Minado de vetas auriferas marsa

Ing° LUIS A. ARAUZO GALLARDO
SUPERINTENDENTE MINA
MINADO DE VETAS AURIFERAS
SUB-HORIZONTALES
4to CONGRESO NACIONAL DE
MINERIA
DESARROLLO SOSTENIBLE Y DESCENTRALIZACION
ICA - SETIEMBRE - 2002

CONTENIDO
I. RESUMEN
II. UBICACIÓN Y ACCESIBILIDAD
III. GEOLOGÍA
IV. DESCRIPCIÓN DE OPERACIONES
V. MINADO DE VETAS AURÍFERAS
V.1 Corte y Relleno Ascendente
V.2 Cámaras y Pilares
V.3 Método de Explotación Selectivo “Circado”
VI. ASPECTOS RELEVANTES EN LA EXPLOTACIÓN DE ORO
VI.1 Dilución y Selectividad
VI.2 Barrido de Finos
VII. SOSTENIMIENTO DEFINITIVO
VII.1 Relleno Hidráulico
VII.2 Respuesta a las Subsidencias en el Macizo Rocoso
CONCLUSIONES
AGRADECIMIENTOS
BIBLIOGRAFIA
ANEXOS
ANEXO A
Cuadro 1 : Clasificación del Macizo Rocoso
Cuadro 2 : Parámetros de Resistencia de la Roca
Cuadro 3 : Máximas Aberturas Permisibles
Cuadro 4 : Sostenimiento Recomendado
ANEXO B
Diseño de Pilares por la Teoría Tributaria
FIGURAS Figura 1 : Corte y Relleno Ascendente
Figura 2 : Cámaras y Pilares
Figura 3 : Circado
GRÁFICOS Gráfico 1 : Rendimiento TMS/hg – Año 2001
Gráfico 2 : Rendimiento TMS/hg – Año 2002
FOTOS Foto 1 : Instalación de Pernos de Anclaje
Foto 2 : Sostenimiento Temporal con Gatas Hidroneumáticas

IV Congreso Nacional de Minería – Ica
Setiembre 2,002
I. RESUMEN
Minera Aurífera Retamas S.A., viene desarrollando sus operaciones dentro de la franja
aurífera del Batolito de Pataz, que involucra la explotación de vetas con buzamiento
que varía de 10° a 45°. Se vienen avanzando labores de exploración y desarrollo en el
orden de 1700 m/mes. La Planta de Beneficio trata 1,250 TMS/día, con ley de cabeza
cercano a 13 Au gr/TM.
Las zonas de enriquecimiento (ore shoot) están determinados por varias vetas, las
cuales tiene sus propias características que hacen de la explotación uno de los retos
más importantes, debido a la irregularidad de la geometría y distribución de valores,
más aún, por los efectos tectónicos locales y regionales que desplazan desde algunos
metros a más de 100 m.
La explotación en vetas sub horizontales, implica no solo hacer económico la
empresa, sino también alcanzar una recuperación mayor al 98% de las reservas
minables, reduciendo la dilución a 12%, consiguiendo ello con una rigurosa
selectividad; barrido, lavado y aspirado del mineral fino. Los tajeos de explotación
están limitados por chimeneas de exploración y desarrollo, cuyas dimensiones son de
40 m x 60 m. Las labores preparatorias básicas consiste en desarrollar un by pass en
la caja piso paralelo al rumbo de la veta, para luego levantar los echaderos de mineral
y desmonte. La explotación por “Corte y Relleno” o “Cámaras y Pilares”, se inicia
desde un sub nivel “base” dejando un puente de 3 m., a la galería. En el ciclo de
trabajo, se emplean perforadoras jack-leg y winches eléctricos de arrastre.
Es necesario la aplicación de mecánica de rocas, para el cálculo de las aberturas
permisibles, tiempos de autosoporte, elección del método de explotación, siendo el
soporte definitivo el relleno hidráulico, donde los sólidos tienen una mezcla de
agregados de –1/2”φ con relave de la fracción gruesa en proporción de 1:1, logrando
una resistencia a la compresión de 5 kg/cm2
, y como sostenimiento temporal; gatas
hidroneumáticas, puntales de madera y ocasionales pernos de anclaje con resina.
Los rendimientos están en relación directa a la potencia de veta, variando de 4.1 a 1
TMS/h-g, los que se vienen optimizando con el diseño de explotación. En algunos
tajeos de vetas angostas, se aplica “Circado”. Finalmente, el costo de producción
mina promedio está en el orden de 33.20 US $/TM, que representa 69.70 US $/oz.
MINADO DE VETAS AURÍFERAS SUB HORIZONTALES

II. UBICACIÓN Y ACCESIBILIDAD
II.1 Ubicación
La Mina Gigante se halla situada en el Anexo de Llacuabamba, distrito de Parcoy,
provincia de Pataz y departamento de La Libertad, emplazada en las vertientes del
flanco Oriental de la Cuenca hidrográfica del Marañón, sector Norte de la Cordillera
Central.
II.2 Accesibilidad
Se puede llegar al área de operaciones de la siguiente forma:
Lima - Trujillo 562 Km., asfaltado
Trujillo - Chirán 34 Km., asfaltado
Chirán - Chagual 307 Km., carretera
Chagual - Mina Gigante 70 Km., carretera
Por vía aérea :
Lima - Chagual aprox. 1 hr 30’
Trujillo - Chagual aprox. 0 hr 45’
III. GEOLOGÍA
La zona aurífera de Parcoy, Gigante y Buldibuyo ( considerado como distrito
minero ), está ligada a una faja de rocas intrusivas conocida como “Batolito de
Pataz”, que cortan a los esquistos, filitas, pizarras y rocas metavolcánicas del
Complejo Marañón. El batolito se extiende 50 Km, entre Vijus al Norte y Buldibuyo
al Sur, con ancho promedio de 2.5 Km.
Las zonas de fallamientos y fracturamientos pre-existentes dentro del intrusivo, han
servido de canales de circulación de las soluciones mineralizantes hidrotermales,
depositándose en las “trampas” estructurales, dando lugar a la formación de vetas.
Posteriormente han sido falladas y plegadas en más de dos eventos tectónicos; razón
por la cual, se presentan irregulares en su comportamiento estructural y continuidad.
Fallamiento
Se han diferenciado tres sistemas principales de fallamientos :
Sistema de Fallamiento NW-SE ( Longitudinales )
Sistema de Fallamiento NE-SW a N-S ( Diagonales )
Sistema de Fallamiento Principal E-W o Fallas Mayores ( Transversales )
En este último sistema, las estructuras desplazan hasta 100 m., en vertical y 300 m
en horizontal ( sinextral ), siendo el bloque Norte el que cae o hunde.
Mineralogía
La mena está constituída por pirita aurífera, que se presenta acompañada de
arsenopirita, galena y marmatita en proporciones menores; también consideramos el
cuarzo sacaroide como mineral de mena por hospedar oro libre.

Como mineral de ganga se tiene cuarzo lechoso (primer estadío), calcita, caolín,
chalcopirita, etc.
IV. DESCRIPCIÓN DE OPERACIONES
El nivel de producción de mineral es de 1,250 TMS/día, con ley promedio de 13 Au
gr/TM. Las operaciones están distribuídas en 25 niveles principales, entre las cotas
4,100 y 2,950 m.s.n.m. El laboreo minero es netamente convencional, debido a la
irregularidad de la geometría del yacimiento como a su distribución de valores.
V. MINADO DE VETAS AURÍFERAS SUB HORIZONTALES
MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN
El minado o explotación de mineral cumplen tres requisitos; debe ser dinámico,
seguro, económico y a la vez tener una alta recuperación, que nos permita reducir los
costos en cada una de las fases de minado.
V.1 CORTE Y RELLENO ASCENDENTE
Descripción
El inicio de la explotación es a partir del subnivel base, dejando un puente de 3 m,
respecto a la galería principal. Se realiza una cámara central el que servirá como
cara libre para realizar la explotación ; en vetas con buzamiento mayor de 30°, se
realiza en cortes horizontales empleando como sostenimiento temporal puntales de
madera, gatas hidroneumáticas, pernos y cuadros de madera de forma ocasional o
sistemática dependiendo de la calidad de roca de la caja techo.
Concluido los cortes horizontales, se procede a la limpieza o aspirado del mineral
fino, el cual es llenado a sacos de rafia para su posterior envío a Planta.
Seguidamente, se construyen los tabiques para el proceso de relleno hidráulico; a
medida que se rellena se van recuperando las gatas, hasta el término de la abertura.
Durante el avance ascendente de la producción, se deja pilares de 3m x 5m,
adyacente a las chimeneas principales y un puente de 3m x 20m paralela a la galería,
los cuales son extraídos al final de la explotación del tajeo.
Las razones para seleccionar este método es: la competencia regular de la roca caja
techo, la geometría irregular de las vetas, la disposición de los desechos mina, alta
ventilación en los tajos de explotación y la prevención de subsidencias con el uso de
relleno (ver fig. 1 del anexo).
Condiciones de Aplicación
Geometría del yacimiento:
- Forma : Irregular
- Potencia : variable; >0.50 m
- Buzamiento : 30° - 40°
- Altura litostática : 200 m - 600 m.

Criterios Geomecánicos de Aplicación
De acuerdo a las condiciones geomecánicas del macizo rocoso de la caja techo se
diseña las aberturas máximas permisibles, el tiempo de autosostenimiento de la labor
y el sostenimiento a aplicarse. La masa rocosa ha sido clasificado por el índice Q del
NGI y el índice RMR del CSR llegando a determinar los tipos de roca A, B, C y D, las
propiedades físicas y de resistencia de la roca han sido estimados a partir de ensayos
de laboratorio y del índice de resistencia geológico GSI que se relaciona con los
índices Q y RMR. El criterio de falla empleado es el de Hoek-Brown.
El método de Corte y Relleno Ascendente es aplicable para los tipos de roca A, B, C y
D, que corresponden a los índices de calidad de roca de: RMR = 47-65, 44-47, 35-44,
23-35 y Q = 1.5-9.5, 1.0-1.5, 0.4-1.0, 0.10- 0.40, respectivamente. Los parámetros de
resistencia de roca, pueden apreciarse en el cuadro 1 y 2 del Anexo A.
Parámetros de Diseño de la roca
Roca encajonante : Granodiorita
Densidad de roca γ, (tn/m3
) : 2.7
Densidad del mineral γ, (tn/m3
) : 3.0
Angulo de fricción, φ (°) : 31-40
Cohesión, c (Mpa) : 0.29-4.0
Módulo de Young, E (Mpa) : 2,510-30,000
Módulo de Poisson, v : 0.25
Parámetros Geométricos del Método
Dimensiones del sub block (m) : 20 x 30
Número de cortes horizontales : 5
Longitud de cortes horizontales (m) : 14
Ancho de cortes horizontales (m) : 5
Altura de cortes horizontales (m) : 1.20 m
Dimensiones de los Pilares temporales (m) : 3 x 5 y 3 x 20
Aberturas permisibles
Han sido calculados utilizando la ecuación (Barton, 1974), se toma el valor de ESR
= 4, correspondiente a aberturas temporales.
Abertura Máxima (m) = 2 ESR Q 0.4
Las aberturas máximas han sido evaluados teniendo en cuenta la calidad de la roca y
el tiempo máximo de autosoporte. Por intermedio de los índices de calidad críticos o
teóricos Q’ es posible determinar la necesidad de sostenimiento, si éstos están por
debajo del índice de clasificación Q, entonces no es necesario sostenimiento
adicional.
Q’ = (Ancho Labor / 2 ESR)2.5
Las máximas aberturas permisibles estimadas para los tipos de roca A, B, C y D
son : 9.5 - 20m, 8.0 - 9.5m, 5.5 - 8m, 3 – 5.5m ; y los tiempos de auto-sostenimiento
son de: 1-2 semanas, 3 días-1 semana, 10 hrs-3 días, 1hr – 10 hrs, respectivamente.

Es necesario indicar que estos resultados son indicativos (ver los cuadros 3 y 4 del
anexo A).
Diseño de Sostenimiento
El sistema adecuado de sostenimiento está constituido por los elementos: puntales de
madera, gatas hidroneumáticas y pernos cementados de acuerdo a las evaluaciones
geoestructurales y geomecánicas del macizo rocoso.
Para el diseño de sostenimiento en una zona potencialmente inestable en terreno
estratificado laminar o falsa caja, con un espaciamiento promedio de
discontinuidades de 1.2 a 1.50 m. Se utilizó las siguientes relaciones.
1.- Cálculo del block muerto:
T= γ*h*S2
Donde,
T = Peso del block muerto ( Tn )
γ = Peso unitario de la roca ( Tn / m
3
)
S = Espaciamiento entre el elemento de sostenimiento en dirección longitudinal
y transversal ( m )
2.- Capacidad de Soporte del elemento
a) Perno de anclaje: perno helicoidal de 1.8 m de longitud y 22 mm φ.
P = Rc x S = τ x U x L
S = π x d2
/4
U = π x d
τ = 0.25 x Rc x d/L
Donde,
P = Capacidad de apoyo del perno (Kg.)
Rc= Resistencia a la tracción mínima del perno = 6,330 Kg/cm
2
.
S = Área del perno ( cm
2
)
d = Diámetro del perno (cm)
τ = Adherencia entre el perno y el cemento (Kg/cm
2
)
U = Circunferencia del perno (cm)
L = Longitud del perno (cm)
Con el que obtiene una capacidad de soporte de 24, 000 Kg. con resistencia a la
tracción mínima del acero de 6,330 Kg/cm2 de acuerdo a las especificaciones de los
requisitos ASTM A615 grado 60. En pruebas de campo a la tracción de pernos
dieron valores de 18 a 20 tn.
El diseño de la longitud del mortero de cemento o resina que debe tener el perno,
está basado en experiencias de campo y pruebas en la misma escala.

Lb = P/(1000*π*d*τc)
Donde,
Lb = Longitud de mortero (m)
P = Carga de diseño (KN)
d = Diámetro de la roca o taladro (m)
τc = Resistencia a lo largo de la interface roca/mortero
Considerando un FS = 3, para P=176 KN (18 tn) se recomienda τc=1.40 Mpa según
LitleJohn and Bruce, 1975, con lo que se obtiene una longitud de mortero de 1.1 m.
b) Gata hidroneumática: la presión de trabajo estándar es de 200 KN
(20tn) según especificaciones técnicas.
c) Puntal de madera: puntal de eucalipto de 5’ x 7” φ y 8” φ.
L x k/D = R<11
P = σ a x A
R = Relación de esbeltez
D = Diámetro del puntal (pulg)
L = Longitud efectiva del puntal (pulg)
k = constante que depende del empotramiento, para nuestro caso k = 1.2
σa = Esfuerzo máximo permisible paralelo a la fibra (110 kg/cm
2
)
A = Área de la sección circular del puntal (cm
2
) = π d
2
/4
P = Máxima presión admisible del puntal (kg/cm
2
)
Obteniéndose la presión máxima admisible de 27 tn y 36 tn.
III.- El factor de seguridad:
FS = P/T
Donde,
P = Capacidad de soporte del elemento
T = Peso del block muerto
FS = Factor de seguridad
Los factores de seguridad alcanzados para una misma condición de sostenimiento
( espaciados a 1.20 m x 1.20m y una altura de 1.50 m, obteniendo 5.83 tn., para el
block muerto ) son: para el perno = 3, para la gata = 3.4 y para los puntales de 7” y
8” φ = 4.6 y 6.17, respectivamente.
Las recomendaciones de estabilización, es el producto de los análisis y evaluaciones
de la calidad del macizo rocoso y para el estado de esfuerzos originados. Los
sistemas de sostenimiento recomendados son:
Tipo A Puntales de 7” φ y/o pernos de 6’, ocasionalmente.

Tipo B Puntales7” φ y 8” φ e = 1.2 x 1.5m, gatas e = 1.30 x 1.50m y/o pernos
de 6’ e = 1.2 x 1.2m, sistemáticos.
Tipo C Cuadros de madera 8” φ, e = 1.2m, puntales de 7” y 8” φ
e = 1.0x1.2m, y/o, gatas hidroneumáticas e = 1.0 x 1.2m, sistemáticos
Tipo D Cuadros de madera 8” φ, e = 1.0m, puntales de 8”φ, e = 1.0 x 1.0 m
Operaciones Unitarias
Perforación y voladura
Como el avance de la explotación es por rebanadas horizontales, la perforación
también se hacen en el sentido del rumbo.. La voladura controlada es fundamental en
los taladros superiores.
Los equipos de perforación son máquinas Jack-leg con barrenos de longitud 5 pies y
diámetro de 39 mm.
En la voladura, se emplean dinamitas semigelatinas con potencia relativas de 45% y
65%, también dinamitas pulverulentas de 45% y 65% en las coronas, dependiendo del
índice Q del mineral, empleándose en muchos casos espaciadores de agua en la fila de
taladros cercano a la caja techo.
Malla de perforación
La determinación de la geometría; burden x espaciamiento, está basada en la teoría de
C. Konya:
B = 3.15 x Øe x ( ρe /ρm )1/3
Donde :
B = burden (pies)
Øe= diámetro del explosivo en pulg (7/8)
ρe =densidad del explosivo (1.08)
ρm =densidad del material ( mineral 3.00)
Para nuestro caso el valor determinado para B = 2 pies. Es necesario mantener el
radio longitud de taladro (L) y burden (B), en donde la relación ideal es de 3:1, este
radio, se toma como referencia para el “ajuste”, en función a los resultados de
voladura in-situ.
La malla de perforación promedio B x E = 50 cm x 50 cm. El carguío de taladros con
explosivo varía de 50% a 65% de la longitud de taladro, dependiendo de la dureza del
mineral.
Limpieza
Los winches eléctricos de arrastres pueden utilizarse para dos alas de explotación, lo
que permite un mejor rendimiento.

Sostenimiento
El sostenimiento temporal a realizar depende de la calidad de roca en la caja techo,
variando desde: puntales de seguridad, gatas hidráulicas, cuadros de madera y pernos
de anclaje.
Eficiencias
- Rendimiento : 2.50 m3/tarea ( con winche )
: 1.25 m3/tarea ( limpieza manual )
- Factor de voladura : 0.88 Kg/m3.
- Factor de perforación : 3.57 m/m3
- Producción por taladro : 1.22 TM / taladro
Costos Unitarios
- costo de preparación : US $ 5.0 /TM
- costo de explotación
Perforación y voladura : US $ 2.17/TM
Limpieza : US $ 3.04/TM
Sostenimiento : US $ 3.32/TM
Relleno hidraúlico : US $ 2.03/TM
Otros (limp finos,etc) : US $ 2.02/TM
- costo de servicios auxiliares
Equipos mina : US $ 1.49/TM
Extracción : US $ 1.58/TM
Transporte a planta : US $ 1.83/TM
Servicios mina : US $ 2.23/TM
Gastos generales mina : US $ 4.43/TM
Energía eléctrica : US $ 1.22/TM
Aire comprimido : US $ 1.70/TM
Costo del método C & R : US $ 32.06/TM
V.II CÁMARAS Y PILARES
Descripción
Definido el block rectangular de mineral por chimeneas y galerías, a partir de un
subnivel base, se divide el tajeo en cámaras alternadas los pilares rectangulares de 3 m
de ancho. Estas cámaras tienen la dirección del buzamiento y altura que depende a la
potencia de la veta. Una vez que la cámara llega al nivel superior, se retorna
desquinchando y sosteniendo los hastiales para completar el ancho de diseño. Una vez
concluida la cámara se rellena. La siguiente etapa es la recuperación de los pilares; al
término de éstas, se completa el relleno de los espacios que quedan.
El método es adecuado para: alturas litostáticas menores a 700 m, resistencia
compresiva de la roca mayores a 50 Mpa, vetas sub horizontes y de moderado espesor,
caja techo razonablemente competente el cual es sostenido principalmente por los
pilares, además de que es posible dejar partes de estéril como pilar.

Diseño de pilares
Obert-Duvall (1976) proponen la Teoría Tributaria para el diseño de soporte de un
pilar en el método de minado de cámaras y pilares de geometría rectangular, asume
que los pilares sostienen toda la carga de roca por encima. Para un encampane de 424
m, resistencia compresiva de especímenes de roca de 9,818 tn/m2 (90.4 Mpa) para
paneles rectangulares de minado de 20m x 30m, cámaras de 14m x 30m, pilares de 3m
de ancho por 30 y 20 m de longitud y 1.5 m de altura, se ha obtenido un factor de
seguridad de 3.65, (la teoría recomienda utilizar un factor de seguridad de 2 a 4 para la
estabilidad del pilar de corto a largo plazo), en el Anexo A , se detalla la teoría.
Geometría del yacimiento :
- Forma : Tabular e irregular
- Potencia : variable; 0.30 m a 2.5 m
- Buzamiento : Sub horizontales; 10° a 30°
- Altura litostática : 200 m - 700 m.
Este método de laboreo es factible para los tipos de roca A, B y C que corresponden a
los índices de: RMR=47-65, 44-47, 35-44 y Q=1.5-9.5, 1.0-1.5, 0.40- 1.0,
respectivamente. Los parámetros de resistencia de roca para estos tipos de roca
corresponden a los valores que se muestran en el cuadro 1 y 2 del Anexo A.
Densidad de roca γ, (tn/m3) : 2.7
Densidad del mineral γ, (tn/m3) : 3.0
Módulo de Young, E (Mpa) : 3,160-30,000
Dimensiones del sub block (m) : 20x30
Número de cortes verticales : 4
Ancho de cortes verticales (m) : 3
Ancho de cámara (m) : 14
Número de Pilares : 3
Dimensiones de los pilares temporales (m) : 3 x 30, 3 x 20
Para los tipos de roca A, B y C, las máximas aberturas permisibles estimadas son
de: 9.5-20m, 8.0-9.5m, 5.5 – 8m; los tiempos de auto-sostenimiento son de: 1-2
semanas, 3 días-1 semana, 10hrs – 3 días, respectivamente (ver los cuadros 3 y 4 del
anexo A). Cabe aclarar que estos valores son indicativos.
Sostenimiento Recomendado
Los sistemas de sostenimiento recomendados para estos tipos de roca son:

Perforación y voladura
Por las características de la rotura de mineral, se emplea el diseño de perforación y
voladura de un frente, diferenciándose en el control de los taladros de corona, que
son ubicados debajo del contacto mineral-desmonte, distancia que varía de acuerdo a
la calidad de roca.
En la perforación se emplean perforadoras livianas tipo jack-leg, que operan con una
presión de 80 PSI y 130 CFM. La longitud de barrenos es de 5 pies y 39 mm de
diámetro de broca. En la explotación de las primera cámaras, es importante el control
topográfico para evitar distorsiones en la dirección de la misma.
En la voladura, se emplean dinamitas pulverulentas y semigelatinas, dependiendo de
la calidad del mineral, empleándose en muchos casos espaciadores de agua en los
taladros de corona.
Limpieza
Este método de explotación tiene la ventaja de tener dos o tres cámaras en ataque, lo
que favorece en la mayor utilización de los winches eléctricos de arrastre, que tienen
motores de 10 o 15 HP, con rastra de 32”, 6 pies cúbicos de capacidad, utilizando para
el arrastre cables de acero ½” x 6 x 19 y poleas de 6” ú 8”φ.
Sostenimiento
El sostenimiento temporal a realizar depende de la calidad de roca en la caja techo,
variando desde: Puntales de seguridad, gatas hidráulicas, cuadros de madera y pernos
de anclaje.
Eficiencias
- Factor de Perforación : 4.61 m/m3
Costos Unitarios
- costo de preparación : US $ 7.5 /TM

Relleno hidráulico : US $ 1.94/TM
Otros (limp. finos,etc) : US $ 2.62/TM
Costo de método C & P. : US $ 37.51/TM
V.III MÉTODO DE EXPLOTACIÓN SELECTIVO “CIRCADO“
Descripción
Se aplica este método para zonas mineralizadas con potencia de veta angosta
(<0.50m) y altos valores de mineral, por lo que se debe arrancar en una primera etapa
mineral y luego el desmonte pudiendo invertir esta secuencia de acuerdo a las
condiciones de dureza del mineral y el desmonte (ver fig. 3 del anexo).
Geometría del yacimiento:
- Forma : irregular
- Potencia : variable; <0.50 m.
- Buzamiento : sub horizontales; 10° a 40°
- altura litostática : 200 m - 600 m.
El método de explotación de circado es adecuado para los tipos de roca A, B y C que
corresponden a los índices de calidad de roca: RMR=47-65, 44-47, 35-44 y Q=1.5-
9.5, 1.0-1.5, 0.4-1.0 respectivamente. Los parámetros de resistencia de roca para estos
tipos de roca se muestran en el cuadro 1 y 2 del Anexo A.
Roca encajonante : Granodiorita
Densidad de roca γ, (tn/m3) : 2.7
Densidad del mineral γ, (tn/m3) : 3.0
Módulo de Young, E (Mpa) : 2510-30,000
Dimensiones del sub block (m) : 20x30
Ancho de cámara (m) : 14
Ancho de cortes horizontales (m) : 10 - 27
Altura de cortes horizontales (m) : 1.2
Dimensiones de los pilares temporales (m) : 3x10

Para los tipos de roca A, B, C y D, las máximas aberturas permisibles estimadas son
de: 9.5-20m, 8.0-9.5m, 5.5 – 8,3m – 5.5m; los tiempos de auto-sotenimiento son de:
1-2 semanas, 3 días-1 semana, 10hrs – 3 días, 1 hr – 10 hrs, respectivamente (ver los
cuadros 3 y 4 del anexo A).
Los sistemas de fortificación recomendados son:
Tipo D Cuadros de madera 8” φ, e = 1.0m, puntales de 8”φ, e = 1.0 x 1.0 m
Perforación Voladura
El arranque de mineral o desmonte se realiza en dos etapas:
Primera etapa, consiste en disparar la caja techo, teniendo en cuenta 1.20m como
altura de minado ( de caja piso a caja techo), la siguiente operación unitaria es la
limpieza del desmonte, dejando gran parte como “pirca” en el mismo tajeo.
Segunda etapa, consiste en disparar el mineral, para luego proceder con la limpieza
hasta los echaderos de correspondientes.
Antes de la voladura del mineral se coloca una barrera de tablas forrado con rafia
cerca al área de disparo para evitar la dispersión del mineral fino. También se
acondiciona al piso y laterales con este material para poder colectar los finos.
Limpieza
Se realiza llevando el material de desmonte a los espacios vacíos que se van
generando en el tajeo. Luego el mineral roto en la segunda etapa de voladura es
trasladado hacia el echadero más cercano ya sea con winches o en forma manual.
Sostenimiento temporal en tajeos
Los elementos de sostenimiento aplicados en la explotación con este método son
generalmente puntales de seguridad de 7 “φ y 8“φ, gatas hidroneumáticas, pernos y
cuadros de madera donde amerite.
Eficiencias

- Factor de Perforación : 5.85 m/m3
Costos Unitarios
- costo de preparación : US $ 15.43/TM
Relleno hidráulico : US $ 2.64/TM
Otros (limp. finos,etc) : US $ 3.78/TM
Costo de método CIRCADO : US $ 59.97/TM
VI ASPECTOS RELEVANTES EN LA EXPLOTACIÓN DE ORO
VI.1 DILUCIÓN Y SELECTIVIDAD
El concepto de dilución expresado en porcentaje, se define como un incremento de
desmonte al mineral que se ha cubicado y que ocurre durante la rotura y limpieza del
mineral.
Por la actividad inherente de la rotura siempre existirá contaminación del mineral, ya
sea por tener cajas fracturadas, en especial el techo, ó por la necesidad de efectuar el
Circado. En ambos casos durante la fase de limpieza se trata de reubicar el desmonte
en el tajeo y de existir excedente de este material se extrae para evitar la
contaminación.
A todo este proceso de separación del desmonte en la labor se le denomina
Selectividad
A continuación se tiene el siguiente caso representativo de la zona de Huacrachuco
para ilustrar la dilución.
Potencia de Veta : 0.44 m
Area de Minado : 509.45 m2
Altura de minado : 1.21 m
Volumen de espacio abierto : 571.12 m3
Volumen de mineral Roto : 222.14 m3
Peso específico de mineral : 3.00 TM/m3
Tonelaje de mineral Roto : 666.42 TMS
Mineral Transportado a Planta : 691 TMS
Diferencia : 24.58 TMS

Dilución :
VI.II BARRIDO DE FINOS
Esta actividad se efectúa en forma sistemática en las labores de explotación. Consiste
en la limpieza de mineral que queda en el piso y hastiales de un tajeo y que se realiza
antes del relleno definitivo de la labor. Con este sistema se logra recuperar
aproximadamente 4 kg. de Au. por mes.
MINERAL PRODUCTO DE BARRIDO DE FINOS : ENERO-ABRIL, 2002
SECCION TMS Kg. Au
Intermedio 181.336 8.737
Medio 118.970 5.171
Española 17.845 0.537
Españolita 1.860 0.087
Cabana 46.410 1.497
Chilcas 14.980 0.201
TOTAL 381.401 16.230
VII SOSTENIMIENTO DEFINITIVO
VII.I RELLENO HIDRAULICO
Es uno de los sistemas más importantes y apropiado como sostenimiento definitivo
del macizo rocoso después de la explotación. Su principal objetivo es evitar
colapsos, subsidencias y permite recuperar los puentes y pilares de mineral.
Las características del relleno hidráulico son las siguientes:
Volumen de sólidos : 40 m3/hr
Volumen de agua : 30 m3/hr
Densidad de pulpa : 1900 gr/lt
Velocidad crítica : 2.59 m/s
Velocidad de percolación : 18.78 cm/hr
Diámetro de tubería ( troncal ) : 4”φ
Tipo de tubería en troncal : SSCH – 80
Tipo de tubería en distribución : polietileno ( de troncal a tajeos )
Energía para el transporte : gravedad
Diferencia de altura(Planta-Tajeo) : 800 m
Resistencia al cabo de 3 meses : 5 kg/cm2
VII.2 RESPUESTAS A LAS SUBSIDENCIAS EN EL MACIZO ROCOSO
Muchos parámetros geológicos, mineros, y de la naturaleza de la estructura afectan
en magnitud y extensión la subsidencia que ocurre debido al minado, para el caso de
Marsa las principales son:

Altura promedio de minado : 1.5 m
Buzamiento promedio de minado : 30°
Profundidad promedio de minado 400 m
Competencia de la caja techo y piso : Regular-Mala
Discontinuidades geológicas : 3 principales y 1 aislada
Tensiones in situ : 10.5 Mpa
Dimensiones de los pilares : 3x30 m y 3x20 m
Dimensiones de los paneles vacíos : 20x30 m
Razón de extracción, fase I y II : 75% y 98%
Topografía de la superficie : Flancos de Buz. moderado
Método de explotación : Los 3 métodos
Bajo estas condiciones, se ha podido detectar los efectos de la subsidencia en
algunas zonas de minado, específicamente en las galerías y subniveles. Tanto la
subsidencia activa como la residual están controladas con la aplicación de
sostenimiento activo consistente en pernos, shotcrete y malla metálica, y el uso de
relleno hidráulico como sostenimiento definitivo.

CONCLUSIONES
1. El minado de vetas sub- horizontales en MARSA se efectúa con tres tipos de métodos:
Corte y Relleno Ascendente, Cámaras - Pilares y Circado. El criterio de aplicación de
estos métodos se fundamenta principalmente en la geometría de la estructura
mineralizada y en la condición geomecánica del macizo rocoso. Los rasgos principales
del yacimiento son: el buzamiento, que está en el rango de 10° a 45° y la potencia que
varía de 0.2 m a 1.2 m
2. El costo de operación mina al aplicar los métodos de explotación son:
-Corte y Relleno Ascendente : US $ 32.06
-Cámaras y Pilares : US $ 37.51
-Circado : US $ 59.97
El método de circado tiene un costo de minado alto debido al mayor laboreo manual, por
lo que sólo es aplicable a vetas angostas con potencia de veta menores a 50 cm y con
leyes mayores a 25 grs.Au/TM.
3. Las máximas aberturas permisibles de acuerdo a evaluaciones geomecánicas del macizo
rocoso han sido estimadas para cuatro tipos de roca encajonante, que varían en el índice
de calidad de regular a mala (0.1< Q<9.5). La máxima abertura permisible se ha
establecido para una longitud de 20 m. El tipo de sostenimiento usado en estas aberturas
son generalmente puntales de seguridad, gatas hidroneumáticas y ocasionalmente pernos
de anclaje.
4. El control de la dilución y selectividad en la explotación del yacimiento aurífero, es
sinónimo de calidad, entendiendo como un elemento que permite programar, diseñar,
implementar, operar para conseguir una alta recuperación del preciado metal. Esto se
logra haciendo uso de un estricto control de ratios en nuestras operaciones unitarias con
el objeto de conseguir rentabilidad para la empresa. Este esfuerzo conjunto ha permitido
obtener valores de dilución del orden de 12% mejorando las leyes del mineral entregado
a Planta.
5. Una etapa adicional al ciclo de minado es la recuperación de finos mediante el barrido,
llevándose acabo antes de ingresar el relleno hidráulico al tajeo. Esto nos permite
obtener 4 kg. de Au. por mes.
6. El sostenimiento definitivo de las aberturas se realiza mediante el relleno Hidráulico.
Para tal efecto se tiene una red de transporte por medio de tuberías que alcanzan labores
mas alejadas, cubren distancias de 800 m en vertical y 3000 m en horizontal, con un
caudal de pulpa de 150 gln/min y densidad de pulpa de 1,900 gr/litro. La finalidad es
mitigar la subsidencia del macizo y de esa manera preservar el entorno natural.

AGRADECIMIENTOS
Doy gracias a Minera Aurífera Retamas S.A., en las personas del Dr. Andrés Marsano
Conroy, Dra. Verónica Marsano Conroy, Sr. Juan Gonzales Vigil, Ing. Miguel
Carrizales Arbe, por permitirme la realización del presente trabajo.

REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS
[ 1 ] E. Hoek, P.K. Kaiser, W. Bawden (1995), “Support of Underground
Excavation in Hard Rock", Geomechanic Research Laurentian University
– Department of Mining Engineering Queen’s University.
[ 2 ] H. Hartman (1995), “SME Mining Engineering Handbook”, Professor
Emeritus of Mining Engineering, University of Alabama.
[ 3 ] L. Arauzo (2000), “Geomecánica Aplicada en Sostenimiento Activo”, III
Congreso Nacional de Minería.
[ 4 ] R. Cancce, A. Parraguez (2002), “Informes Internos de Planeamiento
Mina”, Minera Aurífera Retamas S.A.
[ 5 ] R. Cabrera (2002), “Informes Internos de Mecánica de Rocas”, Minera
Aurífera Retamas S.A.

A N E X O S
FIGURAS
GRÁFICOS
FOTOS

ANEXO A
Cuadro 1: Clasificación del Macizo Rocoso
RQD σc
(%) (Mpa) RMR Q
A 55-70 60-100 47<RMR<=65 1.5-9.5 Regular
B 45-55 40-60 44<RMR<=47 1<Q<=1.5 Mala a Regular
C 30-45 30-40 35<RMR<=44 0.4<Q<=1 Mala
D 20-30 20-30 23<RMR<=35 0.1<Q<=0.4 Muy mala a Mala
Indice
T . Roca Calificación
Cuadro 2: Estimación de los Parámetros de Resistencia de la Roca
GSI E φ c
(Mpa) (°) (Mpa)
A 42-60 6,310-30,000 36-42 1.16-4.00
B 39-42 5,309-6,310 35-36 0.73-1.16
C 30-39 3,162-5,309 33-35 0.46-0.73
D 26-30 2,512-3,162 31-33 0.29-0.46
Indices del Macizo Rocoso
Tipo de
Roca
Los valores para s = 0 , a = 0.50
Cuadro 3: Estimación de las Máximas Aberturas Permisibles y Tiempos de
Auto-sostenimiento
Tipo de
Roca 3m 5m 7m 10m 14m 17m 20m
A 9.5 m - 20 m 1 sem - 2 sem
B 8 m - 9.5 m 3 días - 1 sem
C 5.5 m - 8 m 10 hrs - 3 días
D 3 m - 5.5 m 1 hr - 10 hras
Ab. Permis. (m) T. Autosost.
Indice crítico-Q'
0.09
0.31
0.72
1.75
4.05
9.88
6.58
El factor ESR = 4, para el caso de labores mineras temporales.
Cuadro 4: Sostenimiento Recomendado
A PMo (7"φ, ) y/o Bo (6')
B PMs (7"φy 8"φ) e=1.2x1.5m; GHs e=1.3x1.5m; y/o Bs(6')utg e=1.2x1.2m
C CMs (8"φ) e=1.2m; PMs (7"φy 8"φ) e=1.0x1.2m; y/o GHs e=1.0x1.2m
D CMs (8"φ) e=1.0m y PMs (8"φ) e=1.0x1.0m
Tipo
Roca
Nota: PM = Puntales de madera, espaciamiento indicado
CM = Cuadros de madera, espaciamiento indicado
GH = Gatas hidroneumáticas, espaciamiento indicado
B = Pernos, espaciamiento indicado
s,o = Sistemáticos u ocasionales

ANEXO B
Diseño de Pilares por la Teoría Tributaría
Obert-Duvall (1976) proponen la Teoría Tributaría para el diseño de soporte de un pilar en el método de
minado de cámaras y pilares La teoría asume que los pilares sostienen toda la carga de roca por encima. Para
un diseño de cámaras y pilares de geometría rectangular se tiene.
Wo
Lp Ap
Wo
Wp
Ao
Diseño Rectangular de
Cámaras y Pilares
Carga del Pilar: las ecuaciones básicas que relacionan el área del pilar y las tensiones verticales son.
Ap = Wp x Lp
At = (Wo+Wp) (Wo’+Lp)
Sv = γ x Z
Sp = Sv x ((Wo+Wp)(Wo’+Lp)) / (wp x Lp)
Para determinar el porcentaje de extracción, el cual es definido como el radio del área de minado del área total,
se tiene la ecuación.
Ra = 1- ((wp x Lp) / ((Wo+Wp)(Wo’+Lp))
Donde:
Sp = Promedio de la resistencia del pilar (tn/m2)
Sv = Esfuerzos verticales aplicados antes del minado (tn/m2)
Z = Altura de sobrecarga
γ = Peso específico aparente de la sobrecarga (tn/m3)
Ap = Area del pilar (m2)
Wp = Ancho o diámetro del pilar (m)
Lp = Longitud del pilar (m)
Ao = Area de la abertura (m2)
Wo = Ancho de la abertura (m)
At = Area total (m2)
Ra = Razón del área de extracción
Resistencia del Pilar : La resistencia compresiva del pilar se calcula con la siguiente ecuación, y es
aplicado a todo tipo de configuración de cámaras y pilares.
Cp= C1(0.778+0.222(Wp/Hp))
Cp = Resistencia compresiva del pilar (tn/m2)
C1 = Resistencia compresiva del espécimen con wp/hp = 1, (tn/m2)
Wp = Ancho o diámetro del pilar (m)
Hp = Altura del pilar 0.5<Wp/Hp<4 (m)
Factor de Seguridad: Es recomendable utilizar un factor de seguridad de 2 a 4 para la estabilidad
del pilar de corto a largo plazo.
FS = Cp(1-Ra)/Sv

GRÁFICO 1
MINADO POR CÁMARAS Y PILARES - AÑO 2,001
0
2,000
4,000
6,000
8,000
10,000
12,000
Ene Feb Mar Abr May Jun Jul Ago Set Oct Nov Dic
TMS
0.00
0.50
1.00
1.50
2.00
2.50
3.00
3.50
TMS/hg
Minado Rendimiento
MINADO POR CORTE Y RELLENO ASC. - AÑO 2,001
0
5,000
10,000
15,000
20,000
TMS
0.00
1.00
2.00
3.00
4.00
5.00
TMS/hg
Minado Rendimiento
MINADO SELECTIVO - CIRCADO
AÑO 2,001
0
500
1,000
1,500
2,000
2,500
3,000
TMS
0.00
1.00
2.00
3.00
4.00
5.00
TMS/hg
Minado Rendimiento

GRÁFICO 2
MINADO POR CÁMARAS Y PILARES - AÑO 2,002
0
5,000
10,000
15,000
20,000
Ene Feb Mar Abr May
TMS
0.00
0.50
1.00
1.50
2.00
2.50
3.00
TMS/hg
Minado Rendimiento
MINADO POR CORTE Y RELLENO ASC. - AÑO 2,002
0
2,000
4,000
6,000
8,000
10,000
12,000
14,000
Ene Feb Mar Abr May
TMS
0.00
0.50
1.00
1.50
2.00
2.50
3.00
3.50
4.00
TMS/hg
Minado Rendimiento
AÑO 2,002
0
500
1,000
1,500
2,000
2,500
3,000
3,500
Ene Feb Mar Abr May
TMS
0.00
0.50
1.00
1.50
2.00
2.50
TMS/hg
Minado Rendimiento

1,5
X
Y
3
2,1
3
7
6
5 3
4
5
8
9
2
Y
5 3
CORTE A-A'
X
CORTE B-B'
METODO DE CORTE Y RELLENO ASCENDENTE
LEYENDA
1: Galería 7'x8'
2: Sub nivel 4'x5'
3: Mineral explotado
4: Cámara de ataque
5: Pilar de mineral de 3x5 m
6: Chimenea de block 5'x5'
7: Mineral cubicado
8: Ventana
9: Puente mineralizado
X = 20 mts
y = 30 mts
B B'
8
6
6 61
6 1 6
1,5
3
1.5
1
7
3 9
1
3
5 5 66
2
A
A'
Fig. 01VISTA EN PLANTA

X = 20 mts
y = 30 mts
LEYENDA
1: Chimenea
2: Sub nivel
3: Galería superior
4: Mineral
5: Explotación de cámara
6: Explotación del pilar temporal
7: Cámara explotada y rellenada
8: Pilares naturales (estériles)
9: Puntales de madera
10: Gatas hidraúlicas, se recupera antes de rellenar
11: Pernos de anclaje ocasionales
12: Tabique de madera de eucalipto y rafia
13: Relleno detrítico producto de la selectividad
3
X
VISTA EN PLANTA
Fig. 02
METODO DE CAMARAS Y PILARES
1.5
Y
7
3
3
2.1
Y
7
1.5
Y
2.1
X
3
3
3
5
5 5
1
4
1
2
6
12 12
8
8
8
13
13
13
11 11
11
9
9 10
10
7
6

Fig. 03
Pirca
2.- PRIMERA
ALTERNATIVA DE
CIRCADO
4.- ACUMULACION DEL
DESMONTE ( Pircas )
5.- ROTURA DE
MINERAL
Subnivel base
Chimenea
Galería superior
Chimenea
Caja techo
Caja piso
Veta con
potencia
menor a 50 cm.
Sub nivel
superior
Caja piso
Caja techo
Sub nivel
superior
Subnivel
inferior
Desmonte
roto de caja
techo
Sub nivel
superior
3.- SEGUNDA
ALTERNATIVA DE
CIRCADO
Mineral roto
Caja techo
Subnivel
inferior
Caja piso
Subnivel base
Chimenea Galería superior
Chimenea
Mineral
Desmonte
Pirca
Subnivel base
6.- TAJEO RELLENADO
Galería superior
Chimenea
Chimenea
1.- TAJEO IN-SITU

Foto 1: Instalación de Pernos de Anclaje con Resina
Foto 2: Sostenimiento Temporal con Gatas Hidroneumáticas

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