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Análisis de la implementación de la transición de equipos de transporte “dumper a volquete” en una mina subterránea
(Pontificia Universidad Católica del Perú, 2021-09-14) León Flores, Enzo Fabrizio; Mendieta Britto, Luis Alberto
Las empresas mineras buscan crear valor para los accionistas de la empresa a través de la mejora continua al implementar proyectos, realizar exploraciones y reduciendo sus costos para situarse en una ventaja competitiva frente a otras empresas. Dentro de las acciones a realizar para poder generar valor en la empresa se encuentra la optimización de los procesos operativos, implementación de tecnología y la gestión de los recursos. Los procesos operativos en común de las operaciones de tajo abierto y operaciones subterráneas son las de perforación, voladura, carguío y acarreo. En específico, los costos de carguío y acarreo representan el porcentaje mayor en los costos operativos anuales de las unidades mineras y esto se debe a la cantidad de mineral que se extrae anualmente y al rendimiento del sistema de transporte de cada mina. Los sistemas de transporte de mineral cumplen un rol importante desde el punto de vista operativo pues es el encargado de que el mineral explotado sea llevado hasta la planta procesadora y que se cumpla el tonelaje diario transportado de mineral; además, desde el punto de vista económico el hecho de reducir los costos en el transporte de mineral representara una utilidad mayor anual que se reflejara en el flujo de caja de la empresa. Comparar y elegir qué tipo de sistema de transporte seria el adecuado para cada empresa dependerá de las características propias de la mina debido a las condiciones distintas que se tengan y a las restricciones específicas. Esta tesis compara dos sistemas de transporte de mineral dumper y volquete en una mina subterránea bajo las mismas condiciones para tres rutas de transporte distintas. Asimismo, se compara los costos y rendimiento de cada uno de los sistemas de extracción considerando los factores operativos que influyen en el rendimiento.
Desarrollo de una chimenea de ventilación en una mina ubicada al centro del Perú aplicando el sistema Raise Boring
(Pontificia Universidad Católica del Perú, 2023-07-04) Camargo Diaz, Gresli; Segura Galindo, Danner Edins; Mendieta Britto, Luis Alberto
La mina viene explotando desde 1961 por lo que en la actualidad busca continuar con el proceso de extracción de sus reservas lo que a su vez genera la mayor necesidad de flujo de aire en la profundización de sus labores, para ello se necesita ejecutar chimeneas de ventilación con longitudes superiores a 80 m. El objetivo del presente estudio es desarrollar una chimenea de ventilación mediante el sistema de perforación Raise Boring evaluando la factibilidad operativa de la ejecución del proyecto para la mina (parámetros de ventilación) y la factibilidad técnica – económica del sistema (rendimiento y costos). En primer lugar, se recopiló información para el desarrollo del caso de estudio (CM RB 650) donde se midieron parámetros operativos durante la ejecución. En segundo lugar, se realizó la medición de parámetros de ventilación antes y después de la construcción de la chimenea RB 650. Finalmente se realizó un análisis técnico comparativo frente a otras alternativas de ejecución y se realizó un análisis de costos entre los sistemas viables. En referencia a los resultados obtenidos, la ventilación de la labor del Nv.20 después de la conexión de la chimenea RB 650 mostró condiciones de temperatura y flujo de aire adecuados para que el personal operativo trabaje en ambientes óptimos y que cumplan con la base legal de la normativa peruana en temas de seguridad minera. En la parte técnica – económica, se analizaron 4 sistemas de perforación: Raise Boring, Convencional, VCR y Alimak para la construcción de la chimenea CM RB 650, donde se descartó el sistema Alimak y VCR por las limitaciones operativas (Ø de 1.5 m y longitud de 110 m). El costo total obtenido de la ejecución del proyecto CM RB 650 para el sistema Raise Boring fue de 147,637 US$ mientras que para el sistema convencional se esperaría un costo total de 143,075 US$. Además, el tiempo de ejecución obtenido para el primer sistema fue de 15 días y para el sistema convencional fue de 35 días. Finalmente, luego de haber analizado los resultados se demostró la viabilidad del sistema Raise Boring para la ejecución del proyecto CM RB 650, dado que el rendimiento fue superior en un 57 % y representó el sistema más seguro frente al convencional; incluso teniendo un costo ligeramente superior.
Estimación de un modelo predictivo de vibraciones inducidas por voladura en campo medio y campo lejano para el cuidado de estructuras en una mina superficial en proceso de cierre
(Pontificia Universidad Católica del Perú, 2020-12-11) Cornejo Chacón, Paul André; Huamán Rivas, Paul André; Mendieta Britto, Luis Alberto
El uso de explosivos en procesos de voladura en minas libera energía en forma de vibraciones, que no necesariamente ayudan en la fragmentación de la roca, sino que originan una perturbación de estructuras cercanas a la fuente de la explosión, principalmente a través de ondas sísmicas en todas las direcciones. Durante la vida de una operación minera a tajo abierto, la mayoría de sus componentes como el tajo principal, las plataformas de descarga y de lixiviación deben alcanzar una estabilidad física, especialmente cuando inicia su proceso de cierre. La presente investigación tiene como objetivo desarrollar un modelo de predicción de las vibraciones inducidas utilizando datos históricos de monitoreo en una mina a cielo abierto ubicada en la sierra peruana, esto con el fin de proteger los taludes de diseño final (Campo Medio) y las edificaciones sensibles de los poblados más cercanos (Campo Lejano). Ambos modelos están basados en la teoría de Devine de la distancia escalada de raíz cuadrada (SRSD) para predecir la velocidad máxima de partículas (VPP). Las distancias de monitoreo en campo medio oscilan entre 30 y 150 metros, las estructuras en este intervalo deben ser atendidas por los criterios de falla de Cameron McKenzie, que se basan en las propiedades geomecánicas del macizo rocoso y la velocidad de propagación de la onda P (Vp) combinadas a través de la Ley de Hooke. Para el campo lejano se tienen distancias desde los 150 hasta los 1000 metros, por lo que se ha optado por utilizar la norma alemana DIN 4150. El valor límite utilizado fue de 3 mm/s para frecuencias bajas en estructuras muy sensibles. La metodología consistió en la reducción de registros en base a estándares operativos, seguido de una discriminación por métodos de estadística robusta y regresión lineal. De esta manera se obtuvieron, en ambos escenarios, ábacos de distribución de cargas para predecir la VPP a una determinada distancia, que permite junto a los criterios establecidos previamente, limitar los explosivos para un mejor cuidado de estructuras.
Implementación de voladura centralizada en unidad minera subterránea para la mejora del sistema de gestión de seguridad en el procedimiento de voladura
(Pontificia Universidad Católica del Perú, 2022-11-09) Roa Pérez, Paulo Cesar; Girón Merino, Ronald Cruz; Mendieta Britto, Luis Alberto
La presente tesis tiene como objetivo evaluar la implementación de un sistema de iniciación electrónica remota o “Voladura Centralizada” en las operaciones de una mina subterránea, la cual consiste en el uso de detonadores electrónicos para iniciar la malla pirotécnica de voladura desde una ubicación segura en superficie. Para la implementación de la “Voladura Centralizada” se aprovecha la red de comunicación utilizada en interior mina (Red Leaky Feeder), estableciendo una comunicación bidireccional entre un equipo maestro ubicado en superficie, encargado de realizar el disparo, y los equipos remotos ubicados en las zonas de voladura, a los cuales se les extiende un cable de disparo en el cual se conectan los detonadores electrónicos, y reciben el comando de detonación desde superficie, activando el detonador electrónico, el cual se encargará de realizar el chispeo de la malla pirotécnica de voladura. A partir de la metodología aplicada se realizaron alrededor de 9 ejercicios del procedimiento de voladura remota, con un consumo mayor de 200 detonadores electrónicos distribuidos en dos zonas de profundización en interior mina. Gracias a estos disparos se obtuvieron ciertos KPI’s, los cuales midieron el rendimiento de los equipos y la mejora de los estándares de seguridad de la operación. Finalmente se obtuvo como resultado, el correcto funcionamiento de los equipos de iniciación electrónica mediante el uso de la red de comunicación en interior mina. Se concluye que la implementación del sistema de iniciación electrónica remota mejora el sistema de gestión de seguridad y la operatividad de la operación minera, debido a que no se requiere vigías ni personal encargado del chispeo de las labores para el procedimiento de voladura.
Mejora de la producción en la flota de acarreo mediante el cambio de horario de voladura en la empresa Anta 2024
(Pontificia Universidad Católica del Perú) Astete Huishuita, Patricia Isabel; Mendieta Britto, Luis Alberto
El presente trabajo se centra en la optimización de los procesos de carguío y acarreo en una empresa minera, ANTA. Partiendo de la necesidad de incrementar la productividad en esta, ante lo cual se realizó un análisis exhaustivo de la flota de equipos. Este estudio, de carácter cuantitativo, descriptivo de diseño no experimental y transversal, permite dar el aporte de valiosas recomendaciones para la eficiencia operativa de la empresa. Los resultados obtenidos evidencian que una modificación en el horario de voladura, adelantándolo de las 12:00 p.m. por las 6:00 a.m., puede generar un aumento significativo en la producción, estimando un incremento del 10%. El problema principal es conocer cómo se puede incrementar la producción en la flota de acarreo mediante el cambio de horario de voladura en la empresa ANTA. Con ello se buscó identificar el impacto que tendría un adelanto del horario de voladura, en la eficiencia de las operaciones de carguío y transporte de mineral, ya que esto significará un especial impacto en la modificación de los tiempos de la voladura, sin descartar otras variables, como la mejora del preventivo y la implementación de sistemas de gestión de flotas. La optimización de los horarios de voladura en la minera ANTA puede generar un impacto positivo en la productividad general de la planta. Los análisis revelan que los tiempos muertos durante el acarreo, especialmente aquellos relacionados con los traslados de material, concentran una pérdida de más del 10% de tonelaje en el horario comprendido entre 1:00 p.m. y 2:00 p.m. Por lo tanto,modificar este intervalo horario se presenta como una estrategia viable para mejorar la eficiencia de la flota de acarreo.
Metodología para el análisis de métodos subterráneos en operaciones a tajo abierto
(Pontificia Universidad Católica del Perú, 2022-05-27) Ortega Vila, Marco Antonio; Mendieta Britto, Luis Alberto
La tesis desea demostrar la metodología de un estudio a nivel de Caso de Negocio para “El Análisis de Métodos Subterráneos en Operaciones a Tajo Abierto” en una operación actual a tajo abierto. La minera desea conocer la rentabilidad del minado subterráneo en su operación actual. El estudio le delimitara los potenciales métodos subterráneos a emplear y seleccionar el método de minado que genere mayor valor al proyecto. Además, definirá los targets de exploración, que sirve para focalizar en que áreas se debe realizar perforación diamantina para cuantificar los recursos que contienen material sobre la ley de corte económica, de esta manera se evita perforar en áreas mineralizadas que no aportan valor a la empresa. El recurso mineral donde se desarrolla el proyecto es el diferencial descontando la reserva del tajo abierto actual, la cual el recurso resultante tiene categoría indicado, inferido y potencial. El estudio tiene como objetivo un análisis de selección de los potenciales métodos de minado, que es el resultado de emplear la metodología de la Universidad British Columbia (UBC), donde se obtiene que los posibles métodos a emplear son el Sublevel Stoping (SLS), Sublevel Caving (SLC) y Block Caving (BC). Para este estudio se emplea un modelo de bloques de un proyecto polimetálico y una superficie del tajo final operativo. La comparación entre los métodos de minado se basará en parámetros económicos y técnicos. Se elaboran 3 casos analizados provenientes de tres métodos de minado como son el Sublevel Stoping (SLS), Sublevel Caving (SLC) y Block Caving (BC). Los valores de corte estimados para el SLS, SLC y BC son 51.56 US/t, 41.46 US$/t y 26.79 US$/t respectivamente. La metodología que se aplica para el cálculo de material mineralizado minable o envolventes económicas es la empleada por el Código Jorc, donde primero se calcula el material mineralizado y culmina en un análisis económico para comprobar la rentabilidad de los métodos de minado propuestos y seleccionar el método que agregue mayor valor a la empresa. En el análisis de los riesgos se desarrolla un análisis de value drivers y sensibilidades a los ingresos, costo de minado, costo de planta, gastos administrativos, capital inicial y capital de sostenimiento.
Optimización de los costos operativos en la unidad Cerro Chico
(Pontificia Universidad Católica del Perú, 2015-05-26) Mendieta Britto, Luis Alberto; Vilela Acosta, Edgard Andre
El presente estudio de investigación tiene como objetivo analizar alternativas que permitan una reducción en los costos operativo de la Unidad Cerro Chico, ubicado en el centro del país, con el objetivo de lograr un minado más eficiente optimizando los costos operativos. La coyuntura actual de la operación presenta un elevado costo de minado producto del consumo de sostenimiento pasivo, es decir al sostenimiento con cuadros de madera en labores con un tipo de roca IVA y al método tradicional de corte y relleno ascendente. La investigación se realizó en 3 etapas: 1. Evaluación de la implementación de un nuevo método de sostenimiento 2. Evaluación de un nuevo método de minado en ciertos cuerpos de la mina que son parte de las reservas probadas y probables 3. Reducción del consumo de cemento en el actual relleno hidráulico cementado Para la implementación de un nuevo método de sostenimiento se realizaron mapeos geomecánicos en campo con el objetivo de poder determinar bajo esas condiciones del terreno la implementación del sostenimiento con doble capa de shotcrete, malla y split sets en vez del sostenimiento con cuadros que se emplea actualmente en la mina. Para la implementación del método de minado Bench & Fill(Banqueo y Relleno) en vez del corte y relleno ascendente se realizaron simulaciones con el software Phases2, con el objetivo de evaluar las deformaciones y esfuerzos inducidos y bajo el criterio del método gráfico de estabilidad poder evaluar cuál es la altura máxima de los bancos según las condiciones geomecánicas del terreno. Para optimizar los costos del relleno hidráulico cementado se diseñaron probetas con una proporción menor de cemento a la actual, los cuáles fueron ensayados en una prensa hidráulica con el objetivo de obtener la resistencia a la compresión simple y que esta nueva proporción responda a los factores de seguridad deseados. Se obtuvo excelentes resultados en base a las pruebas realizadas, lográndose optimizar los costos operativos debido a que los cuerpos analizados sí pudieron responder al nuevo método de minado de igual manera la implementación del sostenimiento mecanizado ha sido factible y finalmente los resultados de los ensayos de las probetas de relleno hidráulico cementado tuvieron una resistencia de 0.4 MPa conforme a los parámetros de seguridad donde el factor de seguridad es mayor a 1, permitiendo una optimización del consumo de cemento en el relleno hidráulico actual. Luego de realizado la evaluación de las condiciones iniciales de sostenimiento en la mina Cerro Chico, se observa que en las labores donde se tiene tipo de roca IV A es factible reemplazar el sostenimiento con cuadros por el sostenimiento flexible de shotcrete, malla y pernos. Así mismo, Los cuerpos donde actualmente son minados por el método de corte y relleno ascendente, es factible en la mayoría de ellos la aplicación del método Bench & Fill, ofreciendo mayor seguridad y eficiencia en el minado. Finalmente, basados en los ensayos de laboratorio de las diversas proporciones de cemento se ha podido obtener resistencias con la mezcla 1/25(Una tonelada de cemento por cada 25 toneladas de relave) de 0.4 MPa siendo el mínimo requerido para mantener labores rellenadas con factor de seguridad superior a 1, esto conlleva a una reducción en el consumo de cemento versus la proporción actualmente empleada de 1/20(Una tonelada de cemento por cada 20 toneladas de relave) En base a los resultados de las pruebas realizadas, se recomienda a la Unidad Cerro Chico la implementación del nuevo método de minado y de sostenimiento así como la nueva proporción de cemento en el relleno hidráulico para de esta manera optimizar los costos y así mantener un minado más eficiente. La tabla 1 y la figura 1, nos muestra un comparativo entre los costos actuales de mina versus los costos a obtener aplicando los cambios sugeridos. La reducción de 10$/t permitirá a la mina Cerro Chico ingresar a minar nuevos cuerpos que actualmente no son considerados como reserva por su bajo valor, ampliando de esta manera la vida de la mina. Así mismo debemos considerar que la actividad minera es una industria donde lo único que podemos controlar son los costos para poder afrontar coyunturas actuales como la baja de los precios de los metales.
Optimización del proceso de voladura usando detonadores electrónicos para minería subterránea aplicado a vetas angostas - U.M. Huarón
(Pontificia Universidad Católica del Perú, 2022-07-13) Sánchez Claudio, Diego Javier; González Ayala, Luis Enrique; Mendieta Britto, Luis Alberto
La presente tesis conta en desarrollar las bondades de los detonadores electrónicos para minería subterránea de vetas angostas, el caso de estudio se realizó en la U.M. Pan American Silver Huarón S.A. Los detonadores electrónicos tienen como objetivo principal segregar el mineral y el desmonte con una sola voladura, lo que anteriormente se conocía como método de circado. Esta segregación mineral/desmonte genera una ley de plata menos diluía de gran valor (gr/Tn) a comparación de los detonadores pirotécnicos. Asimismo, según los aspectos técnicos las pruebas indican que los detonadores electrónicos tienen mayor eficiencia de avance 93% y una menor sobre rotura 7%. Los detonadores electrónicos al ser totalmente programables, se configuran los retardos de cada detonador con la finalidad de generar la segregación, se debe realizar una nueva malla de perforación con la característica principal de realizar el arranque en la estructura del desmonte ya que deseamos que la mayor cantidad de explosivo y energía salga en un primer tiempo a una longitud de 20 metros mientras que la estructura de mineral salga en un segundo tiempo a la longitud de 5 metros. Los beneficios económicos son considerables, los detonadores electrónicos se configuran en una malla de perforación de 28 taladros generando un costo de explosivo de US$ 181.33 mientras que los detonadores pirotécnicos se configuran en una malla de perforación de 30 taladros generando un costo de explosivo de US$ 191.78. Asimismo, el costo unitario de cada detonador electrónico es de US$ 11.50, a contraste del pirotécnico que cuesta US$ 1.40. Si bien encarece el costo del producto el beneficio de la segregación genera una mejor ley de plata, tal como se muestra el siguiente cuadro: Electrónico Pirotécnico Variación Ley Ag (gr/Ton) 190.06 112.75 77.31 VPT (US$/Ton) 137.19 81.39 55.80 Utilidad por disparo (US$) 20,469 9,628 10,841 Utilizad mensual (US$) 3,634,030 1,882,141 1,751,889 Se comprueba la ventaja económica y operacional del uso de los detonadores electrónicos; además, aporta a las mejores prácticas de seguridad de las operaciones mineras subterráneas ya que se ha realizado un análisis de sismicidad y afectación de las cajas para ambos tipos de detonadores y se llega al resultado que con los detonadores electrónicos se reduce en 30% las vibraciones en las cajas.
Propuesta de construcción de una rampa negativa para la explotación de una veta de oro en una pequeña minera al norte del Perú
(Pontificia Universidad Católica del Perú, 2025-03-20) Rios Arce, Jair Alexis; Estrella Poma, Jonatan Stilver; Mendieta Britto, Luis Alberto
El presente estudio surge de la necesidad de profundizar una rampa, con el fin de explotar la veta de oro desde niveles inferiores y así aumentar la vida útil de la mina. Por ello, la investigación se basa en el análisis técnico y económico para evaluar la viabilidad de la construcción de la Rampa (-) 8844, la cual es crucial para continuar las exploraciones en la veta y permitir la extracción mecanizada de minerales del mismo. Después de determinar las dimensiones y leyes de la veta, se recomienda una sección de la Rampa de 3.5 m x 3.5 m con una longitud de 1,132 metros y con pendiente del 12% en tramos rectos y 10% en tramos curvos. La excavación de la Rampa (-) 8844 de 3.5 m x 3.5 m se lleva a cabo mediante la técnica de sección completa utilizando el equipo de perforación Jumbo DD210 de 1 brazo y una barra de perforación de 12 pies. Con respecto al diseño de la malla de perforación, se realiza utilizando el método de Holmberg. Además, se lleva a cabo el cálculo del RMR89 y Q de Barton para determinar el tipo de sostenimiento adecuado, concluyendo en la aplicación de pernos helicoidales de 7 pies espaciados a 1.8 metros con 0.9 metros de plano a plano. Luego, se realizó un análisis estereográfico para verificar el riesgo del desprendimiento y un modelamiento en Phase2 para determinar el factor de seguridad cerca a la excavación. Asimismo, se calculó el caudal de aire necesario para los trabajos en la Rampa (-) 8844, en base al DS 023-2017-EM. La viabilidad del proyecto se determinó mediante el análisis del Costo – Beneficio comparando los beneficios provenientes de la veta de oro con respecto a los costos de construcción de la rampa y labores aledañas. Estos costos incluyeron ventilación, limpieza, sostenimiento, perforación, voladura, bombeo, energía eléctrica y aire comprimido. Este análisis confirmó la factibilidad del proyecto, respaldando la decisión de proceder con la construcción de la Rampa (-) 8844.