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Ítem Texto completo enlazado Reducción de dilución mediante la aplicación de voladura diferenciada en labores de Breasting dentro de la mina Pallancata(Pontificia Universidad Católica del Perú, 2023-04-11) Hinostroza Araujo, Franco; Yabar Encarnacion, Gian Pierre; Cabello Robles, Oscar LuisLa zona de Pablo que se encuentra dentro de la unidad minera Pallancata no cuenta con anchos de veta constantes (entre 0.8 metros a 10 metros de ancho), por lo que resulta necesario buscar nuevos métodos para poder explotar el yacimiento de forma eficiente. La presente investigación tiene como objetivo disminuir la dilución actual que se tiene en los tajeos de breasting, mediante el uso de voladura diferenciada, la dilución actual es de 250%, para secciones de 3.5m x3.5m con potencias de veta menores a 2 metros. Se realizó el estudio con los recursos y materiales que ya se contaban dentro de la empresa para evitar incurrir en gastos adicionales, más específicamente, se realizó dentro de dos tajeos pilotos (GL 2087 y BA 1905) dentro de la veta Pablo, los cuales estuvieron acondicionados para la correcta medición de datos. La veta Pablo presenta una zona baja con potencias entre 2 a 5 metros con buzamientos entre 70 a 90 grados donde se realiza Bench and fill y una zona alta donde presenta potencias entre 80 centímetros a 2 metros con buzamientos entre 50 a 70 grados donde se realiza corte y relleno mecanizado, siendo esta ultima el foco de la tesis y en la cual se logró reducir la dilución cerca de un 80%. La maquinaria necesaria para los procesos unitarios de perforación, voladura y acarreo fue brindada por la compañía minera en coordinación con distintas empresas tercerizadas. Las mallas y resultados obtenidos solo podrán ser aplicables a operaciones que cuenten con las mismas características geológicas y geomecánicas. Se plantearon nuevas mallas que se adecúen de mejor forma a los datos obtenidos anteriormente, generando nuevos estándares.Ítem Texto completo enlazado Control operativo de los metros de avance por disparo mediante la metodología Lean Six Sigma(Pontificia Universidad Católica del Perú, 2023-03-22) Espinoza Picoy, Frank Wilder; Carreño Rosales, Joseph Antony; Gala Soldevilla, Luis FernandoEl presente proyecto de mejora continua denominado “Control Operativo de los metros de avance por disparo mediante la metodología Lean Six Sigma” se llevó a cabo en una unidad minera con una empresa contratista especializada en soluciones de gestión integral de operaciones para minería y construcción. Durante sus operaciones mineras en la preparación, desarrollo y explotación de los frentes de trabajo, se ha realizado evaluaciones en el proceso de perforación y voladura, como resultado de ello se identificó una alta variabilidad en los metros de avance por disparo. Esto dificulta que se cumpla el metraje mensual programado por Empresa Empleadora, generando penalidades y menores ingresos a los establecidos. El presente estudio tiene como objetivo el desarrollo y aplicación de la herramienta de gestión Lean Six Sigma para reducir la variación en el cumplimiento de avance diario, específicamente ejecutar los metros de avance programados. Este proyecto se desarrolló a inicios del mes de octubre del año 2020 estableciendo un período de 7 meses para su ejecución y se usó la metodología DMAIC que consta de 5 etapas la cuales son definir, medir, analizar, mejorar y controlar. En primer lugar y como punto de partida en la etapa definir, los gerentes corporativos de la contratista identificaron que la empresa dejó de valorizar $512,203.16 dólares solo en partida de metros de avance en un periodo de 6 meses (junio-noviembre), luego del reinicio de operaciones. Producto de ello se formó un equipo multidisciplinario conformado por el gerente de operaciones, el jefe de perforación y voladura, el Black belt Frank Espinoza, el Green belt Joseph Carreño, las jefaturas de las áreas de mantenimiento y operaciones mina para ejecutar un proyecto de mejora continua para revertir la situación. Además, se ejecutó el análisis pre-proyecto de un mapeo de participantes clave en el cual se evaluó a 25 personas de la operación de las cuales 5 tuvieron una posición inicial en contra del proyecto, 3 a favor y 17 neutrales. El proyecto consistió en incrementar los ingresos optimizando la calidad y eficiencia de los metros de avance por disparo, ya que la problemática operativa inicial fue que el 63% del total de disparos en el periodo de mayo-octubre, de una población de 618 disparos, estaban fuera de la especificación. Esto quiere decir que fueron disparos con una eficacia menor a 3,4 metros de avance. Por ello se hizo un análisis por nivel de procesos con el fin de identificar aquel proceso e indicador clave para mejorar la problemática operativa de la operación dando como resultado un proceso de nivel 03 (perforación y voladura) con el KPI metros de avance por disparo (m./disp). Luego en la etapa medir, después de identificar el proceso clave (perforación y voladura), se realizó un diagrama SIPOC y un mapeo de procesos para identificar todas las variables de entrada y salida, con el fin de clasificar, detallar y obtener toda la información cuantitativa y cualitativa necesaria para el posterior análisis del proyecto; asimismo, se desarrolló un análisis de la matriz CT donde se obtuvo que el KPI metros de avance por disparo tiene el mayor impacto en el proceso y que el alcance del proyecto va a estar ligado a las actividades de perforación de taladros y secuenciamiento. Paralelo a ello, se realizó una tabla de análisis de modo de efectos y falla (FMEA) identificando 4 ítems con riesgo alto de 12 cuyo objetivo fue prevenir algún inconveniente o retrasos en el proyecto, planteando acciones recomendadas. Como entregable final de esta etapa medir se procesó la data del KPI metros de avance por disparo, se verificó que tenga una distribución normal y esté en control para luego obtener la capacidad de proceso. El resultado final fue una capacidad inicial del proceso del 54,27%. Esto quiere decir que solo 114 voladuras de 210 ejecutadas en el mes de octubre del 2020, cumplen con los requerimientos del cliente en base al KPI metros de avance por disparo. En la etapa analizar se tuvo como objetivo incrementar la capacidad de proceso encontrando las variables Xs más significativas. Para ello se realizó un diagrama Ishikawa, luego se evaluó las variables preliminares cualitativas (turno, guardia y operadores) en un diagrama de efectos principales de los cuales el que tiene mayor variabilidad en los metros de avance por disparo es la variable operadores con un peso del 76% a comparación de las otras variables (pareto de efectos). Posteriormente, se obtuvo como resultado final que los operadores generan un 49,98% de variabilidad en los metros de avance por disparo resultado del análisis ANOVA. Asimismo, se evaluó las variables preliminares cuantitativas (Burden, diámetro de taladros, número de taladros) mediante un análisis con regresiones. Como resultado final de este análisis se obtuvo como mejor modelo la combinación de Burden (cuadrático) y número de taladros (cuadrático) con un Rcuadrado ajustado de 79,72%. Esto quiere decir que el 79,72% de la variación en los metros de avance por disparo pueden ser explicados por el modelo generado con la regresión. Identificadas las variables significativas se inicia la etapa mejorar en el periodo de enero y febrero con un enfoque en rediseñar el diseño de malla con nuevos parámetros para el Burden y el número de taladros. Para ello se realizó un diseño de experimento en la primera quincena de enero cuyas pruebas fueron de dos factores (Burden y número de taladros), cada factor de dos niveles 25 cm y 35 cm para el Burden y 30 y 44 para el número de taladros ejecutándose 3 réplicas. El objetivo fue obtener disparos mayores a 3,40 metros de avance. La configuración optima final de este experimento fue un Burden de 25 cm con 44 taladros, ya que este burden genera una buena rotura y hace cara libre correctamente, además, el número de taladros distribuidos correctamente darán un buen avance por disparo, resultado de ello disparos de 3,40 metros. Luego de la implementación de la prueba piloto (DOE) se decidió estandarizar el diseño de malla bajo los nuevos parámetros de Burden y número de taladros. Los resultados fueron positivos para la empresa ya que la capacidad del proceso en enero y febrero fueron 59,7% y 71,9% respectivamente, esto quiere decir que, a comparación de los resultados de noviembre, con una capacidad de proceso 42,7%, hubo reducción del porcentaje fuera de especificación en 51%. Así mismo, se realizó una evaluación económica de costo-beneficio del proyecto sin piloto y con piloto con un wacc del 6% y una proyección a diciembre del 2021, cuyo resultado fue que al corte del mes de julio el proyecto tiene un valor actual neto (VAN) de $71,571.21. Este resultado muestra la rentabilidad adicional o el valor agregado que le da ejecutar el proyecto aplicando un capex inicial de $24 000 por salarios y materiales de oficina y un capex de $3 000 dólares en enero como inversión en la ejecución del DOE. Finalmente, en la etapa controlar, se buscaron las herramientas correctas para entregar el proyecto de mejora al dueño del proceso en este caso al jefe de perforación y voladura. El control del KPI metros de avance por disparo se empezó a ejecutar con una frecuencia por guardia con supervisión en campo y de manera semanal a través de gráficos de control. Todo ello con la finalidad de analizar los resultados semanales en reuniones de calidad. Además, se ha implementado el ranking por operadores en la cual los mejores 3 operadores al mes respecto al KPI metros de avance por disparo recibirán un bono. Los resultados durante todo el proyecto de mejorar han sido favorables y el proceso en el mes de abril y mayo ya estaba entrando en control debido a una baja desviación estándar entre las mediciones de metros de avance por disparo.Ítem Texto completo enlazado 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 AlbertoLa 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.Ítem Texto completo enlazado 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 AlbertoEl 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.Ítem Texto completo enlazado Optimización del sistema de sostenimiento de las labores subterráneas para una mina con problemas de altos esfuerzos(Pontificia Universidad Católica del Perú, 2020-02-18) Lazo Laura, Roy Arturo Orlando; Góngora Pérez, Victor RaúlEl objetivo principal de este proyecto de tesis frente a la problemática de los altos esfuerzos es evaluar las condiciones geológicas, geomecánicas de la mina y la actividad sísmica presente, con el propósito de optimizar el diseño de los sistemas de sostenimiento de las labores de una mina subterránea. La metodología del proyecto inicia con la revisión bibliográfica sobre los mecanismos de origen e implicancias de eventos sísmicos, las características de la sismicidad inducida, diseño de sostenimiento principios de sostenimiento. Después, se realiza el estudio de la geología, la caracterización geomecánica de la mina y el análisis numérico de esfuerzos. Luego de ello, se recopila toda la información sísmica existente de la mina, en función a la ubicación y magnitud del evento sísmico, lo que va a ayudar a determinar la probabilidad de ocurrencia de estos eventos en las labores. Asimismo, se efectúa la velocidad pico partícula y la energía liberada del evento sísmico. Finalmente, estos resultados permiten zonificar las labores que presentan condiciones críticas y no críticas de sismicidad. De la evaluación de la sismicidad inducida se determina que, la zona de Inferior y la zona de Central se encuentran bajo condiciones de sismicidad críticas, y la zona Superior y las vetas Jorge, Mariano y Kimberly se encuentran bajo condiciones de sismicidad no críticas. Asimismo, del diseño de sostenimiento se concluye el uso de pernos hydrabolt por su gran capacidad dinámica de absorción. En la zona Central se propone la implementación de pernos hydrabolt más doble malla electrosoldada. En la zona Inferior, la zona Superior y las vetas Jorge, Mariano y Kimberly se propone la instalación de pernos hydrabolt, pernos helicoidales con resina más una y doble malla electrosoldada, según el tamaño de labor evaluado. El impacto en los costos es favorable para todas las labores en la zona Inferior, la zona Superior y las vetas Jorge, Mariano y Kimberly. Por otra parte, en la zona Central los costos son favorables para las labores de anchos menores o iguales a 4 m, pero para las labores de anchos por encima de los 4 m, los costos son ligeramente mayores que el sistema actual de sostenimiento; sin embargo, el nivel de riesgo es menor para el diseño propuesto de sostenimiento y posee un mejor costo-beneficio que el sistema actual de sostenimiento.Ítem Texto completo enlazado Estudio de la viabilidad técnica del incremento del metraje de avance por disparo en secciones 4x4 en mina condestable(Pontificia Universidad Católica del Perú, 2019-12-06) Espinoza Castillo, Luis Felipe; Vasquez Soto, Juan Carlos; Soto Yen, Jorge EnriqueEn el presente trabajo se realiza el estudio de la viabilidad técnica del incremento en el avance por disparo en secciones de 4 x 4, para la obtención final de avances mayores a 5 metros por disparo, con lo cual se incrementa en un 45 % aproximadamente el rendimiento actual que se viene desempeñando de 3.5 metros. Se debe enfatizar en la importancia de la optimización del desarrollo y preparación de un proyecto minero, realizando así avances de mayor longitud para preparar los tajos en menor tiempo y cumplir con los objetivos de producción por el cambio de método de minado, manteniendo la productividad y la utilización de los equipos involucrados en todo el ciclo de minado. Para el estudio se realizaron pruebas de campo durante un periodo de tiempo de 7 meses, periodo en el cual se hizo una recopilación exhaustiva tanto de datos operacionales como económicos y de productividad. La información compilada abarca cinco (5) campos de influencia; en primer lugar la adaptación del equipo de perforación para la obtención de una perforación de 5.7 metros de manera eficiente, en segundo lugar, la perforación, en donde se evalúa el rendimiento alcanzando en metros perforados por hora , la columna de aceros empleada y aspectos operacionales como la desviación de los taladros y la malla de perforación, el tercer campo considerado es la voladura , el cual abarca la elección del explosivo y de los accesorio de la voladura , el equipo con el que se realiza el carguío e indicadores como factor de potencia , eficiencia de disparo y sobrerotura, el cuarto campo considerado es la productividad en donde se busca alcanzar un número de disparos determinados para cumplir con el metraje diario programado ,finalmente el dimensionamiento adecuado de la flota para un acarreo y transporte eficiente. Con las variables y los parámetros a evaluar ya identificados y recopilados se realiza un tratamiento estadístico considerando si la información obtenida en el campo durante un periodo de tiempo es representativa y confiable al 95%, además se realiza también la identificación de valores atípicos que pudieran influenciar en la muestra evaluando si se rechazan dichos datos o serán considerados para el estudio. A partir de los datos obtenidos a lo largo de las pruebas y validados posteriormente, se evaluará todo el proyecto de optimización desde un punto de vista técnico y operacional. El resultado es, avances efectivos mayores a 5 metros por disparo, teniendo en consideración factores de importancia como la sobre rotura, el factor de carga, las vibraciones generadas por la voladura, la fragmentación, entre otros, además de la estimación de flota adecuada para la correcta eficiencia y utilización del equipo de perforación en mención.Ítem Texto completo enlazado Estudio geomecánico para la profundización de la Mina Raúl(Pontificia Universidad Católica del Perú, 2017-02-15) Pehovaz Álvarez, Humberto Iván; Samaniego Alcantara, José AntonioLa Compañía minera propietaria de la Mina Raúl (CMC), desea evaluar la calidad del macizo rocoso para la profundización de la mina en el sector de la Veta Falla-Norte. La mina se ubica en el paraje denominado Loma de Vinchos, anexo de Bujama Alta, dentro de la jurisdicción del distrito de Mala, provincia de Cañete, departamento de Lima. Con este fin se realizó el estudio geomecánico consistente en la evaluación del estado actual de la mina, la ejecución de investigaciones geomecánicas básicas y la evaluación de las características geomecánicas, así como de las aberturas y dimensionamiento de pilares, de manera de asegurar condiciones adecuadas de estabilidad de las cajas en las excavaciones asociadas al minado de la profundización en el sector de la Veta Falla-Norte. Para el presente estudio se inspeccionaron los By Pass, las ventanas de acceso a los tajeos, ubicados en la caja piso, en los distintos niveles de la Veta Falla-Norte (Nv -175, Nv-215, Nv-255 y Nv-300). En vista que el acceso a la caja techo es limitado, sólo se logró acceder a los cruceros XC_5225_N y XC_5116_N, donde se hicieron mapeos geomecánicos por el método de línea de detalle. Desde el punto de vista geomecánico, se observó un aspecto resaltante que es el de la presencia de una gran cantidad de tajeos vacíos dejados por el método de explotación, “shrinkage”, en diferentes zonas de la mina, lo que estaba creando inestabilidad en las excavaciones existentes. El objetivo del estudio consistió en evaluar las condiciones geotécnicas actuales de la mina en los niveles Nv. -175, Nv. -215, Nv. -255 y Nv. -300 en el sector de la Veta Falla-Norte y estimar las condiciones geotécnicas de la mina si se profundizara 200 metros del nivel actual de explotación (Nv. -300) en el mismo sector. Los alcances del estudio contemplaron la ejecución de los siguientes trabajos: - Revisión de toda la información geológica-geotécnica disponible: estudios geológicos, estudios geomecánicos, estudios hidrogeológicos, planos topográficos, planos geológicos, planos geomecánicos, etc. - Evaluación de las características y condiciones geológicas y geomecánicas actuales de las labores subterráneas indicadas por CMC en los niveles Nv. -175, Nv. -215, Nv. -255 y Nv. -300 en el sector de la Veta Falla-Norte. - Trabajo de campo para el mapeo geológico-geomecánico en detalle de las unidades litológicas y geoestructurales a nivel local, ensayos de campo para determinar la resistencia y toma de muestras para los ensayos de laboratorio. - Logueo geomecánico de los testigos de perforaciones ejecutados en el sector de la Veta Falla-Norte. - Inspección geológica y geomecánica preliminar a los niveles superiores para tomar información necesaria para el modelo geomecánico. - Supervisión de los ensayos de laboratorio. - Caracterización del macizo rocoso sobre la base de la información litológica obtenida por las perforaciones y/o estudios realizados previamente por CMC. - Zonificación estructural del macizo rocoso y determinación de los parámetros geomecánicos para el análisis correspondiente. - Evaluación de las condiciones geomecánicas de la mina si se profundizara 200 metros del nivel actual de explotación (Nv. -300) en el mismo sector. Con toda la información geomecánica levantada en campo se pudo recomendar las dimensiones óptimas de los tajeos para una dilución ELOS de 0.5-1m, así como las dimensiones de los pilares puente y los pilares costilla, tanto como la zona actual de explotación como la de la futura profundización.Ítem Texto completo enlazado 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 AndreEl 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.Ítem Texto completo enlazado Importancia de la fragmentación de la roca en el proceso Gold Mill (Caso minera Yanacocha)(Pontificia Universidad Católica del Perú, 2013-01-24) Poma Fernández, José Luis; Vidal Sánchez, ElmerEl proyecto trata acerca de la solución de un problema suscitado en Minera Yanacocha (primeros meses del año 2011), específicamente en el throghput de la Chancadora Primaria de la Planta Gold Mill (reducción de 800 a 720 tph). Para llegar a la solución del problema se analizaron todos los procesos operativos de la mina que intervienen en la obtención del material fragmentado a la Chancadora Primaria de la Planta Gold Mill, a fin de determinar las posibles causas básicas del problema. Revisando bibliografía existente, acerca de problemas similares en otras mineras, se pudo observar que una de las causas recurrentes es la fragmentación del material volado (específicamente por temas de perforación y voladura), así que se tuvo un especial cuidado en el análisis de este proceso. En el análisis del proceso operativo se pudo determinar que la roca existe en el Tajo El Tapado (donde provenía el 80% de material para Gold Mill) era de una roca tipo sílice masiva de alta dureza (UCS mayor a 150 Mpa) y que el P80 obtenido era de 14.6 cm. (lo cual para un proceso de lixiviación no representa mayor problema, sin embargo si afecta el throughput de la Chancadora Primaria). Se trabajó en la mejora de la fragmentación del material volado aplicando teorías de voladura en incremento del Powder Factor, Selección de tiempos de detonación y Relación de Impedancia (Roca vs Explosivo). La aplicación de estas teorías permitió la mejora del P80 a 6.5 cm., con lo cual el throughput tuvo una mejora a 841 tph (sostenible), lográndose las mejoras en la Chancadora Primaria de la Planta Gold Mill.Ítem Texto completo enlazado Reducción de los costos operativos en mina, mediante la optimización de los estándares de las operaciones unitarias de perforación y voladura(Pontificia Universidad Católica del Perú, 2011-07-14) Jáuregui Aquino, Oscar AlbertoEsta tesis se titula "Reducción de los Costos Operativos en mina, mediante la optimización de los estándares de las operaciones unitarias de Perforación y Voladura" y tiene como objetivo exponer la factibilidad de la reducción de los costos operativos en una empresa minera, aplicando para ello estándares óptimos de trabajo en las principales operaciones unitarias de minado que son la perforación y voladura, asegurando de esta manera el éxito de todo el ciclo de minado. Éxito que se logra con un sistema de control y medición exhaustiva de las operaciones y que se sintetizan en la supervisión y capacitación continua en lo concerniente a la aplicación de estándares óptimos de trabajo en la operación. La implementación y aplicación continua de estos estándares de trabajo aseguran una operación económicamente más rentable, permiten tener un orden y estandarización de las operaciones e intensifica la seguridad en los trabajos. Sumándose a ello un "cambio" y compromiso del personal por mejorar el desempeño de su trabajo. El desarrollo de este trabajo expone inicialmente la situación de una mina ejemplo donde no existe un adecuado sistema de productividad, control y reducción de costos operativos mina y de optimización de las operaciones de minado en función a estándares objetivos de trabajo, obteniéndose un primer diagnostico de la situación mediante la supervisión y control en campo de las operaciones y la revisión de los presupuestos existentes de las operaciones y proyectos. La segunda etapa consiste en la propuesta de estándares objetivos de trabajo en función a estudios y pruebas ingenieriles relacionados al método de explotación de minado, la perforación y voladura idónea, el análisis de costos, la mecánica de rocas y a la seguridad laboral, considerando a todas las etapas del trabajo en mina como procesos que integran un solo sistema en el cual las operaciones de perfo.ración y voladura son el núcleo básico del sistema. Finalmente se exponen los beneficios que se obtienen con la implementación y el control continuo de los estándares adecuados de trabajo, beneficios reflejados en una reducción de los costos directos operativos y en general de todos los costos de las diversas áreas que integran una mina, acotándose como una de las recomendaciones la vital importancia que representa la capacitación continua al personal en las técnicas de perforación y voladura y sobretodo el rol que juegan estas como el núcleo de todo el sistema, del mismo modo la importancia de la motivación y retroalimentación al personal que ejecutan este núcleo sobre los avances que se obtienen y lo importante de su desempeño.