Capítulo Iv Resultados.docx

CAPÍTULO IV RESULTADOS

4.1 PRESENTACIÓN DE RESULTADOS 4.1.1 Operaciones unitarias del método Long Wall Mining A. Generalidades Conocido también como Tajeos Largos, se aplica en depósitos en forma de estratos de potencia uniforme, normalmente en ocurrencias de grandes extensiones. Puesto que el área de trabajo debe ser bien soportada.

B. Consideración y criterios generales La elección del método minado depende de numerosos factores, tales como:

a. Geometría del yacimiento

Forma

: Vetas manteadas.

Potencia

: Variable, 0,10 m. a 1.5 m.

Buzamiento

: Sub horizontales.

Ley promedio : 11 g/TM

b. Características geomecánicas Indudablemente este es el factor más importante en el Long Wall Mining, considerando la característica de la capa

que cubre el mineral debe ser

evaluada sobre todo si se va emplear un método de hundimiento.

C. Preparación del block (40 m x 20 m) El block de mineral tendrá las siguientes labores de preparación:

SUB NIVEL (1.2 X 1.8)

CHIMENEA (2.4 X 1.5) BLOCK MINERAL (18.0 m. x 20 m.)

BLOCK MINERAL (18.0 m. x 20 m.) SUB NIVEL (1.2 X 1.8)

2.4

18.0 DIRECCION DE MINAD O

CHIMENEA (1.5 X 1.5)

1. 2

18.0

CHIMENEA (1.5 X 1.5)

DIRECCION DE MINAD O

20 1.5

SUB NIVEL (1.2 X 1.8)

1.5 4

1.5

40

Figura N°13. Dimensiones de los blocks de 40 m x 20 m.

a. Galerías Se abren dos galerías (nivel inferior y nivel superior) para definir el panel de 80 m de frente, ambas son desarrolladas con sección de 2.5 m x 2.5 m labores que avanzan a lo largo de la estructura mineralizada y luego sirve para el trasporte de mineral (galería inferior) y trasporte de materiales (galería superior) y ambas para ventilación. b. Chimeneas en mineral Se prepara las chimeneas con dirección al buzamiento y en veta de forma ascendente, con sección de 1.5 m x 1.5 m (una de desarrollo y la otra de

operación),

distantes

entre

ellas

de

40

m,

luego

se

ejecuta

las

chimeneas intermedias con sección de 2.4 m x 1.5 m para dividir el block en dos partes y servirá de cara libre, a partir de este se inicia la rotura en dirección del rumbo y con salida al subnivel. c. Subniveles Se desarrolla cuatro subniveles de sección de 1.2 m x 1.8 m. El primer subnivel base se desarrolla encima de la galería inferior dejando un puente de 4 m y una corrida de 20 m. d. By-Pass Con sección de 2.5 m x 2.5 m que comunica a dos labores, y que luego servirá para acceso al siguiente corredor de mineral, ya que la galería se perderá al recuperar los puentes. e. Chimeneas de operación Son chimeneas que salen del By-Pass y que llegan al subnivel intermedio para dar más eficiencia a la explotación de los bloques de mineral encima de este subnivel.

Figura N°14. Chimeneas de operación.

o

Fotografía N A-1. Galería y chimenea.

o

Fotografía N A-2. Chimenea.

WINCHE ELECTRICO

1.5

DIRECCION DE MINAD O

RASTRA

1.5

1. 2 DIRECCION DE MINAD O

CHIMENEA (1.5 X 1.5)

1.5

SUB NIVEL (1.2 X 1.8) CANAL DE LIMPIEZA

4 1. 2

MINADO

CHIMENEA (1.5 X 1.5)

Figura N°15. Vista de la explotación por Long Wall en su primera etapa de corte. PUNTAL DE SEGURIDAD

WOOD PACK

SUB NIVEL (1.2 X 1.8) SUB NIVEL (1.2 X CANAL1.8) DE LIMPIEZA

4 1. 2

PROTECCION PARA LA VOLADURA

TALADROS PARA CORTE

PROTECCION PARA LA VOLADURA

RASTRA

DIRECCION DE MINADO

1. 2

1. 5

DIRECCION DE

WINCHE ELECTRICO

Figura N°16. Vista de dirección de minado dos grupos.

D. Operaciones unitarias

Fotografía N°01. Potencia de estructura promedio de 1.0 m.

a. Perforación  El avance. El avance será en dirección del rumbo

 Diseño de la malla de perforación: Calculo de Burden en Tajo Subterráneo

Kv = [1,96 - 0,27 Ln (ERQD)]

Dónde: Kv

: Factor de volavilidad.

ERQD : Índice de calidad de roca equivalente.

ERQD = RQD * Jsf Dónde: RQD : Índice de calidad de roca Jsf

: Factor de corrección

1,0 Roca muy dura. 0,9 Roca dura.

0,8 Roca semidura. 0,7 Panizado

BT = (Øt *Kv/12) x (Pd/σtd)

1/2

Dónde: BT

: Burden en pies.

Øt

: Diámetro de taladro (pulg) (cuando el acoplamiento es 1) 1,5 pulg.

Pd

: Presión de detonación. 3402Mpa Exadit 65%

σtd

: Resistencia a la tracción de la roca 10% de la resistencia a la compresión de la roca: 8MPa

Σcd

: Resistencia a la compresión de la roca: 80MPa.

 Factor de volavilidad (Kv)

Índice de calidad de roca (RQD) (%): 50

Índice de calidad de roca equivalente (%): 45

Kv: 0.93

 Burden (B) con diámetro (Øt),como el cartucho = 1pulg 22mm B (pies) para exadit 65%

1,60pies

40,7 cm.

2.40 pie

61.0 cm

 Calculo del espaciamiento E = 1,5 x B

De lo anterior se resume, un Burden de 40 cm y 60 cm de espaciamiento.

60 cm

40 cm 40 cm

Figura N°17. Burden y espaciamiento en tajeos.

 Altura de minado, se llevará 1,0 m de altura para vetas con potencia menor al metro.  La longitud del taladro, se efectuará con barreno de 6 pies.

1.0 m

Son trabajos que se realizan en un determinado tipo de roca, para el cual se utiliza las perforadora manuales Jack Leg, donde el avance siempre será en dirección del rumbo de la veta, con taladros de 6 pies.

Fotografía perforación.

N°02.

Marcado

de

la

malla

de

Fotografía perforación.

N°03.

Malla

de

b. Voladura Para la voladura, se utiliza emulex de 65%, emulex de 45%, emulsión de 65%, emulnor de 1000, emulnor de 4000 dependiendo de la dureza del mineral. Además de ello se emplea accesorios: cármex y mecha rápida. c. Limpieza

Limpieza en „L‟ con rastra de 36”, winche 15 HP. Entablado lateral como barrera para evitar perder mineral, además de ello para mantener el canal de rastrillaje.

Fotografía N°04. Winche de 15 HP.

Figura N°05. Limpieza del tajeo.

d. Sostenimiento

El sostenimiento se hará con puntales de madera de 7” a 8” de diámetro con cabezal con Jack pot (platos pretensados) para darle velocidad al minado, la distancia entre los puntales será de 1.5m x 1.5 m e irán alineados para permitir la limpieza con el rastrillo. Se instaló cuadros de madera de luz de poste a poste de 1.2 m y luz de cuadro a cuadro de 1.5 m usando redondos de 8” Ø para sombrero y postes; y de 6” Ø para los tirantes; en el cribing se utiliza redondos de 5” Ø ó 6” Ø y rajados. La característica principal de este sostenimiento es el cribing sellado para no dejar espacios abiertos. El sostenimiento debe ser inmediato y con cero tolerancia, es decir sostenimiento al tope de la labor, antes de disparar. Cuando se requiere se instalara Wood crib (anillos de madera) para sostener la caja techo mientras dure la explotación de todo el block. Así mismo, se debe dejar pilares laterales de 3 m de ancho por 20 m de largo, paralelo a las chimeneas.

Fotografía N° 06. Sostenimiento del tajeo con puntales y cabezales Jack Pot.

.

74

Fotografía N°07. Sostenimiento con puntales y cabezales Jack Pot.

75

e. Bloque explotado Finalizado la explotación se procederá al rellenado de los mismos. Block explotado 40 m x 20 m.

PROTECCIO N PARA A LA VOLADU R

WOOD PACK PUNTALE DE S SEGURIDAD

2 0

PROTECCIO N PARA VOLADUR LA A

3

1.5

2 0

3

1.5

4

Figura N° 18. Vista del block explotado con sección de 40 m x 20 m.

f. Relleno del block Los tajeos explotados se rellenaran con relleno detrítico y en pasta. La preparación de tabiques se hace con madera redonda de 8” de diámetro y tablas de 2” x2” x10”. Los puntales tendrán patillas de 10 a 20 cm de profundidad, de acuerdo a la dureza del terreno en la caja techo y piso y una separación de 70 cm, paralelos entre si, luego se instalara tuberías corrugadas de 4” de diámetro forrado con rafia, para el drenaje del agua; para el relleno se usara tuberías HDPE de 4” de diámetro.

CHIMENEA (1.5 X 1.5)

SUB NIVEL (1.2 X 1.8)

3

1. 5

BLOCK RELLENADO CHIMENE A X (1.5 1.5)

3 PUENTE

3 6

TABIQUE PARA R/H

1. 5

4 0

1. 5

4

1. 5

Figura N° 19. Vista del block rellenado.

g. Extracción La extracción del mineral se hace con locomotoras a batería de 5 TM de capacidad y carros minero U-35 hacia los echaderos principales.

4.1.2 Descripción final del método de explotación Long Wall Mining

A. Infraestructura  Sellar chimeneas sobre veta cada 40 m.  Dimensionar el block a explotar de 38,5 m x 20 m.  Desarrollar la galería de sección de 2.5 m de ancho x 2.5 m de alto, a lo largo de la estructura mineralizada para la extracción del mineral.  Desarrollar el by pass de sección de 2.5 m de ancho x 2.5 m de alto, paralelo a la

galería

y alineado con el subnivel superior

para

comunicar a dos labores.  Desarrollar sub niveles de sección de 4‟ (1.2m) de ancho x 6‟ (1.8m) de alto, el primero como subnivel base encima y paralelo a la galería dejando un puente de 4 m y el segundo sub nivel después de 20 m.

 Desarrollar las chimeneas laterales a partir de la galería, de sección de 5‟ (1.5m) de ancho x 5‟ (1.5m) de alto.  Mantener entre la galería y el subnivel base un puente de 4 m.

SUB (1.2 X NIV 1.8)

CHIMENEA (1.5 X 1.5) CHIMENEA CENTRAL (2.4 X BLOCK 1.5) (18.0 MINERAL m. x 20 m.)

18. 0 DIRECCION DE MINADO

BLOCK MINERAL (18.0 m. x 20 m.)

SUB NIVEL (1.2 X 1.8)

18. 0 CHIMENE A X (1.5 1.5)

2 1. 0 5

SUB NIVEL (1.2 X 1.8)

2. 4

4

1. 5

DIRECCION DE MINADO

4 0

PUENTE DE 4 m.

1. 5

Figura Nº 20. Vista Isométrica del método Long Wall.

B. Operación:

1. 2

 A partir del subnivel base se genera la cara libre (tipo chim enea) en dirección del buzamiento con sección 2.4 m (8‟) x 1.5 m (5‟) para dividir el block en dos partes y a partir de éste iniciar la rotura en dirección del rumbo y con salida hacia el subnivel.  El avance será en dirección del rumbo de la veta, con taladro de 5‟ a 6‟.  La limpieza será con winches de 15 HP, y rastras de 36”.  Sostener con puntales de madera de 7” Ø a 8” Ø con cabezal Jack pot (platos pretensados) para darle velocidad al minado. La distancia entre los puntales será de 1,5 m x 1,5 m e irán alineados para permitir la limpieza con el rastrillo.  Cuando se requiera instalar Wood Crib (anillos de madera) para sostener la caja techo, mientras dure la explotación de todo el block.  Dejar pilares laterales

de 3 m de ancho por 20 m de largo, paralelo a

las chimeneas.  Finalizada la explotación del block se procederá a rellenar.

CHIMENEA CENTRAL (2.4 X 1.5)

WINCH ELECTRIC E O

1.5

2. 4

RASTR A

DIRECCION DE MINAD O

1. 2 DIRECCION DE MINAD O

CHIMENEA (1.5 X 1.5)

1.5

SUB NIVEL (1.2 X NAL DE 1.8) LIMPIEZA

4 1. 2

CHIMENEA (1.5 X 1.5)

Figura Nº 21. Limpieza con Winche de 15 HP.

SUB NIVEL (1.2 X NAL DE 1.8) LIMPIEZA

PROTECCIO PARA LA N VOLADURA

4

1. 2

TALADRO PARA S CORTE

PROTECCIO PARA LA N VOLADURA RASTRA DE 36" DIRECCION DE MINAD O

1. 2

1. 5

DIRECCION MINAD DEO

DE PUNTAL SEGURIDAD

WOOD PACK

WINCH ELECTRIC E O

Figura Nº 22. Sostenimiento con Puntales y Wood Pack .

C. Selectividad Este método nos permite ser selectivos, debido a que el desmonte se puede acumular en los cortes ya explotados.

Figura N°23. Selectividad del método de Long Wall.

4.1.3 Costos unitarios de labores lineales

Los costos de labores de desarrollo y preparación aplicando los métodos de explotación corte relleno ascendente convencional y el método Long Wall Mining son los siguientes:

Tabla N°18. Precios unitarios de labores lineales. Corte y relleno LABOR

Galería de 2.5 m x 2.5 m. Chimenea inclinada de 1.5 m. x 1.5 m. Chimenea inclinada de 2.4 m. x 1.5 m.

ascendente

Long Wall

convencional 1102.59 (S/.m)

Mining (S/.m) 1102.59

765.20 901.25

765.20 901.25

Subnivel de 1.2 m. x 1.8 m. By-Pass de 2.5 m. x 2.5 m. Chimenea de servicios 1.5 m. x 1.5 m. Costo de preparación (S/./m.) Fuente: Contrata minera ARCASAC

737.63 1102.59 765.20 5374.46

737.63 1102.59 765.20 5374.26

4.1.4 Indicadores de Productividad

En el siguiente cuadro se observa la comparación respecto a la productividad, en todos sus aspectos aplicando el método Corte Relleno Ascendente convencional y Long Wall Mining.

Tabla N° 19. Indicadores de Productividad

INDICADORES

UNIDAD

C & R. A. C.

LONG WALL M.

LONG. DE CORTE

m.

2.00

19.00

ALTURA DE MINADO

m.

1.20

1.20

POT. DE VETA PROM.

m.

1.00

1.00

VOLUMEN DE MINERAL ROTO

m3

2.97

27.55

TIEMPO DE EJECUCION

Guardia

1.00

9.00

INDICADOR DE PRODUCCION

m3./gdia.

2.97

3.06

NUMERO DE TAREAS

Tar.

2.00

18.00

INDICADOR MANO DE OBRA

m3/tar.

1.49

1.53

DISPAROS

Unid.

1.00

1.00

TALADROS CARGADOS

Unid.

15.00

150.00

PIES PERFORADOS

pp.

80.78

807.75

INDICADOR DE PERFORACION

pp./m3

27.20

29.32

EMULSION 65%

Cart.

105.00

1050.00

KG. EXPLOSIVO

Kg.

8.30

82.95

INDICADOR DE VOLADURA

Kg./m3

2.79

3.01

AREA SOST./MES PUNTALES COLOCADOS/MES

m2. Unid.

152.25 70.00

210.00 140.00

NUMERO DE GUARDIAS

Gdias.

60.00

60.00

1.17

2.33

INDICADOR DE SOSTENIMIENTO punt./gdia.

VOLUMEN DE MINERAL/DISP.

m3/disp.

2.97

27.55

TIEMPO LIMPIEZA WINCHE/DISP.

hr./disp.

2.75

22.04

INDICADOR DE LIMPIEZA

m3./hr.

1.08

1.25

Fuente: Propio

4.1.5 Costo de explotación del método Corte Relleno Ascendente convencional y Long Wall Mining. Tabla N° 20. Corte y Relleno Ascendente convencional. ROTURA DE MINERAL (LIMPIEZA CON WINCHE) Taladros disparados Longitud de de barreno barreno Longitud Efeciencia perforacion

4 pies pies 6 90%

rendimiento volumen

2.973 m3 UNIDAD

15.00 tal.

TM potencia veta promedio longitud a disparar longitud de perforacion Emulsion Emulex 65 %

DESCRIPCION MANO DE OBRA DIRECTA Perforista A

CANT.

Tarea

1.00

Ayudante perforista

Tarea

1.00

Winchero

Tarea

1.00

Ayudante Winchero

Tarea

INCIDENCIA

8.47 1.00 2.05 1.45 8.00

COST/UNIT. COST/DISP.

COST(S/./m3)

148.95

74.476

137.88

68.938

148.95

45.058

1.00

50.0% 50.0% 30.3% 30.3%

137.88

41.708

77.44

53.85 26.93 80.78

1200 175

180.00 250.69 65.00

8.078 5.625 30.002

14.70

120.00 0.00 15.00 6.00

1.00 1.00 1.00

0.77 3.40 2.08 1.14

92.987 0.000 31.223 6.841

44.09

5.63

ACERO DE PERFORACIÓN Barra conica de 4' Barra conica de 6' Broca de 36 mm

Pies Perf. Pies Perf.

EXPLOSIVOS Emulsión 7/8" x 7" Nitrato de Amonio - Anfo Detonador Ensamblado Mecha Rápida de Ignición

Pieza Kg Pieza m

HERRAMIENTAS Y OTROS Pico Lampa minera Cucharilla Combo de 6 libras Comba de 8 libras Juego de barretillas 4', 6' y 8' Soplete Atacador Punzón de cebado Sacabroca Sacabarreno Pintura Mochila para explosivos LLave stilson 14" Guiador Flexómetro 5 m Carretilla Llanta de Jebe 4p3

Pieza Pieza Pieza Pieza Pieza Pieza Pieza Pieza Pieza Pieza Galones Pieza Pieza Pieza Pieza Pieza

1.00 1.00 1.00 1.00 1.00 0.00 2.00 1.00 1.00 1.00 1.00 2.00 0.00 2.00 1.00 0.00

60 25 90 75 180 75 120 30 150 150 150 15 150 180 30 30 40

35.00 50.00 20.00 41.00 48.00 350.00 35.00 14.50 11.00 50.00 350.00 40.00 50.00 65.00 14.50 13.31 285.00

0.583 2.000 0.222 0.547 0.267 4.667 0.000 0.967 0.073 0.333 2.333 2.667 0.667 0.000 0.967 0.444 0.000

IMPLEMENTOS DE SEGURIDAD Saco de jebe Pantalon de jebe

Pieza Pieza

1.00 1.00

90 90

50.00 50.00

0.556 0.556

Botas de jebe con punta de acero Guantes de neoprene Mameluco Protector (casco) Tafilete Respirador 3M Cartucho 3M Lamparas electricas + mantenimiento Correa portalámparas de Seguridad Tapon de oidos Lentes con malla Barbiquejo Arnes y lìnea de vida Botin Minero c/punta de acero Filtro para respirador

Par Par Pieza Pieza Pieza Pieza Pieza Pieza Pieza Pieza Pieza Pieza Pieza Par Pieza

1.61 1.61 1.61 1.61 1.61 1.61 0.00 1.61 1.61 1.61 1.61 1.61 0.00 0.00 1.61

75 4 180 540 180 180 14 500 180 75 60 180 150 180 8

50.00 14.90 80.00 40.00 15.00 105.00 30.00 930.00 25.00 4.00 37.44 5.00 300.00 80.00 30.00

1.070 5.979 0.713 0.119 0.134 0.936 0.000 2.985 0.223 0.086 1.002 0.045 0.000 0.000 6.019

80.78 30.00 30.00 80.78

80000.00 150.00 150.00 300.00

0.24 8.25 3.93 26.27

19.689 1.650 0.786 7.072

6.87

EQUIPO DE PERFORACION Perforadora jack leg Mangueradedecostos jebe y fijos lona 1" Planilla Manguera de jebe DIRECTOS y lona 1/2" (S/.) TOTAL COSTOS Aceite perforadora torcula 100 COSTOS INDIRECTOS Mantenimiento GASTOS GENERALES UTILIDAD IMPREVISTOS TOTAL COSTOS INDIRECTOS (S/.) COSTO TOTAL S/./m3

Pies Perf. m m Gln 70%

18.36% 10.00% 5.00%

14.46 36.08 199.27 36.58 19.93 9.96 66.47 265.74

Fuente: Contrata Minera ARCASAC

Tabla N° 21. Long Wall Mining Longitud de barreno Longitud de barreno Efeciencia perforacion

4 pies 6 pies 90%

Taladros disparados TM potencia veta promedio longitud a disparar longitud de perforacion

27.55 m3

Emulsion Emulex 65 %

ROTURA DE MINERAL (LIMPIEZA CON WINCHE)

rendimiento volumen DESCRIPCION MANO DE OBRA DIRECTA Perforista A Ayudante perforista Winchero Ayudante Winchero

UNIDAD

CANT.

INCIDENCIA

150.00 tal. 78.52 1.00 19.00 1.45

7.00

COST/UNIT.

COST/DISP. COST(S/./m3)

Tarea

1.00

280.0%

148.95

417.067

Tarea

1.00

280.0%

137.88

386.053

1.00

300.0%

148.95

446.858

Tarea

ACERO DE PERFORACIÓN Barra conica de 4'

Pies Perf.

538.50

1200

180.00

80.775

Barra conica de 6'

Pies Perf.

Broca de 36 mm EXPLOSIVOS Emulsión

269.25

1200

250.69

56.248

Pies Perf. 1050.00

1.00

0.77

813.639

0.00

1.00

3.40

0.000

Pieza

150.00

1.00

2.08

312.228

Pieza

2.00

Pieza

2.00

60

35.00

1.167

25

50.00

4.000

90

20.00

0.222

75

41.00

0.547

180

48.00

0.267

75

350.00

14.000

120

35.00

0.000

30

14.50

0.967

150

11.00

0.073

150

50.00

0.333

150

350.00

2.333

15

40.00

2.667

7/8" x 7" Nitrato de Amonio - Anfo Detonador Ensamblado HERRAMIENTAS Y OTROS Pico Lampa minera Cucharilla Combo de 6 libras Comba de 8 libras Juego de barretillas 4', 6' y 8' Soplete Atacador Punzón de cebado Sacabroca Sacabarreno Pintura Mochila para explosivos LLave stilson 14" Guiador Flexómetro 5 m Carretilla Llanta de Jebe 4p3

Pieza Kg

Pieza

1.00

Pieza

1.00

Pieza

1.00

Pieza

3.00

Pieza Pieza

0.00

Pieza

2.00

Pieza

1.00

Pieza

1.00

Galones

1.00

Pieza

1.00

Pieza

IMPLEMENTOS DE SEGURIDAD Saco de jebe

Pieza

5.60

90

50.00

3.111

Pantalon de jebe

Pieza

5.60

90

50.00

3.111

Botas de jebe con punta de acero

Par

11.60

75

50.00

7.733

Guantes de neoprene

Par

4

14.90

43.210

Mameluco

Pieza

11.60

Pieza

11.60

180

80.00

5.156

Protector (casco) Tafilete

Pieza

11.60

540

40.00

0.859

Respirador 3M

Pieza

11.60

180

15.00

0.967

Cartucho 3M

Pieza

11.60

180

105.00

6.767

Lamparas electricas + mantenimiento Pieza Correa portalámparas de Seguridad Pieza

0.00

14

30.00

0.000

11.60

500

930.00

21.576

11.60

180

25.00

1.611

11.60

75

4.00

0.619

Tapon de oidos

Pieza

Lentes con malla EQUIPO DE PERFORACION

Pieza

Perforadora jack leg Manguera de jebe y lona 1" Manguera de jebe y lona 1/2" Aceite perforadora torcula 100

Mantenimiento

Planilla de costos fijos

TOTAL COSTOS DIRECTOS (S/.)

Pieza Pies Perf.

807.75

80000.00

0.24

196.889

m

30.00

150.00

8.25

1.650

m

30.00

150.00

3.93

0.786

807.75

300.00

26.27

70.723

Gln 70%

9.80

28.13

163.90

82

COSTOS INDIRECTOS GASTOS GENERALES UTILIDAD IMPREVISTOS TOTAL COSTOS INDIRECTOS (S/.) COSTO TOTAL S/./m3

18.36%

30.09

10.00%

16.39 54.67 218.58

Fuente: Propio

83

4.1.6 Comparación de estructura de costos entre los métodos de explotación Corte y Relleno Ascendente Convencional Vs. Long Wall Mining. Tabla N° 22. Comparación de costos unitarios

DESCRIPCION

C & R. A. C.

1 2 3 4 5 6 7 8

MANO DE OBRA DIRECTA ACEROS DE PERFORACION EXPLOSIVOS HERRAMIENTAS IMPLEMENTO DE SEGURIDAD EQUIPO DE PERFORACION PLANILLA DE COSTOS FIJOS TOTAL COSTOS DIRECTOS

9

TOTAL COSTOS INDIRECTOS

S./m3. 77.44 14.7 44.09 5.63 6.87 14.46 36.08 199.27 66.47

ITEM

LONG WALL M. S./m3. 60.39 15.86 43.35 1.08 5.29 9.8 28.13 163.9 54.67

DIFERENCIA S./m3. 17.05 -1.16 0.74 4.55 1.58 4.66 7.95 35.37 11.8

Fuente: Propio

4.2 PRUEBA DE HIPÓTESIS

Se aplicó la prueba de T de Student (diferencias medias), pues se tiene dos grupos conformados por los métodos de explotación por Corte y Relleno Ascendente y Long Wall Mining, es decir el grupo experimental y el grupo control, para lo cual se utilizó los datos de la siguiente tabla:

Tabla N° 23. Costo de explotación por tajos.

METOD. DE

VETA SAN

EXPLOT.

VICENTE TAJOS

TAJOS DE ESTUDIO

PROM.

0100-1

0100-2

0070-1

9850-1

0225-4

267.20

266.05

262.08

268.35

264.00

COSTO DE C. &

EXPLOTACION POTENCIA PROM.

R.A.C.

DE VETA (m)

1.06

1.03

1.00

1.04

1.02

TAJOS COSTO DE

9850-2

0315-2

0315-3

0225-2

0225-3

EXPLOTACION

215.00

220.03

219.15

221.50

217.50

265 1.03

218

LONG

POTENCIA PROM.

WALL

DE VETA ( m)

Fuente: Propio

1.14

1.00

1.02

1.08

1.10

1.07

La fórmula a utilizar será:

⁄

√

√ Formulación de la hipótesis:

HO: Hipótesis Nula H1: Hipótesis Alterna

HO: La optimización económica aplicando el método de explotación Long Wall Mining frente al método de Corte y Relleno Ascendente en la explotación de la veta San Vicente, Mina Santa María de la Cía. Minera Poderosa S.A. no influye en la disminución del costo total por m3 de mineral, (H1:

GE =

GC).

H1: La optimización económica aplicando el método de explotación de Long Wall Mining frente al método de Corte y Relleno Ascendente en la explotación de la veta San Vicente, Mina Santa María de la Cía. Minera Poderosa S.A. influye en la disminución del costo total por m3 de mineral, (H1: H1:

Datos:

1

>

2

o

1<

2

GE ≠

GC), vale decir que:

1=

Grupo experimental (Precios unitarios de tajos corte y relleno ascendente en la

Unidad Santa María, veta San Vicente). 2=

Grupo control (Precios unitarios de tajos empleando el método de explotación Long

Wall en la Unidad Santa María, veta San Vicente). Nivel de significancia:

= 0,05

Determinando la región critica

Grado de libertad:

Tabla N° 24. Determinación de la región critica.

COSTO DE EXPLOTACION METODO CORTE METODO LONG Y RELLENO

WALL MINING

ASCENDENTE

1 2 3 4 5 SUMATORIA PROMEDIO DESVIACION ESTANDAR VARIANZA

(X1 – X1)

(X1 –X1)

2

(X2 –X2)

(X2 –X2)

267.20 266.05 262.08 268.35 264.00 1328.40 265.68 1.383

215.00 220.03 219.15 221.50 217.5 1093.18 218.64 0.253

0,15 -0,72 0,28 0,59 0,16 1,600 0,16 0.3825

0,0225 0,5184 0,0784 0,3481 0,0256 2,150 0,215 0.4171

-0,29 0,58 0,00 -0,39 -0,07 0,002 0,0002 0.4787

0,0841 0,3364 0,0000 0,1521 0,0049 0,7774 0,0777 0.4413

1.913

0.064

0.1463

0.1739

0.2291

0.1947

Fuente: Propio.

Aplicación de la prueba estadística: Suma de cuadrados: 2

∑ (X1 –X1) = SC1 = 2,150 2

∑ (X2 –X2) =SC2 = 0,7774

Desviación estándar ponderada: σP = √

=√

=√

= 0,2461

Ecuación t: (

t= (σ

) √(

= ))

2

= √(

)

= - 3,2146

Determinación de la región critica: Grado de libertad = gl = N1 – N2 -2 = 14 α = 0,05, se tiene que la región critica = 2,1315 (según tabla de la t de Student)

Con t = - 3,2146 este cae en la zona de rechazo de la H0; entonces se rechaza la Ho, y se acepta la hipótesis H1. Entonces para un nivel de confianza del 95% se acepta que: La optimización económica aplicando el método de explotación Long Wall Mining frente al método corte y relleno ascendente en la explotación de la veta San Vicente, Mina Santa María de la Cía. Minera Poderosa S.A. influye en la disminución del costo total por m3 de mineral.

4.3 DISCUSIÓN DE RESULTADOS

En la investigación la estadística inferencial ha permitido establecer el análisis de los resultados de la medición de la variable Optimización económica

aplicando el

método de explotación Long Wall Mining y la variable Incremento de producción y disminución de costos de operación: siendo el resultado principal que La optimización económica aplicando el método de explotación Long Wall Mining frente al método corte y relleno ascendente en la explotación de la veta San Vicente, Mina Santa María de la Cía. Minera Poderosa S.A. influye en la disminución del costo total por m3 de mineral; es decir que al aplicar el Método Long Wall Mining disminuirá los costos de producción y aumentará la producción de mineral, en comparación al método de Corte y relleno ascendente convencional.

Esto podemos reforzar con el aporte de Aguirre H. quien menciona que al aplicar el método Long Wall Mining en la explotación de yacimientos auríferos angostos incrementa la producción, reduce los costos de minado. Por su parte Espinoza H. menciona que, el método de explotación por tajeos largos tiene la ventaja de producir mineral aurífero en forma muy eficiente, donde la productividad es potencialmente más alta que otros métodos bajo las mismas características. Esto es o

0

corroborado con los datos obtenidos en la tabla N 19 y N 22, donde se aprecia que existe un mayor incremento de productividad aplicando el método de Long Wall Mining en comparación al método de Corte y Relleno Ascendente convencional, cabe resaltar que en una primera etapa (labores de desarrollo y preparación) los costos de inversión son iguales en ambos métodos de explotación, datos que se aprecian en la o

tabla N 18.