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Diga cuales son los deberes y responsabilidades del Gerente en una organización y diga los objetivos de la organización, además los aspectos fundamenales de la organización / Nelson Paco Aro / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2001)
Título : Diga cuales son los deberes y responsabilidades del Gerente en una organización y diga los objetivos de la organización, además los aspectos fundamenales de la organización Tipo de documento: texto impreso Autores: Nelson Paco Aro, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2001 Número de páginas: 55 páginas Il.: diagramas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para Optar Titulo Profesional de Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: El tema asigando por la modalidad de suficiencia profesional titulado "DIGA CUALES SON LOS DEBERES Y RESPONSABILIDADES DEL GERENTE EN UNA ORGANIZACION Y DIGA LOS OBJETIVOS DE LA ORGANIZACION, ADEMAS LOS ASPECTOS FUNDAMENTALES DE LA ORGANIZACION". Tiene como objetivo mencionar aquello a que esta obligado el que dirige los negocios y lleva la firma en una sociedad o empresa, así como ver las obligaciones o carga moral que resulta de la consecuencia de las funciones propias del cargo.
En la elaboración del trabajo se enfrento con ciertas limitaciones referentes a la obtención de información y datos, es así que se considero acciones reales a fin de lograr conclusiones valederas, que reflejen la situación actual y la importancia del gerente como responsable de la organización de una empresa o institución a la que representa.
Finalmente se llega a conclusiones y recomendaciones que seria conveniente poner en practica toda vez que si se carece de organización, cualquier empresa o entidad por muy pequeña o grande que esta sea, ira al fracaso mas temprano que tarde, de la misma forma se requiere de una persona como es en este caso del gerente, a fin de ejecutar los planes asumiendo la responsabilidad sobre el éxito o fracaso de una empresa.Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=70210 Diga cuales son los deberes y responsabilidades del Gerente en una organización y diga los objetivos de la organización, además los aspectos fundamenales de la organización [texto impreso] / Nelson Paco Aro, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2001 . - 55 páginas : diagramas ; 30 cm.
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Resumen: El tema asigando por la modalidad de suficiencia profesional titulado "DIGA CUALES SON LOS DEBERES Y RESPONSABILIDADES DEL GERENTE EN UNA ORGANIZACION Y DIGA LOS OBJETIVOS DE LA ORGANIZACION, ADEMAS LOS ASPECTOS FUNDAMENTALES DE LA ORGANIZACION". Tiene como objetivo mencionar aquello a que esta obligado el que dirige los negocios y lleva la firma en una sociedad o empresa, así como ver las obligaciones o carga moral que resulta de la consecuencia de las funciones propias del cargo.
En la elaboración del trabajo se enfrento con ciertas limitaciones referentes a la obtención de información y datos, es así que se considero acciones reales a fin de lograr conclusiones valederas, que reflejen la situación actual y la importancia del gerente como responsable de la organización de una empresa o institución a la que representa.
Finalmente se llega a conclusiones y recomendaciones que seria conveniente poner en practica toda vez que si se carece de organización, cualquier empresa o entidad por muy pequeña o grande que esta sea, ira al fracaso mas temprano que tarde, de la misma forma se requiere de una persona como es en este caso del gerente, a fin de ejecutar los planes asumiendo la responsabilidad sobre el éxito o fracaso de una empresa.Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=70210
Diga cuales son los deberes y responsabilidades del Gerente en una organización y diga los objetivos de la organización, además los aspectos fundamenales de la organización
El tema asigando por la modalidad de suficiencia profesional titulado "DIGA CUALES SON LOS DEBERES Y RESPONSABILIDADES DEL GERENTE EN UNA ORGANIZACION Y DIGA LOS OBJETIVOS DE LA ORGANIZACION, ADEMAS LOS ASPECTOS FUNDAMENTALES DE LA ORGANIZACION". Tiene como objetivo mencionar aquello a que esta obligado el que dirige los negocios y lleva la firma en una sociedad o empresa, así como ver las obligaciones o carga moral que resulta de la consecuencia de las funciones propias del cargo.
En la elaboración del trabajo se enfrento con ciertas limitaciones referentes a la obtención de información y datos, es así que se considero acciones reales a fin de lograr conclusiones valederas, que reflejen la situación actual y la importancia del gerente como responsable de la organización de una empresa o institución a la que representa.
Finalmente se llega a conclusiones y recomendaciones que seria conveniente poner en practica toda vez que si se carece de organización, cualquier empresa o entidad por muy pequeña o grande que esta sea, ira al fracaso mas temprano que tarde, de la misma forma se requiere de una persona como es en este caso del gerente, a fin de ejecutar los planes asumiendo la responsabilidad sobre el éxito o fracaso de una empresa.Paco Aro, Nelson - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2001
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DisponibleDimensionamiento de la flota adecuada de los equipos de acarreo y transporte de mineral para optimizar su rendimiento en la Cia. Minera Ares SAC. U.O. Inmaculada / Dante Ivan Apaza Alejo / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2019)
Título : Dimensionamiento de la flota adecuada de los equipos de acarreo y transporte de mineral para optimizar su rendimiento en la Cia. Minera Ares SAC. U.O. Inmaculada Tipo de documento: texto impreso Autores: Dante Ivan Apaza Alejo, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2019 Número de páginas: 100 páginas Il.: ilustraciones, planos, tablas Dimensiones: 30 cm Material de acompañamiento: 1 CD-ROM Nota general: Para optar Título Profesional de Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: El presente trabajo de investigación titulado “Dimensionamiento de la flota adecuada de los equipos de acarreo y transporte de mineral para optimizar su rendimiento en la Cía. Minera Ares SAC. U. O. Inmaculada”, la selección de los equipos para el acarreo y transporte de mineral extraído de interior mina es uno de los parámetros que está directamente relacionado con el diseño de los componentes de este proceso. Para tal propósito, se requiere Dimensionar la flota adecuada de los equipos de acarreo y transporte de mineral para optimizar su rendimiento en la Cía. Minera Ares SAC. U. O. Inmaculada. El tipo de investigación es aplicativo porque busca responder a las causas de los principales eventos tratados en el presente proyecto y además busca generar conocimientos relacionados al ciclo productivo minero con el fin de mejorarlo y hacer más eficiente. Actualmente en inmaculada la producción diaria oscila entre los 3,900 a 4,000 TMS, de los cuales el 90% corresponde a tajos, es decir 3,600 TMS y el resto corresponde al aporte de avances que lo ejecuta la E.E. Zicsa con sus propios equipos. Los datos se han obtenido producto del seguimiento de la operación de los Scoop Cia. Asignados a la limpieza de mineral de los tajos de taladros largos, habiendo en la unidad dos marcas de equipos que cumplen esta actividad (Caterpillar y Atlas Copco), además de la variable cantidad de equipos asignados para realizar la limpieza, se ha distribuido el seguimiento por marca de equipo y el número de equipos en simultaneo para el mismo tajo a fin de obtener una data bien detallada del rendimiento de los mismos. La productividad de los equipos de carguío aumentara en 24.8%, mejorando el tiempo efectivo de operación de 10.52hr/día a 13.02 hr/día teniendo en cuenta el control y la supervisión adecuada en las demoras operativas y los tiempos muertos. Los volquetes 8x4 de DCR hicieron sus respectivas pruebas de campo donde fueron tomadas en cuenta varios factores como las vías de acceso, la iluminación, el operador y las velocidades respectivas, donde la producción diaria es de 3600 TMS, el tiempo de rendimiento efectivo por día paso de 11.35 hr/día a 13.75 hr/día mejorando la productividad de los volquetes en 21.1% que es el dimensionamiento de la flota real. Y se redujo el costo operativo de 2 equipos de transporte. En línea: http://repositorio.unap.edu.pe/handle/UNAP/12211 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=110158 Dimensionamiento de la flota adecuada de los equipos de acarreo y transporte de mineral para optimizar su rendimiento en la Cia. Minera Ares SAC. U.O. Inmaculada [texto impreso] / Dante Ivan Apaza Alejo, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2019 . - 100 páginas : ilustraciones, planos, tablas ; 30 cm + 1 CD-ROM.
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Resumen: El presente trabajo de investigación titulado “Dimensionamiento de la flota adecuada de los equipos de acarreo y transporte de mineral para optimizar su rendimiento en la Cía. Minera Ares SAC. U. O. Inmaculada”, la selección de los equipos para el acarreo y transporte de mineral extraído de interior mina es uno de los parámetros que está directamente relacionado con el diseño de los componentes de este proceso. Para tal propósito, se requiere Dimensionar la flota adecuada de los equipos de acarreo y transporte de mineral para optimizar su rendimiento en la Cía. Minera Ares SAC. U. O. Inmaculada. El tipo de investigación es aplicativo porque busca responder a las causas de los principales eventos tratados en el presente proyecto y además busca generar conocimientos relacionados al ciclo productivo minero con el fin de mejorarlo y hacer más eficiente. Actualmente en inmaculada la producción diaria oscila entre los 3,900 a 4,000 TMS, de los cuales el 90% corresponde a tajos, es decir 3,600 TMS y el resto corresponde al aporte de avances que lo ejecuta la E.E. Zicsa con sus propios equipos. Los datos se han obtenido producto del seguimiento de la operación de los Scoop Cia. Asignados a la limpieza de mineral de los tajos de taladros largos, habiendo en la unidad dos marcas de equipos que cumplen esta actividad (Caterpillar y Atlas Copco), además de la variable cantidad de equipos asignados para realizar la limpieza, se ha distribuido el seguimiento por marca de equipo y el número de equipos en simultaneo para el mismo tajo a fin de obtener una data bien detallada del rendimiento de los mismos. La productividad de los equipos de carguío aumentara en 24.8%, mejorando el tiempo efectivo de operación de 10.52hr/día a 13.02 hr/día teniendo en cuenta el control y la supervisión adecuada en las demoras operativas y los tiempos muertos. Los volquetes 8x4 de DCR hicieron sus respectivas pruebas de campo donde fueron tomadas en cuenta varios factores como las vías de acceso, la iluminación, el operador y las velocidades respectivas, donde la producción diaria es de 3600 TMS, el tiempo de rendimiento efectivo por día paso de 11.35 hr/día a 13.75 hr/día mejorando la productividad de los volquetes en 21.1% que es el dimensionamiento de la flota real. Y se redujo el costo operativo de 2 equipos de transporte. En línea: http://repositorio.unap.edu.pe/handle/UNAP/12211 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=110158
Dimensionamiento de la flota adecuada de los equipos de acarreo y transporte de mineral para optimizar su rendimiento en la Cia. Minera Ares SAC. U.O. Inmaculada
El presente trabajo de investigación titulado “Dimensionamiento de la flota adecuada de los equipos de acarreo y transporte de mineral para optimizar su rendimiento en la Cía. Minera Ares SAC. U. O. Inmaculada”, la selección de los equipos para el acarreo y transporte de mineral extraído de interior mina es uno de los parámetros que está directamente relacionado con el diseño de los componentes de este proceso. Para tal propósito, se requiere Dimensionar la flota adecuada de los equipos de acarreo y transporte de mineral para optimizar su rendimiento en la Cía. Minera Ares SAC. U. O. Inmaculada. El tipo de investigación es aplicativo porque busca responder a las causas de los principales eventos tratados en el presente proyecto y además busca generar conocimientos relacionados al ciclo productivo minero con el fin de mejorarlo y hacer más eficiente. Actualmente en inmaculada la producción diaria oscila entre los 3,900 a 4,000 TMS, de los cuales el 90% corresponde a tajos, es decir 3,600 TMS y el resto corresponde al aporte de avances que lo ejecuta la E.E. Zicsa con sus propios equipos. Los datos se han obtenido producto del seguimiento de la operación de los Scoop Cia. Asignados a la limpieza de mineral de los tajos de taladros largos, habiendo en la unidad dos marcas de equipos que cumplen esta actividad (Caterpillar y Atlas Copco), además de la variable cantidad de equipos asignados para realizar la limpieza, se ha distribuido el seguimiento por marca de equipo y el número de equipos en simultaneo para el mismo tajo a fin de obtener una data bien detallada del rendimiento de los mismos. La productividad de los equipos de carguío aumentara en 24.8%, mejorando el tiempo efectivo de operación de 10.52hr/día a 13.02 hr/día teniendo en cuenta el control y la supervisión adecuada en las demoras operativas y los tiempos muertos. Los volquetes 8x4 de DCR hicieron sus respectivas pruebas de campo donde fueron tomadas en cuenta varios factores como las vías de acceso, la iluminación, el operador y las velocidades respectivas, donde la producción diaria es de 3600 TMS, el tiempo de rendimiento efectivo por día paso de 11.35 hr/día a 13.75 hr/día mejorando la productividad de los volquetes en 21.1% que es el dimensionamiento de la flota real. Y se redujo el costo operativo de 2 equipos de transporte.
Apaza Alejo, Dante Ivan - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2019
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DisponibleDimensionamiento geomecánico en vetas angostas del tajo piloto en la Unidad Minera Antapite / Alexis Condori Maron / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2021)
Título : Dimensionamiento geomecánico en vetas angostas del tajo piloto en la Unidad Minera Antapite Tipo de documento: documento electrónico Autores: Alexis Condori Maron, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2021 Número de páginas: 141 páginas Il.: ilustraciones, tablas Nota general: Para optar Título Profesional de Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: La presente investigación se desarrolló en la Unidad Minera Antapite entre los niveles 3240 y 3285 de la Veta Zorro, con el fin realizar el dimensionamiento geomecánico en base a la caracterización del macizo rocoso del Tajo Piloto asegurando su estabilidad y el de sus excavaciones asociadas, compatibilizando los criterios de seguridad y eficiencia operacionales. Con la información disponible, en la primera etapa, se ha caracterizado el macizo rocoso de la citada veta desde el punto litológico estructural. Así mismo se le ha clasificado y zonificado desde el punto de vista geomecánico teniendo como prioridad el análisis de la caja techo que pertenece a un dominio estructural III – B con un RMR que varía entre <41 - 50>. También se ha estimado las propiedades de resistencia del macizo rocoso y se han evaluado las características de presencia de agua subterránea y los esfuerzos in situ que fue calculado mediante el principio de carga litostática obteniendo un esfuerzo vertical igual a 3,90 MPa y considerando una altura litostática de 160 m desde la superficie hasta el punto de estudio, el valor del esfuerzo horizontal fue considerado igual al esfuerzo vertical. En una segunda etapa, se ha evaluado las dimensiones del Tajo Piloto, teniendo en cuanta el Método Gráfico de Estabilidad de Mathews, en el cual se consideró una altura de 39 m, ancho del tajo 3 m y longitudes de tajeo de 15 m, 25 m; 35 m y 45 m, esta metodología fue sustentada con un modelamiento numérico mediante el Método de Elementos Finitos realizado mediante el Software Phase2 versión 8. Para este análisis numérico se hizo la evaluación del tajeo en dos fases en las cuales se obtiene el Strength Factor (FS) que tiene un valor promedio de 1,06 para la primera fase y un valor de 0.96 en la segunda fase. Finalmente se calculó el Strength Factor (FS) ya aplicando el relleno detrítico, obteniendo un valor promedio de 1,15, bajo esta valor el tajeo se ha considerado físicamente estable. En línea: http://repositorio.unap.edu.pe/handle/20.500.14082/16210 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=114384 Dimensionamiento geomecánico en vetas angostas del tajo piloto en la Unidad Minera Antapite [documento electrónico] / Alexis Condori Maron, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2021 . - 141 páginas : ilustraciones, tablas.
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Idioma : Español (spa)
Resumen: La presente investigación se desarrolló en la Unidad Minera Antapite entre los niveles 3240 y 3285 de la Veta Zorro, con el fin realizar el dimensionamiento geomecánico en base a la caracterización del macizo rocoso del Tajo Piloto asegurando su estabilidad y el de sus excavaciones asociadas, compatibilizando los criterios de seguridad y eficiencia operacionales. Con la información disponible, en la primera etapa, se ha caracterizado el macizo rocoso de la citada veta desde el punto litológico estructural. Así mismo se le ha clasificado y zonificado desde el punto de vista geomecánico teniendo como prioridad el análisis de la caja techo que pertenece a un dominio estructural III – B con un RMR que varía entre <41 - 50>. También se ha estimado las propiedades de resistencia del macizo rocoso y se han evaluado las características de presencia de agua subterránea y los esfuerzos in situ que fue calculado mediante el principio de carga litostática obteniendo un esfuerzo vertical igual a 3,90 MPa y considerando una altura litostática de 160 m desde la superficie hasta el punto de estudio, el valor del esfuerzo horizontal fue considerado igual al esfuerzo vertical. En una segunda etapa, se ha evaluado las dimensiones del Tajo Piloto, teniendo en cuanta el Método Gráfico de Estabilidad de Mathews, en el cual se consideró una altura de 39 m, ancho del tajo 3 m y longitudes de tajeo de 15 m, 25 m; 35 m y 45 m, esta metodología fue sustentada con un modelamiento numérico mediante el Método de Elementos Finitos realizado mediante el Software Phase2 versión 8. Para este análisis numérico se hizo la evaluación del tajeo en dos fases en las cuales se obtiene el Strength Factor (FS) que tiene un valor promedio de 1,06 para la primera fase y un valor de 0.96 en la segunda fase. Finalmente se calculó el Strength Factor (FS) ya aplicando el relleno detrítico, obteniendo un valor promedio de 1,15, bajo esta valor el tajeo se ha considerado físicamente estable. En línea: http://repositorio.unap.edu.pe/handle/20.500.14082/16210 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=114384
Dimensionamiento geomecánico en vetas angostas del tajo piloto en la Unidad Minera Antapite
La presente investigación se desarrolló en la Unidad Minera Antapite entre los niveles 3240 y 3285 de la Veta Zorro, con el fin realizar el dimensionamiento geomecánico en base a la caracterización del macizo rocoso del Tajo Piloto asegurando su estabilidad y el de sus excavaciones asociadas, compatibilizando los criterios de seguridad y eficiencia operacionales. Con la información disponible, en la primera etapa, se ha caracterizado el macizo rocoso de la citada veta desde el punto litológico estructural. Así mismo se le ha clasificado y zonificado desde el punto de vista geomecánico teniendo como prioridad el análisis de la caja techo que pertenece a un dominio estructural III – B con un RMR que varía entre <41 - 50>. También se ha estimado las propiedades de resistencia del macizo rocoso y se han evaluado las características de presencia de agua subterránea y los esfuerzos in situ que fue calculado mediante el principio de carga litostática obteniendo un esfuerzo vertical igual a 3,90 MPa y considerando una altura litostática de 160 m desde la superficie hasta el punto de estudio, el valor del esfuerzo horizontal fue considerado igual al esfuerzo vertical. En una segunda etapa, se ha evaluado las dimensiones del Tajo Piloto, teniendo en cuanta el Método Gráfico de Estabilidad de Mathews, en el cual se consideró una altura de 39 m, ancho del tajo 3 m y longitudes de tajeo de 15 m, 25 m; 35 m y 45 m, esta metodología fue sustentada con un modelamiento numérico mediante el Método de Elementos Finitos realizado mediante el Software Phase2 versión 8. Para este análisis numérico se hizo la evaluación del tajeo en dos fases en las cuales se obtiene el Strength Factor (FS) que tiene un valor promedio de 1,06 para la primera fase y un valor de 0.96 en la segunda fase. Finalmente se calculó el Strength Factor (FS) ya aplicando el relleno detrítico, obteniendo un valor promedio de 1,15, bajo esta valor el tajeo se ha considerado físicamente estable.
Condori Maron, Alexis - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2021
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Código de barras Signatura Tipo de medio Ubicación Sección Estado Documento Electrónico T1037 DET1037 Tesis Profesional Biblioteca Central Tesis (Virtual) Disponible Diseño y aplicación de voladura controlada en desarrollos y tajeos de producción en minería subterránea / Vladimiro Apaza Zuñiga / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2013)
Título : Diseño y aplicación de voladura controlada en desarrollos y tajeos de producción en minería subterránea Tipo de documento: texto impreso Autores: Vladimiro Apaza Zuñiga, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2013 Número de páginas: 121 páginas Il.: ilustraciones, tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para Optar Título Profesional de Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Clasificación: Resumen: El objeto de la voladura controlada es proteger la superficie de la roca remanente alrededor del área de voladura y eliminar la formación de fracturas radiales y dejar paredes lisas. Con fines de:
• Aumentar la estabilidad mecánica.
• Reducir severamente el nivel de fracturamiento.
• Reducción del nivel de vibración.
• Evitar la sobre rotura (overbreak).
• Disminución de costos finales.
El Grado de afectación en una voladura convencional, normalmente todos los taladros del núcleo suman sus efectos de impacto a los de la corona o periferia afectando a la roca remanente como se puede apreciar en los gráficos siguientes, en los que también se aprecia la reducción de este efecto con la voladura controlada. Teoría del método del efecto con la voladura controlada podemos sustentar en que:
1. Una carga explosiva crea, al detonar, las grietas radiales en una zona adyacente en la que la roca se triturará y se pulverizará. A esto se le denomina:
2. Fisuramiento Radial.
3. Cuando son dos las cargas que se disparan simultáneamente, se producen esfuerzos de tracción complementarios perpendiculares al plano axial.
4. Las tracciones generadas en ese plano superan la resistencia dinámica a tracción de la roca, creando un nuevo agrietamiento y favoreciendo la propagación de las grietas radiales en la dirección de corte proyectado.
5. Estas grietas se amplían y extienden bajo la acción de cuña de los gases de explosión que se infiltran en ellas. La propagación preferencial en el plano axial junto con el efecto de apertura por la presión de los gases permiten obtener un plano de fractura definido.
El grado de afectación en una voladura convencional, normalmente todos los taladros del núcleo suman sus efectos de impacto a los de la corona o periferia afectando a la roca remanente para la reducción de este efecto se efectúa con la voladura controlada mediante el diseño de contorno que consiste en distribuir linealmente la carga explosiva de baja energía ubicarlos en taladros muy cercanos entre sí, posteriormente se disparan simultáneamente al final de la secuencia de la voladura.
El método de voladura controlada depende de las características de la roca y de las condiciones geoestructurales y los factores determinantes para su control son:
• Propiedades geomecánicas de las rocas.
• Esfuerzo tensivo y comprensivo de la roca.
• Diámetro del taladro.
• Espaciamiento de taladro a taladro.
• Tipo de explosivos a usarse.
En la voladura controlada es necesario tener en cuenta la relación de diámetros que crea un espacio libre anular o vacío que puede quedar entre el explosivo y las paredes del taladro, que en el caso de los explosivos encartuchados no debe ser demasiado pequeña como para dificultar la introducción de los cartuchos, ni tampoco muy grande, ya que en este caso propenderá a la formación de un colchón de aire que reduce la efectividad del explosivo que principio de (smooth blasting).
En una voladura la tendencia es la reducción del sobre-fracturamiento del macizo rocoso, de tal manera, controlar las paredes finales o área circundante de los trabajos en superficie y en subterráneo (túneles, piques, etc), hasta el límite final planeado de la excavación correspondiente. Y tratar de no exceder la resistencia compresiva dinámica del macizo rocoso de tal manera de no producir fracturamiento dentro de la corona de la excavación, cuyo fin es:
a) Reducir el sobre-fracturamiento perimetral y por lo tanto incrementar la estabilidad de las paredes de las excavaciones respectivas.
b) Evitar el fracturamiento de la roca remanente fuera de los límites previamente establecidos.
c) Proyectar una excavación segura, con una superficie de corte bien definida, reduciendo índices de daño a la roca, y por consecuencia para su reducción de gastos de las operaciones unitarias.
Estos métodos están diseñados para minimizar los daños alrededor de la galería o rampa como consecuencia una voladura convencional, realizando cambios en el diseño de malla y la carga de explosivos.
• En la voladura convencional el taladro rompe por fisuramiento radial.
• En voladura controlada se debe eliminar la rotura radial, a favor de una rotura planar. Para ello, dos cargas cercanas se disparan simultáneamente, produciendo una grieta de tensión que determina el plano de corte. En esta grieta se infiltran los gases de explosión con efecto de cuña, expandiéndola hasta provocar la ruptura. Esta ruptura se extiende de taladro a taladro hasta provocar el Corte Planar Periférico. Entonces la diferencia es:
VOLADURA CONVENCIONAL:
• Relación espaciamiento a burden: E = (1,3 a 1,5)B.
• Máximo acoplamiento.
• Columna explosiva: 2/3 de la longitud del taladro.
• Uso de taco inerte compactado para confinar la carga explosiva.
• Empleo de explosivo con el mayor Brisance y Empuje de dentro de la relación Energía/Costo.
• Disparo de todos los taladros siguiendo una orden de salida secuencial, espaciados en tiempo de acuerdo al diseño programado.
VOLADURA CONTROLADA:
• Menor espaciamiento que burden: E = (0,5 a 0,8)B.
• Desacoplamiento: explosivo de menor diámetro que el taladro.
• Carga explosiva lineal distribuida a todo lo largo del taladro.
• Taco inerte solo para mantener al explosivo dentro del taladro, no para confinarlo.
• Empleo de explosivo de baja Velocidad y Brisance.
• Disparo simultaneo de todos los taladros de la línea de corte, sin retardos entre sí.
Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=78850 Diseño y aplicación de voladura controlada en desarrollos y tajeos de producción en minería subterránea [texto impreso] / Vladimiro Apaza Zuñiga, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2013 . - 121 páginas : ilustraciones, tablas ; 30 cm.
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Idioma : Español (spa)
Clasificación: Resumen: El objeto de la voladura controlada es proteger la superficie de la roca remanente alrededor del área de voladura y eliminar la formación de fracturas radiales y dejar paredes lisas. Con fines de:
• Aumentar la estabilidad mecánica.
• Reducir severamente el nivel de fracturamiento.
• Reducción del nivel de vibración.
• Evitar la sobre rotura (overbreak).
• Disminución de costos finales.
El Grado de afectación en una voladura convencional, normalmente todos los taladros del núcleo suman sus efectos de impacto a los de la corona o periferia afectando a la roca remanente como se puede apreciar en los gráficos siguientes, en los que también se aprecia la reducción de este efecto con la voladura controlada. Teoría del método del efecto con la voladura controlada podemos sustentar en que:
1. Una carga explosiva crea, al detonar, las grietas radiales en una zona adyacente en la que la roca se triturará y se pulverizará. A esto se le denomina:
2. Fisuramiento Radial.
3. Cuando son dos las cargas que se disparan simultáneamente, se producen esfuerzos de tracción complementarios perpendiculares al plano axial.
4. Las tracciones generadas en ese plano superan la resistencia dinámica a tracción de la roca, creando un nuevo agrietamiento y favoreciendo la propagación de las grietas radiales en la dirección de corte proyectado.
5. Estas grietas se amplían y extienden bajo la acción de cuña de los gases de explosión que se infiltran en ellas. La propagación preferencial en el plano axial junto con el efecto de apertura por la presión de los gases permiten obtener un plano de fractura definido.
El grado de afectación en una voladura convencional, normalmente todos los taladros del núcleo suman sus efectos de impacto a los de la corona o periferia afectando a la roca remanente para la reducción de este efecto se efectúa con la voladura controlada mediante el diseño de contorno que consiste en distribuir linealmente la carga explosiva de baja energía ubicarlos en taladros muy cercanos entre sí, posteriormente se disparan simultáneamente al final de la secuencia de la voladura.
El método de voladura controlada depende de las características de la roca y de las condiciones geoestructurales y los factores determinantes para su control son:
• Propiedades geomecánicas de las rocas.
• Esfuerzo tensivo y comprensivo de la roca.
• Diámetro del taladro.
• Espaciamiento de taladro a taladro.
• Tipo de explosivos a usarse.
En la voladura controlada es necesario tener en cuenta la relación de diámetros que crea un espacio libre anular o vacío que puede quedar entre el explosivo y las paredes del taladro, que en el caso de los explosivos encartuchados no debe ser demasiado pequeña como para dificultar la introducción de los cartuchos, ni tampoco muy grande, ya que en este caso propenderá a la formación de un colchón de aire que reduce la efectividad del explosivo que principio de (smooth blasting).
En una voladura la tendencia es la reducción del sobre-fracturamiento del macizo rocoso, de tal manera, controlar las paredes finales o área circundante de los trabajos en superficie y en subterráneo (túneles, piques, etc), hasta el límite final planeado de la excavación correspondiente. Y tratar de no exceder la resistencia compresiva dinámica del macizo rocoso de tal manera de no producir fracturamiento dentro de la corona de la excavación, cuyo fin es:
a) Reducir el sobre-fracturamiento perimetral y por lo tanto incrementar la estabilidad de las paredes de las excavaciones respectivas.
b) Evitar el fracturamiento de la roca remanente fuera de los límites previamente establecidos.
c) Proyectar una excavación segura, con una superficie de corte bien definida, reduciendo índices de daño a la roca, y por consecuencia para su reducción de gastos de las operaciones unitarias.
Estos métodos están diseñados para minimizar los daños alrededor de la galería o rampa como consecuencia una voladura convencional, realizando cambios en el diseño de malla y la carga de explosivos.
• En la voladura convencional el taladro rompe por fisuramiento radial.
• En voladura controlada se debe eliminar la rotura radial, a favor de una rotura planar. Para ello, dos cargas cercanas se disparan simultáneamente, produciendo una grieta de tensión que determina el plano de corte. En esta grieta se infiltran los gases de explosión con efecto de cuña, expandiéndola hasta provocar la ruptura. Esta ruptura se extiende de taladro a taladro hasta provocar el Corte Planar Periférico. Entonces la diferencia es:
VOLADURA CONVENCIONAL:
• Relación espaciamiento a burden: E = (1,3 a 1,5)B.
• Máximo acoplamiento.
• Columna explosiva: 2/3 de la longitud del taladro.
• Uso de taco inerte compactado para confinar la carga explosiva.
• Empleo de explosivo con el mayor Brisance y Empuje de dentro de la relación Energía/Costo.
• Disparo de todos los taladros siguiendo una orden de salida secuencial, espaciados en tiempo de acuerdo al diseño programado.
VOLADURA CONTROLADA:
• Menor espaciamiento que burden: E = (0,5 a 0,8)B.
• Desacoplamiento: explosivo de menor diámetro que el taladro.
• Carga explosiva lineal distribuida a todo lo largo del taladro.
• Taco inerte solo para mantener al explosivo dentro del taladro, no para confinarlo.
• Empleo de explosivo de baja Velocidad y Brisance.
• Disparo simultaneo de todos los taladros de la línea de corte, sin retardos entre sí.
Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=78850
Diseño y aplicación de voladura controlada en desarrollos y tajeos de producción en minería subterránea
El objeto de la voladura controlada es proteger la superficie de la roca remanente alrededor del área de voladura y eliminar la formación de fracturas radiales y dejar paredes lisas. Con fines de:
• Aumentar la estabilidad mecánica.
• Reducir severamente el nivel de fracturamiento.
• Reducción del nivel de vibración.
• Evitar la sobre rotura (overbreak).
• Disminución de costos finales.
El Grado de afectación en una voladura convencional, normalmente todos los taladros del núcleo suman sus efectos de impacto a los de la corona o periferia afectando a la roca remanente como se puede apreciar en los gráficos siguientes, en los que también se aprecia la reducción de este efecto con la voladura controlada. Teoría del método del efecto con la voladura controlada podemos sustentar en que:
1. Una carga explosiva crea, al detonar, las grietas radiales en una zona adyacente en la que la roca se triturará y se pulverizará. A esto se le denomina:
2. Fisuramiento Radial.
3. Cuando son dos las cargas que se disparan simultáneamente, se producen esfuerzos de tracción complementarios perpendiculares al plano axial.
4. Las tracciones generadas en ese plano superan la resistencia dinámica a tracción de la roca, creando un nuevo agrietamiento y favoreciendo la propagación de las grietas radiales en la dirección de corte proyectado.
5. Estas grietas se amplían y extienden bajo la acción de cuña de los gases de explosión que se infiltran en ellas. La propagación preferencial en el plano axial junto con el efecto de apertura por la presión de los gases permiten obtener un plano de fractura definido.
El grado de afectación en una voladura convencional, normalmente todos los taladros del núcleo suman sus efectos de impacto a los de la corona o periferia afectando a la roca remanente para la reducción de este efecto se efectúa con la voladura controlada mediante el diseño de contorno que consiste en distribuir linealmente la carga explosiva de baja energía ubicarlos en taladros muy cercanos entre sí, posteriormente se disparan simultáneamente al final de la secuencia de la voladura.
El método de voladura controlada depende de las características de la roca y de las condiciones geoestructurales y los factores determinantes para su control son:
• Propiedades geomecánicas de las rocas.
• Esfuerzo tensivo y comprensivo de la roca.
• Diámetro del taladro.
• Espaciamiento de taladro a taladro.
• Tipo de explosivos a usarse.
En la voladura controlada es necesario tener en cuenta la relación de diámetros que crea un espacio libre anular o vacío que puede quedar entre el explosivo y las paredes del taladro, que en el caso de los explosivos encartuchados no debe ser demasiado pequeña como para dificultar la introducción de los cartuchos, ni tampoco muy grande, ya que en este caso propenderá a la formación de un colchón de aire que reduce la efectividad del explosivo que principio de (smooth blasting).
En una voladura la tendencia es la reducción del sobre-fracturamiento del macizo rocoso, de tal manera, controlar las paredes finales o área circundante de los trabajos en superficie y en subterráneo (túneles, piques, etc), hasta el límite final planeado de la excavación correspondiente. Y tratar de no exceder la resistencia compresiva dinámica del macizo rocoso de tal manera de no producir fracturamiento dentro de la corona de la excavación, cuyo fin es:
a) Reducir el sobre-fracturamiento perimetral y por lo tanto incrementar la estabilidad de las paredes de las excavaciones respectivas.
b) Evitar el fracturamiento de la roca remanente fuera de los límites previamente establecidos.
c) Proyectar una excavación segura, con una superficie de corte bien definida, reduciendo índices de daño a la roca, y por consecuencia para su reducción de gastos de las operaciones unitarias.
Estos métodos están diseñados para minimizar los daños alrededor de la galería o rampa como consecuencia una voladura convencional, realizando cambios en el diseño de malla y la carga de explosivos.
• En la voladura convencional el taladro rompe por fisuramiento radial.
• En voladura controlada se debe eliminar la rotura radial, a favor de una rotura planar. Para ello, dos cargas cercanas se disparan simultáneamente, produciendo una grieta de tensión que determina el plano de corte. En esta grieta se infiltran los gases de explosión con efecto de cuña, expandiéndola hasta provocar la ruptura. Esta ruptura se extiende de taladro a taladro hasta provocar el Corte Planar Periférico. Entonces la diferencia es:
VOLADURA CONVENCIONAL:
• Relación espaciamiento a burden: E = (1,3 a 1,5)B.
• Máximo acoplamiento.
• Columna explosiva: 2/3 de la longitud del taladro.
• Uso de taco inerte compactado para confinar la carga explosiva.
• Empleo de explosivo con el mayor Brisance y Empuje de dentro de la relación Energía/Costo.
• Disparo de todos los taladros siguiendo una orden de salida secuencial, espaciados en tiempo de acuerdo al diseño programado.
VOLADURA CONTROLADA:
• Menor espaciamiento que burden: E = (0,5 a 0,8)B.
• Desacoplamiento: explosivo de menor diámetro que el taladro.
• Carga explosiva lineal distribuida a todo lo largo del taladro.
• Taco inerte solo para mantener al explosivo dentro del taladro, no para confinarlo.
• Empleo de explosivo de baja Velocidad y Brisance.
• Disparo simultaneo de todos los taladros de la línea de corte, sin retardos entre sí.
Apaza Zuñiga, Vladimiro - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2013
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DisponibleDiseño de botadero de la explotación de magnetita cuerpo 2 mecaminas E.I.R.L. - Santa Lucía / Luis Francisco Yucra Quispe / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2016)
Título : Diseño de botadero de la explotación de magnetita cuerpo 2 mecaminas E.I.R.L. - Santa Lucía Tipo de documento: texto impreso Autores: Luis Francisco Yucra Quispe, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2016 Número de páginas: 129 páginas Il.: diagramas, tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para Optar el Título Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: Depósito metálico denominado “Cuerpo 2”, clasificado Filón Hidrotermal; rumbo promedio de N 60 E, longitud mayor a 200 m. Potencia aproximada de 12 m. en zonas de enriquecimiento a reducirse a extremos norte y sur, estructura metálica masiva, compuesta por Hematita y Magnetita, más consolidado. Cálculo del recurso mineral, estudios geofísicos por medio de SEV (Sondajes Eléctricos Verticales), yacimiento potencia requerida para cubrir la necesidad operacional de 4,500 TM/mes, período de vida de 5 años. Explotación a tajo abierto. Características geotécnicas de la zona de explotación, además de considerar las características geométricas del depósito. Banco final extraer máxima cantidad de material económico cumpliendo con normas de seguridad establecidas. Altura de bancos finales 5.0 m, ángulo de talud de banco 70°, bermas 3.2 m, ancho de vía 5.8 m, talud final 39°-47°, fondo de explotación Nv. 4200 m.s.n.m. Diseño de malla de perforación son: Burden 1.5 m, Espaciamiento 1.8 m, diámetro broca 2”, longitud de perforación 5.5 m. Se debe mencionar que el tipo de voladura a emplearse es no eléctrica, explosivo primario es dinamita (semigelatinosa de 65% 1½” x 12”), los accesorios empleados son la mecha de seguridad ensamblado, línea de cordón detonante y fulminante eléctrico de retardo. Ubica a 0.3 km tajo abierto, base del desmonte consistirá en gran parte de roca caliza que es relativamente dura y competente, con alta permeabilidad y resistente, generación de desmontes etapa de construcción y explotación será de 81,000 m3 aproximadamente, altura vertical máxima 40 m, densidad aparente promedio del desmonte 2.00 TM/m3, proyectado una poza de sedimentación de 15 m de largo, 5 m de ancho y 3 m de profundidad. En línea: http://repositorio.unap.edu.pe/handle/UNAP/2926 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=97436 Diseño de botadero de la explotación de magnetita cuerpo 2 mecaminas E.I.R.L. - Santa Lucía [texto impreso] / Luis Francisco Yucra Quispe, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2016 . - 129 páginas : diagramas, tablas ; 30 cm.
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Resumen: Depósito metálico denominado “Cuerpo 2”, clasificado Filón Hidrotermal; rumbo promedio de N 60 E, longitud mayor a 200 m. Potencia aproximada de 12 m. en zonas de enriquecimiento a reducirse a extremos norte y sur, estructura metálica masiva, compuesta por Hematita y Magnetita, más consolidado. Cálculo del recurso mineral, estudios geofísicos por medio de SEV (Sondajes Eléctricos Verticales), yacimiento potencia requerida para cubrir la necesidad operacional de 4,500 TM/mes, período de vida de 5 años. Explotación a tajo abierto. Características geotécnicas de la zona de explotación, además de considerar las características geométricas del depósito. Banco final extraer máxima cantidad de material económico cumpliendo con normas de seguridad establecidas. Altura de bancos finales 5.0 m, ángulo de talud de banco 70°, bermas 3.2 m, ancho de vía 5.8 m, talud final 39°-47°, fondo de explotación Nv. 4200 m.s.n.m. Diseño de malla de perforación son: Burden 1.5 m, Espaciamiento 1.8 m, diámetro broca 2”, longitud de perforación 5.5 m. Se debe mencionar que el tipo de voladura a emplearse es no eléctrica, explosivo primario es dinamita (semigelatinosa de 65% 1½” x 12”), los accesorios empleados son la mecha de seguridad ensamblado, línea de cordón detonante y fulminante eléctrico de retardo. Ubica a 0.3 km tajo abierto, base del desmonte consistirá en gran parte de roca caliza que es relativamente dura y competente, con alta permeabilidad y resistente, generación de desmontes etapa de construcción y explotación será de 81,000 m3 aproximadamente, altura vertical máxima 40 m, densidad aparente promedio del desmonte 2.00 TM/m3, proyectado una poza de sedimentación de 15 m de largo, 5 m de ancho y 3 m de profundidad. En línea: http://repositorio.unap.edu.pe/handle/UNAP/2926 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=97436
Diseño de botadero de la explotación de magnetita cuerpo 2 mecaminas E.I.R.L. - Santa Lucía
Depósito metálico denominado “Cuerpo 2”, clasificado Filón Hidrotermal; rumbo promedio de N 60 E, longitud mayor a 200 m. Potencia aproximada de 12 m. en zonas de enriquecimiento a reducirse a extremos norte y sur, estructura metálica masiva, compuesta por Hematita y Magnetita, más consolidado. Cálculo del recurso mineral, estudios geofísicos por medio de SEV (Sondajes Eléctricos Verticales), yacimiento potencia requerida para cubrir la necesidad operacional de 4,500 TM/mes, período de vida de 5 años. Explotación a tajo abierto. Características geotécnicas de la zona de explotación, además de considerar las características geométricas del depósito. Banco final extraer máxima cantidad de material económico cumpliendo con normas de seguridad establecidas. Altura de bancos finales 5.0 m, ángulo de talud de banco 70°, bermas 3.2 m, ancho de vía 5.8 m, talud final 39°-47°, fondo de explotación Nv. 4200 m.s.n.m. Diseño de malla de perforación son: Burden 1.5 m, Espaciamiento 1.8 m, diámetro broca 2”, longitud de perforación 5.5 m. Se debe mencionar que el tipo de voladura a emplearse es no eléctrica, explosivo primario es dinamita (semigelatinosa de 65% 1½” x 12”), los accesorios empleados son la mecha de seguridad ensamblado, línea de cordón detonante y fulminante eléctrico de retardo. Ubica a 0.3 km tajo abierto, base del desmonte consistirá en gran parte de roca caliza que es relativamente dura y competente, con alta permeabilidad y resistente, generación de desmontes etapa de construcción y explotación será de 81,000 m3 aproximadamente, altura vertical máxima 40 m, densidad aparente promedio del desmonte 2.00 TM/m3, proyectado una poza de sedimentación de 15 m de largo, 5 m de ancho y 3 m de profundidad.
Yucra Quispe, Luis Francisco - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2016
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DisponibleDiseño de cámaras y pilares en las características geomecánicas del macizo rocoso en la corporación minera Ananea S.A / Victor Hugo Medina Aguilar / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2017)
PermalinkDiseño del circuito en un sistema de ventilación natural de la zona Gisela - mina Esperanza de Caraveli - compañia minera Titán del Perú S.R.L. / Oscar Vargas Rodrigo / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2014)
PermalinkDiseño y construcción de chimeneas en terreno fracturado con Raise Boring en Minera Bateas SAC Caylloma / Cesar Artemio Morales Marin / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2019)
PermalinkDiseño y construcción de falso túnel en el portal de acceso de la galería principal del Nv. 4853 de la minera Minarva, U.M. la Rinconada Ananea / Alexander Quilca Ruelas / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2017)
PermalinkDiseño y construcción de pozas de sedimentación en la cooperativa minera el Dorado Ltda / Lucio Quea Gutierrez / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2011)
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PermalinkDiseño de mallas de perforación y voladura subterránea en frentes de la mina San Rafael / Rene Wilfredo Ojeda Mestas / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2008)
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PermalinkDiseño de perforación y voladura en el desarrollo de la rampa San Francisco – corporación minera Ananea S.A. / Fredy Alvaro Quispe Mendoza / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2014)
PermalinkDiseño de perforación voladura de precorte mediante las características de macizo rocoso para evitar desprendimiento de bolones de la pared en banco de producción en U.M. Tacaza - CIEMSA / Christian Cesar Condori Burgos / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2018)
PermalinkDiseño de perforación y voladura para reducción de costos en el frente de la galería progreso de la contrata minera Cavilquis - corporación minera Ananea S.A. / Rudy Milton Chipana Tito / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2015)
PermalinkDiseño de perforación y voladura y su incidencia en los costos unitarios en balcón III de la corporación minera Ananea S.A. / Carlos Ayamamani Pachari / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2016)
PermalinkDiseño de perforación y voladura en el tajo susan de la unidad Corihuarmi compañía minera I.R.L. / Efrain Antonio Ticlavilca Paredes / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2010)
PermalinkDiseño de perforación y voladura en zanjas / Javier Vilca Nuñez / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2008)
PermalinkDiseño de pique inclinado y planeamiento del sistema de extracción para incrementar la producción de mineral en la Unidad Minera Cuatro Horas MACDESA S.A. / José Carlos Tuero Calcina / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2019)
PermalinkDiseño de pit en minesight / Sergio Mamani Masco / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2009)
Permalinkdiseño y planeamiento de minado a cielo abierto mina toquepala / Ronald Oliverio Benito Lopez / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (1998)
PermalinkDiseño de polvorines y depósito de explosivos / Guido David Alvarez Condori / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2010)
PermalinkDiseño preliminar para taludes en roca en el tramo III - Sina Yanahuaya / Miduar Dennis Yupanqui Bailon / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2019)
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PermalinkDiseño de secuencia de minado de la pala eléctrica P01, para incrementar la producción en la fase 5 de la Unidad Minera Cuajone Southern Perú / Ulises Otazu Quispe / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2019)
PermalinkDiseño y simulación de red de ventilación con el software ventsim visual en la unidad minera San Rafael MinSur S.A. / Ronald Willian Viza Torres / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2016)
PermalinkDiseño del sistema de extracción de mineral mediante pique inclinado 595 en mina Arirahua / Marco Félix Mamani Yucra / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2014)
PermalinkDiseño de sistemas de reforzamiento mediante empernado en roca en mina subterránea / Alan Marcial Flores Mamani / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2009)
PermalinkDiseño de soporte activo en rampa negativa 240 este nivel 12 empleando el método geomecánico en minera bateas compañía de fortuna Silver mines INC / Vasili Jesús Medina Ayqui / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2014)
PermalinkDiseño de sostenimiento en galeria 650 - nivel 3415 por método de elemento finitos en minas Arirahua S.A. / Ivan Jesus Mamani Turpo / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2014)
PermalinkDiseño de sostenimiento mediante la caracterización del macizo rocoso / Victor Emigdio Quispe Huanaco / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2019)
PermalinkDiseño de sostenimiento mediante el método de elementos finitos en tajo María fé mina Chipmo Poracota - Cía. de minas Buenaventura / Josue Arturo Ovalle Machaca / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2015)
PermalinkDiseño de sostenimiento en el túnel Wayrasencca - Ollachea / Ángel Christopher Soto Vilca / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2016)
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