Revista Industrial Data 22(2):
27-46 (2019)
DOI: http://dx.doi.org/10.15381/idata.v22i2.15615
ISSN: 1560-9146
(Impreso) / ISSN: 1810-9993 (Electrónico)
Recibido:
21/12/2018
Aceptado: 27/06/2019
ANÁLISIS Y
EVALUACIÓN ENTRE LOS MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN CONVENCIONAL Y PLATAFORMAS
APLICADOS EN LA CANTERA DE CALIZA DE LA EMPRESA UNACEM S. A. A.
Kenning Georking Gutiérrez Arroyo[1]
RESUMEN
La importancia del
presente trabajo de investigación es proporcionar un análisis y una evaluación
estadística y geoestadística de la cantera de caliza desarrollado en base al software Studio RM Datamine. Los precios
unitarios de los métodos de explotación convencional y plataformas nos llevarán
a seleccionar el método que optimice la extracción de la caliza, la
clasificación geomecánica de Bieniawski (1989), RMR valoración del macizo
rocoso, y el factor de seguridad de los taludes, el cual previene el riesgo de
caída de rocas. El objetivo de la investigación se sustenta en la
caracterización del macizo rocoso, determinación de los parámetros de diseño y
cuantificación de los costos de los explosivos de ambos métodos de explotación,
que permitirá una operación segura y sostenible en el tiempo.
Palabras clave: análisis, evaluación, métodos de explotación
convencional, plataformas, cantera de caliza.
INTRODUCCIÓN
La empresa UNACEM S. A. A. viene realizando
la explotación de la caliza a tajo abierto a través del método convencional,
que consiste en explotar los
bancos de 20 m de ancho, 50 m de largo y 10 m de
altura con comunicación entre niveles por medio de rampas con una gradiente de
12%, diseño final (ángulo de 50º), y con un ángulo de talud de operación de 70°. Esa explotación se realiza
en la parte superior del tajo, y se realizan los trabajos de perforación,
voladura y tractoreo en el mismo banco para efectuar el carguío y proceder con
el transporte hasta las trituradoras. Sin embargo, esta situación genera
algunos problemas: por razones geológicas y la orientación de las
discontinuidades presentes en el talud, la estructura de las rocas es
inestable; además, se considera el costo que demanda la voladura de precorte
para el control de los taludes, para el perfilado de la cara del banco con la
excavadora, el incumplimiento de la calidad y el volumen por tener solo un
frente de carguío.
En primer lugar,
Arellano (2008), en su tesis: Geología y
controles estructurales del yacimiento Coricancha, como criterio de explotación
para ubicar cuerpos mineralizados en Skarn dentro de las calizas Jumasha y
Santa en el anticlinal de San Mateo Compañía Minera San Juan (Perú), concluye
en que el buzamiento del afloramiento de las calizas en la quebrada Viso nos
suministra una posición espacial del anticlinal de San Mateo, el cual nos
permite interpretar la posición de las formaciones subyacentes. Asimismo, Arnao
(1999), en su tesis: Estudio geológico de
la cantera de caliza Tembladera C. P. S. A. A., recomienda las zonas con
estratos de fuerte buzamiento, por lo que resulta conveniente explotar desde el
nivel superior y no contar con varios niveles de trabajo a la vez; así, se minimizan
los riesgos de accidentes por posibles deslizamientos de estratos.
En segundo lugar, Barreto (2008), en su
investigación: Criterios de selección y
reemplazamiento de equipo para la construcción de accesos y plataformas en la
zona de San Antonio, provincia de Yauli-Junín, concluye en que el factor de
acoplamiento de los equipos de acarreo y carguío determinado por el ciclo en la
construcción de accesos a plataformas nos permite programar el funcionamiento
eficiente de los equipos; sin embargo, no toma en cuenta el incremento de la
producción de la planta para poder determinar el déficit de volquetes o
superávit de estos mismos. De acuerdo con Condo (2017), en su investigación: Diseño de minado por el método de
plataformas secuenciales en el PIT II cantera negro africano proyecto de rocas
y minerales industriales (R. M. I.)-Calquipa S. A. C., refiere que la
operación minera está diseñada para minar una estructura de tipo anticlinal,
teniendo una profundidad máxima del tajo en el nivel 4710, con altura de banco
de 10 m y bermas finales de 3,4 m, formando así taludes finales de 70° que dan
la máxima recuperación.
Cuenca y Herrera (2015), en su
tesis: Diseño de explotación de las
calizas existentes en el yacimiento Isimanchi, señalan que, para este yacimiento
de calizas, el sistema de explotación debe ser a cielo abierto, ya que se trata
de un depósito calcáreo supercial del grupo canteras, que por su morfología
corresponde al de tipo «ladera», el cual se caracteriza por tener un gran
número de bancos donde el frente de excavación será en dirección descendente y
abandono del talud final en bancos, esto es, desde los bancos superiores hasta
los de menor cota.
Asimismo, Ferrer (2015), en su
investigación: Planeamiento de minado de
largo plazo para proyecto minero no metálico, sostiene que en los análisis
de estabilidad en los bancos de explotación se consideró un talud de 75°,
habiéndose encontrado que las diferentes familias de fracturas presentes no
comprometen la estabilidad del talud. No obstante, para Gómez (1979), en su
tesis: Proyecto integral de desarrollo en
la zona de calizas de la mina Huachocolpa, se encontraron dificultades de
cavernas en una perforación; las cuales, cuando son mayores de diez pies en el
sentido del hueco, no permiten la salida de residuos, los cuales tratan de
llenar la cavidad y, en algún momento, pueden caer en bloque encima de la
columna de tubos, consiguiendo la inmovilización de la máquina y dando lugar a
serios problemas. En estos casos, es preferible tratar de cementar la caverna
antes de continuar, cavernas menores pueden pasarse con bastante cuidado; sin
embargo, en el trabajo de investigación la explotación de calizas es a tajo
abierto con profundidades mayores a diez metros, y pasa algo parecido cuando
aparecen cavernas al hacer las perforaciones verticales de los taladros de
producción. Hay pérdida de material de explosivos (por ejemplo, el anfo), no
hay buena estabilidad física de los taludes y el material roca caliza no
fragmenta adecuadamente.
Por otro lado, Gutiérrez (2009), en
su tesis: Implementación del sistema de
explotación convencional en la cantera caliza-Cemento Andino S. A.,
concluye en la necesidad de implementar el sistema convencional a partir del
nivel 4040 con un costo de 7,28 S/. por Tm. Asimismo, recomienda hacer pruebas
de voladura controlada para permitir mayor estabilidad a la berma de seguridad.
En otro sentido, para López (2016), en su tesis: Estudio geotécnico y diseño del talud final de una mina a cielo abierto
aplicando modelos numéricos, concluye en que el «análisis cinemático
realizado con el software Dips, en el presente estudio muestra que el
diseño de un talud de banco de 60° es estable, considerando los sistemas
constituidos por las familias de discontinuidades presentes en el tajo por cada
dominio estructural» (p. 144).
Un aporte más proviene de Miranda
(2009), en su investigación titulada: Estabilidad
de taludes, donde concluye que la estabilidad de un talud depende del tipo
de voladura que se haya efectuado, por lo que es importante la contribución de
las voladuras de precorte para mantener la estabilidad del talud final en una
explotación minera. Esto garantiza que la roca del talud no sufra deterioro con
el paso del tiempo por los daños que pueda causar la voladura. Asimismo, Morales
(2000), en su tesis: Análisis y diseño de
taludes mediante métodos computacionales, concluye en que «el algoritmo de
monitoreo de taludes permite determinar el punto de colapso del talud en zonas
inestables de la mina, aplicables a cualquier explotación superficial. [Así,]
el algoritmo de diseño del talud determina el ángulo óptimo de rendimiento con
el factor de seguridad» (p. 120).
Por otra parte, Pacheco (1999), en
su tesis: Aplicación de la mecánica de
rocas a las operaciones mineras unitarias de perforación y voladura en minería
a tajo abierto, recomienda que la evaluación de las características y los
valores físico-mecánicos de las rocas deben ser efectuados in situ en la
mina en estudio y dentro del macizo rocoso del banco a perforarse y dispararse.
Si la determinación mencionada anteriormente no puede ser efectuada in situ,
dicha determinación puede ser llevada a cabo en el laboratorio a través de las
muestras de rocas obtenidas de la mina en estudio, pero los valores
determinados de esta forma son menos confiables que los que se determina in
situ.
Además, Piérola (2017), en su
investigación: Optimización del plan de
minado de cantera de caliza La Unión distrito de Baños del Inca-Cajamarca 2015,
concluye que la determinación del macizo rocoso ha logrado optimizar el plan de
minado en la cantera caliza, pues se ha obtenido un RMR de 57 roca de calidad
regular con una densidad en banco 2,51 t/m3. De esta forma, Quevedo
(1990), en su tesis: Evaluación geológica
de la cantera de calizas ubicado en el área de Tembladera, provincia de
Contumaza, departamento de Cajamarca, recomienda la creación de un
departamento de geología que realice campañas periódicas de exploración y mapeo
de superficie conforme avanzan las explotaciones con el fin de verificar la calidad
del material extraído. No obstante, no toma en cuenta los resultados de las
calidades de las calizas a medida que va avanzando la explotación del tajo.
Por último, Ríos (1978), en su
tesis: Estudio de la alteración de la
calizas Pucará en el área de Morococha (provincia de Yauli-departamento de
Junín), sugiere llegar a un entendimiento cabal entre los diferentes tipos
de alteración que afectan las diversas secuencias calcáreas del grupo Pucará
dentro del distrito minero de Morococha. También propone comparar la naturaleza
química, petrográfica y sedimentalógica de los horizontes calcáreos
equivalentes del área de Morococha. Sin embargo, no toma en cuenta las
formaciones para tener un mejor entendimiento con respecto a la alteración de
las calizas.
OBJETIVOS
Objetivo general
Analizar y evaluar el método de
explotación convencional que influye en las plataformas aplicado en la cantera
de caliza de la empresa UNACEM S. A. A.
Objetivos específicos
·
Caracterizar el macizo rocoso en el método de explotación
convencional relacionado significativamente en las plataformas.
·
Determinar los parámetros de diseño en el método de
explotación convencional, influyendo significativamente en las plataformas.
·
Cuantificar los costos de los explosivos en la explotación
convencional, influyendo significativamente en las plataformas.
JUSTIFICACIÓN
El estudio se justifica en cuanto a
la seguridad, lo ambiental, social, técnico y
económico:
Seguridad, porque el determinar taludes estables reduce la posibilidad de generar
eventos no deseados (deslizamientos) que pueden ocasionar accidentes a las
personas y equipos.
Ambiental, con la
explotación a tajo abierto por plataformas, en diciembre del 2017, se logró
cero gases nitrosos en la voladura, debido al carguío de explosivos mecanizado
mediante camión fábrica, utilizando emulsión matriz llamada hidrogel. Asimismo,
se redujo la polución por riesgo de caída de los taludes. Contar con
plataformas en la cantera permitirá reducir la vibración producto de las
voladuras, ya que se podrán usar perforadoras trackdrill DM45 6 3/4”, las
cuales permitirán reducir la cantidad de taladros.
Social, porque
las explotaciones mineras se encuentran a 500 m de distancia del centro poblado
de Condorcocha.
Técnico, porque
proporciona un nuevo método de explotación, permitirá una mejor extracción de
mineral, teniendo varios frentes de carguío para realizar diseño de mezcla,
cumpliendo los parámetros de calidad de planta.
Económico, porque el
diseñar en la cantera la explotación por plataformas permitirá extraer el
mineral con un menor costo.
Es conveniente este estudio para las
cementeras que realizan la explotación a tajo abierto y que efectúen el acarreo
de la materia prima con volquetes mediante diseño de mezclas (blending).
METODOLOGÍA
Es una investigación comparativa. El trabajo
se inició con la revisión bibliográfica de la caracterización geológica,
estudio de estabilidad de taludes, evaluación de sondajes diamantinos Studio
RM-Datamine; se tomaron tiempos, circuitos y rendimientos de la perforación,
voladura, tractoreo, carguío y transporte, lo que nos generó data de precios
unitarios. Se realizaron simulaciones de voladuras, granulometría y monitoreo
de vibración con sismógrafo.
Características del macizo rocoso
Mapeo geomecánico
Se realizó
el mapeo geomecánico de campo usando el método directo por celdas de detalle,
que consiste en mediciones sistemáticas de las discontinuidades presentes en
una estación, la cual es la representación de un tramo de extensión variable de
la roca expuesta en los taludes, cuyas características se observan en las
estructuras (fallas, juntas, estratificación). Con respecto a su distribución,
continuidad y alteración, es homogénea en el tramo evaluado.
Clasificación del macizo rocoso
Para su
clasificación del macizo rocoso, se utilizó la información de los criterios de
clasificación geomecánica de Bieniawski y el criterio de clasificación
propuesto por Romana, de acuerdo a la tabla 1.
Zonificación geomecánica del macizo rocoso
Los diferentes
métodos de cálculo de la mecánica de rocas se realizarán a zonas del macizo
rocoso que están divididas en áreas de características estructurales y
mecánicas similares, debido a que el análisis de los resultados y los criterios
de diseño serán válidos solo dentro del macizo rocoso que presentan
características físicas y mecánicas semejantes para determinar el factor de
seguridad estático y seudoestático según la siguiente tabla:
Tabla 1.
Cantera Cerro Palo, clasificación RMR y SMR.
|
Estación |
RMR |
SMR |
Clase SMR |
Descripción SMR |
Estación |
RMR |
SMR |
Clase SMR |
Descripción SMR |
|
E-1 |
48 |
49 |
IIIb |
Normal |
E-15 |
47 |
48 |
IIIb |
Normal |
|
E-2 |
42 |
49 |
IIIb |
Normal |
E-16 |
55 |
42 |
IIIb |
Normal |
|
E-3 |
42 |
44 |
IIIb |
Normal |
E-17 |
55 |
54 |
IIIa |
Normal |
|
E-4 |
40 |
39 |
IVa |
Mala |
E-18 |
47 |
55 |
IIIa |
Normal |
|
E-5 |
43 |
47 |
IIIb |
Normal |
E-19 |
55 |
43 |
IIIb |
Normal |
|
E-6 |
51 |
39 |
IVa |
Mala |
E-20 |
50 |
38 |
IVa |
Mala |
|
E-7 |
46 |
46 |
IIIb |
Normal |
E-21 |
50 |
54 |
IIIa |
Normal |
|
E-8 |
50 |
38 |
IVa |
Mala |
E-22 |
50 |
42 |
IIIb |
Normal |
|
E-9 |
50 |
57 |
IIIa |
Normal |
E-23 |
47 |
43 |
IIIb |
Normal |
|
E-10 |
47 |
39 |
IVa |
Mala |
E-24 |
47 |
56 |
IIIa |
Normal |
|
E-11 |
50 |
51 |
IIIa |
Normal |
E-25 |
55 |
54 |
IIIa |
Normal |
|
E-12 |
47 |
56 |
IIIa |
Normal |
E-26 |
52 |
45 |
IIIb |
Normal |
|
E-13 |
47 |
49 |
IIIb |
Normal |
E-27 |
55 |
55 |
IIIa |
Normal |
|
E-14 |
47 |
48 |
IIIb |
Normal |
E-28 |
- |
- |
- |
Sin estructuras |
Fuente:
Bisa Ingenieros.
Tabla 2. Cantera Cerro Palo, análisis cinemático.
|
Estación |
FS (estático) |
FS (pseudo) |
Tipo |
Estación |
FS (estático) |
FS (pseudo) |
Tipo |
|
3 |
1,62 |
1,97 |
cuña |
11 |
1,90 |
6,78 |
cuña |
|
4 |
1,92 |
1,52 |
cuña |
14 |
2,56 |
2,05 |
cuña |
|
5 |
2,80 |
2,18 |
cuña |
15 |
4,44 |
3,74 |
cuña |
|
6 |
2,00 |
1,61 |
cuña |
19 |
1,29 |
1,10 |
cuña |
|
7 |
1,97 |
1,45 |
cuña |
20 |
1,62 |
1,26 |
planar |
|
8 |
1,10 |
0,94 |
cuña |
22 |
1,66 |
1,36 |
cuña |
|
10 |
3,13 |
2,63 |
cuña |
24 |
1,2 |
5,95 |
cuña |
Resistencia
de la roca intacta
Estos parámetros permiten especificar cada
litología para ser modelado con el software RocData de la galería
Rocscience, para lo cual se aplicó el criterio de Hoek-Brown, criterio no
lineal que representa muy bien el macizo rocoso, puramente empírico, que
permite valorar de manera sencilla la rotura de un medio rocoso mediante la
introducción de las principales características geológicas y geomecánicas.
Análisis de
estabilidad por dovelas
Para evaluar y
poder predecir el posible comportamiento de la masa rocosa en los taludes, se
ha efectuado el análisis por dovelas. Los datos de entrada para el sotfware
fueron la configuración geometría actual de los taludes y los parámetros de
comportamiento mecánico de la masa rocosa.
Sistema de explotación convencional
Consiste en
explotar los bancos que se encuentran en la parte superior, en el nivel 4190,
efectuando la perforación, voladura, tractoreo y el carguío en el mismo banco
para luego transportar hasta las chancadoras primaria y secundaria Titán 2 y 4.
Los
parámetros de diseño del tajo se evidencian en la tabla 3 y figura 1.
Tabla 3. Parámetros de operación sistema de
explotación convencional.
|
VALORES |
|
|
Talud de banco |
70° |
|
Talud final |
50° |
|
Ancho de la
rampa |
10,20 m |
|
Gradiente máxima
de la rampa |
12% |
|
Berma de
seguridad |
5 m |
|
Ancho de banco |
20-30 m |
|
Altura de banco |
10 m |
|
Nivel máximo de
explotación |
4220 m s. n. m. |
|
Nivel mínimo de
explotación |
4120 m s. n. m. |
Fuente: UNACEM.
Figura 1.
Parámetros de operación sistema de explotación convencional.
Fuente:
UNACEM.
Sistema de explotación por plataformas
Se explota desde el nivel 4278, cumpliendo
los parámetros de diseño del tajo, según la tabla 4 y la figura 2, se efectúa
la perforación, voladura, tractoreo, carguío en el mismo banco y proceder el
transporte hasta la chancadora primaria. Para el sistema por plataformas, se ha
programado continuar con la explotación del nivel 4278 hasta el 4240 (zonas
D-E-F-G-H-I-J); los recursos estimados totales de calizas alcanzan los 338 279
TMS.
Figura
2. Parámetros de operación sistema de explotación por
plataformas.
Fuente: UNACEM.
Tabla 4.
Parámetros de operación sistema de explotación por plataformas.
|
PARÁMETROS |
VALORES |
|
Talud de banco |
70° |
|
Talud final |
No aplica |
|
Ancho de la rampa |
10,20 m |
|
Gradiente máxima de la rampa |
12% |
|
Berma de seguridad |
5 m |
|
Ancho de banco |
20-30 m |
|
Altura de banco |
10 m |
|
Nivel máximo de explotación |
4278 m s. n. m. |
|
Nivel mínimo de explotación |
4220 m s. n. m. |
Fuente: UNACEM.
Costos de
explosivos y accesorios de voladura
Sistema de
explotación convencional
Se viene
realizando voladuras primarias con los métodos de explotación convencional de
la cantera Cerro Palo (caliza) durante el año 2018.
Enero del 2018
El consumo
de explosivos y accesorios en la voladura primaria del banco 4160 (sistema de
explotación convencional) dio como resultado un factor de potencia 0,15 kg/Tm,
según la siguiente tabla:
Tabla 5.
Costos de explosivos enero del 2018, sistema de explotación convencional.
|
Nv |
Banco |
Método Explotación |
Zona |
Esp. (m) |
Bur. (m) |
# Taladros |
Producción (Ton) |
Producción (BCM) |
Costo explosivos TOTAL (S/.) |
S/. Tm |
S/. BCM |
|
4170 |
4160 |
Convencional |
C-D |
5 |
4,33 |
107 |
50 141,46 |
22 791,57 |
17 141,77 |
0,34 |
0,75 |
Fuente:
UNACEM.
El costo de
explosivos y accesorios de la voladura primaria efectuada durante el mes de
enero fue de S/. 17 141,77 soles, que calculado es un costo de 0,34 soles/Tm.
Febrero del 2018
El consumo
de explosivos y accesorios en la voladura primaria del banco 4160 (sistema de
explotación convencional) dio como resultado un factor de potencia 0,13
kg/Tm, según la siguiente tabla:
Tabla 6.
Costos de explosivos febrero del 2018, sistema de explotación convencional.
|
Nv |
Banco |
Método
Explotación |
Zona |
Esp. (m) |
Bur. (m) |
# Taladros |
Producción (Ton) |
Producción (BCM) |
Costo Explosivos TOTAL (S/.) |
S/. Tm |
S/. BCM |
|
4170 |
4160 |
Convencional |
B-C |
5 |
4,33 |
145 |
69 063,50 |
31 392,50 |
23 475,21 |
0,34 |
0,75 |
Fuente:
UNACEM.
El costo de
explosivos y accesorios de la voladura primaria efectuada durante el mes de
febrero fue de S/. 24 560,72 soles, que calculado es un costo de 0,34 soles/Tm.
Marzo del 2018
El consumo
de explosivos y accesorios en la voladura primaria de los bancos 4170, 4150 y
4085 (sistema de explotación convencional) dio como resultado un factor de
potencia 0,16 kg/Tm, según la siguiente tabla:
Tabla 7.
Costos de explosivos marzo del 2018, sistema de explotación convencional.
|
Nv |
Banco |
Método Explotación |
Zona |
Esp. (m) |
Bur. (m) |
# Taladros |
Producción (Ton) |
Producción (BCM) |
Costo Explosivos TOTAL (S/.) |
S/. Tm |
S/. BCM |
|
4172 |
4170 |
Convencional |
A1 |
3 |
3 |
40 |
1952,97 |
887,71 |
916,97 |
0,47 |
1,03 |
|
4160 |
4150 |
Convencional |
J-K |
5 |
4,33 |
19 |
10 928,13 |
4967,33 |
7 070,40 |
0,65 |
1,42 |
|
4090 |
4085 |
Convencional |
K |
5 |
4,33 |
47 |
9237,92 |
4199,06 |
3 222,73 |
0,35 |
0,77 |
|
4170 |
4160 |
Convencional |
A0-A |
5 |
4,33 |
117 |
54 986,54 |
24 993,88 |
18 665,19 |
0,34 |
0,75 |
|
4160 |
4150 |
Convencional |
H-I |
5 |
4,33 |
109 |
48 079,58 |
21 854,36 |
16 588,17 |
0,35 |
0,76 |
Fuente: UNACEM.
El costo de
explosivos y accesorios de la voladura primaria efectuada durante el mes de
marzo fue de S/. 46 463,46 soles, que calculado es un costo de 0,37 soles/Tm.
Sistema de explotación por plataformas
Se viene
realizando voladuras primarias en los métodos de explotación por plataformas de
la cantera Cerro Palo (caliza) en los años 2017 y 2018.
Marzo del 2017
El consumo
de explosivos y accesorios en la voladura primaria del banco 4240 (sistema de
explotación por plataformas) dio como resultado un factor de potencia 0,14
kg/Tm, según la siguiente tabla:
Tabla 8.
Costos de explosivos marzo del 2017, sistema de explotación por plataformas.
|
Nv |
Banco |
Metodo Explotación |
Zona |
Esp. (m) |
Bur. (m) |
# Taladros |
Producción (Ton) |
Producción (BCM) |
Costo Explosivos TOTAL (S/.) |
S/. Tm |
S/. BCM |
|
4251 |
4240 |
Plataforma |
I |
5,5 |
4,8 |
51 |
31 089,35 |
14 131,52 |
9 812,38 |
0,32 |
0,69 |
|
4251 |
4240 |
Plataforma |
G-H |
5,5 |
4,8 |
70 |
40 667,48 |
18 485,22 |
13 362,74 |
0,33 |
0,72 |
|
4251 |
4240 |
Plataforma |
G |
5,5 |
4,8 |
61 |
37 542,82 |
17 064,92 |
12 039,57 |
0,32 |
0,71 |
Fuente: UNACEM.
El costo de
explosivos y accesorios de la voladura primaria efectuada durante el mes de
marzo fue de S/. 35 214,69 soles, que calculado es un costo de 0,32 soles/Tm.
Junio del 2017
El consumo
de explosivos y accesorios en la voladura primaria del banco 4240 (sistema de
explotación por plataformas) dio como resultado un factor de potencia 0,15
kg/Tm, según la siguiente tabla:
Tabla 9.
Costos de explosivos junio del 2017, sistema de explotación por plataformas.
|
Nv |
Banco |
Método Explotación |
Zona |
Esp. (m) |
Bur. (m) |
# Taladros |
Producción (Ton) |
Producción (BCM) |
Costo Explosivos TOTAL (S/.) |
S/. Tm |
S/. BCM |
|
4251 |
4240 |
Plataforma |
I-J |
5 |
4,34 |
77 |
34 812,80 |
15 824,00 |
12 229,02 |
0,35 |
0,77 |
|
4251 |
4240 |
Plataforma |
F |
5 |
4,34 |
97 |
51 434,64 |
23 379,38 |
17 769,05 |
0,35 |
0,76 |
Fuente: UNACEM.
El costo de
explosivos y accesorios de la voladura primaria efectuada durante el mes de
junio fue de S/. 29 998,07 soles, que calculado es un costo de 0,35 soles/Tm.
Noviembre del 2017
El consumo
de explosivos y accesorios en la voladura primaria del banco 4240 (sistema de
explotación por plataformas) dio como resultado un factor de potencia 0,12
kg/Tm, según la siguiente tabla:
Tabla 10.
Costos de explosivos noviembre del 2017, sistema de explotación por
plataformas.
|
Nv |
Banco |
Método Explotación |
Zona |
Esp. (m) |
Bur. (m) |
# Taladros |
Producción (Ton) |
Producción (BCM) |
Costo explosivos TOTAL (S/.) |
S/. Tm |
S/. BCM |
|
4251 |
4240 |
Plataforma |
H-I-J |
5 |
4,33 |
112 |
34 834,53 |
15 833,88 |
10 838,87 |
0,31 |
0,68 |
Fuente: UNACEM.
El costo de
explosivos y accesorios de la voladura primaria efectuada durante el mes de
noviembre fue de S/. 10 838,87 soles, que calculado es un costo de 0,31
soles/Tm.
Diciembre del 2017
El consumo
de explosivos y accesorios en la voladura primaria del banco 4240 (sistema de
explotación por plataformas) dio como resultado un factor de potencia 0,16
kg/Tm, según la siguiente tabla:
Tabla 11.
Costos de explosivos diciembre del 2017, sistema de explotación por
plataformas.
|
Nv |
Banco |
Método Explotación |
Zona |
Esp. (m) |
Bur. (m) |
# Taladros |
Producción (Ton) |
Producción (BCM) |
Costo Explosivos TOTAL (S/.) |
S/. Tm |
S/. BCM |
|
4251 |
4240 |
Plataforma |
H1 |
5 |
4,33 |
119 |
64 547,89 |
29 339,95 |
18 006,46 |
0,28 |
0,61 |
|
4251 |
4240 |
Plataforma |
E2 |
5 |
4,33 |
105 |
47 782,50 |
21 719,32 |
19 336,44 |
0,40 |
0,89 |
Fuente: UNACEM.
El costo de
explosivos y accesorios de la voladura primaria efectuada durante el mes de
diciembre fue de S/. 37 342,90 soles, que calculado es un costo de 0,33
soles/Tm.
Nota: en
diciembre del 2017 se realizaron pruebas con emulsión matriz.
Febrero del 2018
El consumo
de explosivos y accesorios en la voladura primaria del banco 4240 (sistema de
explotación por plataformas) dio como resultado un factor de potencia 0,15
kg/Tm, según la siguiente tabla:
Tabla 12.
Costos de explosivos febrero del 2018, sistema de explotación por plataformas.
|
Nv |
Banco |
Método Explotación |
Zona |
Esp. (m) |
Bur. (m) |
# Taladros |
Producción (Ton) |
Producción (BCM) |
Costo explosivos TOTAL (S/.) |
S/. Tm |
S/. BCM |
|
4251 |
4240 |
Plataforma |
G2 |
5 |
4,33 |
101 |
54 855,46 |
24 934,30 |
17 857,02 |
0,33 |
0,72 |
Fuente: UNACEM.
El costo de
explosivos y accesorios de la voladura primaria efectuada durante el mes de
febrero fue de S/. 17 857,02 soles, que calculado es un costo de 0,33 soles/Tm.
Costos de minado
Para
efectuar las diferentes actividades mineras en la cantera de caliza, se ha
definido los precios unitarios, como se evidencia en la siguiente tabla:
Tabla 13.
Precio unitario por sistema explotación.
|
Convencional |
Plataformas |
|
|
Perforación |
0,7027
S/./TMS |
0,7206
S/./TMS |
|
Voladura |
1,0562
S/./TMS |
0,7633
S/./TMS |
|
Tractoreo |
0,9793 S/./TMS |
0,8072
S/./TMS |
|
Carguío |
1,4031
S/./TMS |
0,5624
S/./TMS |
|
Transporte |
3,6148 S/./TMS |
4,7760 S/./TMS |
|
Total |
7,7561 S/./TMS |
7,6295 S/./TMS |
CONCLUSIONES
1. La
caracterización geomecánica del macizo rocoso para el sistema de explotación
convencional y plataformas se hizo en base a la realización de treinta
estaciones geomecánicas de mapeo por celdas, que consite en tomar la
información geomecánica en un punto conforme a los parámetros solicitados por
la clasificación geomecánica RMR de Bieniawski (1989), donde el promedio de
compósito de las estaciones menciona los siguientes resultados:
·
Aspectos litológicos, determinando calizas
en la cantera.
·
Distribución de discontinuidades, se definen
tres sistemas principales de discontinuidades estructurales:
- Sistema
1 con dirección de buzamiento promedio de 319º y buzamiento promedio de 52º,
expresado en rumbo y buzamiento: N49ºE y 52ºNW. Este sistema está bien
representado en el campo por la estratificación de la caliza.
- Sistema
2 con dirección de buzamiento promedio de 127º y buzamiento promedio de 54º,
expresado en rumbo y buzamiento: N37ºE y 63ºSE. Este sistema corresponde al
control estructural de fallas.
- Sistema
3 con dirección de buzamiento promedio de 226º y buzamiento promedio de 57º,
expresado en rumbo y buzamiento: N44ºW y 57ºSW corresponde a un sistema
aleatorio de fracturamiento.
2. Los
parámetros de diseño de minado en el método de explotación convencional y plataformas
son los mismos, con la diferencia de que en el método de explotación
convencional el nivel de riesgo por caída de rocas es alto debido a que se
tiene cinco bancos de diez metros de altura cada uno. Sin embargo, el método de
explotación por plataformas solo tendrá un banco con una altura de diez metros
durante el minado, a medida que se venga explotando de forma descendente; por
lo tanto, el nivel de riesgo por caída de rocas es bajo, permitiendo una
operación segura y sostenible en el tiempo. Quedan establecidos los siguientes
parámetros:
Tabla 14.
Parámetros de operación, sistema de explotación convencional y plataformas.
|
Parámetros |
Convencional |
Plataformas |
|
Angulo de talud
final |
50° |
No aplica |
|
Altura de bancos |
10 m |
10 m |
|
Angulo de banco in situ |
70° |
70° |
|
Ancho de plataformas en niveles activos |
20 m |
20 m |
|
Ancho de plataformas en niveles inactivos |
5 m |
No aplica |
Fuente: Bisa Ingenieros.
3.
Los costos de los explosivos para el sistema de explotación convencional
para el talud final de la cantera es de 0,65 soles por Tm porque se va realizar
precorte. Sin embargo, para el método de explotación por plataformas, el costo
es de 0,33 soles por Tm debido a que reduce el precorte a cero soles; por lo
tanto, hay una reducción de 97%.
REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS
[1]
Arellano, G. (2008). Geología y
controles estructurales del yacimiento Coricancha, como criterio de explotación
para ubicar cuerpos mineralizados en Skarn dentro de las calizas Jumasha y
Santa en el anticlinal de San Mateo-compañía minera San Juan (Perú). (Tesis
de pregrado). Universidad Nacional de Ingeniería, Lima.
[2]
Arnao, L. (1999). Estudio
geológico de la cantera de caliza Tembladera C. P. S. A. A. (Tesis de pregrado). Universidad
Nacional de Ingeniería, Lima.
[3]
Barreto, J. (2008). Criterios de selección y reemplazamiento de
equipo para la construcción de accesos y plataformas en la zona de San Antonio,
provincia de Yauli-Junín. (Tesis de pregrado). Universidad Nacional Mayor
de San Marcos, Lima.
[4]
Condo, E. (2017). Diseño de minado
por el método de plataformas secuenciales en el PIT II cantera negro africano
proyecto de rocas y minerales industriales (R. M. I.)-Calquipa S. A. C.
(Tesis de pregrado). Universidad
Nacional de San Agustín de Arequipa, Arequipa.
[5]
Cuenca, E. y Herrera, G. (2015). Diseño
de explotación de las calizas existentes en el yacimiento Isimanchi. (Tesis
de pregrado). Universidad Central del Ecuador, Quito.
[6]
Ferrer, F. (2015). Planeamiento de
minado de largo plazo para proyecto minero no metálico. (Tesis de
pregrado). Pontificia Universidad
Católica del Perú, Lima.
[7]
Gómez, A. (1979). Proyecto
integral de desarrollo en la zona de calizas de la mina Huachocolpa. (Tesis
de pregrado). Universidad Nacional de
Ingeniería, Lima.
[8]
Gutierrez, K. (2009). Implementación
del sistema de explotación convencional en la cantera caliza Cemento Andino S.
A. (Tesis de pregrado). Universidad Nacional San Luis Gonzaga
de Ica, Nasca.
[9]
López, E. (2016). Estudio
geotécnico y diseño del talud final de una mina a cielo abierto aplicando
modelos numéricos. (Tesis de pregrado).
Universidad Nacional Mayor de San Marcos, Lima.
[10] Miranda, R. (2009). Estabilidad de taludes. (Tesis de
pregrado). Universidad Nacional
Mayor de San Marcos, Lima.
[11] Morales, D. (2000). Análisis y diseño de taludes mediante
métodos computacionales. (Tesis
de maestría). Universidad Nacional de
Ingeniería, Lima.
[12] Pacheco, M. (1999). Aplicación de la mecánica de rocas a las
operaciones mineras unitarias de perforación y voladura en minería a tajo
abierto. (Tesis de maestría).
Universidad Nacional de Ingeniería, Lima.
[13] Piérola, D. (2017). Optimización del plan de minado de cantera
de caliza La Unión distrito Baños del Inca-Cajamarca. (Tesis de pregrado). Universidad Nacional del Altiplano,
Puno.
[14] Quevedo, A. (1990). Evaluación geológica de la cantera de
calizas ubicada en el área de Tembladera, provincia de Contumaza, departamento
de Cajamarca. (Tesis de pregrado). Universidad Nacional de Ingeniería,
Lima.
[15] Ríos, C. (1978). Estudio de la alteración de la calizas
Pucará en el área de Morococha (provincia de Yauli-departamento de Junín). (Tesis de pregrado). Universidad Nacional Mayor de San
Marcos, Lima.
Revista Industrial Data 22(2):
27-46 (2019) Kenning Gutiérrez
DOI: http://dx.doi.org/10.15381/idata.v22i2.15615
ISSN: 1560-9146 (Impreso) /
ISSN: 1810-9993
Received: 21/12/2018
Accepted: 27/06/2019
ANALYSIS AND ASSESSMENT OF CONVENTIONAL AND PLATFORM-BASED MINING
METHODS ADOPTED AT THE UNACEM S. A. A. COMPANY LIMESTONE QUARRY
Kenning Georking
Gutiérrez Arroyo[2]
ABSTRACT
This research aims to provide a
statistical and geostatistical analysis and assessment of a limestone quarry
using Studio RM Datamine software. Unit costs of conventional and
platform-based mining methods will lead to the selection of the method that
optimizes the extraction of limestone, the Bieniawski geomechanical
classification (1989), rock mass rating (RMR), and slope stability factor of
safety; all of which are indexes to assess fall rock risk. The objective of
this research is based on rock mass characterization, design parameters
estimation and cost quantification of the explosives of both mining methods,
which will allow a safe and sustainable operation over time.
Keywords: analysis, assessment, conventional mining method, platform-based mining
method, limestone quarry.
INTRODUCTION
The UNACEM S. A. A. company has
been conventionally mining limestone from an open pit, which consists of mining
pits with 10 m bench height, 20 m bench width, and 50 m bench
height, which are interconnected between levels through 12% gradient ramps, overall slope angle (50° angle) and a bench
face angle of 70°. Mining is performed at the pit crest; drilling, blasting,
and ripping are conducted on the bench for subsequent loading and hauling to
the grinders. However, this causes some issues such as instability of the rock
mass structure caused by geological reasons and the orientation of
discontinuities; furthermore also considered is the cost demanded by the
presplitting blasting for slope monitoring, the grading of the bench using an
excavator, the lack of quality and volume due to having only one loading face.
First, Arellano (2008), in his
thesis: Geología y controles
estructurales del yacimiento Coricancha, como criterio de explotación para
ubicar cuerpos mineralizados en Skarn dentro de las calizas Jumasha y Santa en
el anticlinal de San Mateo Compañía Minera San Juan (Perú), concludes that
the dip of the limestone outcrop in the Viso gorge provides the spatial
position of the San Mateo anticline, which allows for the interpretation of the
position of the underlying formations. Likewise, Arnao (1999), in his thesis: Estudio geológico de la cantera de caliza
Tembladera C. P. S. A. A., recommends areas with strongly dipping strata.
It is therefore advisable to work from the top level and not have several working
levels at the same time, thus minimizing accident risks due to possible strata
landslides.
Second,
Barreto (2008), in his research: Criterios
de selección y reemplazamiento de equipo para la construcción de accesos y
plataformas en la zona de San Antonio, provincia de Yauli-Junín, concludes
that the match factor of the hauling and loading
equipment determined by the cycle of the construction of access platforms makes
it possible to program the efficient operation of equipment. However, it does not consider the
increase in plant production to determine deficit or surplus of loading
equipment. Condo (2017), in his research: Diseño
de minado por el método de plataformas secuenciales en el PIT II cantera negro
africano proyecto de rocas y minerales industriales (R. M. I.)-Calquipa S. A.
C., states that the mining operation is designed to mine an anticlinal-type
structure, having a maximum pit depth at level 4710, a bench height of
10 m and final 3.4 m high berms, thus forming final slopes of 70° which ensure maximum recovery.
Cuenca and Herrera (2015), in their thesis: Diseño de explotación de las calizas
existentes en el yacimiento Isimanchi, indicate that for this limestone
deposit, open-pit mining should be used, given that it is a group of superficial
calcareous deposit quarries, which by
its morphology corresponds to “hillside” type, which is characterized by a
large number of benches where the excavation front will be in descending
direction and final slope abandonment, that is, from the upper benches to those
with lower elevation.
Likewise, Ferrer (2015), in his research: Planeamiento de minado de largo plazo para proyecto minero no metálico,
states that a slope of 75° was considered for the slope stability analysis in
operating benches, it having been found that the different families of
discontinuities present do not compromise the pit’s slope stability. However,
for Gómez (1979), in his thesis: Proyecto
integral de desarrollo en la zona de calizas de la mina Huachocolpa, one
drill hole encountered caves, which,
when greater than ten feet in the direction of the hole, do not allow
the removal of minewaste, which try to fill the cavity and, at some point, may
fall en bloc on the column pipe, locking the machine and causing
serious problems. In these cases, it is better to try and stabilize the cave
with cement before continuing, and smaller caves can, after careful
deliberation, be disregarded; however, in the study limestone mining is via
open pit with depths greater than ten meters, and something similar
happens when caves appear during vertical drilling. There is a loss of explosive material (e.g.,
ampho), poor physical stability of slopes, and poor fragmentation of limestone
material.
On the other hand, Gutiérrez (2009), in his thesis: Implementación del sistema de explotación convencional en la cantera
caliza-Cemento Andino S. A., concludes that it is necessary to implement
conventional mining beginning at level
4040 with a cost of S/. 7.28 per MT. Controlled blasting testing to afford greater stability of the safety berm is also recommended. In another respect, López (2016), in
his thesis: Estudio geotécnico y diseño
del talud final de una mina a cielo abierto aplicando modelos numéricos,
concludes that the “análisis cinemático
realizado con el software Dips,
en el presente estudio muestra que el diseño de un talud de banco de 60° es
estable, considerando los sistemas constituidos por las familias de
discontinuidades presentes en el tajo por cada dominio estructural”
[kinematic analysis conducted in this study using Dips software shows that the
design of a 60° bench slope is stable, considering the systems constituted by
the discontinuity families present in the pit for each structural domain] (p.
144).
Another contribution comes from Miranda (2009), in his research
entitled: Estabilidad de taludes,
where it is concluded that slope stability depends on the type of blasting that
occurs. Consequently, presplitting blasting significantly contributes to
maintaining final slope stability in a mining operation. This ensures that the
slope rock mass does not deteriorate over time due to the damage that can be
caused by the blast. Likewise, Morales
(2000), in his thesis: Análisis y diseño
de taludes mediante métodos computacionales, concludes that “el algoritmo de monitoreo de taludes permite
determinar el punto de colapso del talud en zonas inestables de la mina,
aplicables a cualquier explotación superficial. [Así,] el algoritmo de diseño
del talud determina el ángulo óptimo de rendimiento con el factor de seguridad”
(p. 120) [the slope monitoring algorithm, applicable to any superficial
exploitation, makes it possible to
determine the point of collapse of the slope in unstable areas of the mine. [Thus,] the slope
design algorithm determines the optimum angle of performance with the factor of
safety] (p. 120).
On the other hand, Pacheco (1999), in his thesis: Aplicación de la mecánica de rocas a las operaciones mineras unitarias
de perforación y voladura en minería a tajo abierto, recommends that the
assessment of characteristics and physical-mechanical values of rocks be
performed in situ at the mine under
study and in the rock mass of the bench to be drilled and blasted. If the
aboved-mentioned determination cannot be made in situ, it may be conducted in a laboratory using rock samples
obtained from the mine under study; however, values determined in this manner
are less reliable than those determined in
situ.
In addition, Piérola (2017), in his research: Optimización del plan de minado de cantera de caliza La Unión distrito
de Baños del Inca-Cajamarca 2015, concludes that rock mass determination
optimized the mining of the limestone quarry, as an RMR of 57 was obtained from
rocks of regular quality with a bench density of 2.51 Ton/m3.
Similarly, Quevedo (1990), in the thesis: Evaluación
geológica de la cantera de calizas ubicado en el área de Tembladera, provincia
de Contumaza, departamento de Cajamarca, recommends the creation of a
geology department that conducts periodic exploration campaigns and surface
mapping campaigns as mining progresses, in order to verify the quality of the
extracted material. However, limestone quality results are not considered as
the pit exploitation progresses.
Finally, Ríos (1978), in the thesis: Estudio
de la alteración de la calizas Pucará en el área de Morococha (provincia de
Yauli-departamento de Junín), suggests arriving at a full understanding of
the different types of alterations that affect the various calcareous sequences
of the Pucará Group within the Morococha mining district. He also proposes comparing the chemical, petrographic
and sedimentalogical nature of the calcareous horizons of the Morococha area; however, he does not consider the
formations to have a better understanding of the alteration of limestones.
OBJECTIVES
General
objective
To analyze and assess the
conventional mining method applied in the UNACEM S. A. A. company limestone
quarry that has an impact on the platforms.
Specific objectives
· Characterize rock mass using the
conventional mining method significantly related to the platforms.
·
Determine the design parameters of the
conventional mining method, which has a significant impact on platforms.
·
Quantify the costs of explosives used in
conventional mining method, which has a significant impact on platforms.
JUSTIFICATION
This study is justified in the following aspects:
Safety, because determining
slope stability reduces the possibility of undesired events (landslides) that
may cause accidents to persons and equipment.
Environmental, in December 2017,
zero nitrous gases were produced during blasting using platform-based open pit
mining, due to the mechanized loading of explosives machined by mobile
manufacturing units, using hydrogel matrix emulsion. Pollution as a result of
slope failure risk was also reduced. Having platforms in the quarry will reduce
vibration produced by blasting, given that DM45 6 ¾” trackdrills can be used,
which will permit a reduction in the number of drills.
Social, because mining
activities are conducted 500 m away from the town of Condorcocha.
Technical, because it provides
a new mining method that will enable better mineral extraction, having several
loading faces to carry out blending, within the plant’s quality parameters.
Economic, because using a
platform-based minig method will make it possible to extract mineral at lower
cost.
The sudy optimizes raw material hauling by means of dump trucks used by
cement producers in open pits. It is therefore
beneficial to those companies.
METHODOLOGY
This is a comparative study. Work
began with the review of literature on geological characterization, slope
stability analysis, Studio RM-Datamine borehole assessment; drilling times,
circuits and yield were registered, as well as blasting, ripping,
loading and hauling, which generated unit price data. Simulations of blasting,
particle size distribution and vibration
monitoring using a seismograph were performed.
RESULTS
Rock mass
characteristics
Geomechanical
mapping
Geomechanical field mapping was
performed using the direct detailed cells-approach, which
consists of systematic logs of discontinuities present in a pre-defined
station, which is the representation of a variable sector of exposed rock along
the bench-face slopes, whose characteristics are observed in the structures
(faults, joints, stratification). Concerning its distribution, continuity and
alteration, it is homogeneous in the section under assessment.
Rock mass
classification
Geomechanical classification
criteria proposed by Bieniawski and Romana were used for rock mass
classification, as observed in Table 1.
Mechanical
zoning of rock mass
Rock mechanics calculation
methods will be used on zones of the rock
mass that are divided into sectors of similar structural and mechanical
characteristics, due to the fact that the analysis of the results and the
design criteria will be valid only within the rock mass with similar physical
and mechanical characteristics in order to determine the static and
pseudostatic factor of safety according to the following table:
Table 1. Cerro Palo quarry, RMR
and SMR classification.
|
Station |
RMR |
SMR |
SMR Class |
SMR Description |
Station |
RMR |
SMR |
SMR Class |
SMR Description |
|
E-1 |
48 |
49 |
IIIb |
Normal |
E-15 |
47 |
48 |
IIIb |
Normal |
|
E-2 |
42 |
49 |
IIIb |
Normal |
E-16 |
55 |
42 |
IIIb |
Normal |
|
E-3 |
42 |
44 |
IIIb |
Normal |
E-17 |
55 |
54 |
IIIa |
Normal |
|
E-4 |
40 |
39 |
IVa |
Bad |
E-18 |
47 |
55 |
IIIa |
Normal |
|
E-5 |
43 |
47 |
IIIb |
Normal |
E-19 |
55 |
43 |
IIIb |
Normal |
|
E-6 |
51 |
39 |
IVa |
Bad |
E-20 |
50 |
38 |
IVa |
Bad |
|
E-7 |
46 |
46 |
IIIb |
Normal |
E-21 |
50 |
54 |
IIIa |
Normal |
|
E-8 |
50 |
38 |
IVa |
Bad |
E-22 |
50 |
42 |
IIIb |
Normal |
|
E-9 |
50 |
57 |
IIIa |
Normal |
E-23 |
47 |
43 |
IIIb |
Normal |
|
E-10 |
47 |
39 |
IVa |
Bad |
E-24 |
47 |
56 |
IIIa |
Normal |
|
E-11 |
50 |
51 |
IIIa |
Normal |
E-25 |
55 |
54 |
IIIa |
Normal |
|
E-12 |
47 |
56 |
IIIa |
Normal |
E-26 |
52 |
45 |
IIIb |
Normal |
|
E-13 |
47 |
49 |
IIIb |
Normal |
E-27 |
55 |
55 |
IIIa |
Normal |
|
E-14 |
47 |
48 |
IIIb |
Normal |
E-28 |
- |
- |
- |
No
structures |
Source:
Bisa Ingenieros.
Table 2. Cerro Palo quarry, kinematic analysis.
|
Station |
Static FoS |
Pseudo-static FoS |
Type |
Station |
Static FoS |
Pseudo-static FoS |
Type |
|
3 |
1.62 |
1.97 |
wedge |
11 |
1.90 |
6.78 |
wedge |
|
4 |
1.92 |
1.52 |
wedge |
14 |
2.56 |
2.05 |
wedge |
|
5 |
2.80 |
2.18 |
wedge |
15 |
4.44 |
3.74 |
wedge |
|
6 |
2.00 |
1.61 |
wedge |
19 |
1.29 |
1.10 |
wedge |
|
7 |
1.97 |
1.45 |
wedge |
20 |
1.62 |
1.26 |
planar |
|
8 |
1.10 |
0.94 |
wedge |
22 |
1.66 |
1.36 |
wedge |
|
10 |
3.13 |
2.63 |
wedge |
24 |
1.2 |
5.95 |
wedge |
Source:
Bisa Ingenieros.
Intact rock strength
These parameters enable detailed
description of each lithology to be modeled with the RocData software of the
Rocscience gallery. In order to do so, the Generalized Hoek-Brown failure
criterion was used, a non-linear empirical criterion that very accurately
represents rock mass, which makes it possible to simply assess rock failure by
introducing the main geological and geomechanical characteristics.
Slope stability
analysis using slices
In
order to assess and predict the possible behavior of the rock mass slopes, each
slice was analized for stability. The input data for the software were the
current geometry configuration of the slopes and the parameters of the rock
mass mechanical behavior.
Conventional mining method
This method consists in mining the benches located in the upper part, at
level 4190, by drilling, blasting, ripping and loading on the same bench for the
subsequent hauling of extracted material to the primary crusher (Titan 2) and
secondary crusher (Titan 4).
The design parameters of the pit are shown in Table 3 and Figure 1.
Table 3. Operating parameters of the conventional mining method.
|
PARAMETERS |
VALUES |
|
Slope bench angle |
70° |
|
Final slope angle |
50° |
|
Ramp width |
10.20 m |
|
Ramp maximum gradient |
12% |
|
Safety berm |
5 m |
|
Bench width |
20-30 m |
|
Bench height |
10 m |
|
Maximum operating level |
4220 masl |
|
Minimum operating level |
4120 masl |
Source:
UNACEM.
Figure 1. Operational parameters of conventional mining system.
Source: UNACEM.
Platform-based mining method
Mining begins at level 4278, complying with the design
parameters of the pit. According to Table 4 and Figure 2, drilling, blasting, ripping
and loading are performed on the same bench for the subsequent hauling of
extracted material to the primary crusher. Quarry exploitation in platforms has
been planned from level 4278 to 4240 (zones D-E-F-G-H-I-J); total estimated
limestone resources amount to 338 279 MT.
Figure 2. Operational
parameters of the platform-based mining
system.
Source: UNACEM.
Table 4. Operating parameters of the conventional mining method.
|
PARAMETERS |
VALUES |
|
Slope bench angle |
70° |
|
Final slope angle |
Not applicable |
|
Ramp width |
10.20 m |
|
Ramp maximum gradient |
12% |
|
Safety berm |
5 m |
|
Bench width |
20-30 m |
|
Bench height |
10 m |
|
Maximum operating level |
4278 masl |
|
Minimum operating level |
4220 masl |
Source:
UNACEM.
Costs of explosives and blasting
accessories
Conventional mining
method
Primary blasting was conducted
using conventional mining methods in the Cerro Palo quarry (limestone) in 2018.
January 2018
The use of explosives and
blasting accessories in the primary blast of bench 4160 (conventional mining
method) resulted in a power factor of 0.15 kg/MT, according to the following
table:
Tabla 5. Cost of explosives used
in January 2018, conventional mining method.
|
Lvl |
Bench |
Mining method |
Zone |
Spacing (m) |
Burden (m) |
# Drills |
Production (Ton) |
Production (BCM) |
TOTAL cost of explosives
(S/.) |
S/. MT |
S/. BCM |
|
4170 |
4160 |
Conventional |
C-D |
5 |
4.33 |
107 |
50 141.46 |
22 791.57 |
17 141.77 |
0.34 |
0.75 |
Source:
UNACEM.
The cost of explosives and
blasting accessories used for the primary blast in January was S/. 17 141. 77,
that is, S/. 0.34/MT.
February 2018
The use of explosives and
blasting accessories in the primary blast of bench 4160 (conventional mining
method) resulted in a power factor of 0.13 kg/MT, according to the following
table:
Tabla 6. Cost of explosives used
in February 2018, conventional mining method.
|
Lvl |
Bench |
Mining method |
Zone |
Spacing (m) |
Burden (m) |
# Drills |
Production (Ton) |
Production (BCM) |
TOTAL cost of explosives
(S/.) |
S/. MT |
S/. BCM |
|
4170 |
4160 |
Conventional |
B-C |
5 |
4.33 |
145 |
69 063.50 |
31 392.50 |
23 475.21 |
0.34 |
0.75 |
Source:
UNACEM.
The cost of explosives and
blasting accessories used for the primary blast in February was S/. 24 560.72,
that is, S/. 0.34/MT.
March 2018
The use of explosives and
blasting accessories in the primary blast of benches 4170, 4150 and 4085
(conventional mining method) resulted in a power factor of 0.16 kg/MT,
according to the following table:
Table 7. Cost of explosives used
in March 2018, conventional mining method.
|
Lvl |
Bench |
Mining method |
Zone |
Spacing (m) |
Burden (m) |
# Drills |
Production (Ton) |
Production (BCM) |
TOTAL cost of explosives
(S/.) |
S/. MT |
S/. BCM |
|
4172 |
4170 |
Conventional |
A1 |
3 |
3 |
40 |
1952.97 |
887.71 |
916.97 |
0.47 |
1.03 |
|
4160 |
4150 |
Conventional |
J-K |
5 |
4.33 |
19 |
10 928.13 |
4967.33 |
7 070.40 |
0.65 |
1.42 |
|
4090 |
4085 |
Conventional |
K |
5 |
4.33 |
47 |
9237.92 |
4199.06 |
3 222.73 |
0.35 |
0.77 |
|
4170 |
4160 |
Conventional |
A0-A |
5 |
4.33 |
117 |
54 986.54 |
24 993.88 |
18 665.19 |
0.34 |
0.75 |
|
4160 |
4150 |
Conventional |
H-I |
5 |
4.33 |
109 |
48 079.58 |
21 854.36 |
16 588.17 |
0.35 |
0.76 |
Source:
UNACEM.
The cost of explosives and
blasting accessories used for the primary blast in March was S/. 46 463.46,
that is, S/. 0.37/MT.
Platform-based
mining method
Primary blastings were conducted
using platform-based mining methods in the Cerro Palo quarry (limestone) in
2017 and 2018.
March 2017
The use of explosives and
blasting accessories in the primary blast of bench 4240 (platform-based mining method) resulted in a power
factor of 0.14 kg/MT, according to the following table:
Table 8. Cost of explosives used
in March 2017, platform-based mining method.
|
Lvl |
Bench |
Mining method |
Zone |
Spacing (m) |
Burden (m) |
# Drills |
Production (Ton) |
Production (BCM) |
TOTAL cost of explosives
(S/.) |
S/. MT |
S/. BCM |
|
4251 |
4240 |
Platform |
I |
5.5 |
4.8 |
51 |
31 089.35 |
14 131.52 |
9 812.38 |
0.32 |
0.69 |
|
4251 |
4240 |
Platform |
G-H |
5.5 |
4.8 |
70 |
40 667.48 |
18 485.22 |
13 362.74 |
0.33 |
0.72 |
|
4251 |
4240 |
Platform |
G |
5.5 |
4.8 |
61 |
37 542.82 |
17 064.92 |
12 039.57 |
0.32 |
0.71 |
Source: UNACEM.
The cost of explosives and blasting
accessories used for the primary blast in March was S/. 35 214.69, that is, S/.
0.32/MT.
June 2017
The use of explosives and
blasting accessories in the primary blast of bench 4240 (platform-based mining method) resulted in a power factor of 0.15
kg/MT, according to the following table:
Table 9. Cost of explosives used
in June 2017, platform-based mining method.
|
Lvl |
Bench |
Mining method |
Zone |
Spacing (m) |
Burden (m) |
# Drills |
Production (Ton) |
Production (BCM) |
TOTAL
cost of explosives (S/.) |
S/. MT |
S/. BCM |
|
4251 |
4240 |
Platform |
I-J |
5 |
4.34 |
77 |
34 812.80 |
15 824.00 |
12
229.02 |
0.35 |
0.77 |
|
4251 |
4240 |
Platform |
F |
5 |
4.34 |
97 |
51 434.64 |
23 379.38 |
17
769.05 |
0.35 |
0.76 |
Source: UNACEM.
The cost of explosives and
blasting accessories used for the primary blast in June was S/. 29 998.07, that
is, S/. 0.35/MT.
November 2017
The use of explosives and
blasting accessories in the primary blast of bench 4240 (platform-based mining method) resulted in a power factor of 0.12 kg/MT, according
to the following table:
Table 10. Cost of explosives used
in November 2017, platform-based mining method.
|
Lvl |
Bench |
Mining method |
Zone |
Spacing (m) |
Burden (m) |
# Drills |
Production (Ton) |
Production (BCM) |
TOTAL cost of explosives
(S/.) |
S/. MT |
S/. BCM |
|
4251 |
4240 |
Platform |
H-I-J |
5 |
4.33 |
112 |
34 834.53 |
15 833.88 |
10 838.87 |
0.31 |
0.68 |
Source: UNACEM.
The cost of explosives and
blasting accessories used for the primary blast in November was S/. 10 838.87,
that is, S/. 0.31/MT.
December 2017
The use of explosives and
blasting accessories in the primary blast of bench 4240 (platform-based mining method) resulted in a power factor of 0.16 kg/MT, according to
the following table:
Table 11. Cost of explosives used
in December 2017, platform-based mining method.
|
Lvl |
Bench |
Mining method |
Zone |
Spacing (m) |
Burden (m) |
# Drills |
Production (Ton) |
Production (BCM) |
TOTAL cost of explosives
(S/.) |
S/. MT |
S/. BCM |
|
4251 |
4240 |
Platform |
H1 |
5 |
4.33 |
119 |
64 547.89 |
29 339.95 |
18 006.46 |
0.28 |
0.61 |
|
4251 |
4240 |
Platform |
E2 |
5 |
4.33 |
105 |
47 782.50 |
21 719.32 |
19 336.44 |
0.40 |
0.89 |
Source:
UNACEM.
The cost of explosives and
blasting accessories used for the primary blast in December was S/. 37 342.9,
that is, S/. 0.33/MT.
Note: tests using matrix emulsion
were conducted in December, 2017.
February 2018
The use of explosives and
blasting accessories in the primary blast of bench 4240 (platform-based mining method) resulted in a power
factor of 0.15 kg/MT, according to the following table:
Table 12. Cost of explosives used
in February 2018, platform-based mining method.
|
Lvl |
Bench |
Mining method |
Zone |
Spacing (m) |
Burden (m) |
# Drills |
Production (Ton) |
Production (BCM) |
TOTAL cost of explosives (S/.) |
S/. MT |
S/. BCM |
|
4251 |
4240 |
Platform |
G2 |
5 |
4.33 |
101 |
54 855.46 |
24 934.30 |
17
857.02 |
0.33 |
0.72 |
Source: UNACEM.
The cost of explosives and
blasting accessories used for the primary blast in February was S/. 17 857.02,
that is, S/. 0.33/MT.
Mining costs
In order to perform the various
mining activities in the limestone quarry, unit prices have been determined, as
shown in the following table:
Table 13. Unit price per mining
method.
|
Mining method |
Conventional |
Platform-based |
|
Drilling |
S/. 0.7027/MT |
S/. 0.7206/MT |
|
Blasting |
S/. 1.0562/MT |
S/. 0.7633/MT |
|
Ripping |
S/. 0.9793/MT |
S/. 0.8072/MT |
|
Loading |
S/. 1.4031/MT |
S/. 0.5624/MT |
|
Hauling |
S/. 3.6148/MT |
S/. 4.7760/MT |
|
Total |
S/. 7.7561/MT |
S/. 7.6295/MT |
Source: UNACEM.
CONCLUSIONS
1.
The geomechanical
characterization of the rock mass for conventional and
platform-based mining methods was based on the realization of thirty
geomechanical cell mapping stations, which consists in recording geomechanical
information at a certain point according to the parameters required by
Bieniawski’s RMR geomechanical classification (1989), where the average of composite in the
stations indicated the following results:
·
Lithological
aspects, determining limestone in the quarry.
·
Distribution of
discontinuities. Three main structural discontinuity systems were defined:
- System 1 with average dip
direction of 319° and average dip of 52°, expressed as strike and dip: N49°E
and 52°NW. This system is well represented in the field by limestone
stratification.
- System 2
with average dip direction of 127° and average dip of 54°, expressed as strike
and dip: N37ºE and 63ºSE. This system corresponds to structural failure
control.
- System 3
with average dip direction of 226° and average dip of 57°, expressed as strike
and dip: N44ºW and 57ºSW. This system corresponds to a random fracture system.
2. The design parameters are the same for conventional
and
platform-based mining methods, with the difference that in the conventional
method there is a high risk of rock fall because there would be five 10 m high
benches. However, there would only be one 10 m high bench using the
platform-based mining method as mining would be conducted in a descending
direction; therefore, there is a
low risk of rock fall, allowing safe and sustainable operation over time. The following
operating parameters are established:
Table 14. Operational parameters of conventional and
platform-based mining methods.
|
Parameters |
Conventional |
Platform-based |
|
Final slope angle |
50° |
Not applicable |
|
Bench height |
10 m |
10 m |
|
In situ bench angle |
70° |
70° |
|
Platform width at active
levels |
20 m |
20 m |
|
Platform width at
inactive levels |
5 m |
Not applicable |
Source: Bisa Ingenieros.
3. The
costs of explosives for the conventional mining of the final slope of the
quarry is S/. 0.65/MT, as presplitting will be done. However, the cost for the
platform-based mining method is S/. 0.33/MT, as presplitting costs are reduced
to zero; as a result, there is a reduction of 97%.
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Universidad Nacional de Ingeniería, Lima.
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