.5.
Desventajas del Metodo Bench & Fill
Este método requiere una alta inversión , asimismo una
cantidad amplia de labores de preparación y desarrollo, sujeto
a que la mayor parte del cuerpo sea mineral, puesto que no es
selectiva, este método no permite la reparación inmediata de la
caja techo y piso, conduce los gases de las voladuras al interior
de los tajos.
2.4.5. Clasificación de métodos de minería subterránea
Para una mayor recuperación de minerales con un alto valor económico se
combina los métodos de explotación, mejorando las operaciones unitarias
de diversas formas.
El objetivo de una buena selección de método de explotación es
direccionar adecuadamente según las características del yacimiento,
teniendo en cuenta la forma , distribución de la mineralización y la parte
geomecánica del macizo rocoso. (características geotécnicas)
Normalmente, se considerarán dos parámetros independientes principales:
 La geometría básica del depósito.
 Estabilidad del terreno: Es uno de los requisitos de soporte
necesario para extraer y controlar el terreno, conociendo la
estructura , roca y presiones. Siendo la principal preocupación el
soporte, el techo, los pilares y el relleno.
41
Tabla N° 3 Métodos de minería subterránea relacionados con los
componentes y depósitos estructurales.
Geometría
Techo principal
del depósito estructural y piso.
Tabular
Plano
Tabular
Inclinado
Macizo
Estimacion de
Componentes
(pilar, paredes)*
Métodos de minería
subterránea
Room and pilar
(spans ≤ 6m)
Room and pilar
(spans ≤ 31m)
Tipo
Buena
Buena
Buena
Pobre
Pobre (Techo se
derrumba sobre
pilar permanente)
Buena
Longwall; Pillaring
hundido
Buena
Buena
Sublevel Stoping
(Spans 6-31m)
Buena
Pobre
Shrinkage
Pobre
Buena
Cut and Fill
Autosostenido
y rellenado
Soportado
y rellenado
Soportado
y rellenado
Pobre
Pobre
Buena
Buena
Sublevel Caving
(Spans ≥ 6m)
Vertical Slices
Buena
Pobre
Vertical Slices
Pobre (capa rocosa)
Pobre
Block Caving
* Clasificado en cuanto a la fuerza y ​l a dureza del pilar
Fuente: Mining Handbook SME.
42
Autosostenido
Soportado
Hundido
Autosostenido
Soportado
y rellenado
Tabla N° 4 Factores secundarios para ser considerados al momento de
seleccionar el método de explotación
Costo Adaptividad/ %Recueración/
Influencia Ambiental
Relativo Selectividad % Dilución
Room and
Hundimiento y
0.3
Alto/Alto
50-80/20
Pilar(Coal)
contaminación del agua
Stope
0.3
Alto/Alto
75/15
Buena
and Pillar
Sublevel
Relleno para
0.4
Bajo/Bajo
75/15
Stope
evitar hundimiento
Metodo
Shrinkage
0.5
Moderado/
Moderado
80/10
Cut
and Fill
0.6 Moderado/Alto
90/5
Longwall
0.2
Bajo/Bajo
80/10
Sublevel
Caving
0.5
Bajo/Bajo
90/20
Block
Caving
0.2
Bajo/Bajo
90/20
Relleno para
evitar hundimiento
Relleno para
evitar hundimiento
Hundimiento y
contaminación del agua
Interrupción severa de
la subsidencia
Interrupción severa de
la subsidencia
Seguridad y Salud
Control del
terreno y ventilación.
Control del
terreno y ventilación.
Menos, explosión
de agujeros largos
Productividad
Alto
Alto
Moderado
Diversos
Pilares
Comunes
Bancos
Comunes
Relleno
Comun
Suelo pobre (Colapsa)
y mineral roto almacenado.
Bajo
Retencion de
2/3 de mineral
Poco
Bajo
Clasificado
buena
Muy Alto
Alto Capital
Mineral roto
o oxidado
Alto
Ancho de
cueca > 9.2 m
Explosiones de aire y
minerales rotos
almacenados.
Alto
Retencion
Mineral
Fuente: Mining Handbook SME.
La necesidad constante de replantear las estrategias basados en la
reducción de costos y mejora de la productividad, ya que son las variables
más importantes en cualquier empresa, obligan a utilizar nuevos métodos
como el Bench & Fill y olvidar el uso de métodos tradicionales
convencionales.
En la actualidad el método Bench & Fill está consolidándose en nuestro
país, desplazando el método de corte y relleno ascendente principalmente
por la seguridad y productividad en operaciones:
43
Tabla 05 Cuadro comparativo de costos de las Minas en Perú.
CUADRO COMPARATIVO DE COSTOS
Perforación Materiales
Voladura
Servicios Auxiliares
Sostenimiento
Implementos Herramientas
Limpieza
Preparación
COSTO MINA USD/TN
BENCH
& FILL
CyR
CONVENCIONAL
ACOPIO ($)
ACOPIO
VARIANTE ($)
1.65
0.92
0.00
0.13
0.21
3.79
10.38
3.02
0.87
0.00
0.33
0.86
6.27
10.38
3.02
0.87
0.00
0.33
0.82
4.79
9.25
2.63
0.78
0.00
0.13
0.72
5.86
14.9
21.73
19.08
25.02
17.08
Fuente: Cámara minera Del Perú
Tabla 06 Cuadro comparativo según parámetros por métodos de
explotación Minas en Perú.
CUADRO COMPARATIVO DE LOS PARÁMETROS POR MÉTODO DE
EXPLOTACIÓN
Métodos
Explotación
Bench & Fill
Corte y Relleno
convencional
Costos
Producción
Calidad Roca
Product.
Recup. Dilución %
Operación
B-40x45x1.5
RMR-BZ
17.09
13.59
7
89
7
≥ 45 ≥ 45°
21.73
5.08
25
78
22
≥ 20 ≥ 45°
19
78
20
≥ 45 ≥ 60°
14
89
20
≥ 45 ≥ 60°
Acopio
19.09
6.65
Convencional
Acopio
25.02
8.18
Variante
Fuente: Cámara minera Del Perú
44
2.5. Definición De Términos Básicos
Actividad minera. La actividad minera involucra la extracción de depósitos
metálicos con valor económico. El cual comprende de varias fases secuenciales,
como la exploración, desarrollo , explotación de la mina, beneficio o
procesamiento de mineral, disposición de relaves y rehabilitación y cierre. Estas
fases deben cumplir con las normas vigentes.
Banco (Bench). Cortes escalonados en el yacimiento a tajo abierto una cara
superior horizontal y una vertical lateral. Sobre la cual se desarrolla el trabajo de
extracción.
Broca. Es una herramienta metálica de corte de suelos y rocas que crea orificios
circulares, es utilizado en máquinas perforaciones del subsuelo.
Burden. Según Konya el burden es la “Distancia más corta al punto de alivio al
momento que un taladro detona, considerando al alivio como la cara origina del
banco o bien como una cara interna creada por una hilera de taladros que han sido
previamente disparados” (Konya). Es la distancia entre un taladro cargado con
explosivos a la cara libre de una malla de perforación.
Chimenea. Es una labor vertical construida entre dos niveles diferentes, hecha
en sentido ascendente y destinada para la ventilación de todas las labores
subterráneas, el transporte de servicio auxiliar, etc.
Contenido Metálico. También llamado ley de mineral de cualquier elemento
presente en un volumen de mineral, aquellos se determinan en base a las leyes
45
obtenidas en el proceso metalúrgico, mediante muestreos y análisis químicos.
Expresado en formas diversas como : Pb, Zn, Cu, (%) y la Ag – Au en (Onz-troy)
Costos. Desde el punto de vista financiero, es todo desembolso de dinero para
obtener beneficios positivos o negativos. Mediante el cual se puede medir,
identificar, analizar, interpretar y ser utilizado por parte de la gerencia para
controlar, evaluar y planear.
Dilución. Es la disminución del contenido metálico del mineral por combinación
con las rocas encajonantes de material estéril.
Emulsión (explosivo). Es un explosivo cuyo principal componente son las sales
inorgánicas oxidantes, combustibles orgánicas insolubles en agua, emulsificantes
y un agente de volumen. La fase de aceite combustible es la fase externa o fase
continua (Emulsificador y Combustible), mientras que la fase de sal oxidante es
discontinua (Agua, Sales inorgánicas y vacíos).
Estudio de impacto ambiental. Estudio referido a los posibles efectos adversos
a nuestro medio ambiente al momento de iniciar el desarrollo de una actividad
minera. Con la finalidad de evitar daños perjudiciales a nuestro entorno natural
y ecológico.
Explosivos. Es una mezcla de compuestos químicos que bajo ciertos estímulos
generan una reacción química violenta exotérmica con gran poder de ruptura del
macizo rocoso por la expansión de los gases que comprenden en su composición.
Explotación.es la puesta en marcha de las operaciones de mineriaen una zona
específica que tiene un valor económico probado.
46
Geomecánica. Es el estudio de las propiedades físicas y mecánicas del macizo
rocoso.para el desarrollo de la actividad minera,en la evaluación del
comportamiento geomecánico de diversos factores como la resistencia del
macizo rocoso, el grado de fractura, y la resistencia. cuya información ayudara a
realizar medidas de control para el auto soporte.
Gestión de recursos humanos. Como estrategia principalde las gerencias es
contar con personal calificado dentro de su ambiente de trabajo y obtener un
performance superior como ventaja en la organización.
Inversión: es un gasto que se realiza en un determinado periodo, necesarios para
producir procesos y vender.
Labores permanentes. Labores que son destinados para el desarrollo primordial
de las operaciones de una mina donde se deben mantener estándares exactos para
no afectar su estatus en el tiempo. además de tener factores de seguridad
garantizados para el traslado de los equipos, personas e instalaciones diversas.
Labores temporales. Labores destinadas para un fin específico de extracción de
mineral de manera temporal, para luego ser rellenados o bloqueados, una vez que
sea explotado.
Matriz rocosa. Es el macizo rocoso que no contiene aberturas y que en su defecto
esta intacta.
Mecha lenta. Es un accesorio de voladura atreves el cual la llama es llevada
continuamente a una velocidad uniforme. este contiene un núcleo de pólvora
negro y protegido de la abrasión, agua, etc.
47
Mecha rápida. Es un cordón de ignición delgado y flexible el cual combustiona
conectando a un iniciador eléctrico, mediante la llama y sensible al impacto y
fricción lo cual lo hace un sistema peligroso. causante de} varios accidentes en
voladura.
Mena. Es el mineral que presenta parte económicamente rentable de interés
minero. Es un término que se refiere a minerales metálicos y que designa al
mineral del que se extrae el elemento de interés.
Mineral. Es una sustancia orgánica o inorgánica que posee propiedades químicas
y físicas definidas que hacen posible su identificación y reconocimiento.
Formados mediante la combinación de uno, o más elementos átomos o químicos.
Minería. Es una actividad principal que se encarga de la explotación de
minerales metálicos y no metálicos con una ley de mineral o pureza.
Nivel. Es la diferencia de cotas de las labores superiores e inferiores que existe
en una mina, en general los niveles ayuda a separar y distribuir una labor con
otra. De tal manera pueda tener una secuencia de minado u orden específicos.
Peligro. Actividad relacionada con las personas que tiene la posibilidad de causar
daño, lesión o pérdida de las personas, equipos y ambientes de trabajo.
Pérdida. Es el valor nulo o negativos de las actividades mal realizadas de un
proceso en específico. Como efectos no positivos en el medio ambiente, equipos,
personas, comunidad, etc.
Pilar. Es un bloque de roca, concreto o madera, con el fin de sostener y estabilizar
el macizo rocoso bajo parámetros geomecánicos.
48
Proceso de voladura. Son tareas destinadas con cierta técnica especial para
fragmentar las rocas con la finalidad de realizar la preparación, desarrollo o
explotación de los minerales metálicos y no metálicos. Estos procesos inician
desde la evaluación geomecánica, marcado de malla, perforación, carguío,
parámetros de seguridad y encendido del frente de la voladura.
Relleno. Método para el llenado de material inerte las zonas de explotación de
minerales en interior mina. Con la finalidad de mantener las cajas estables como
sostenimiento por presencia de espacios abiertos, así como piso para realizar la
perforación y limpieza de mineral.
Responsabilidad social. Es el compromiso de desarrollo de la empresa en
conjunto con el área social o comunidad, dentro del marco del diálogo, rtrabajo
en equipo, compromiso, respeto, cumplimiento y visión sistemático en torno a la
sociedad.
Riesgo. Es la combinación de la severidad y probabilidad que podrían derivar a
una pérdida personal, material y de un proceso de una actividad fuera de control.
Roca. Combinación de compuestos minerales metálicos y n metálicos parte de la
tierra. Clasificados como ígneas, sedimentarias y metamórficas.
Seguridad. Actividades relativas al desarrollo de operaciones con fin de evitar
pérdidas personales, materiales y de los procesos.
Shotcrete. Concreto lanzado por medio de energía automática con el fin de
estabilizar tramos de túneles u otras labores.
49
Tajo. Labores destinadas para la extracción de los recursos medidos de minerales
metálicos con valor económico..
Vetas. Normalmente están controlados por fallas de moderado alto ángulo de
buzamiento que corta intrusivos o sus rocas de caja. Las vetas pueden estar
acompañadas de otro tipos de depósitos, pero las más grandes se presentan solas.
Yacimiento: Lugar donde se encuentra las reservas probadas de minerales
metálicos y no metálicos que presentan gran valor económico para su extracción
con diversos métodos de extracción.
50
CAPITULO III
HIPÓTESIS Y METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN
Hipótesis, variables y definiciones operaciones
3.1. Planteamiento de la hipótesis de investigación
3.1.1. Hipótesis General
Al aplicar un nuevo método de explotación subterránea se logra
incrementar la producción en la Veta el Ángel del Tajo 227 NE de la
compañía minera Brexia Goldplata Perú S.A.C.
3.1.2. Hipótesis Específicas
• Se incrementa la producción de mineral al aplicar el método Bench and
Fill en la Veta el Ángel del Tajo 227 NE de la Compañía Minera Brexia
Goldplata Perú S.A.C.
• Al aplicar el método Bench and Fill se reduce los costos de producción
en la Veta el Ángel del Tajo 227 NE de la Compañía Minera Brexia
Goldplata Perú S.A.C.
3.2. Identificación y clasificación de las variables.
3.2.1. Variable Independiente.
Método de explotación.
51
3.2.2. Variable Dependiente
Producción de mineral.
3.3. Operacionalización de las variables
Tabla 07 Operacionalización de las variables.
Variables
VI:
Met. de explotación
VD:
Producción de mineral
Dimensiones
Indicadores

Factores Geológicos.


Factores Geomecánicas 
Potencia de la veta
Estructura del yacimiento

Resistencia de la Roca

Inclinación de la veta

Calidad

Ley

Cantidad

Dilución

Reducción de Costos

Volumen

Tonelaje

Productividad

Rendimiento

Beneficio Costo
3.4. Metodología de la investigación.
3.4.1. Método de investigación.
La presente indagación se realizó con el scientific method. Este método ,el
cual es un conjunto de técnicas y procedimientos que le permiten al
investigador realizar sus objetivos, este método tiene la capacidad de
proporcionar respuestas eficaces y probadas sobre algún estudio.
52
3.4.2. Tipo de Investigación.
Aplicada; La investigación realizada se puede clasificar, según el objeto de
estudio, en aplicada ya que es la utilización de los conocimientos en la
práctica, para aplicarlos, en provecho del estudio, según su profundidad, se
clasifica en Descriptiva, ya que se describe el proceso productivo por el
método de explotación Bench & Fill, y Valorativo puesto que se valora y
selecciona el proceso productivo con la finalidad de lograr su explotación.
3.4.3. Diseño de investigación
Pre experimental
3.4.4. Población y muestra
3.4.4.1.
Población
Métodos de explotación subterránea:
 Corte y relleno
 Shrinkage
 Cámaras y pilares
 Taladros largos
 Bench and Fill
 Longwall mining
 Sub level Caving
 Sub level Stoping
3.4.4.2.
Muestra
La muestra es el método de explotación subterránea Bench & Fill
53
3.5. Técnicas e instrumentos de recolección de datos
3.5.1. Observación Directa
Se realizó una inspección con las diferentes áreas en la veta El Angel, con
el cual se observó que se cumplen con las condiciones geomecánicas y
geológicas para la aplicación del método Bench & Fill en la Compañía
Minera Brexia Goldplata Perú S.A.C.
3.5.2. Entrevistas no Estructuradas.
Es una forma de diálogo coloquial que se realiza con la finalidad de obtener
alguna información deseada..
3.5.3. Revisión Documentaria Referencial
Se realizó el citado bibliográfico con la finalidad de abstraer teorías
aceptadas sobre nuestras variables de estudio..
3.6. Instrumentos de recolección de datos
Acceso al sistema Logístico Exactus , SQL Software Logístico para el cruce de
datos.
54
CAPITULO IV
PRESENTACIÓN, ANÁLISIS E INTERPRETACIÓN DE RESULTADOS
2. Análisis e Interpretación de Datos
4.1. Análisis situacional de zona
4.1.1. Rasgos Estructurales Mayores
 La evaluación de datos estructurales en la zona de interés, indica la
presencia de dos sistemas de fallas asociados a la tectónica del lugar:

F1 (Fuerte), con orientación (74/333)

F2 (Tensional), con orientación (81/166)
 La influencia de estas fallas afecta significativamente al deterioro del
comportamiento físico-mecánico en las rocas (mayor fracturamiento,
mayor permeabilidad inducida, disminución de propiedades resistentes
cohesión, fricción).
55
Figura 11: Vista en 3D de Norte –Oeste De Las Vetas-El Santo
4.1.2. Análisis Estereográfico de Datos Estructurales
Para el análisis estereográfico de datos estructurales (fallas y diaclasas) que
involucran las masas rocosas asociada a la veta Ángel y su entorno físico en
BREXIA GOLDPLATA, se ha considerado como base la información
estructural (fallas y diaclasas) contenidas en planos de labores y ha sido
levantada en formato de orientación (Buzamiento/Dirección de buzamiento),
diferenciando principalmente dos tipos de discontinuidades estructurales
fallas y diaclasas.
56
Nuestros datos fueron procesados con la técnica de proyección
estereográfica equiángulo, el cual utilizó el programa de cómputo DIPS
6.103 de Rocscience, cuyos resultados se muestran en la tabla 8 y Figuras
siguientes.
Tabla 8: Sistema de Discontinuidades Estructurales
SISTEMA DE DISCONTINUIDAD ESTRUCTURAL*
D1
D2
D3
Diaclasas
78/336
83/045
57/229
SISTEMA DE DISCONTINUIDAD ESTRUCTURAL*
TIPO DE ESTRUCTURA
F1 (Fuerte)
F2 (Tensional)
Fallas
74/333
81/166
TIPO DE ESTRUCTURA
PROYECCION ESTEREOGRÁFICA DE DIACLASAS Y FALLAS, MINA EL SANTO
Figura 12: Diagrama de planos principales – diaclasas.
57
Figura 13: Diagrama de planos principales – fallas
4.1.2.1.
Clasificación geomecánica.
El proceso de clasificación geomecánica de la masa rocosa implica
analizar e interpretar información desarrollada en etapas previas,
usando el sistema de Clasificación geomecánica RMR89 de
Bieniawski, modificado por Romana el 2000. Los valores de resistencia
a compresión de la roca fueron estimados usando el martillo de rebote
y la picota de geólogo, los valores del índice de calidad de roca R.Q.D.
fueron determinados mediante el registro volumétrico de diaclasas
utilizando la relación propuesta por Palmstrom RQD=110‐ 2.5Jv, Jn:
Número de discontinuidades/m3. Para fines del presente trabajo,
definiendo los dominios geomecánicos en rangos de calidad según el
criterio mostrado en la tabla 9.
58
Tabla 9: Criterio para clasificación Geomecánica.
TIPO DE
ROCA
I
RANGO
RMR
81‐ 100
CLASIFICACIÓN
RMR
Muy Buena
71‐ 80
Buena A
61‐ 70
Buena B
51‐ 60
Regular A
41‐ 50
Regular B
31‐ 40
Mala A
21‐ 30
Mala B
< 21
Muy Mala
II
III
IV
V
Nota: Clasificación RMR89, según Romana 2000.
Adaptación de BGPP para fines del estudio.
4.1.2.2.
Propiedades de resistencia.
En la tabla 10, se muestra el resumen de propiedades de resistencia en
la masa rocosa. Los resultados mostrados en la tabla 10, son
propiedades físicas‐ mecánicas que caracterizan a los dominios
geomecánicos conceptuados en BREXIA.
Tabla 10: Resumen de propiedades de resistencia en la masa rocosa El Santo.
RMR
GSI
Peso
específico
(MN/m3)
σci
(Mpa)
mi
mb
S
a
55
50
0.028
72
23
1.17
0.0005
0.506
19
8790.1
0.25
34
3.1
45
40
0.026
60
21
0.59
0.0001
0.511
11.2
4242
0.28
31
1.98
5
35
30
0.0247
41
20
0.31
0.00002
0.522
5.7
2218.5
0.3
32
2.74
6
25
20
0.0233
24
15
0.13
0.00001
0.544
2.3
1830
0.32
28
2.24
7
65
60
0.027
126
25
2.33
0.0023
0.503
36.5
15453
0.23
43
10.27
55
50
0.027
85
23
1.17
0.0005
0.506
20.3
8132.9
0.25
34
3.27
45
40
0.026
58
21
0.59
0.0001
0.511
11.1
4217.1
0.28
30
1.35
35
30
0.0257
41
19
0.3
0.00002
0.522
5.6
4173.5
0.29
27
1.11
25
25
0.025
26
15
0.13
0.00001
0.544
2.4
1213.6
0.31
23
0.52
4
3
MINA DOMINIO UBICACIÓN
9
MINERAL
11
10
EL SANTO - BREXIA
PROPIEDADES GEOMECÁNICAS DE LA MASA ROCOSA*
8
CALIDAD DE MASA ROCOSA
CAJAS:
PISO/
TECHO
σM
E(Mpa) Poisson
(Mpa) Young
(‫)ע‬
Angulo de
C
Fricción
(Mpa)
Ф (°)
Nota: * Las propiedades de resistencia a nivel de dominios geomecánicos han sido obtenidos mediante el tratamiento estadístico a los resultados de cálculos aplicando los
criterios de "Hoek & Brown: 2002-2006; Serafín & Pereyra: 1983, Karzulovic: 1999, Kalamaras-Bieniawski; Aydan-Ulusay-Kawamoto, Sen-Sadagh”, ensayos de
Mecánica de Rocas en Campo y Laboratorio según procedimientos sugeridos por "ISRM" y Normas "ASTM".
59
4.1.2.3.
Orientación de esfuerzos
Para evaluar la ubicación de esfuerzos principales en la zona de interés,
surge de ocurrencia de fallas conjugadas. Las orientaciones de los
esfuerzos principales a nivel local (p.e: Mina) en alguna medida están
controladas estructuralmente por fallas principales, en base a los
consecuencias del análisis estereográfica de datos estructurales (ver
tabla 9 y Figuras 12‐ 13), se obtiene un par estereográfica conformado
por los sistemas que denominaremos sistemas conjugados 1‐ 2
asociados al control estructural Fuerte (74/333) y Tensionales (81/166),
usando la técnica de proyección estereográfica equiángula en el
hemisferio inferior se determina la orientación conceptual del tensor de
esfuerzos principales (σ1, σ2, y σ3) cuyos resultados se resumen en la
tabla 11.
Tabla 11: Orientación de esfuerzos principales.
ORIENTACIÓN DE ESFUERZOS PRINCIPALES
ID
TREND
PLUNGE
σ1
055
62
σ2
251
27
σ3
158
7
Nota: Estimación realizada mediante hipótesis fallas conjugadas
(Fuerte y Tensional).
En el Figura 14, Se muestra la orientación de los esfuerzos principales
asociados en la zona de interés de los resultados de la estimación
conceptual.
60
Figura 14: Diagrama estereográfica de esfuerzos principales.
4.1.2.4.
Modos de inestabilidad estructuralmente controlada.
Con el análisis estereográfica de datos estructurales (diaclasas y
fallas: tabla 8 y Figuras 12‐ 13); en el área de interés se pronostica
que los modos más posibles de inestabilidad estructuralmente
controlada en excavaciones subterráneas serán desprendimientos
del tipo Cuña (Wedge) y Lajamientos tipo Losa (Slabing) en
función a su ubicación espacial (hastiales y/o corona), dimensiones
de excavación y propiedades resistentes. En las Figuras 12‐ 13, se
muestran los modos de inestabilidad estructuralmente controlada
en las Vetas Ángel y su entorno físico.
61
Figura 15: Mecanismos de inestabilidad estructuralmente
controlada, Tajeos 10 metros.
En la Figura 15, se observa el arreglo estructural (cuñas)
expuestas en corona y hastiales, para el minado en el rumbo de las
Vetas. Para el arreglo de datos estructurales (tabla 8), existe una
mayor probabilidad de ocurrencia de los desprendimientos desde
la caja techo (ver ubicación de cuña).
62
4.2. Selección en el método de explotación
En este acápite se evalúan conceptualmente los métodos adaptables para la
explotación de las Veta El Ángel desde el punto de vista geomecánico y
económico. Esta evaluación implica un diagnóstico preliminar del método de
explotación, la percepción de indicadores geomecánicos, parámetros operativos,
identificación de restricciones del método empleado y sus variantes.
En base al análisis de circunstancias naturales que expone las Veta y su medio
físico (cajas) se realiza una aproximación conceptual hacia la selección
geomecánica y económica de los métodos de explotación.
4.2.1. Método Actual.
BREXIA, hace uso del método Corte y Relleno (C&FS) ascendente en la
explotación subterránea. El relleno empleado en el método es el desmonte
obtenido de Mina, también se aplican o han aplicado algunas variantes del
Open Stoping con puntales y Almacenamiento provisional cuyos tajeos se
han dejado vacíos (condición subestándar, los tajeos explotados por tajeos
abiertos deben ser rellenados al culminar la explotación).
El mineral es arrancado en los tajeos empleando técnicas de perforación‐
voladura en Breasting y/o Realce en el método C&FS. El mineral roto
desde los tajeos se traslada hacia los puntos de extracción (Ore Pass //
Cámara de Carguío) en una combinación de Rastillo y equipos LHD en los
tajeos C&FS convencional y equipos LHD para tajeos semimecanizados
de C&FS para luego ser transportada en volquetes hacia la Planta de
Beneficio Suckuytambo.
63
4.2.1.1.
Análisis del método.
El análisis del método se realiza en cada una de las operaciones
unitarias que constituyen el ciclo de minado, los cuales se describen
líneas abajo:

El sostenimiento. ‐ El sostenimiento en zonas asociadas a la
estructura mineralizada, se realiza en las períodos de
exploración, desarrollo, preparación y explotación. En
inspecciones visuales a la masa rocosa en los frentes se observa
un deterioro importante en las propiedades resistentes de la
masa rocosa (procesos de inestabilización) en la corona y caja
techo de los tajeos por diversos factores (carencia del estándar
de minado acorde a las características geomecánicas de las
Vetas, exceso de tiempo vacío sin relleno, condición estructural
desfavorable, confinamiento de esfuerzos en pilares‐ puente,
fenómenos de capilaridad en rocas adyacentes debido a la falta
de recirculación del flujo de aire en interior Mina, la humedad
es absorbida por la estructura rocosa y por su condición alterada
plagioclasas‐ cloritas‐ sericitas se produce el deterioro y
pérdida de las propiedades de resistencia, etc.). Esta situación
del deterioro progresivo de la masa rocosa genera condiciones
de riesgo para el personal que labora en tajos y zonas próximas
a los tajos.
64

Limpieza del mineral. ‐ La limpieza de mineral desde los
tajos en C&FS se realiza usando una combinación de
rastillo‐ equipos LHD en tajos.

Preparación para el relleno. ‐ La preparación para el
relleno en el C&FS consiste en acondicionar el área
(habilitar el acceso al punto de inicio del relleno), no existe
un estándar específico de altura de relleno, altura de
excavación final después de explotación, no se documenta
el proceso de abandono de tajos posterior al minado por
C&FS), en los métodos de tajos vacíos y almacenamiento
provisional (OS y SKS) no se realiza esta actividad.

Relleno en tajos.‐ El relleno en el C&FS se realiza con
material proveniente de avances en estéril por corte. El
relleno constituye una componente fundamental del minado
subterráneo, en el sentido expreso que evita generar
condiciones subestándares (falta de confinamiento en
espacios abiertos, inestabilidad de las paredes del tajeo,
descompresiones‐ relajación) y finalmente significa una
restricción importante para el ingreso en áreas explotadas.

Perforación.‐ Se realiza en los tajos mediante el uso de
máquinas perforadoras livianas (Jackleg‐ Neumáticas) y
Electrohidráulicas (Jumbo). La longitud de perforación es
variable entre 1.0‐ 1.2 metros en minado convencional y
2.0‐ 2.60 metros en minado semimecanizado.
65

Voladura.‐ El carguío y voladura en la mayoría de los
tajos, se realiza usando sistemas de iniciación eléctricos‐
electrónicos, emulsiones explosivas y nitrato de amonio
mezclado con combustibles (ANFO).

Restricciones.‐
La calidad de masa rocosa en las
estructuras mineralizadas y las cajas por lo general no es
una restricción al minado (excepto en sectores con rocas
tipo IV‐ B, IV‐ A), lo que se constituye una restricción más
importante desde el punto de vista estructural.
4.2.1.2.
Características del minado actual.
El estándar de los métodos actualmente empleados sea en
convencional o semimecanizados, deducido de inspecciones
realizadas durante los trabajos de campo son:

Ancho de minado.‐
Variable debido a la forma de las
estructuras mineralizadas, están asociado mucho a la potencia
de las Vetas (0.8‐ 1.2 y 2.1‐ 2.60 metros), se recomienda el
minado longitudinal al rumbo, con aplicación del sostenimiento
estándar.

Altura de corte.‐ Variable entre 1.2 a 1.8 metros.

Resultados de perforación‐ voladura.‐ A nivel de perfiles
de excavación evaluados (borde de excavaciones) se observan
daños considerables en la masa rocosa en los bordes de
excavaciones (sobreroturas, incremento de requerimientos de
sostenimiento, etc.), presumiblemente asociados a un elevado
66
factor de potencia, tipo de explosivo, mallas de amarre‐ salida,
no se utiliza el taqueo en taladros cargados de explosivos, no
aplican técnicas de voladura controlada, no realizan el
desacoplamiento axial y diametral de cargas explosivas en
taladros de contorno.

El rendimiento de equipos.‐ Para limpieza de mineral‐
relleno en los tajos, está asociado a la infraestructura existente
Chimeneas de relleno y mineral aspecto favorable en las
condiciones actuales (disponibilidad de relleno, construcción
de chimeneas para ORE PASS // FILL PASS).

El valor del mineral.‐ El valor de mineral explotado, en cierto
modo presenta alta dilución, debido al comportamiento
irregular en rumbo y buzamiento de las Vetas (se observa
sobreroturas, desviación de taladros especialmente).

El costo de minado y recuperación del mineral.‐ Presenta
un costo de minado alto (>80‐ 130 $/Tn como costo global) en
base a lo revisado. Por otro lado, la recuperación del método de
minado es baja como diseño actual considerando la
configuración de puentes y pilares. En la coyuntura actual los
márgenes (valor del mineral roto‐ costo de operación) son
positivos; sin embargo, el beneficio de recuperación del minado
debe ser evaluado en términos de calidad (seguridad,
productividad y rentabilidad).
67
En base a la situación descrita sobre el estándar de minado en C&FS en
condiciones actuales y considerando que el método de explotación debe
efectuar dos requerimientos fundamentales Rentabilidad y Seguridad se
procede a realizar una aproximación hacia la selección preliminar del
MÉTODO DE EXPLOTACIÓN VETA DE EL ÁNGEL con la finalidad
proporcionar argumentos técnicos que permitan a BREXIA, en un
mediano plazo hacer la optimización del método actual.
4.2.2. Selección preliminar del método de explotación (Geomecánica).

La condición lito‐ estructural, distribución espacial (extensión en
rumbo y buzamiento), paragénesis–zoneamiento y características
naturales (forma, distribución de leyes, topografía, condiciones
geomecánicas e hidrogeológicas) que revelan las Vetas y su
naturaleza física en los Niveles ‐ 050 y ‐ 095 constituyen
información de interés para evaluar conceptualmente los métodos de
explotación aplicables en Veta El Ángel.

Situaciones naturales del yacimiento.‐
La descripción de
condiciones naturales del yacimiento para este informe se realiza
mediante la valoración cualitativa de topografía, forma‐ distribución
de leyes, características geológicas, condiciones geomecánicas e
hidrogeológicas que presentan las Vetas y su entorno físico. En la
Figura 16, se muestra el esquema adoptado para selección preliminar
del método de explotación.
68
Figura 16: Condiciones naturales del yacimiento (Ref.: N. Cabello
2008).
Usando el esquema mostrado en la Figura 16 y considerando información
obtenida en etapas previas, se han agrupado por sus características
representativas las rocas de caja y en secciones transversales al rumbo de
las Vetas. En los siguientes párrafos se resumen las características
naturales representativas en las Vetas Ángel.
4.2.2.1.
Características promedio de estructuras mineralizadas:

Topografía.‐ La mineralización en el nivel más profundo (‐
095), presenta un encampane variable entre 150‐ 200 metros,
según
evidencias
de
interpretaciones
geológicas
la
mineralización profundiza hasta el Nivel ‐ 140, esta condición
permite tipificarlo como una Mina de profundidad intermedia
(100‐ 600 metros).

Mineralización.‐ Se caracteriza como relleno de fracturas por
soluciones hidrotermales; se infiere que las fracturas
preexistentes han servido de paleocanales y receptores de
69
soluciones hidrotermales; el alcance de la mineralización en un
plano
horizontal
mineralización
expone
económica
longitudes
es
irregular
variables.
(en
La
longitud,
profundidad y potencia). Es un yacimiento de tipo orogénico
con mineralización económica de Plomo, Zinc, Plata y Oro
como subproducto.

Forma y distribución de leyes.‐ En cuanto a la forma y
distribución de contenidos minerales según el modelo
conceptual se puede indicar que las Vetas presentan una
orientación promedio (Buzamiento/Dirección de buzamiento):
 Ángel: 332/65‐ 70
 Una distribución de leyes moderada con alcances
variables en horizontal y vertical. A escala del modelo
geológico se puede inferir que se tratan de geometrías
irregulares para fines de diseño. La potencia de la
mineralización es variable entre 2.1‐ 2.6 en Veta
Ángel, los contactos al piso y techo de las Vetas están
definidas por fallas (control litológico y estructural de
la mineralización).

Condiciones hidrogeológicas.‐
Según observaciones de
campo las condiciones hidrogeológicas que presentan la Veta y
las rocas de caja se caracterizan por la presencia de masas
rocosas ligeramente fracturas, fracturadas, muy fracturadas y
puntualmente intensamente fracturadas a descompuestas con
70
marcada exposición de una permeabilidad inducida por el
grado de fracturamiento producto de la tectónica del lugar
(desfavorables). La condición de agua subterránea se tipifica
como húmedo a mojado (presión hidráulica muy baja y baja),
puntualmente se aprecia goteo no asociado a nivel freático.

Condiciones
geomecánicas.‐
Las
características
geomecánicas que muestran las Vetas y su entorno físico han
sido definidas. (Ver Tabla 8‐ 10, Figuras 12‐ 14).
En base a las condiciones naturales descritas que presentan las
Vetas y su entorno físico, se han definido sectores en atención a las
características promedio (profundidad, potencia, buzamiento,
calidad de masa rocosa, forma y distribución de leyes, alteraciones)
cuya síntesis ejemplar se evidencia en la tabla 12.
71
Tabla 12: Características promedio mineral y cajas.
GEOMETRÍA Y VALOR DEL MINERAL
VALORACION
MRM89
POTENCIA BUZAMIENTO
FORMA
(m)*
(°)
Alteración
GRUPO
ESTRUCTURA
PROFUNDIDAD
< 350
EL ÁNGEL
U.E.A. EL SANTO
MINA
CONDICIONES NATURALES PROMEDIO: ESTRUCTURAS MINERALIZADAS Y SU ENTORNO FÍSICO
VALOR
DE
TECHO VETA PISO
MINERAL
Angosta
Sub‐vertical
Irregular
Media
Alterada
A
Angosta
Sub‐vertical
Irregular
Media
Alterada
B
Muy
Alterada
Muy
Angosta
Sub‐vertical Irregular
Media
Alterada
Nota: La potencia de la mineralización (muy angosta:<1.5m, Angosta:1.5 ‐7.5, Intermedia 7.5‐12.5,
Potente>12.5m).
Angosta
Sub‐vertical
Irregular
Media
En la Figura 17, se esquematiza el criterio de selección del método
de explotación desde el punto de vista del sostenimiento aplicable
y los fundamentos de la mecánica de rocas (concentración‐
liberación de esfuerzos y convergencias de excavaciones).
Figura 17: Fundamentos de mecánica de rocas aplicada al método
de explotación.
72
C
D
En base a las características descritas en la tabla 12 y Figura 16, se
procede a realizar la valoración cuantitativa de condiciones
naturales del yacimiento para seleccionar preliminarmente los
métodos de explotación aplicables a las Vetas Ángel desde el punto
de vista geomecánico.
4.2.2.2.
Valoración del método de explotación.
Se realizará la valoración cuantitativa de las escenarios naturales
que presentan las estructuras mineralizadas (Ángel) y su medio (ver
Figura 16). Mayores apreciaciones del tema deben ser revisados en
perfiles longitudinales, secciones geomecánicas transversales al
rumbo de estructuras.
En base a información mostrada en la tabla 12, se procede a realizar
la valoración cuantitativa de condiciones naturales del yacimiento
mediante aplicación del algoritmo UBC Mining Method Selector,
desarrollado por Miller‐ Tait L, Pakalnis R. and Poulin R; 1995.
En las tablas 13‐ 16, se muestran resultados del proceso de
selección de la Veta el Ángel y su método de explotación (tablas
13‐ 16).
Tabla 13: Métodos de explotación, Grupo A
MÉTODOS DE
EXPLOTACIÓN
VALORACIÓN DE LA GEOMETRÍA Y DIST. DE
VALORES DEL MINERAL
Forma Buzamiento Potencia Dist. Leyes Profundidad
Bench & Fill
Shirinkage Stoping
Cut and Fill
2
2
4
4
4
4
2
4
4
4
2
3
4
3
3
73
CARACTERÍSTICAS GEOMECÁNICAS
VALORACIÓN
RELEVANTES
RMR
Resistencia a la Compresión FINAL DEL
MÉTODO
Mineral Techo Piso Mineral Techo Piso
4
3
2
3
2
3
2
2
2
4
3
3
4
3
4
2
2
2
35
30
34
Tabla14: Métodos de explotación, Grupo B
MÉTODOS DE
EXPLOTACIÓN
VALORACIÓN DE LA GEOMETRÍA Y DIST. DE
VALORES DEL MINERAL
Forma Buzamiento Potencia Dist. Leyes Profundidad
Bench & Fill
Shirinkage Stoping
Cut and Fill
4
2
1
4
4
4
4
4
1
3
2
4
3
3
4
CARACTERÍSTICAS GEOMECÁNICAS
RELEVANTES
VALORACIÓN
RMR
Resistencia a la Compresión FINAL DEL
MÉTODO
Mineral Techo Piso Mineral Techo Piso
1
1
3
4
2
3
2
2
2
1
1
2
4
3
4
3
3
3
33
27
31
Tabla 15: Métodos de explotación, Grupo C
MÉTODOS DE
EXPLOTACIÓN
VALORACIÓN DE LA GEOMETRÍA Y DIST. DE
VALORES DEL MINERAL
Forma Buzamiento Potencia Dist. Leyes Profundidad
Bench & Fill
Shirinkage Stoping
Cut and Fill
1
2
4
4
4
4
2
4
4
4
2
3
4
3
3
CARACTERÍSTICAS GEOMECÁNICAS
RELEVANTES
VALORACIÓN
RMR
Resistencia a la Compresión FINAL DEL
MÉTODO
Mineral Techo Piso Mineral
Techo Piso
4
3
2
3
2
4
2
2
2
2
1
1
4
3
4
2
2
2
32
28
33
Tabla 16: Métodos de explotación, Grupo D
MÉTODOS DE
EXPLOTACIÓN
CARACTERÍSTICAS GEOMECÁNICAS
RELEVANTES
VALORACIÓN DE LA GEOMETRÍA Y DIST. DE
VALORES DEL MINERAL
Forma Buzamiento Potencia Dist. Leyes Profundidad
RMR
Resistencia a la Compresión
Mineral
Techo
Piso
Mineral
Techo
Piso
VALORACIÓN
FINAL DEL
MÉTODO
Bench & Fill
3
4
3
4
4
3
2
1
0
2
0
26
Cut and Fill
4
4
4
3
3
1
4
3
0
4
0
30
Hasta aquí se han definido preliminarmente los métodos de
explotación aplicables a las Veta de el Ángel desde el punto de
vista geomecánico. Es necesario indicar que la selección del
método óptimo será el resultado de una evaluación técnica‐
económica en base de criterios económicos (recuperación de
recursos, porcentaje de dilución, valor del mineral, costo de
explotación, valor del dinero en el tiempo VAN‐ TIR, análisis de
sensibilidad).
74
4.2.3. Evaluación Parámetros Técnicos
4.2.3.1.
Variables de Entrada:
Es fundamental analizar las variables de entrada para evaluar de
forma técnica y económica el minado en Brexia Goldplata Peru
S.A.C. veta el Angel. Se muestra en la tabla 17.
Tabla 17: Variables De Entrada – Evaluación de Parámetros
Técnicos
75
4.2.3.2.
Criterios de Evaluación
Se establece los siguientes criterios para una evaluación real y confiable:

Beneficio / Costo : El proyecto será rentable cuando la relación costobeneficio es mayor que la unidad. > 1

Seguridad: El método de explotación debe ser eficiente en el
cumplimiento de las normas establecidas por ley.

Recuperación Optimo: El método aplicado debe permitir la
recuperación no menor al 80% (≥80%).

Dilución: La dilución debe ser no mayor al 15% respetando los
parámetros permitidos.

Producción Deseado: Al mes se debe considerar el margen de 4700
toneladas respecto al programa mensual.

Necesidad mínima de RR.HH (Productividad): Se requiere un rango
mínimo de 75.54 ton/ h –gdia .

Necesidad mínima de equipos: El método esta sujeto a los equipos
accesibles en la unidad .

Restricciones: Se busca producir 4700 toneladas al mes en la veta El
Ángel con la finalidad de reemplazar los tajos de menor producción.
4.2.4. Evaluación técnica de minado del minado en veta el Ángel
Se toma en cuenta los principales aspectos técnicos, desarrollando el
minado con el método Bench & Fill , Corte y Relleno Ascendente
Mecanizado. Evidenciando los resultados en la Tabla 18.
76
Tabla 18: Cuadro de evaluación aspectos técnicos de Minado.
ITEM
BENCH &
FILL
CORTE Y
RELLENO
Días
tajeos
Tn
Días
Tn
Tn
Tn/ HHGdía
HH-Gdía
HHGdía
HH-Gdía
HHGdía
HH-Gdía
30
1.00
236.67
1.50
78.89
4,733.40
30
1.00
114.954
1.60
36.064
2,163.84
22.54
14.43
2.00
2.00
1.00
2.00
7.00
2.00
1.00
1.00
1.00
5.00
Tms
%
Tms
%
14,200.20
0.92
13,016.85
0.10
10,143.00
0.96
9,731.40
0.05
UNIDAD
Producción :
Días Trabajados
Nº tajeos a disparar x día
Rotura por Disparo
Periodo de Disparo x Tajeo
Tonelaje Roto por guardia
Tonelaje Roto por Mes
Productividad:
Tareas en Perforación
Tareas en Voladura
Tareas en Limpieza
Tareas en Servicios
Total Tareas
Recuperación:
Tonelaje Tajeo
Recuperación
Tonelaje Recuperado
Dilución:
En función a los criterios de evaluación, se ha establecido la calificación,
con lo cual se ha determinado si el método de minado cumple o no con lo
requerido. Ver Tabla 19.
Tabla 19: Criterios de evaluación de las alternativas de minado.
77
Observando los criterios deseados, se tiene una puntuación desde 0 que es
Malo hasta 10 que es Excelente, que al multiplicarlo con el factor de
ponderación se obtiene el resultado final que muestra el método de minado
con mejor puntuación; y así tomar una decisión en la elección; se muestra
en las tablas 20 y 21.
Tabla 20: Tabla de puntuación para evaluación de alternativas de minado
Tabla de
Puntuación
1
2
Malo
3
4
Regular
5
6
7
Aceptable
8
Superior
9
10
Excelente
Tabla 21: Criterios de evaluación de las alternativas de minado.
Criterios
Deseados
Factor de
Ponderación
Bench & Fill
Corte y relleno
Pond. Punt. Pond.
Punt.
Costo/Beneficio
Seguridad
Costo/ ton
Productividad
Dilución
% Recuperación
10
10
10
10
9
9
10
9
9
8
8
8
100
90
90
80
72
72
9
8
8
6
9
9
90
80
80
60
81
81
Tiempo de
Explotación
Producción
8
9
72
7
56
8
9
72
8
64
Tiempo de
preparación
Mecanización
Total
Orden
8
8
64
9
72
8
8
64
776
1ro
7
56
720
2do
4.3. Cálculo del margen de utilidad según método de explotación
A continuación, se calculará los costos operativos y el margen de utilidad por
cada método de explotación. En la Tabla N° 22 se muestra el cálculo del costo
operativo del Método Bench and Fill.
78
Asimismo, se tomó en cuenta los siguientes parámetros y equipos:
-
Nautilius, con una longitud de perforación de 10 m.
-
Scoop 2.5 yd3 con telemando
-
Producción de 57 ton por sección.
Tabla: 22 Costo de Operación con Bench & Fill
Para el cálculo del costo de operación para el método C&R
Ascendente, realizamos la evaluación, preparación y explotación de la
Veta el Ángel Tj 156 NE, el resumen del análisis se encuentra en la
siguiente Tabla:

-Máquina Jack Leg

-Altura de Corte 2 m , Perforación con 8 pies.

-Scoop con telemando 2.2 yd3
79
Tabla 23: Costo de Operación con el método C & R
Con los Costos Operativos presentados en cada método se obtiene un
margen de utilidad detallado en la siguiente
Tabla 24: Margen De Utilidad Bench & Fill y Corte y Relleno
4.4. Diseño de Explotación
4.5.1. Dimensionamiento del tajo
Para las dimensiones del tajo de excavaciones subterráneas (Tajeos,
Pilares y Puentes) se emplean métodos empíricos (Dimensionamiento de
Tajeos, según Método Figura de Estabilidad de Mathews modificado por
Potvin & Milne, 1992, Dimensionamiento de Pilares, según el criterio de
Obert & Duvall, 1967, Dimensionamiento de Puentes Sill Pillars, según el
criterio de Carter,1992) y finalmente como una herramienta de validación
80
numérica de las aproximaciones empíricas, se realiza el Análisis de
Estabilidad Estructuralmente controlada (AEEC) y Análisis de Estabilidad
Debido a Esfuerzos (AEDE). La información válida para propósitos del
dimensionamiento geomecánico de excavaciones subterráneas consiste en:

Información sobre topografía superficial y subterránea proporcionada
por BREXIAGOLDPLATA PERU SAC.

Información numérica modelo geomecánico conceptual obtenido del
proceso, análisis e interpretación por H&N (conceptual).

El dimensionamiento de Tajeos se realizará mediante aplicación del
Método Figura de Estabilidad de Mathews el cual consiste en
determinar dos parámetros fundamentales que controlan la estabilidad
de Tajeos Número de estabilidad (N) y Radio hidráulico (S); la
metodología se basa en el cálculo del número de estabilidad N, con el
cual se ingresa al ábaco Figura de estabilidad para determinar el valor
del Radio hidráulico S, en distintos escenarios de diseño (diseño de
tajeos sin sostenimiento y con sostenimiento), según la configuración
de los métodos de explotación.

El dimensionamiento de Pilares y Puentes se realizará utilizando los
criterios de Obert & Duvall 1967 y Carter 1992, respectivamente.
Estos análisis se realizarán sobre la base del dimensionamiento
geomecánico en Tajos.

El análisis de estabilidad empleando modelamiento numérico, se
realiza utilizando el Software Phase2, versión 8.024 de Rocscience
Inc.2008 (AEDE). Este análisis consiste en simular para determinadas
81
condiciones (calidad de roca, magnitud y dirección de esfuerzos,
geometrías de diseño obtenidas según cálculos realizados por
aproximaciones empíricas en distintas unidades de explotación Tajeos,
Pilares y Puentes, estableciendo conceptualmente un secuenciamiento
adecuado del Minado). Los resultados de este programa muestran
simulaciones de distribución de esfuerzos y deformaciones inducidas
en el borde de las excavaciones, el factor de esfuerzos
(resistencia/esfuerzo máximo). El criterio para definir la estabilidad de
las excavaciones subterráneas mediante modelamiento numérico en las
distintas geometrías simuladas es considerar que la relación
(Resistencia/Esfuerzo máximo) sea mayor a 1.0.
4.5.1.1. Factores De Seguridad Mínimos
Se ha establecido en función al método de análisis empleado y la
escala de evaluación (Estabilidad Local y Estabilidad Global). Los
métodos de análisis estabilidad a realizar en el estudio son:
 Métodos de Equilibrio Límite (M.E.L.)
 Métodos de Elementos Finitos (M.E.F.)
Estos métodos M.E.L. y M.E.F., constituyen la estabilidad
estructuralmente investigada a través del software Unwedge y
análisis de estabilidad debido a esfuerzos, mediante modelamiento
numérico
bidimensional
usando
el
software
Phases2
respectivamente. Los límites mínimos del factor de seguridad en
función del método de análisis para fines del Estudio se indican en
la tabla.
82
Tabla 25: Factores Mínimos de Seguridad
RESULTADOS DEL ANÁLISIS DE
CRITERIO DE
ESTABILIDAD
ESTABILIDAD*
ESTRUCTURALMENTE CONTROLADA (M.E.L.)
F.S>1.5
DEBIDO A ESFUERZOS (M.E.F.)
F.S>1.0
Nota: *Estos valores del factor de seguridad han sido considerados para
fines de este informe, en función al tipo de análisis realizado y el margen
de seguridad que garantice la estabilidad, considerando los
imponderables.
Los valores mostrados en la tabla 25, son valores mínimos
referenciales del Factor de Seguridad obtenidos en los análisis de
estabilidad considerados en la práctica ingenieril y con aceptación
en el medio local considerando los imponderables.
4.5.1.2. Dimensionamiento De Tajeo Usando M.G.E.
El Método gráfico de Estabilidad (M.G.E.) desarrollado por
Mathews, es una técnica empírica basada en el análisis de casos
históricos de desarrollados Minas subterráneas. Su aplicación
como herramienta para el diseño de tajeos, resulta importante
debido a que considera los factores principales que influyen en el
diseño de tajeos; estos factores son:

La estructura rocosa como los esfuerzos ocasionados por la
excavación y las propiedades de resistencia.

Forma (tamaño y orientación de excavaciones). Con el análisis
de estos dos factores, se determina si el tajeo será estable o
83
inestable, en distintos escenarios de diseño (diseño con
autosoporte, diseño con sostenimiento artificial o mediante la
aplicación de métodos de hundimiento controlado).
El procedimiento de diseño con la aplicación del M.G.E., se
fundamenta en la determinación del Radio hidraúlico de la
superficie del Tajo (S) y el número de estabilidad (N), el cual se
desarrolla en los siguientes cálculos:
 DETERMINACIÓN DEL NÚMERO DE ESTABILIDAD
N
Es importane conocer N (número de estabilidad) para poder
conocer si la masa rocosa es estable bajo una condición de esfuerzo
dados. Su determinación se realiza mediante la siguiente expresión
matemática:
N = Q’xAxBxC ……………… 01
N= Número de Estabilidad
Q’= Es el indicador de calidad Tunelera- Determinado como
resultado del mapeo geomecánico de la masa rocosa, el
procedimiento de estimación del Q’ es similar a la clasificación
NGI (Barton, 1974) estándar con la única diferencia que el valor de
Q’ se realiza considerando el factor de los esfuerzos activos
Jw/Orf=1.0. Es necesario precisar que esta técnica es aplicable solo
en condiciones secas de masa rocosa y/o donde la influencia del
agua no afecta significativamente la estabilidad en particular y a
toda la Mina.
84
A: Factor de Reducción por esfuerzos.- Es la división entre la
resistencia a compresión uniaxial del macizo rocoso y el esfuerzo
max. Inducido en el macizo rocoso por cada dominio caja techo,
estructura mineralizada y caja piso; reflejando esfuerzos en la cara
libre expuesta al tajo.
B: Factor de Ajuste por Orientación de Discontinuidades.- Los
factores son la influencia de discontinuidades en la estabilidad de
las superficies mostradas del Tajo, cuando menor sea el ángulo de
la discontinuidad con la superficie será una situación perjudicial
para la estabilidad del Tajo y viceversa; en conclusión el ángulo
formado por las discontinuidades con la superficie tendrá mayor
influencia cuando el rumbo sea paralelo a la superficie libre. La
cara mostrada del tajo y la ubicación del sistema de discontinuidad
dominante están en función de la diferencia aritmética.
C: Factor de ajuste para deslizamiento y caídas de bloques.- Es
un valor de riesgo agrupado a la consecuencia de la gravedad con
cuñas formadas estructuralmente
debido al conjunto de
discontinuidades con las superficies expuestas del Tajo (caja techo
y caja piso). Para el cálculo de este factor se tuvo en cuenta el
postulado que las fallas pueden suceder desde el techo del Tajo a
modo de caída de cuñas, desde las paredes del tajo como
lajamientos tipo losas y deslizamiento de cuñas
85
Tabla 26: Número de estabilidad N. Veta El Ángel
A
B
C
D
VETA EL ANGEL
CALCULO DEL NUMERO DE ESTABILIDAD N'
ESTRUCTURA GRUPO UBICACIÓN RMR Q' σci σmax A
CAJA TECHO 55 13.9 85 5.4 1.0
MINERAL
55 13.9 72 5.4 1.0
CAJA TECHO 55 13.9 85 5.4 1.0
MINERAL
45 6.1 60 5.4 1.0
CAJA TECHO 45 6.1 58 5.4 1.0
MINERAL
35 1.5 41 5.4 1.0
CAJA TECHO 35 1.8 41 5.4 1.0
MINERAL
25 0.5 26 5.4 1.0
B
0.3
0.3
0.3
0.3
0.3
0.2
0.3
0.2
C
3.49
3.49
3.49
3.49
3.49
5.00
2.84
2.00
N'
14.6
14.6
14.6
6.4
6.4
1.5
1.5
0.2
 Cálculo del Radio Hidráulico S.
Para estimar el radio hidráulico de los Tajeos, se ingresa al
ábaco denominado Figura de Estabilidad (Figura 18), según el
escenario de diseño (métodos con auto‐ sostenimiento, métodos
con sostenimiento) se obtiene el valor del Radio Hidráulico de
la superficie del Tajeo. El cual representa una relación
adimensional entre el área y el perímetro de la superficie
expuesta del Tajeo, se representa mediante la ecuación:
S=
86
área
………(2)
perímetro
Figura 18: Figura de estabilidad (Mathews & Milne, 1992).
Para los números de estabilidad Ni, mostrados en la tabla 26, e
ingresando con estos valores sobre el ábaco mostrado en la
Figura 18, se obtienen los valores de radio hidráulico Si.
Posteriormente con estos valores de radio hidráulico mediante
la ecuación 02 y haciendo constante uno de los parámetros del
radio hidráulico (ancho, altura del Tajeo) se itera de modo
sucesivo hasta encontrar la dimensión incógnita (ancho, altura
y/o longitud del tajeo) según el escenario de diseño proyectado
(minado con sostenimiento en función a la cartilla geomecánica
BREXIA). Los resultados de la estimación del radio hidráulico
S considerando los distintos Dominios geomecánicos que
involucra el diseño de explotación en BREXIA, se muestran en
la tabla 27.
87
Tabla 27: Radio hidráulico S con sostenimiento.
ESTRUCTURA GRUPO UBICACIÓN RMR
N'
RADIO
HIDRÁULICO (S)
ESTABLE CON
SOSTENIMIENTO
55
14.6
7.2
Mineral
55
14.6
7.2
Caja Techo
55
14.6
7.2
Mineral
45
6.4
5.4
Caja Techo
45
6.4
5.4
Mineral
35
1.5
3.6
Caja Techo
35
1.5
3.6
Mineral
25
0.2
2.4
B
A
Caja Techo
D
C
VETA ÁNGEL
Los resultados mostrados en la tabla 27, son valores del radio
hidráulico S, obtenidos según para diseños con sostenimiento
según
estándar
de
dimensionamiento
BREXIA.
geomecánico
Para
según
propósitos
del
información
proporcionada en las tablas 13‐16 y secciones típicas del
modelo geomecánico conceptual, se tiene que la geometría de
las Vetas Ángel, son irregulares y además presentan
buzamiento entre 65‐80°. Por lo tanto las unidades Caja techo
y Estructura mineralizada serán de mayor interés para el
Dimensionamiento Geomecánico empleando la técnica del
Método Figura de Estabilidad.
Los resultados del dimensionamiento geomecánico usando
M.G.E., para los datos de tablas 26‐27 (N y S), considerando
escenarios de diseño con sostenimiento artificial se resumen en
la tabla 28.
88
Tabla 28: Dimensiones de tajos con sostenimiento Veta El
Ángel
B
A
RADIO
HIDRÁULICO (S) ANCHO ALTURA LONGITUD
ESTRUCTURA GRUPO UBICACIÓN RMR N'
(M)
(M)
(M)
ESTABLE CON
SOSTENIMIENTO
D
C
VETA ÁNGEL
CAJA
TECHO
55
14.6
7.2
MINERAL
55
14.6
7.2
CAJA
TECHO
55
14.6
7.2
MINERAL
45
6.4
5.4
CAJA
TECHO
45
6.4
5.4
MINERAL
35
1.5
3.6
CAJA
TECHO
35
1.5
3.6
MINERAL
25
0.2
2.4
2.1‐2.6
10
25
2.1‐2.6
10
25
2.1‐2.6
10
15
2.1‐2.6
10
8
4.5.2. Dimensionamiento de los componentes asociados al minado
Los resultados del análisis de estabilidad debido a esfuerzos (AEDE) son.
El análisis de esfuerzos/deformación, considera la aplicación del método
de explotación Bench& Fill , en el sentido expreso que la aplicabilidad de
los métodos actuales Corte y Relleno Ascendente Convencional está
demostrado en Mina El Santo y la empresa está evaluando alternativas de
incremento de la productividad, para un mayor beneficio.
Figura 19: Modelo Geomecánico Conceptual, mostrando malla de
elementos finitos para AEDE con aplicación del Bench & Fill (B&f)
CASO: SECCIÓN GEOMECÁNICA CONCEPTUAL D-D’
89
En la Figura 19, se tiene el modelo geomecánico bidimensional, en una
sección transversal al rumbo de las Vetas Ángel, el diseño de excavaciones
y la configuración de fases previo al análisis de estabilidad debido a
esfuerzos (AEDE) que se observa en los siguientes Figuras 20 a 27.
Figura 20: Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del
minado: Nivel -050 y -095. (Fase 1 y 2)
90
Superior (Fase 1), Explotación del Nivel ‐050, Desarrollo del Nivel ‐095.
Inferior (Fase 2), Preparación de los Subniveles 01 sobre las Galerías del
Nivel ‐095, se observa factores de esfuerzos variables entre 1.1‐1.35 en el
borde de las excavaciones, indican condiciones estables.
Figura 21: Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del
minado Nivel -050 y -095. (Fases 3 y 4)
91
Superior (Fase 3), Preparación de los Subniveles 02 (p.e: SN 227NE) sobre
las Galerías del Nivel ‐ 095. Inferior (Fase 4), Preparación de los
Subniveles 03 (p.e: SN 156 NE) sobre las Galerías del Nivel ‐ 095, se
observa la configuración del Puente Superior debajo de la Galería 175 NE,
altura de 5 metros. La concentración de esfuerzos con factores entre 1.21‐
1.56 indica condiciones estables.
Figura 22: Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del
minado Nivel -050 y -095 (Fase 5 y 6)
92
Superior (Fase 5), Explotación del Panel Inferior desde el Subnivel 01 en
Veta Ángel. Inferior (Fase 6), Relleno del tajeo (Panel Inferior) en Veta
Diablo y Explotación del Panel Inferior desde el Subnivel 01 en Veta Ángel,
se observa concentración de esfuerzos concordantes con la orientación del
esfuerzo principal mayor, con factores de esfuerzos inferiores a 1.0; sin
embargo, con aplicación del relleno se redistribuyen los factores de
esfuerzos, siendo este un indicador de la importancia del uso de relleno post
‐ extracción del mineral roto en los Paneles.
Figura 23: Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del
minado Nivel -050 y -095. (Fases 7 y 8)
93
Superior (Fase 7), Relleno del tajo (Panel Inferior) en Veta Ángel y
Explotación del Panel Inferior desde el Subnivel 02 en Veta Diablo. Inferior
(Fase 8), Relleno del tajeo (Panel Inferior) en Veta Diablo desde el Subnivel
02 y Explotación del Panel Inferior desde el Subnivel 02 en Veta Ángel, se
observa la configuración de concentración de esfuerzos concordantes con la
orientación del esfuerzo principal mayor, con factores inferiores a 1.0; sin
embargo con la aplicación del relleno se redistribuyen los factores de
esfuerzos, siendo este un indicador de la importancia del uso de relleno post
‐ extracción del mineral roto en los Paneles.
94
Figura 24: Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del
minado Nivel -050 y -095 (Fase 9 y 10)
Superior (Fase 9), Relleno del tajeo (Panel Inferior) en Veta Ángel desde el
Subnivel 02 y Explotación del Panel Superior desde el Subnivel 03 en Veta
Diablo. Inferior (Fase 10), Relleno del tajeo (Panel Superior) en Veta Diablo
desde el Subnivel 03 y Explotación del Panel Superior desde el Subnivel 03
en Veta Ángel, se observa la configuración de concentración de esfuerzos
concordantes con la orientación del esfuerzo principal mayor, con factores
de esfuerzos inferiores a 1.0; sin embargo con la aplicación del relleno se
redistribuyen los factores de esfuerzos, siendo este un indicador de la
95
importancia del uso de relleno post - extracción del mineral roto en los
Paneles.
Figura 25: Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del minado
Nivel -050 y -095 (Fases 11 y 12)
Superior (Fase 11), Relleno del tajeo (Panel Superior) en Veta Ángel desde
el Subnivel 03 y Explotación (Realce de la corona +‐ 2 metros sobre el
Panel Superior desde el Subnivel 03 en Veta Diablo. Inferior (Fase 12),
Relleno del tajeo (Panel Superior) en Veta Diablo desde el Subnivel 03 y
Explotación (Realce de la corona +‐ 2 metros, sobre el Panel Superior
desde el Subnivel 03 en Veta Ángel, se observa concentración de esfuerzos
concordantes con la orientación del esfuerzo principal mayor, con factores
96
entre 1.1‐ 1.42 debido a que las Vetas se separan más en este Panel
Superior, la aplicación del relleno redistribuye bien los factores de
esfuerzos, siendo este un indicador de la importancia del uso del relleno post
- extracción del mineral roto en los Paneles.
Figura 26: Distribución de factores de esfuerzos en la simulación del
minado Nivel -050 y -095 (Fases 13 y 14)
Fase 13 y 14, se constituyen de Relleno del tajeo (Panel Superior) en Veta
Ángel, sobre el Subnivel 03 en el Nivel ‐095 y Culminación de la etapa de
Preparación del Subniveles en el Nivel ‐045 configurando un Puente
Superior en el Nivel ‐045 de 3 metros de altura (ideal para la potencia de las
vetas en Mina El Santo).
97
Figura 27: Distribución de factores de esfuerzos en la simulación postminado del Nivel -095 en la veta Ángel mediante aplicación del Bench
Fill
Es importante destacar la implicancia del uso del relleno post - extracción
del mineral en cada Panel. En esta simulación de estabilidad se conceptúa
que la rampa (acceso para extracción) se ubica en la Caja Piso, por lo mismo
que se Plantea la Explotación siempre en una fase adelantada en la Veta
Diablo y posterior en la Veta Ángel, ahora también es necesario indicar que
si se invierte el esquema (extracción por la Caja Techo) también se debe
invertir el secuenciamiento de explotación de las Vetas.
En las Figuras 19 ‐ 27, se observan factores de seguridad adecuados como
resultados de la simulación de estabilidad debido a esfuerzos (AEDE),
siempre y cuando se aplica en forma adecuada y oportuna el relleno en el
98
Bench & Fill Stoping y el sostenimiento durante la Preparación de los
Subniveles, para garantizar la estabilidad del techo post ‐ rotura del Panel
durante la extracción.
La simulación de Puentes, indica que alturas de 3.0 metros son suficientes
como estructura natural (Puente en roca), siempre y cuando se controla y
protege (el Puente) mediante la construcción del Subnivel Superior, debajo
de la Galería Superior para evitar el daño durante VOLADURAS DE
PRODUCCIÓN Y POSTEXTRACCIÓN DEL MINERAL rellenar todos
los espacios abiertos.
Siendo la extracción del mineral roto en cada Panel, un tema operacional
que ocupa a los alcances del informe se profundizará en la importancia de
la infraestructura necesaria para el mismo (By PASS y DRAW POINTS);
por tanto, se advierte como importancia que es necesario preparar BY PASS
DE EXTRACCIÓN PARA EVITAR PÉRDIDAS DE MINERAL ROTO
EN TAJEOS Y SOBREEXPOSICIÓN DE LOS EQUIPOS DE LIMPIEZA
AÚN
CUANDO
ESTOS
SE
REALIZAN
CON
TELEMANDO
CONSTITUYE UN RIESGO ALTO EXPONERLOS. El desmonte de
mina, simulado como relleno en los Tajeos, es un material adecuado para
ser empleado en el BENCH & FILL.
Respecto a la configuración del eje mayor de la rampa este debe procurarse
transversal al esfuerzo principal.
99
4.5.3. Descripción Veta El Ángel tajo 227 NE
La exploración se inicia a partir de la Ga 175 – NE y Ga 694 NE, ubicada
en el Tj 227 NE; la veta El Ángel identificado a 150 metros de longitud.
En la fg.28 se muestra una pequeña infraestructura de la veta el Angel Tajo
227 NE (la rampa 369, galería de ambos niveles y subniveles).
Figura 28: Sección Longitudinal Veta El Ángel Tajo 227 NE
Figura 29: Vista en Planta Veta El Ángel Tajo 227 NE
100
4.5.4. Diseño de la infraestructura Veta el Ángel tajo 227 NE
Para la preparación del yacimiento se realizó un análisis geológico y
topográfico utilizando el modelamiento 3D y
DATAMINE 5D
PLANNER, el cual nos permitió una mejor observación de las dos fases
de explotación
:
 La primera desde el NV. 50 al NV. - 95
 La segunda del NV. 95 al NV. -140
Figura 30: Modelamiento Datamine 5D Planner Veta El Ángel
4.5.5. Detalles de la Infraestructura

By pass y Ventanas
Se realizó la identificación de la estructura mineralizada para realizar
el diseño del by pass que será de 15 m en el nv-70 de la veta El
Angel.
101

Subniveles
Los subniveles nos permiten perforar con taladros largos y explorar
la veta para conocer las estructuras en altura. En este aspecto el
subnivel 227 NE – 2 a tiene acceso a un brazo positivo y se encuentra
a 10 metros ubicados del nivel Base

Echadero de Mineral
El echadero está sujeto al acarreo del scoop desde la Rp 369 hasta el
nivel -95 y a la capacidad de la producción durante una guardia.

Chimenea de Servicio y Ventilación
Permite que la zona de explotación se ventile, ubicándose al extremo
NE del tajo.

Chimenea Slot
Están ubicados al NE y SW del tajo , donde se inicia la explotación.
4.6. Operaciones Unitarias
4.6.1. Perforación
En el minado Bench & Fill la perforación de taladros largos es una
operación importante, ya que para obtener una óptima voladura la
perforación requiere de bastante control de los equipos mineros antes y
durante la acción . Se muestra en la tabla 29
102
Tabla 29: Descripción Del Equipo Utilizado para Perforación
DESCRIPCCION
Equipo
Perforadora
Potencia
Frecuencia
de Impacto
Trasmisión
Diesel
Tipo de Malla
Longitud de Taladro
Diámetro
Vel. Penetración
Desviación (a 12mtrs)
DETALLE
Nautilus DSB
COP 1838 HD
18 Kw
62 Hz
Diferencial SPICER DANA
Deutz BFL914 72 KW
Radial - Paralelo
15 metros
64 mm (2.5")
30 m / Hr
0.10 m (> 1%)
Figura 31: Vista frontal del Equipo Nautilus
Figura 32: Vista en perfil del Equipo Nautilus
103
Para realizar la perforación con taladros largos se tiene que definir la forma
radial o paralela no mayor de 2.5 pulgadas de diámetro y una longitud de
4 a 15 metros. Para ello la labor debe de reunir algunas condiciones entre
ellas son: Luminarias instaladas, techo y piso limpio – horizontal ,
ventilación , malla de perforación , sostenimiento , y la altura de la labor
debe medir máximo 3 metros. Mientras que el operador debe contar con
una vista longitudinal y transversal (plano geomecánico) e indicar lo más
exacto posible la distancia de perforación, con una correcta malla de
perforación de acuerdo al macizo rocoso y geología del yacimiento.
Toda malla de perforación se encuentra ligado a la geología del yacimiento
y evaluación geomecánica para un mejor resultado.
104
4.6.1.1. Cálculo del Burden
Figura 33: Diseño del Burden según Langefors
CALCULO DEL BURDEN SEGÚN LA FORMULA DE LANGEFORS
B1max = ( D/33 ) x
( P x S )/ ( c x f x (E/B)
B2max = 0.046 x D
f1
0.046
BP1 = Bmax - 2 x D - 0.02 x L
BP2 = Bmax - 0.1 - 0.03 x L
33.00
LEYENDA
D
C
f
E/B
dc
PRP
L
Diametro del taladro (mm)
Constante de la roca
c=0.3 + 0.75 Rocas medias (1.05)
c=0.4 + 0.75 Rocas duras (1.15)
Factor de fijación
Taladros verticales
f : 1.00
Taladros inclinados - 3:1 f : 0.90
Taladros inclinados - 2:1 f : 0.85
Relación entre Espaciamiento y Burden
Densidad de carga (g/cm3)
Potencia relativa en peso del explosivo
Longitud de taladro (m.)
Fuente: Manual de Perforación y Voladura – Carlos López Jimeno
Para el cálculo del Burden en el tajo 227 se trabaja bajo los siguientes
parámetros: Diámetro del taladro (D) es 64 mm, constante de la roca(C)
es 1.05, factor de fijación(f) es 1.0, la relación(E/B) es 1.1, se tiene una
densidad de Carga(Dc) de 0.55 gr/cm3, potencia relativa en peso del
explosivo(PRP) es 1.1,la longitud del taladro (L) es 10 m
Para el diseño de malla en el tajo 227 es el que muestra en tabla 30:
Tabla 30: Resultados del cálculo de Burden según Langerfors
105
CALCULO DEL BURDEN SEGÚN LA FORMULA DE LANGEFORS
Bmáx.
BP 1
Burden Máximo (mts)
Burden Práctico
1.47
1.40
1.32
1.20
1.14
1.08
0.99
0.87
Espaciamiento
1.14
1.18
1.24
1.31
PARAMETROS
INGRESO DE DATOS
D
Diametro del taladro (mm)
C
Constante de la roca
64
64
64
64
1.05
1.05
1.05
1.05
42
42
42
42
se toma lo siguiente:
c=0.3 + 0.75 Rocas medias (1.05)
c=0.4 + 0.75 Rocas duras (1.15)
RMR
Descripción del RMR
f
Factor de fijación
Regular Regular Regular Regular
1.00
1.00
1.00
1.00
E/B
Relación entre Espaciamiento y Burden 1.00
1.10
1.25
1.50
dc
Densidad de carga (g/cm3)
0.55
0.55
0.55
0.55
1.10
1.10
1.10
1.10
10
10
10
10
Taladros verticales
f : 1.00
Taladros inclinados - 3:1 f : 0.90
Taladros inclinados - 2:1 f : 0.85
PRP Potencia relativa en peso del explosivo
L
Longitud de taladro (m.)
El Burden práctico obtenido es 1.08 m y el espaciamiento es de 1.18 m.
Para la aplicación del método Bench & Fill la malla utilizada en la mina
Brexia Goldplata Peru S.A.C. es:
Espaciado (E):
1.20 m
Burden (B):
1.10 m
106
4.6.1.2. Malla Slot
Figura 34: Diseño de la malla Slot
Taladro Cargado slot 2.5” Ø
Figura 35: Distribución de taladros Tajo 227 – vista planta
Taladro Cargado malla de producción 2.5” Ø
107
4.6.2. Voladura
4.6.2.1. Cálculo de voladura Slot
Tabla 31: Taladro parámetros de voladura slot
PARAMETROS
CANT. UNIDADES
Ancho de Minado
1.40
m
Longitud de Minado
1.40
m
Nro de taladros 64 mm (2.5 pulg.)
9.00
Tal
Nro de taladros 127 mm (5 pulgadas) 6.00
Tal
Numero de taladros cargados de 64 mm 9.00
Tal
Longitud del taladro
10.00
m
Longitud del taladro cargado
9.00
m
Peso especifico del mineral
2.94
T/m3
Volumen Roto
19.60
m3
Tonelaje Roto
57.62
T
Cart/ Tal. (E-5000 11/2" x 12")
33.00
Pza
Cart/ Tal. (E-3000 11/2" x 12")
33.00
Pza
Total Cartuchos Explosivos 5000
132.00
Pza
Total Cartuchos Explosivos 3000
198.00
Pza
Peso/ Cartucho (E-5000 11/2" x 12") 0.42
Kg
Peso/ Cartucho (E-3000 11/2" x 12") 0.39
Kg
Kg. Explosivo / Taladro
14.74
Kg/Tal
Kg. Explosivo / Total
132.66
Kg
RENDIMIENTO
Factor de Potencia
2.30
Kg/T
Factor de Carga
6.77
kg/m3
Factor de Avance
13.27
kg/m
Tonelada/Taladro
6.40
T/tal
Tonelada/Metro Perforado
5.76
T/m
Tonelada/m2
29.40
T/m2
EXPLOSIVO
Emulnor 5000 11/2" x 12"
0.962
Kg/T
Emulnor 3000 11/2" x 12"
1.340
Kg/T
Carmex 7 pies
0.102
Pza/T
Mecha Rapida Z-18
0.035
m/T
Pentacord 5P (Amarre de Fanel)
0.104
m/T
Pentacord 10P (Taladro Cargado)
0.174
m/T
Fanel LP 1 al 16 de 8m
0.156
Pza/T
Fanel LP 1 al 16 de 12m
0.156
Pza/T
108
4.6.3. Cálculo de voladura Producción
Debido a que el block de mineral está delimitado por dos subniveles
(superior e inferior), todos los taladros comunican de una labor a otra
(pasantes), por lo que el diseño de carga contempla la colocación de tacos
inertes por ambos extremos del taladro, a fin de garantiza la retención de
Emulnor, en dimensiones de 1 ½” x 12” según el siguiente esquema.
Figura 36 . Diseño de perforación y voladura.
CAJA PISO
CAJA PISO
CARA LIBRE
1.10
20m
LIB
RE
109
La cantidad de explosivo utilizado en cada taladro está determinada por:
(a) El tipo de explosivo
(b) El achatamiento de cada cartucho, debido a la caída libre y/o atacada al
momento del carguío.
Figura: 37 Longitud nominal y real de la carga
De esta manera podemos observar que nominalmente 4 cartuchos forman
una longitud de carga de 1.20 m., siendo esta reducida a solo 1.0 m. de
longitud de carga real, debido al achatamiento sufrido en cada cartucho al
momento del carguío.
Tabla 32: Comparativo Consumo - Según Tipo De Explosivo
Tipo de explosivo
Emulnor de
5000 1 1/2 x 12"
Emulnor de
3000 1 1/2 x 12"
Emulnor
1000 1 1/2 x 12"
Altura de banco (m)
Columna de carga (m)
Cartucho por metro ( un)
Peso por cartucho (Kg)
Explosivo (Kg)
10.00
8.50
4.00
0.40
13.71
10.00
8.50
4.00
0.39
13.28
10.00
8.50
4.00
0.38
12.88
Con este cuadro comparativo, podemos determinar la cantidad de explosivo
utilizado según el número de filas a disparar (3). Asimismo, podemos
110
observar una opción de carguío planteada para controlar la caja techo,
evitando la sobre dilución al mismo tiempo que se disminuye el consumo de
explosivo. Se trata de realizar el carguío de toda la columna explosiva
utilizando cartuchos espaciados, los cuales han sido preparados utilizando
una línea de condón detonante en toda la columna a fin de garantizar la
iniciación de cada cartucho. El esquema de esta nueva opción se muestra a
continuación:
Figura 38: Diseño de perforación y voladura controlada.
1.10
111
Para la aplicación del método Bench and Fill en el tajo 227, es importante el
espaciamiento de cartuchos unidos por una línea de cordón detonante,
corresponde a la técnica de voladura controlada, la cual es aplicada en todos
los taladros de la caja techo, ayudando a disminuir el daño al macizo rocoso
y mejora del rendimiento Ver tabla:
Tabla.33 Resultados obtenidos con de diseño de perforación y voladura.
DATOS
Ancho de minado
Altura de banco
Longitud volada
Burden
Espaciamiento
Densidad min
Equipo
Taladros cargados
(continuos)
Taladros cargados
(espaciados)
Longitud de
perforación
Diámetro broco
Diámetro de tubo
Emulnor 1000
1/2"x12"
Peso total
Volumen roto
Tonelaje roto
Factor de potencia
VOLADURA TAL.
CONTINUOS
2
m
10
m
3
m
1.1
m
1.2
m
2.94
Tn/m3
PERFORACIÓN
Nautilius
VOLADURA TAL.
ESPACIADOS
2
10
3
1.1
1.2
2.94
M
M
M
M
M
Tn/m3
Nautilius
9
Tal
5
Tal
0
Tal
4
Tal
10
m
10
M
64
51
Mm
Mm
202
Un
76.76
kg
60
176.4
0.44
m3
Tn
kg/Tn
64
51
mm
mm
VOLADURA
270
102.6
RESULTADOS
60
m3
176.4
Tn
0.58
kg/Tn
Se aplica la técnica de voladura controlada, espaciando los cartuchos en toda
la columna explosiva, a fin de disminuir la energía liberada (Figura 39 ) por
el explosivo y generar un plano de corte al entorno de la labor (caja techo).
112
Esta técnica permite disminuir la sobre dilución mejorando la estabilidad de
las cajas al mismo tiempo que se disminuyo el consumo de explosivos (de
0.58 a 0.44 kg/tn).
Figura 39. Simulación de voladura JK Simblast, control de la energía
liberada durante el proceso de detonación (Distribución de carga)
Se dio inició a la técnica de voladura controlada, espaciando los cartuchos
en toda la columna explosiva, a fin de disminuir la energía liberada por el
explosivo y generar un plano de corte al entorno de la labor (caja techo).
113
Logrando reducir la dilución y presentando grandes ahorros en los costos de
voladura.
Figura:40:Resultados obtenidos en el Tajo 227
4.6.4. Limpieza de mineral y Relleno
Se utiliza 1 equipo Scooptram ST – 2G de capacidad de 2.2 yd3 para
la limpieza de mineral y abastecimiento de relleno detrítico al tajo, el
scooptram cuenta con un sistema de telemando que funciona con un
control remoto para evitar exposición del operador a tajos riesgosos.
Asimismo el control remoto trabaja hasta los 50 metros de distancia,
teniendo en cuenta que el ancho del equipo es de 1.58 metros, la
altura de 2.11 metros, radio de giro es 2.9 metros, facilitando la
entrada a limpiar las cámaras explotadas.
Dicho equipo scooptram ST – 2G es óptimo para la operación para
trabajos en promedio de 100 metros en echaderos con resultados de
114
30ton/hr en vías horizontales, no dejando de lado el mantenimiento
de las vías y del equipo (LHD).
Figura 41: Scooptram ST – 2G de 2.2 yd3.
4.7. Servicios Auxiliares
4.7.1. Transporte de Mineral
Se utilizaron dumpers para el acarreo de mineral donde se localiza la
cámara de carguío, es decir desde el echadero del Nv -095 hasta el Nv080.
La distancia del acarreo de mineral es de 1.2 km y el ciclo es de 30 min
por cada viaje que realiza, a continuación se muestra el ciclo en la tabla N°
34.
115
Tabla 34. Transporte de mineral
TRANSPORTE MINERAL TAJO 227 NE
157
Ton/día
78
Ton/gdía
Camión de bajo
18
tn/viaje
perfil(dumper)
5
viaje/guardia
N°viajes por guardia
30
min
Tiempo por ciclo
55
$/hora
Costo del dumper
Dumper EJC-457
Tiempo necesario con el
150
min
dumper
El ciclo general para efectuar con las 80 ton en cada guardia es de 2.50 hr
con 1 camión de bajo perfil que es semejante a 5 viajes con 1 Dumper
4.7.2. Relleno del tajo
Las grandes aberturas creadas por el tajeo por subniveles típicamente
requieren que algún tipo de programa de relleno sea practicado.
El relleno detrítico reduce al mínimo la ocurrencia de hundimiento o
subsidencia y permite la redistribución de esfuerzos creado por el ciclo de
minado. Esto a su vez reduce al mínimo la ocurrencia de explosión de roca
o estallido de roca. El relleno esta también siendo usado satisfactoriamente
eliminar o recuperar pilares intermedios entre los tajeos.
Es importante que en las largas aberturas que se generan luego de ser
explotado una veta con el método Bench & Fill estas requieran de algún
tipo de relleno.
El relleno detrítico minimiza la ocurrencia de inestabilidad de las cajas y
permite la redistribución de los esfuerzos creados por el ciclo de minado.
116
El relleno de la Veta El Ángel tajo 227 NE se rellenará desde el nivel 050
con relleno provenientes de las labores de exploración y desarrollo, por los
subniveles intermedios y por ventanas y chimeneas comunicadas.
4.7.3. Agua y aire
Las redes de servicio de agua y aire son indispensables para el trabajo
inmediato de los equipos. En la tab. 35 se puede observar a detalle la
compresora. La red de tubería de aire sale de la casa de compresoras con
un diámetro de 10” y luego prosigue con 6” y finalmente llega a las labores
con un diámetro de 4”. El agua llega hasta las labores con un diámetro de
2”.
Tabla 35 Detalle de Las Compresoras Actuales Casa Fuerza
TRANSPORTE MINERAL TAJO 227 NE
RQ AIREATLAS COPCO/GA160
Presión de Servicio
80-100 psi
Caudal(Pies3/min)
2600 CFM/cada una
Potencia
217 (HP)
Frecuencia (HZ)
60 (HZ)
4.7.4. Ventilación
La ventilación permitirá dar seguridad y un lugar adecuado a los
trabajadores para que puedan desempeñar sus funciones en la forma más
eficaz con todas las condiciones que requieren.
117
Tabla 36 Requerimiento de aire para el tajo 227 NE
TRANSPORTE MINERAL TAJO 227 NE
6 m3/persona/min
Caudal
(m3/min)
36
3 m3/HP/minute
351
3 m3/HP/minute
159
3 m3/HP/minute
270
REQUERIMIENTO DE AIRE
Personal
6 personas/g-dia
Equipos
117 hp
(scoop)
Equipos
54 hp
(jumbo)
Equipos
90 hp
(dumper)
TOTAL (m3/minute)
TOTAL (CFM)
816.00
28812.96
Como se muestra en la tabla N° 36 de requerimiento de aire para el tajo
227 NE se han considerado que trabajaran 6 personas por guardia, 1 scoop
de 2.2 yd3, 1 Jumbo Nautilius y 1 camión de bajo perfil los cuales
requieren 28812.96 CFM. Este tajo se está ventilando con un ventilador
secundario que es de 30,000 CFM y que ventila la veta El Ángel. En el
monitoreo en este tajeo el caudal fue de 32,460 CFM por lo que no se
utiliza.
4.8. Control de calidad
El control de la calidad del mineral tanto en las etapas de exploración, desarrollo,
preparación y explotación es importante para asegurar que se pueda cumplir con
la calidad de mineral que se requiere para abastecer a la planta concentradora.
También el control de calidad del mineral roto es un procedimiento importante
para mejorar los parámetros de operación: perforación (espaciamiento, burden,
diámetro de taladro, desviación de taladros) o voladura (factor de potencia,
sobrerotura de cajas) o control geomecánico (inestabilidad y caída de la roca
encajonante), que permitan el control de dilución del mineral, es recomendable
118
que el mineral sea muestreado y evaluado su ley (buena,baja,desmonte) con la
finalidad de conocer el rendimiento de las operaciones unitarias, el realizar
comparaciones entre la ley del block del mineral y la ley de explotación son
necesarios para hallar con exactitud su ubicación geológica; también se debe
realizar un monitoreo de control de los detritos de la perforación, dicha
información nos permitirá conocer la distribución de la ley de plata (Ag) a lo
largo de la veta, cabe mencionar que este trabajo es realizado por el perforista y
el personal de control de calidad.
.
4.9. Gestión de la seguridad
El método Bench & Fill resalta su importancia por el hecho de que los
trabajadores mineros laboren seguros bajo la roca condicionada (asegurada de
forma artificial). La introducción de equipos mecanizados también muestran
significables beneficios en la seguridad, es así que las unidades LHD pueden ser
operados desde un lugar seguro mediante un control remoto, otras de sus
bondades es que los sistemas de chimeneas y diversos accesos múltiples,
permiten que la ventilación sea eficiente y así mejore las condiciones de trabajo.
La gestión de la seguridad en tajeo por subniveles con taladros largos es eficaz:
el tiempo y la cantidad de personal y equipos expuestos a condiciones inseguras
que produzcan accidentes en la etapa de explotación es menor que en otros
métodos.
119
4.10. Rentabilidad Costo/Benéfico
El Método Bench & Fill fue catalogado como un método subterráneo primario,
de alta producción y de bajo costo, esta viabilidad económica se sustenta con el
menor costo de operaciones, con el mayor volumen de producción diario en el
menor tiempo de explotación.
Tabla 37: Análisis Económico del Tajo
ANALISIS ECONOMICO TAJO 227 NE
COSTO DE PREPARACIÓN
0.70
$/ton
7.84
$/ton
COSTO DE EXPLOTACIÓN
COSTO DE MINA(25%
IMPREVISTOS)
9.80
$/ton
COSTO DE PROCESAMIENTO
7.20
$/ton
COSTO DE ENERGÍA
2.90
$/ton
COSTOS ADMINISTRATIVOS
8.59
$/ton
28.49
$/ton
VALOR DE MINERAL ($/TON)
55.17
$/ton
PERÍODO DE EXPLOTACION
(MESES)
8
meses
La rentabilidad mínima del valor del mineral es: 28.49 US$/ton y el valor de
mineral con el método Bench & Fill es 55.17 $/ton , obteniendo una utilidad neta
por tonelada de 26.68 $/ton
Se muestran los costos detallados en la tab. 37 en las diferentes actividades;
observando que el costo de preparación es mayor con el método bench & fill (0.7
$/ton B&F contra 0.3 $/ton C&F) pero las utilidades son mayores por el menor
tiempo de explotación y mayor tonelaje.
120
CONCLUSIONES
1. La aplicación del nuevo método Bench & Fill de explotación subterránea
ha logrado incrementar la producción en la veta el Angel del tajo 227 NE
de la Compañía Minera Brexia Goldplata Peru S.A.C.,mecanizando la
perforación con un equipo Nautilius y la extracción del mineral con el
equipo Scooptram ST – 2G con un sistema de control remoto.
2. Se muestra de forma efectiva la incrementación de producción de mineral
al aplicar el método Bench & Fill en la veta el Angel del tajo 227 NE de
la Compañía Minera Brexia Goldplata Peru SA.C. debido a la explotación
de tajos de 10 metros de altura, teniendo una mayor productividad por
guardia de 22.5 ton/hombre-gdía.
3. Este método permitió reducir los Costos Operativos de la Compañía
Minera Brexia Goldplata Peru S.A.C. .Como se puede apreciar en la
comparación de las tablas 22 y 23 en las que se muestran los costos
operativos del método Bench & Fill (28.49 $/ton) y Corte y Relleno (41.58
$/ton); obteniendo un margen de utilidad al utilizar el método Bench &
Fill de 20.78 $/ton como se puede apreciar a detalle en la tabla 24.
4. Es importante realizar un detallado estudio geomecánico, que nos permita
analizar si es factible o no la aplicación del método Bench & Fill., debido
a que son determinantes conocer si la calidad del macizo rocoso es viable
para el método, teniendo en cuenta el tiempo de autosoporte y el radio
hidráulico principalmente.
121
RECOMENDACIONES
1. Se debe realizar evaluaciones in situ del comportamiento de las
excavaciones cercanas a dicho tajo piloto conforme avance su explotación,
debido que van a ser afectados en su estabilidad por reordenamiento de
esfuerzos.
2. La aplicación del método Bench & Fill es muy especial, ya que, si se
produce desviaciones por alguna falla, cavidad, o por deficiente
alineamiento del brazo del Jumbo, el impacto generado en dilución será
fuerte. Perforar estrictamente según diseño entregado alineado con
clinómetros y, eliminar los taladros fuertemente desviados para evitar
picar caja y aumentar la dilución.
3. Es importante evaluar los puestos de trabajo, esto con el fin de prevenir
accidentes, incidentes y eventos no deseados, garantizando un buen
ambiente laboral que propicie la motivación de los trabajadores y de esta
manera aumente la productividad del método Bench & Fill.
4. Control constante de los factores geomecánicos y geológicos. Así también
controles topográficos de precisión a los puntos de inicio y de llegada de
los taladros deben ser previamente compensados por medio de una
poligonal
cerrada;
cada taladro perforado
debe ser levantado
inmediatamente para determinar su desviación, si la desviación esta fuera
del rango aceptable se deberá realizar taladros adicionales, descartando los
taladros desviados.
5. Importante evaluar las condiciones geomecánicas sistemáticas de los tajos
para la explotación utilizando el método Bench & Fill, con la finalidad de
122
minimizar el daño por efectos de la voladura, para así optimizar mucho
más los beneficios económicos.
123
BIBLIOGRAFIA
 Asin Boile Buendía Sulca en su tesis optimización Del Minado De Corte Y Relleno
Ascendente Mediante Taladros Largos; Para Incrementar La Productividad En
Volcan Compañía Minera S.A.A. - U.P. Cerro De Pasco
 Bullock, R.L. Comparison of Underground Mining Methods, Chapter 6.5. SME
Mining Engineering Handbook. 2011.
 Exsa, Sandvik rock tool, Empresa minera los Quenuales S.A. Perforación &
Voladura - Taladros largos, métodos de explotación SLC – SLV.
 Fidel Yalle C. Narrow vein blasthole stoping aplicado en la CIA minera Glencore
Unidad Yauliyacu
 Konya, c. y Albarrán, E. (1998). Diseño de voladuras.
 López Jimeno, c., López Jimeno, e. y García Bermúdez, P.(2003). Manual de
perforación y voladura de rocas.
 Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería DECRETO SUPREMO
N.º 024-2016-EM
124
ANEXOS
125
ANEXO 1
Matriz de consistencia
PROBLEMAS
OBJETIVOS
HIPOTESIS
¿Cómo se incrementará
la producción de veta el
Ángel del Tajo 227 NE
de Compañía Minera
Brexia Goldplata Perú
S.A.C.?
Incrementar la producción
mediante la aplicación de un
nuevo método de
explotación subterránea de
la veta el Ángel del Tajo
227 NE de Compañía
Minera Brexia Goldplata
Perú S.A.C.
Al aplicar un nuevo método
de explotación subterránea
se logra incrementar la
producción en la Veta el
Ángel del Tajo 227 NE de
la compañía minera Brexia
Goldplata Perú S.A.C.
¿Al aplicar el método
Bench & Fill se
incrementará la
producción de la veta el
Ángel del Tajo 227 NE
de Compañía Minera
Brexia Goldplata Perú
S.A.C.?
Incrementar la producción
de mineral al aplicar el
método Bench & Fill en veta
el Ángel del Tajo 227 NE de
Compañía Minera Brexia
Goldplata Perú S.A.C.
Se incrementa la
producción de mineral al
aplicar el método Bench
and Fill en producción en la
Veta el Ángel del Tajo 227
NE de la Compañía Minera
Brexia Goldplata Perú
S.A.C.
¿Cuál es la incidencia
de la reducción de
costos de producción en
veta el Ángel del Tajo
227 NE de Compañía
Minera Brexia
Goldplata Perú S.A.C.?
Reducir los costos de
producción al aplicar el
método Bench & Fill en veta
el Ángel del Tajo 227 NE de
Compañía Minera Brexia
Goldplata Perú S.A.C.
Al aplicar el método Bench
and Fill se reduce los costos
de producción en la Veta el
Ángel del Tajo 227 NE de
la Compañía Minera Brexia
Goldplata Perú S.A.C..
126
VARIABLES
Independiente:
Método de
explotación
METODOLOGIA
DE LA
INVESTIGACION
POBLACION Y
MUESTRA
Método de la
Investigación:
Científica.
Población: Todos
los métodos de
explotación
subterránea
Tipo de
Investigación:
Aplicada.
Muestra: el
método de
explotación
subterránea
Bench & Fill
Dependiente:
Producción de
Mineral
Diseño de la
Investigación:
Experimental
ANEXO 2: LIFE OF MINE DE LA MINA EL SANTO (BREXIA) Y PRODUCCION
ANUAL
2015
2016
2017
2018
2019
2020
2021
2022
Reserva Recurso
DESCRIPCIÓN
Total
Reservas Reservas Reservas Reservas Reservas Reservas
+
+
Recurso Potencial
TMS
121,200 180,000 432,000 378,029 1,131,302
PROYECCION
TMS
50,959
68,408
67,005 106,401
57,671
259,500
TRATADAS
TMS TOTAL
50,959
68,408
67,005 106,401
57,671 180,000 432,000 378,029 1,390,802
Zn (%)
5.16
4.53
5.72
5.60
5.20
5.10
4.50
4.50
4.75
Pb (%)
3.19
3.03
3.73
3.72
3.50
3.10
2.80
2.60
2.93
MT Zn
4,255
5,128
6,473
10,433
11,444
15,689
32,947
31,378
116,502
MT Pb
2,610
3,288
3,837
6,181
6,779
9,294
19,517
18,588
69,356
127
ANEXO 3: APORTE DE MINERAL POR VETA – MES
Veta
El Angel
El Diablo
El Santo
Gianina
Vanesa
TONELADAS
4,715.69
2,589.57
1,297.03
673.88
440.25
9,716.42
AV AM_PROG AU DIL. AG DIL. CU DIL. PB DIL. ZN DIL.
2.08
2.5
0.08
2.29
0.4
2.23
3.48
0.80
1.08
0.45
3.09
0.29
5.44
9.72
0.99
1.5
0.09
1.84
0.23
3.99
6.32
1.00
1.23
0.51
0.83
0.05
0.9
3.09
0.53
1.11
0.07
1.36
0.28
1.76
3.66
1.45
1.84
0.21
2.32
0.32
3.25
5.56
Vanesa
4%
Gianina
7%
El Santo
13%
El Angel
49%
El Diablo
27%
El Angel
El Diablo
El Santo
128
Gianina
Vanesa
ANEXO 4: PRECIOS UNITARIOS BENCH & FILL
TAJO 227 NE - METODO BENCH & FILL (Sección 1.7 m x 1.1 m)
Numero Taladros Perforados =
Rendimiento =
Metros Perforados =
Limpieza con scoop hasta =
Equipos =
Factor de carga =
Gradiente minima +/- 0%, maxima +/- 1%
9
Alivio = 0
Long Perforación =
10
mts-perforados/taladro
HH / grdia =
90
mts-perforados/gda
Cubos Rotos =
200
m
Ton Rotas =
Jumbo / Scoop / Ventilador.
T. Roca =
0.68
Kg. / Ton
1.69
Kg/m3
BB.SS =
1.- MANO DE OBRA
Operador de Muki LHP
Ayudante operador de Muki LHP
Operador de scoop
Operador de Dumper
Operario cargador
Ayudante Cargador
Ayudante Servicios mina
Bodeguero
Capataz
Jefe de Zona
Electricista Mina
2.- MATERIALES:
Aceros de perforación
BARRA DE PERFORACION MF 4' - T38 N/P.
BROCA DE BOTON RETRACTIL T38 x 64mm N/P.
BROCA DE RIMADO 12º T38 x 127mm N/P.
SHANK ADAPTER MACHO HC-50 T38 x 372mm N/P.
CUP GRINDING WING ROUND DE 10 mm.
Accesorios de Perforación
Mangueras de lona de 1" 100 PSI
Abrazadrera de 1"
Valvula de 1"
Copas de afilado
Cancamo de Energia
Cancamo de R.H, Aire y Agua
Cancamo para Manga Ventilación
Tuberias Polietileno HDPE 2" Diametro
Aceite de perforación Torcula 150
Tubos de PVC 2" x 3m
Alambre negro Nº 08
Accesorios de Ventilación
Manga de ventilacion 28"
Herramienas Manuales
Implementos de seguridad
Lamparas mineras
3.- EQUIPOS:
Muki LHP
Scoop 2.2 Yd3
Dumper
Ventilador 30,000 CFM
Afiladora de brocas
Mantto Muki LHP
UNID.
HH
HH
HH
HH
HH
HH
HH
HH
HH
HH
HH
HH
Cantd.
0.50
0.50
0.20
0.20
0.20
0.20
0.20
0.20
0.13
0.13
0.20
-
Incid.
0.063
0.063
0.025
0.025
0.025
0.025
0.025
0.025
0.016
0.016
0.025
-
Precio (US $)
44.49
36.25
42.95
42.95
36.80
34.97
34.97
36.53
46.35
138.41
37.78
0.00
Parcial
(US $/ton)
6.- GASTOS GENERALES:
7.- UTILIDADES:
8.- CONTINGENCIAS:
9.04
Sub Total (US
$/ton)
Total
(US
$/ton)
0.10
0.10
0.02
0.02
0.01
0.01
0.01
0.01
0.01
0.01
0.01
0.02
0.01
1.67
0.99
Unid
Unid
Unid
Unid
Unid
1
1
0.2
1
1
0.450
0.450
0.067
0.082
0.082
219.24
33.06
346.08
160.78
80.39
0.71
0.11
0.03
0.09
0.05
mt
Unid
mt
Unid
Unid
Unid
Unid
mt
gln
Unid
Kg.
25.00
2.00
1.00
2.00
1.00
3.00
1.00
3.00
0.30
30.00
0.50
0.007
0.007
0.007
0.015
1.000
1.000
1.000
0.300
1.000
1.000
1.000
2.41
1.93
11.44
107.00
2.90
2.00
2.90
2.60
5.60
1.09
1.05
0.00
0.00
0.00
0.02
0.02
0.04
0.02
0.02
0.01
0.24
0.00
mt
Glb.
Glb.
Glb.
10.00
1.00
0.34
0.33
1.000
1.000
1.000
0.033
3.27
8.03
1.84
21.53
0.24
0.06
0.00
0.00
gdia.
Hm
Hm
gdia.
gdia.
gdia.
0.50
3.98
2.78
1.00
1.00
0.50
0.004
0.029
0.020
0.007
0.007
0.004
164.72
59.46
51.00
18.33
7.00
204.76
0.59
1.70
1.02
0.13
0.05
0.74
0.38
0.24
0.06
0.00
0.00
4.23
TOTAL COSTO DIRECTO
4.- EXPLOSIVOS:
Emulnor 5000 1.1/2" X 12 - FAMESA
Emulnor 3000 1.1/2" X 12 - FAMESA
Cordón 5P
Mecha rápida de ignición
FANEL 12 m (Periodos LP)
Carmex
Pies
Hrs.
m3
ton
Emulnor
74.08%
US $ / ton.
Actividades: Ventilado, Desatado, regado, perforación, voladura y limpieza de frente
DESCRIPCIÓN
33.00
8.00
56.10
139.13
Media
4.23
6.00
Kg.
Kg.
mt
mt
Unid
Unid
63.87
30.94
84.00
1.20
21.60
4.80
16.71%
10.00%
0.00%
9.- COSTO TOTAL
0.46
0.22
0.60
0.01
0.16
0.03
1.55
1.40
0.21
0.31
1.70
0.62
1.44
1.44
1.00
0.60
-
1.00
0.60
-
0.71
0.31
0.13
0.003
0.26
0.02
9.04
129
CORTE Y RELLENO ASCENDENTE (Sección 1.2 m x 1.6 m)
Numero Taladros Perforados =
Rendimiento =
Metros Perforados =
Limpieza con scoop hasta =
Equipos =
Factor de carga =
Gradiente minima +/- 0%, maxima +/- 1%
70
Alivio = 0
Long Perforación =
2
mts-perforados/taladro
HH / grdia =
128.0 mts-perforados/gda
Cubos Rotos =
200
m
Ton Rotas =
Jumbo / Scoop / Ventilador.
T. Roca =
0.62
Kg. / Ton
1.54
Kg/m3
BB.SS =
5.
1.- MANO DE OBRA
Maestro Perforista
Ayudante Perforista
Ayudante Cargador
Operador de Scoop
Operador de Dumper
Ayudante Servicios mina
Bodeguero
Capataz
Jefe de Zona
Electricista Mina
2.- MATERIALES:
Aceros de perforación
Barra 4´
Barra 6´
Barra 8´
Broca Botón 36 mm
Broca Botón 38 mm
Broca Botón 40 mm
Broca Rimado
Adaptador piloto R32
Accesorios de Perforación
Mangueras de lona de 1" 100 PSI
Abrazadrera de 1"
Valvula de 1"
Copas de afilado
Cancamo de Energia
Cancamo de R.H, Aire y Agua
Cancamo para Manga Ventilación
Tuberias Polietileno HDPE 2" Diametro
Aceite de perforación Torcula 150
Tubos de PVC 2" x 3m
Alambre negro Nº 08
Accesorios de Ventilación
Manga de ventilacion 24"
Herramienas Manuales
Implementos de seguridad
Lamparas mineras
3.- EQUIPOS:
Jack Leg
Scoop 2.2 Yd3
Dumper
Ventilador 30,000 CFM
Afiladora de brocas
Mantto Jack Leg
UNID.
HH
HH
HH
HH
HH
HH
HH
HH
HH
HH
HH
Cantd.
Incid.
0.50
0.50
0.20
0.20
0.20
0.20
0.20
0.13
0.13
0.20
-
0.063
0.063
0.025
0.025
0.025
0.025
0.025
0.016
0.016
0.025
-
Pies
Hrs.
m3
ton
Emulnor
81.41%
US $ / ton.
Actividades: Ventilado, Desatado, regado, perforación, voladura y limpieza de frente
DESCRIPCIÓN
6.00
8.00
28.53
70.75
Media
Precio (US $)
37.93
34.97
34.97
42.95
42.95
34.97
36.53
46.35
138.41
37.78
0.00
Parcial
(US $/ton)
16.33
Sub Total (US
$/ton)
Total
(US
$/ton)
0.19
0.19
0.03
0.03
0.01
0.02
0.02
0.01
0.01
0.01
0.03
0.01
-
ANEXO
PRECIOS
6.10
4.47
Unid
Unid
Unid
Unid
Unid
Unid
Unid
Unid
1
1
0
1
1
1
1
1
0.135
0.135
0.135
0.449
0.449
0.449
0.015
0.116
219.24
33.06
346.08
33.06
346.08
160.78
346.08
160.78
0.42
0.06
0.22
0.21
2.20
1.02
0.07
0.26
mt
Unid
mt
Unid
Unid
Unid
Unid
mt
gln
Unid
Kg.
25.00
2.00
1.00
2.00
1.00
3.00
1.00
3.00
0.30
42.67
0.50
0.011
0.011
0.011
0.021
1.000
1.000
1.000
1.640
1.000
1.000
1.000
2.41
1.93
11.44
107.00
2.90
2.00
2.90
2.60
5.60
1.09
1.05
0.009
0.00
0.00
0.06
0.04
0.08
0.04
0.18
0.02
0.66
0.01
mt
Glb.
Glb.
Glb.
10.00
1.00
0.34
0.31
1.000
1.000
1.000
0.033
2.78
8.03
1.84
21.53
0.39
0.11
0.01
0.00
gdia.
Hm
Hm
gdia.
gdia.
gdia.
0.50
2.36
2.83
1.00
1.00
0.50
0.007
0.033
0.040
0.014
0.014
0.007
133.33
59.46
51.00
18.33
7.00
50.00
0.94
1.98
2.04
0.26
0.10
0.35
1.11
0.39
0.11
0.01
0.00
5.68
TOTAL COSTO DIRECTO
4.- EXPLOSIVOS:
Emulnor 5000 1.1/4" X 12 - FAMESA
Emulnor 3000 1.1/4" X 12 - FAMESA
Emulnor 1000 1.1/4" X 12 - FAMESA
Cordón 5P
Mecha rápida de ignición
FANEL 4.2 m (Periodos LP)
Carmex
6.- GASTOS GENERALES:
7.- UTILIDADES:
8.- CONTINGRNCIAS:
5.68
11.96
Kg.
Kg.
Kg.
mt
mt
Unid
Unid
22.37
21.64
9.71
27.73
0.46
29.58
1.85
16.71%
10.00%
0.00%
0.32
0.31
0.14
0.39
0.01
0.42
0.03
1.55
0.02
1.45
0.21
0.31
0.92
0.62
1.18
1.18
2.00
1.20
-
2.00
1.20
-
0.49
0.01
0.20
0.08
0.002
0.38
0.02
9.- COSTO TOTAL
16.33
UNITARIOS METODO CORTE Y RELLENO CONVENCIONAL
130
ANEXO 6. FLUJOGRAMA – PROTOCOLO DE MINADO
Geología
•
•
•
•
DISEÑO MALLA DE
PERFORACIÓN
Planeamiento
REVISIÓN EN
GABINETE
Geología
Mina
Planeamiento
•
Mapeo Geológico
Muestreo por canales
Levantamiento de canales de
muestreos
Interpretación geológica de
secciones
Modelamiento geológico
REVISIÓN EN
CAMPO DE
MARCADO DE
MALLA Y
MODELO
GEOLOGICO
MARCADO DE
MALLA
Topografía
Mina
Contratista
INICIO DE
PERFORACIÓN
Mina
MUESTREO CADA
FILA
Geología
Control de Calidad
TALADRO
ADICIONAL
Mina
LEVANTAMIENTO
DE TALADROS
Topografía
Planeamiento
COMPARACIÓN
DE DISEÑO VS
REAL
Planeamiento
MINA
•
•
Diagrama de carga
Voladura
INFORME Y
EVALUACIÓN DE
PARAMETROS DEL
DISPARO
Mina
MUESTREO DE
MINERAL DE DISPARO
Geología
Control de Calidad
Planeamiento
•
•
•
131
Levantamiento
Calculo, dilución y
preparación
Informes