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Determinación de fragmentación del mineral en voladura de tajeos aplicando la teoría de conminución de la unidad minera Untuca - Cori Puno SAC. / Fredy Noa Quispe / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2016)
Título : Determinación de fragmentación del mineral en voladura de tajeos aplicando la teoría de conminución de la unidad minera Untuca - Cori Puno SAC. Tipo de documento: texto impreso Autores: Fredy Noa 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: 120 páginas Il.: ilustraciones, diagramas Dimensiones: 30 cm. Nota general: Para Optar el Título Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: Determina fragmentación del mineral en la voladura de los tajeos, para optimizar el costo de fragmentación de los bancos de mineral excedentes al tamaño requerido en planta, que venían siendo un problema para la gestión de la perforación y voladura de rocas. Se ha aplicado la Teoría de Conminución (Beke, 1985), con el método de investigación de tipo explicativo-experimental. Para ello se realizaron 06 pruebas experimentales en el Tajo 469 de la zona Santa Rosa: 02 desquinche, 02 breasting y 02 rebaje de piso. Se utilizó y analizó las propiedades geomecánicas del macizo rocoso, las características del explosivo (dinamita) y los parámetros de perforación y voladura para ser aplicado en el modelo matemático, se realizó un ajuste en el burden y espaciamiento, para la perforación en tajeos en el desquinche: 0.50 x 0.70 m, breasting: 0.5 x 0.85 m y en el rebaje del piso: 0.5 x 0.80 m. Después de la voladura los resultados fueron procesados en el software Split Desktop (Split Ingenering), y se determinó que los fragmentos de mineral menores a 10 pulgadas, pasan en un 91.06% con un tamaño medio (X50) de 3.81 pulgadas, siendo el resultado óptimo, y también minimizamos los bancos de mineral de mayor dimensión de la que se tuvo anteriormente. En el aspecto económico el presente estudio ha demostrado un rendimiento aceptable y bajando los costos promedios de perforación y voladura de 444.72 US$ en voladura primaria; y en voladura secundaria 79.01 US$, demostrando que la teoría es aplicable en la práctica. En aspecto técnico, se logró reducir la voladura secundaria en un 20%, además en el aspecto de seguridad se mejoró las condiciones operativas, es decir menor exposición del hombre en la voladura secundaria de los bancos (menos HHT), menor uso de los equipos LHD (menos HM). En línea: http://repositorio.unap.edu.pe/handle/UNAP/3158 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=98256 Determinación de fragmentación del mineral en voladura de tajeos aplicando la teoría de conminución de la unidad minera Untuca - Cori Puno SAC. [texto impreso] / Fredy Noa Quispe, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2016 . - 120 páginas : ilustraciones, diagramas ; 30 cm.
Para Optar el Título Profesional de: Ingeniero de Minas
Idioma : Español (spa)
Resumen: Determina fragmentación del mineral en la voladura de los tajeos, para optimizar el costo de fragmentación de los bancos de mineral excedentes al tamaño requerido en planta, que venían siendo un problema para la gestión de la perforación y voladura de rocas. Se ha aplicado la Teoría de Conminución (Beke, 1985), con el método de investigación de tipo explicativo-experimental. Para ello se realizaron 06 pruebas experimentales en el Tajo 469 de la zona Santa Rosa: 02 desquinche, 02 breasting y 02 rebaje de piso. Se utilizó y analizó las propiedades geomecánicas del macizo rocoso, las características del explosivo (dinamita) y los parámetros de perforación y voladura para ser aplicado en el modelo matemático, se realizó un ajuste en el burden y espaciamiento, para la perforación en tajeos en el desquinche: 0.50 x 0.70 m, breasting: 0.5 x 0.85 m y en el rebaje del piso: 0.5 x 0.80 m. Después de la voladura los resultados fueron procesados en el software Split Desktop (Split Ingenering), y se determinó que los fragmentos de mineral menores a 10 pulgadas, pasan en un 91.06% con un tamaño medio (X50) de 3.81 pulgadas, siendo el resultado óptimo, y también minimizamos los bancos de mineral de mayor dimensión de la que se tuvo anteriormente. En el aspecto económico el presente estudio ha demostrado un rendimiento aceptable y bajando los costos promedios de perforación y voladura de 444.72 US$ en voladura primaria; y en voladura secundaria 79.01 US$, demostrando que la teoría es aplicable en la práctica. En aspecto técnico, se logró reducir la voladura secundaria en un 20%, además en el aspecto de seguridad se mejoró las condiciones operativas, es decir menor exposición del hombre en la voladura secundaria de los bancos (menos HHT), menor uso de los equipos LHD (menos HM). En línea: http://repositorio.unap.edu.pe/handle/UNAP/3158 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=98256
Determinación de fragmentación del mineral en voladura de tajeos aplicando la teoría de conminución de la unidad minera Untuca - Cori Puno SAC.
Determina fragmentación del mineral en la voladura de los tajeos, para optimizar el costo de fragmentación de los bancos de mineral excedentes al tamaño requerido en planta, que venían siendo un problema para la gestión de la perforación y voladura de rocas. Se ha aplicado la Teoría de Conminución (Beke, 1985), con el método de investigación de tipo explicativo-experimental. Para ello se realizaron 06 pruebas experimentales en el Tajo 469 de la zona Santa Rosa: 02 desquinche, 02 breasting y 02 rebaje de piso. Se utilizó y analizó las propiedades geomecánicas del macizo rocoso, las características del explosivo (dinamita) y los parámetros de perforación y voladura para ser aplicado en el modelo matemático, se realizó un ajuste en el burden y espaciamiento, para la perforación en tajeos en el desquinche: 0.50 x 0.70 m, breasting: 0.5 x 0.85 m y en el rebaje del piso: 0.5 x 0.80 m. Después de la voladura los resultados fueron procesados en el software Split Desktop (Split Ingenering), y se determinó que los fragmentos de mineral menores a 10 pulgadas, pasan en un 91.06% con un tamaño medio (X50) de 3.81 pulgadas, siendo el resultado óptimo, y también minimizamos los bancos de mineral de mayor dimensión de la que se tuvo anteriormente. En el aspecto económico el presente estudio ha demostrado un rendimiento aceptable y bajando los costos promedios de perforación y voladura de 444.72 US$ en voladura primaria; y en voladura secundaria 79.01 US$, demostrando que la teoría es aplicable en la práctica. En aspecto técnico, se logró reducir la voladura secundaria en un 20%, además en el aspecto de seguridad se mejoró las condiciones operativas, es decir menor exposición del hombre en la voladura secundaria de los bancos (menos HHT), menor uso de los equipos LHD (menos HM).
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DisponibleT21864-28368-01 T21864 Tesis Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDeterminación de metas y objetivos de seguridad / Percy Fernando Cutimbo Pancca / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2001)
Título : Determinación de metas y objetivos de seguridad Tipo de documento: texto impreso Autores: Percy Fernando Cutimbo Pancca, 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: 36 páginas Il.: ilustraciones, tablas Dimensiones: 30 cm. Nota general: Para Optar el Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio: Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=70200 Determinación de metas y objetivos de seguridad [texto impreso] / Percy Fernando Cutimbo Pancca, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2001 . - 36 páginas : ilustraciones, tablas ; 30 cm.
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Determinación de metas y objetivos de seguridad
Cutimbo Pancca, Percy Fernando - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2001
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DisponibleT6058-10036-01 T6058 Informe de Suficiencia Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDeterminación del período optimo de reemplazamiento de equipos mineros de carguio y transporte Mina Cerro Verde Mina Cerro Verde / Roger Cristobal Huanca Quiroz / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (1991)
Título : Determinación del período optimo de reemplazamiento de equipos mineros de carguio y transporte Mina Cerro Verde Mina Cerro Verde Tipo de documento: texto impreso Autores: Roger Cristobal Huanca Quiroz Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 1991 Número de páginas: 140 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para Optar el Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Clasificación: 320.533 Fascismo Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=74043 Determinación del período optimo de reemplazamiento de equipos mineros de carguio y transporte Mina Cerro Verde Mina Cerro Verde [texto impreso] / Roger Cristobal Huanca Quiroz . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 1991 . - 140 páginas : ilustraciones, diagramas, tablas ; 30 cm.
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Determinación del período optimo de reemplazamiento de equipos mineros de carguio y transporte Mina Cerro Verde Mina Cerro Verde
Huanca Quiroz, Roger Cristobal - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 1991
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DisponibleT954-4621-01 T954 Tesis Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDeterminación de la rentabilidad mediante la evaluación de costos unitarios e intervenciones en la explotación aurífera de la Empresa Minera Cori Puno S.A.C. / Gilmar Javier Pally Canaza / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2017)
Título : Determinación de la rentabilidad mediante la evaluación de costos unitarios e intervenciones en la explotación aurífera de la Empresa Minera Cori Puno S.A.C. Tipo de documento: texto impreso Autores: Gilmar Javier Pally Canaza, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2017 Número de páginas: 92 páginas Il.: tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para Optar el Título Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: El presente trabajo de investigación titulado: Determinación de la rentabilidad mediante la evaluación de costos unitarios e inversiones en la empresa minera Cori Puno S.A.C., tiene como objetivo evaluar los costos unitarios de operaciones mina e inversiones para determinar el nivel de rentabilidad de la empresa minera Cori Puno S.A.C; La metodología del trabajo de investigación es de tipo descriptiva, consiste en desarrollar y evaluar todos los costos unitarios e inversiones de la empresa minera Cori Puno S.A.C; en su etapa inicial se han analizado lo costos directos de perforación, voladura, carguío, acarreo y servicios auxiliares de igual forma se describe las inversiones realizadas para la explotación aurífera de la empresa minera Cori Puno S.A.C. Mediante esta se procede analizar los costos de operaciones mina y de igual forma las inversiones realizadas; para alcanzar los resultados se realizó el cálculo de estructura de costos, cálculo de inversiones y finalmente las tablas de estado de pérdidas y ganancias así como las tablas de flujos económicos siendo estos importantes para el cálculo de los indicadores económicos como son el VAN = S/.18 558.30, TIR = 40% y B/C = 1.23. Dichos indicadores nos permiten conocer el nivel rentabilidad de la empresa minera Cori Puno S.A.C. En línea: http://tesis.unap.edu.pe/handle/UNAP/7286 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=107194 Determinación de la rentabilidad mediante la evaluación de costos unitarios e intervenciones en la explotación aurífera de la Empresa Minera Cori Puno S.A.C. [texto impreso] / Gilmar Javier Pally Canaza, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2017 . - 92 páginas : tablas ; 30 cm.
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Resumen: El presente trabajo de investigación titulado: Determinación de la rentabilidad mediante la evaluación de costos unitarios e inversiones en la empresa minera Cori Puno S.A.C., tiene como objetivo evaluar los costos unitarios de operaciones mina e inversiones para determinar el nivel de rentabilidad de la empresa minera Cori Puno S.A.C; La metodología del trabajo de investigación es de tipo descriptiva, consiste en desarrollar y evaluar todos los costos unitarios e inversiones de la empresa minera Cori Puno S.A.C; en su etapa inicial se han analizado lo costos directos de perforación, voladura, carguío, acarreo y servicios auxiliares de igual forma se describe las inversiones realizadas para la explotación aurífera de la empresa minera Cori Puno S.A.C. Mediante esta se procede analizar los costos de operaciones mina y de igual forma las inversiones realizadas; para alcanzar los resultados se realizó el cálculo de estructura de costos, cálculo de inversiones y finalmente las tablas de estado de pérdidas y ganancias así como las tablas de flujos económicos siendo estos importantes para el cálculo de los indicadores económicos como son el VAN = S/.18 558.30, TIR = 40% y B/C = 1.23. Dichos indicadores nos permiten conocer el nivel rentabilidad de la empresa minera Cori Puno S.A.C. En línea: http://tesis.unap.edu.pe/handle/UNAP/7286 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=107194
Determinación de la rentabilidad mediante la evaluación de costos unitarios e intervenciones en la explotación aurífera de la Empresa Minera Cori Puno S.A.C.
El presente trabajo de investigación titulado: Determinación de la rentabilidad mediante la evaluación de costos unitarios e inversiones en la empresa minera Cori Puno S.A.C., tiene como objetivo evaluar los costos unitarios de operaciones mina e inversiones para determinar el nivel de rentabilidad de la empresa minera Cori Puno S.A.C; La metodología del trabajo de investigación es de tipo descriptiva, consiste en desarrollar y evaluar todos los costos unitarios e inversiones de la empresa minera Cori Puno S.A.C; en su etapa inicial se han analizado lo costos directos de perforación, voladura, carguío, acarreo y servicios auxiliares de igual forma se describe las inversiones realizadas para la explotación aurífera de la empresa minera Cori Puno S.A.C. Mediante esta se procede analizar los costos de operaciones mina y de igual forma las inversiones realizadas; para alcanzar los resultados se realizó el cálculo de estructura de costos, cálculo de inversiones y finalmente las tablas de estado de pérdidas y ganancias así como las tablas de flujos económicos siendo estos importantes para el cálculo de los indicadores económicos como son el VAN = S/.18 558.30, TIR = 40% y B/C = 1.23. Dichos indicadores nos permiten conocer el nivel rentabilidad de la empresa minera Cori Puno S.A.C.
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DisponibleT24288-30791-01 T24288 Tesis Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDiagnóstico y organizacion del procedimiento ordinario minero en el registro público de minería / Roger Velasquez Titalo / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2004)
Título : Diagnóstico y organizacion del procedimiento ordinario minero en el registro público de minería Tipo de documento: texto impreso Autores: Roger Velasquez Titalo, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2004 Número de páginas: 170, [68] páginas Il.: ilustraciones, diagramas, tablas Dimensiones: 30 cm. Nota general: Para Optar el Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: CONCLUSIONES
1. Alineamiento Constante del Plan Estratégico de Informática con el Plan Estratégico del Registro Público de Minería.
2. Se ha agrupado los procesos, subprocesos y procedimientos de las oficinas de Unidad de Administración Documentaria y Archivo, Concesiones, Digitalización y Trámite Concluido.
3. Se ha fusionado las oficinas de Desarrollo Corporativo con la de Catastro, la Oficina de capacitación con la de Personal
4. Se ha dotado de un sistema de video informativo, paneles, cabinas multimedia a la plataforma de atención al público.
5. Optimización y automatización de los procesos de la organización.
6. Investigar, implementar y mantener mecanismos de seguridad para los recursos de Tecnología de Información.
7. Los resultados de trabajo de los profesionales se mide en la actualidad por la culminación del proceso de principio a fin.
8. Se ha reorientado el modelo de gestión funcional hacia un modelo de gestión por procesos.
9. Determinación de costos de los procesos internos y diferenciación de aquellos que añaden valor para el cliente, de aquellos costos innecesarios para el RPM, como es el caso, de atender incluso los días domingos sin ajustar sus procesos a lo que realmente quiere el cliente que podría ser la atención de un petitorio en plazo mínimo, muy por debajo de los plazos que fija la Ley.
10. Consideraciones de la relevancia que el RPM prepare metas alrededor de la fijación de patrones de eficiencia referenciales como: Cargas de trabajo por empleado, demoras permitidas para la expedición de documentos, pedidos terminados a tiempo, pedidos rechazados, costo de lo servicios, expectativa de tiempo de atención por el usuario, costo y tiempo que se gasta en la repetición de los procesos, tiempos máximos desde la recepción de los pedidos hasta su entrega al usuario, estándares de productividad, relacionar costos y tiempos, como medida de la eficacia de los servicios, récord de retrasos del personal y hojas de ruta.Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio:. . Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=73056 Diagnóstico y organizacion del procedimiento ordinario minero en el registro público de minería [texto impreso] / Roger Velasquez Titalo, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2004 . - 170, [68] páginas : ilustraciones, diagramas, tablas ; 30 cm.
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Resumen: CONCLUSIONES
1. Alineamiento Constante del Plan Estratégico de Informática con el Plan Estratégico del Registro Público de Minería.
2. Se ha agrupado los procesos, subprocesos y procedimientos de las oficinas de Unidad de Administración Documentaria y Archivo, Concesiones, Digitalización y Trámite Concluido.
3. Se ha fusionado las oficinas de Desarrollo Corporativo con la de Catastro, la Oficina de capacitación con la de Personal
4. Se ha dotado de un sistema de video informativo, paneles, cabinas multimedia a la plataforma de atención al público.
5. Optimización y automatización de los procesos de la organización.
6. Investigar, implementar y mantener mecanismos de seguridad para los recursos de Tecnología de Información.
7. Los resultados de trabajo de los profesionales se mide en la actualidad por la culminación del proceso de principio a fin.
8. Se ha reorientado el modelo de gestión funcional hacia un modelo de gestión por procesos.
9. Determinación de costos de los procesos internos y diferenciación de aquellos que añaden valor para el cliente, de aquellos costos innecesarios para el RPM, como es el caso, de atender incluso los días domingos sin ajustar sus procesos a lo que realmente quiere el cliente que podría ser la atención de un petitorio en plazo mínimo, muy por debajo de los plazos que fija la Ley.
10. Consideraciones de la relevancia que el RPM prepare metas alrededor de la fijación de patrones de eficiencia referenciales como: Cargas de trabajo por empleado, demoras permitidas para la expedición de documentos, pedidos terminados a tiempo, pedidos rechazados, costo de lo servicios, expectativa de tiempo de atención por el usuario, costo y tiempo que se gasta en la repetición de los procesos, tiempos máximos desde la recepción de los pedidos hasta su entrega al usuario, estándares de productividad, relacionar costos y tiempos, como medida de la eficacia de los servicios, récord de retrasos del personal y hojas de ruta.Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio:. . Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=73056
Diagnóstico y organizacion del procedimiento ordinario minero en el registro público de minería
CONCLUSIONES
1. Alineamiento Constante del Plan Estratégico de Informática con el Plan Estratégico del Registro Público de Minería.
2. Se ha agrupado los procesos, subprocesos y procedimientos de las oficinas de Unidad de Administración Documentaria y Archivo, Concesiones, Digitalización y Trámite Concluido.
3. Se ha fusionado las oficinas de Desarrollo Corporativo con la de Catastro, la Oficina de capacitación con la de Personal
4. Se ha dotado de un sistema de video informativo, paneles, cabinas multimedia a la plataforma de atención al público.
5. Optimización y automatización de los procesos de la organización.
6. Investigar, implementar y mantener mecanismos de seguridad para los recursos de Tecnología de Información.
7. Los resultados de trabajo de los profesionales se mide en la actualidad por la culminación del proceso de principio a fin.
8. Se ha reorientado el modelo de gestión funcional hacia un modelo de gestión por procesos.
9. Determinación de costos de los procesos internos y diferenciación de aquellos que añaden valor para el cliente, de aquellos costos innecesarios para el RPM, como es el caso, de atender incluso los días domingos sin ajustar sus procesos a lo que realmente quiere el cliente que podría ser la atención de un petitorio en plazo mínimo, muy por debajo de los plazos que fija la Ley.
10. Consideraciones de la relevancia que el RPM prepare metas alrededor de la fijación de patrones de eficiencia referenciales como: Cargas de trabajo por empleado, demoras permitidas para la expedición de documentos, pedidos terminados a tiempo, pedidos rechazados, costo de lo servicios, expectativa de tiempo de atención por el usuario, costo y tiempo que se gasta en la repetición de los procesos, tiempos máximos desde la recepción de los pedidos hasta su entrega al usuario, estándares de productividad, relacionar costos y tiempos, como medida de la eficacia de los servicios, récord de retrasos del personal y hojas de ruta.Velasquez Titalo, Roger - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2004
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Disponible8650-13626-01 T8650 Informe de Experiencia Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDiga 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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DisponibleT6067-10029-01 T6067 Informe de Suficiencia Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDiseño 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.
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
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.
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• 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.
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DisponibleT17653-24110-01 622.23 A64 Informe de Suficiencia Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
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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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
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.
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DisponibleT21514-28018-01 T21514 Informe de Experiencia Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
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)
Título : Diseño de cámaras y pilares en las características geomecánicas del macizo rocoso en la corporación minera Ananea S.A Tipo de documento: texto impreso Autores: Victor Hugo Medina Aguilar, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2017 Número de páginas: 97 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para Optar Título Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: En la Corporación Minera Ananea S.A. en la actualidad realiza la explotación de recursos minerales auríferos por el método convencional de cámaras y pilares, siendo la sección de la galería de extracción de minerales es de aproximadamente de 2.50m x 2,00m en el portal, las dimensiones de cámaras de 6 metros y pilares 1 metro.El objetivo del proyecto de investigación es trabajar teniendo el factor de seguridad por encima del valor mínimo aceptable 1.5 basado en la característica geomecánicas del macizo rocoso.De continuar operando con las actuales dimensiones para las cámaras, las consecuencias serían catastróficos peor aún si hay eventos de la naturaleza como movimientos sísmicos, originando el estallido de pilares causando accidentes lamentables.En el presente trabajo de investigación se logra diseñar cámaras y pilares óptimos de 4.5 metros de ancho de la cámara y 2 metros de ancho del pilar, teniendo como resultado el factor de seguridad 2.4, esto dará una estabilidad en seguridad de operación, así no afectará la integridad física del personal, equipos y otros. Ya que el factor de seguridad está muy por encima del valor mínimo aceptable 1.5. En línea: http://tesis.unap.edu.pe/handle/UNAP/6510 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=104739 Diseño de cámaras y pilares en las características geomecánicas del macizo rocoso en la corporación minera Ananea S.A [texto impreso] / Victor Hugo Medina Aguilar, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2017 . - 97 páginas : ilustraciones, diagramas, tablas ; 30 cm.
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Resumen: En la Corporación Minera Ananea S.A. en la actualidad realiza la explotación de recursos minerales auríferos por el método convencional de cámaras y pilares, siendo la sección de la galería de extracción de minerales es de aproximadamente de 2.50m x 2,00m en el portal, las dimensiones de cámaras de 6 metros y pilares 1 metro.El objetivo del proyecto de investigación es trabajar teniendo el factor de seguridad por encima del valor mínimo aceptable 1.5 basado en la característica geomecánicas del macizo rocoso.De continuar operando con las actuales dimensiones para las cámaras, las consecuencias serían catastróficos peor aún si hay eventos de la naturaleza como movimientos sísmicos, originando el estallido de pilares causando accidentes lamentables.En el presente trabajo de investigación se logra diseñar cámaras y pilares óptimos de 4.5 metros de ancho de la cámara y 2 metros de ancho del pilar, teniendo como resultado el factor de seguridad 2.4, esto dará una estabilidad en seguridad de operación, así no afectará la integridad física del personal, equipos y otros. Ya que el factor de seguridad está muy por encima del valor mínimo aceptable 1.5. En línea: http://tesis.unap.edu.pe/handle/UNAP/6510 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=104739
Diseño de cámaras y pilares en las características geomecánicas del macizo rocoso en la corporación minera Ananea S.A
En la Corporación Minera Ananea S.A. en la actualidad realiza la explotación de recursos minerales auríferos por el método convencional de cámaras y pilares, siendo la sección de la galería de extracción de minerales es de aproximadamente de 2.50m x 2,00m en el portal, las dimensiones de cámaras de 6 metros y pilares 1 metro.El objetivo del proyecto de investigación es trabajar teniendo el factor de seguridad por encima del valor mínimo aceptable 1.5 basado en la característica geomecánicas del macizo rocoso.De continuar operando con las actuales dimensiones para las cámaras, las consecuencias serían catastróficos peor aún si hay eventos de la naturaleza como movimientos sísmicos, originando el estallido de pilares causando accidentes lamentables.En el presente trabajo de investigación se logra diseñar cámaras y pilares óptimos de 4.5 metros de ancho de la cámara y 2 metros de ancho del pilar, teniendo como resultado el factor de seguridad 2.4, esto dará una estabilidad en seguridad de operación, así no afectará la integridad física del personal, equipos y otros. Ya que el factor de seguridad está muy por encima del valor mínimo aceptable 1.5.
Medina Aguilar, Victor Hugo - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2017
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DisponibleDiseño 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)
Título : Diseño del circuito en un sistema de ventilación natural de la zona Gisela - mina Esperanza de Caraveli - compañia minera Titán del Perú S.R.L. Tipo de documento: texto impreso Autores: Oscar Vargas Rodrigo, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2014 Número de páginas: 87 páginas Il.: ilustraciones, planos, tablas Dimensiones: 30 cm Material de acompañamiento: 2 Planos Nota general: Para Optar el Grado/Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=80263 Diseño del circuito en un sistema de ventilación natural de la zona Gisela - mina Esperanza de Caraveli - compañia minera Titán del Perú S.R.L. [texto impreso] / Oscar Vargas Rodrigo, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2014 . - 87 páginas : ilustraciones, planos, tablas ; 30 cm + 2 Planos.
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Diseño del circuito en un sistema de ventilación natural de la zona Gisela - mina Esperanza de Caraveli - compañia minera Titán del Perú S.R.L.
Vargas Rodrigo, Oscar - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2014
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DisponibleT18207-24664-01 T18207 Tesis Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDiseño 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)
Título : Diseño 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 Tipo de documento: texto impreso Autores: Alexander Quilca Ruelas, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2017 Número de páginas: 117 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, mapas, planos, tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para Optar Título Profesional de Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: Desarrolla diseño y construir una estructura de un Falso Túnel en el portal de acceso de la galería principal del Nv. 4853 de la Minera Minarva, U.M. Rinconada Ananea que garantice el flujo normal de las operaciones. Analiza caracterización mediante el uso de métodos empíricos y genéricos del macizo rocoso circundante del portal de acceso de la galería principal de la Minera Minarva U.M. Rinconada. Determina características estructurales del elemento que pueda soportar las cargas generadas por la caída de rocas y el ángulo de impacto del volumen máximo de roca a desprenderse del talud. Metodología descriptiva experimental y aplicativa que busca la seguridad, en el yacimiento aurífero Ana María la caída de rocas es uno de los mayores riesgos naturales que prevalecen. Un efecto importante después de la pérdida de vidas humanas son los daños que sufren los equipos de acarreo debido al impacto de los bloques de gran tamaño, en las cuales se generan pérdidas de operaciones y costos y en muchos casos cierre temporal por taponamientos en el acceso. La construcción de túneles falsos para la seguridad de la caída de rocas se comporta de la misma manera que un puente, por lo tanto, su diseño y construcción está gobernado por las cargas dinámicas de impacto la cual aumenta los valores de esfuerzo cortante, siendo este parámetro el que gobierna el diseño. Conclusiones: La caracterización geomecánica es determinó mediante muestreos y la conclusión del tipo de roca y el diseño del falso túnel teniendo en cuenta el volumen y ángulo de roca a desprenderse. El diseño y la construcción se basó en el tamaño máximo de roca a desprenderse 3524.14 toneladas y el cálculo de concretos para la construcción con una resistencia especifica de 210 kg/cm² a 28 días para que resista al máximo y con una estructura de acero de 3/8” con una resistencia de 4200 kg/cm² grado 60. Tipo de roca mala (IVA y IVB) en el talud de la zona baja y regular (IIIA y IIIB) en el talud de la zona alta y el diseño del falso túnel teniendo en cuenta el volumen máximo de bloque es de 50 m³ a desprenderse con una altura de 50 m y un ángulo de 25° a 30°. Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=102240 Diseño 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 [texto impreso] / Alexander Quilca Ruelas, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2017 . - 117 páginas : ilustraciones, diagramas, mapas, planos, tablas ; 30 cm.
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Resumen: Desarrolla diseño y construir una estructura de un Falso Túnel en el portal de acceso de la galería principal del Nv. 4853 de la Minera Minarva, U.M. Rinconada Ananea que garantice el flujo normal de las operaciones. Analiza caracterización mediante el uso de métodos empíricos y genéricos del macizo rocoso circundante del portal de acceso de la galería principal de la Minera Minarva U.M. Rinconada. Determina características estructurales del elemento que pueda soportar las cargas generadas por la caída de rocas y el ángulo de impacto del volumen máximo de roca a desprenderse del talud. Metodología descriptiva experimental y aplicativa que busca la seguridad, en el yacimiento aurífero Ana María la caída de rocas es uno de los mayores riesgos naturales que prevalecen. Un efecto importante después de la pérdida de vidas humanas son los daños que sufren los equipos de acarreo debido al impacto de los bloques de gran tamaño, en las cuales se generan pérdidas de operaciones y costos y en muchos casos cierre temporal por taponamientos en el acceso. La construcción de túneles falsos para la seguridad de la caída de rocas se comporta de la misma manera que un puente, por lo tanto, su diseño y construcción está gobernado por las cargas dinámicas de impacto la cual aumenta los valores de esfuerzo cortante, siendo este parámetro el que gobierna el diseño. Conclusiones: La caracterización geomecánica es determinó mediante muestreos y la conclusión del tipo de roca y el diseño del falso túnel teniendo en cuenta el volumen y ángulo de roca a desprenderse. El diseño y la construcción se basó en el tamaño máximo de roca a desprenderse 3524.14 toneladas y el cálculo de concretos para la construcción con una resistencia especifica de 210 kg/cm² a 28 días para que resista al máximo y con una estructura de acero de 3/8” con una resistencia de 4200 kg/cm² grado 60. Tipo de roca mala (IVA y IVB) en el talud de la zona baja y regular (IIIA y IIIB) en el talud de la zona alta y el diseño del falso túnel teniendo en cuenta el volumen máximo de bloque es de 50 m³ a desprenderse con una altura de 50 m y un ángulo de 25° a 30°. Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=102240
Diseño 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
Desarrolla diseño y construir una estructura de un Falso Túnel en el portal de acceso de la galería principal del Nv. 4853 de la Minera Minarva, U.M. Rinconada Ananea que garantice el flujo normal de las operaciones. Analiza caracterización mediante el uso de métodos empíricos y genéricos del macizo rocoso circundante del portal de acceso de la galería principal de la Minera Minarva U.M. Rinconada. Determina características estructurales del elemento que pueda soportar las cargas generadas por la caída de rocas y el ángulo de impacto del volumen máximo de roca a desprenderse del talud. Metodología descriptiva experimental y aplicativa que busca la seguridad, en el yacimiento aurífero Ana María la caída de rocas es uno de los mayores riesgos naturales que prevalecen. Un efecto importante después de la pérdida de vidas humanas son los daños que sufren los equipos de acarreo debido al impacto de los bloques de gran tamaño, en las cuales se generan pérdidas de operaciones y costos y en muchos casos cierre temporal por taponamientos en el acceso. La construcción de túneles falsos para la seguridad de la caída de rocas se comporta de la misma manera que un puente, por lo tanto, su diseño y construcción está gobernado por las cargas dinámicas de impacto la cual aumenta los valores de esfuerzo cortante, siendo este parámetro el que gobierna el diseño. Conclusiones: La caracterización geomecánica es determinó mediante muestreos y la conclusión del tipo de roca y el diseño del falso túnel teniendo en cuenta el volumen y ángulo de roca a desprenderse. El diseño y la construcción se basó en el tamaño máximo de roca a desprenderse 3524.14 toneladas y el cálculo de concretos para la construcción con una resistencia especifica de 210 kg/cm² a 28 días para que resista al máximo y con una estructura de acero de 3/8” con una resistencia de 4200 kg/cm² grado 60. Tipo de roca mala (IVA y IVB) en el talud de la zona baja y regular (IIIA y IIIB) en el talud de la zona alta y el diseño del falso túnel teniendo en cuenta el volumen máximo de bloque es de 50 m³ a desprenderse con una altura de 50 m y un ángulo de 25° a 30°.
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DisponibleDiseño 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)
Título : Diseño y construcción de pozas de sedimentación en la cooperativa minera el Dorado Ltda Tipo de documento: texto impreso Autores: Lucio Quea Gutierrez, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2011 Número de páginas: 123 páginas Il.: diagramas, ilustraciones, mapas, planos, tablas Dimensiones: 30 p Nota general: Para Optar Título Profesional de Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Clasificación: 371.264 Prognosis y ubicación académicas Resumen: El Presente proyecto de Investigación titulado “Diseño y construcción de pozas de sedimentación en la cooperativa minera el dorado Ltda.” , cuyo problema está dado mediante la pregunta general ¿Cuál es el diseño y la construcción adecuada de la poza de sedimentación que no ocasione pérdidas y retraso en el proceso de minado en la Cooperativa minera El Dorado Ltda.? y sus respectivos preguntas específicos, cuyo objetivo general es Diseñar y Construir adecuadamente unas pozas de sedimentación a fin de que el proceso de minado sea en forma continua y sin perdidas en la Cooperativa Minera El Dorado Ltda., y sus correspondientes objetivos específicos; y planteándose la hipótesis general Las pozas de sedimentación serán diseñadas y construidas de acuerdo a las necesidades del área de trabajo mejorando el proceso de las actividades mineras que se desarrolla en la Cooperativa Minera El Dorado Ltda., donde en el trabajo de investigación se ha realizado el diseño y la construcción de las pozas de sedimentación conforme a las necesidades del área de trabajo con lo cual se cumple con la hipótesis planteada. Se realizó una descripción del área de trabajo y su ubicación. El diseño se realizo de acuerdo a los estudios realizados teniendo en cuenta los caudales de agua y para su construcción se realizo un estudio de suelos y donde se considera los materiales apropiados para su construcción, se realizo un estudio de tiempos para determinar para el movimiento de tierras para su construcción y así podre cubicar la cantidad de material que se requerirá para construcción.
Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=62997 Diseño y construcción de pozas de sedimentación en la cooperativa minera el Dorado Ltda [texto impreso] / Lucio Quea Gutierrez, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2011 . - 123 páginas : diagramas, ilustraciones, mapas, planos, tablas ; 30 p.
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Idioma : Español (spa)
Clasificación: 371.264 Prognosis y ubicación académicas Resumen: El Presente proyecto de Investigación titulado “Diseño y construcción de pozas de sedimentación en la cooperativa minera el dorado Ltda.” , cuyo problema está dado mediante la pregunta general ¿Cuál es el diseño y la construcción adecuada de la poza de sedimentación que no ocasione pérdidas y retraso en el proceso de minado en la Cooperativa minera El Dorado Ltda.? y sus respectivos preguntas específicos, cuyo objetivo general es Diseñar y Construir adecuadamente unas pozas de sedimentación a fin de que el proceso de minado sea en forma continua y sin perdidas en la Cooperativa Minera El Dorado Ltda., y sus correspondientes objetivos específicos; y planteándose la hipótesis general Las pozas de sedimentación serán diseñadas y construidas de acuerdo a las necesidades del área de trabajo mejorando el proceso de las actividades mineras que se desarrolla en la Cooperativa Minera El Dorado Ltda., donde en el trabajo de investigación se ha realizado el diseño y la construcción de las pozas de sedimentación conforme a las necesidades del área de trabajo con lo cual se cumple con la hipótesis planteada. Se realizó una descripción del área de trabajo y su ubicación. El diseño se realizo de acuerdo a los estudios realizados teniendo en cuenta los caudales de agua y para su construcción se realizo un estudio de suelos y donde se considera los materiales apropiados para su construcción, se realizo un estudio de tiempos para determinar para el movimiento de tierras para su construcción y así podre cubicar la cantidad de material que se requerirá para construcción.
Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=62997
Diseño y construcción de pozas de sedimentación en la cooperativa minera el Dorado Ltda
El Presente proyecto de Investigación titulado “Diseño y construcción de pozas de sedimentación en la cooperativa minera el dorado Ltda.” , cuyo problema está dado mediante la pregunta general ¿Cuál es el diseño y la construcción adecuada de la poza de sedimentación que no ocasione pérdidas y retraso en el proceso de minado en la Cooperativa minera El Dorado Ltda.? y sus respectivos preguntas específicos, cuyo objetivo general es Diseñar y Construir adecuadamente unas pozas de sedimentación a fin de que el proceso de minado sea en forma continua y sin perdidas en la Cooperativa Minera El Dorado Ltda., y sus correspondientes objetivos específicos; y planteándose la hipótesis general Las pozas de sedimentación serán diseñadas y construidas de acuerdo a las necesidades del área de trabajo mejorando el proceso de las actividades mineras que se desarrolla en la Cooperativa Minera El Dorado Ltda., donde en el trabajo de investigación se ha realizado el diseño y la construcción de las pozas de sedimentación conforme a las necesidades del área de trabajo con lo cual se cumple con la hipótesis planteada. Se realizó una descripción del área de trabajo y su ubicación. El diseño se realizo de acuerdo a los estudios realizados teniendo en cuenta los caudales de agua y para su construcción se realizo un estudio de suelos y donde se considera los materiales apropiados para su construcción, se realizo un estudio de tiempos para determinar para el movimiento de tierras para su construcción y así podre cubicar la cantidad de material que se requerirá para construcción.
Quea Gutierrez, Lucio - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2011
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DisponibleT14426-20751-01 622.25 Q23 Tesis Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDiseño de construcción de rampa subterráneo, para cortar los mantos inferiores del nivel I Mina Ana María - Rinconada / Exaltación Condori Zambrano / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2011)
Título : Diseño de construcción de rampa subterráneo, para cortar los mantos inferiores del nivel I Mina Ana María - Rinconada Tipo de documento: texto impreso Autores: Exaltación Condori Zambrano, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2011 Número de páginas: 105, [7] páginas Il.: ilustraciones, planos, tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para Optar el Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: En las excavaciones subterráneas de la mina Ana María Rinconada, ha sido desarrollado y planificado por Corporación Minera Ananea S.A. mediante planeamientos y actualizaciones de departamento de topografía, se obtiene resultados con informaciones y planificaciones de anteriores ocasiones, adquiriendo datos de acuerdo que se ha venido a trabajando de los diferentes mantos existentes, mantos que tienen resultados favorables para su explotación y mantos que no tienen ley mínima explotable.
El comportamiento de los mantos nos da una referencia del estudio donde los mantos inferiores tienden a tener una mejor ley que los mantos superiores; es por la cual, se a realizado el perfil de Diseño de una Rampa Subterráneo para Cortar los Mantos Inferiores del Nivel I que en la actualidad tiene un avance de 130 metros aproximadamente, para este diseño se ha tomado en cuenta todos los requerimientos necesarios para el diseño.
En el capitulo III se ha visto por conveniente verificar in-situ evaluaciones y comportamiento de zonas contractuales de las zonas de fallas con sus diferentes direcciones, alteraciones. Mapas geológicos: se obtiene el mapeo geológico en donde se ubican las franjas de enriquecimiento aurífero la ubicación vetas en algunos casos se le denomina filón. Es la zona de concentración y su formación de toda la mina Ana María.
El desarrollo de la rampa servirá para el transporte de los equipos, extracción de los minerales, acceso del personal, entre otros aspectos como el análisis de los parámetros básicos que inciden en el diseño de planeamiento y diseño de la rampa.
En el capitulo IV trata sobre perforación y voladura en las minas son tanto el resultado de optimización de uso de los explosivos y los costos de equipos que incide en una operación minera para lograr resultados de acuerdo a su magnitud.
Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=61944 Diseño de construcción de rampa subterráneo, para cortar los mantos inferiores del nivel I Mina Ana María - Rinconada [texto impreso] / Exaltación Condori Zambrano, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2011 . - 105, [7] páginas : ilustraciones, planos, tablas ; 30 cm.
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Idioma : Español (spa)
Resumen: En las excavaciones subterráneas de la mina Ana María Rinconada, ha sido desarrollado y planificado por Corporación Minera Ananea S.A. mediante planeamientos y actualizaciones de departamento de topografía, se obtiene resultados con informaciones y planificaciones de anteriores ocasiones, adquiriendo datos de acuerdo que se ha venido a trabajando de los diferentes mantos existentes, mantos que tienen resultados favorables para su explotación y mantos que no tienen ley mínima explotable.
El comportamiento de los mantos nos da una referencia del estudio donde los mantos inferiores tienden a tener una mejor ley que los mantos superiores; es por la cual, se a realizado el perfil de Diseño de una Rampa Subterráneo para Cortar los Mantos Inferiores del Nivel I que en la actualidad tiene un avance de 130 metros aproximadamente, para este diseño se ha tomado en cuenta todos los requerimientos necesarios para el diseño.
En el capitulo III se ha visto por conveniente verificar in-situ evaluaciones y comportamiento de zonas contractuales de las zonas de fallas con sus diferentes direcciones, alteraciones. Mapas geológicos: se obtiene el mapeo geológico en donde se ubican las franjas de enriquecimiento aurífero la ubicación vetas en algunos casos se le denomina filón. Es la zona de concentración y su formación de toda la mina Ana María.
El desarrollo de la rampa servirá para el transporte de los equipos, extracción de los minerales, acceso del personal, entre otros aspectos como el análisis de los parámetros básicos que inciden en el diseño de planeamiento y diseño de la rampa.
En el capitulo IV trata sobre perforación y voladura en las minas son tanto el resultado de optimización de uso de los explosivos y los costos de equipos que incide en una operación minera para lograr resultados de acuerdo a su magnitud.
Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=61944
Diseño de construcción de rampa subterráneo, para cortar los mantos inferiores del nivel I Mina Ana María - Rinconada
En las excavaciones subterráneas de la mina Ana María Rinconada, ha sido desarrollado y planificado por Corporación Minera Ananea S.A. mediante planeamientos y actualizaciones de departamento de topografía, se obtiene resultados con informaciones y planificaciones de anteriores ocasiones, adquiriendo datos de acuerdo que se ha venido a trabajando de los diferentes mantos existentes, mantos que tienen resultados favorables para su explotación y mantos que no tienen ley mínima explotable.
El comportamiento de los mantos nos da una referencia del estudio donde los mantos inferiores tienden a tener una mejor ley que los mantos superiores; es por la cual, se a realizado el perfil de Diseño de una Rampa Subterráneo para Cortar los Mantos Inferiores del Nivel I que en la actualidad tiene un avance de 130 metros aproximadamente, para este diseño se ha tomado en cuenta todos los requerimientos necesarios para el diseño.
En el capitulo III se ha visto por conveniente verificar in-situ evaluaciones y comportamiento de zonas contractuales de las zonas de fallas con sus diferentes direcciones, alteraciones. Mapas geológicos: se obtiene el mapeo geológico en donde se ubican las franjas de enriquecimiento aurífero la ubicación vetas en algunos casos se le denomina filón. Es la zona de concentración y su formación de toda la mina Ana María.
El desarrollo de la rampa servirá para el transporte de los equipos, extracción de los minerales, acceso del personal, entre otros aspectos como el análisis de los parámetros básicos que inciden en el diseño de planeamiento y diseño de la rampa.
En el capitulo IV trata sobre perforación y voladura en las minas son tanto el resultado de optimización de uso de los explosivos y los costos de equipos que incide en una operación minera para lograr resultados de acuerdo a su magnitud.
Condori Zambrano, Exaltación - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2011
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Código de barras Signatura Tipo de medio Ubicación Sección Estado T10-0346-01 T0346 Tesis Profesional Bib. Esp. Ing Minas Estanteria (Tesis) Consulta en sala
DisponibleT13479-19966-01 T13479 Tesis Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDiseño y construcción de tolvas en minería subterranea-Condoroma / Luciano Alejandro Taco Prado / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (1993)
Título : Diseño y construcción de tolvas en minería subterranea-Condoroma Tipo de documento: texto impreso Autores: Luciano Alejandro Taco Prado, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 1993 Número de páginas: 144 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, planos, tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para Optar Título Profesional de Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Palabras clave: INGENIERIA DE MINAS MINERIA ANALISIS DE COSTOS SEGURIDAD Clasificación: 371.264 Prognosis y ubicación académicas Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=74265 Diseño y construcción de tolvas en minería subterranea-Condoroma [texto impreso] / Luciano Alejandro Taco Prado, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 1993 . - 144 páginas : ilustraciones, diagramas, planos, tablas ; 30 cm.
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Palabras clave: INGENIERIA DE MINAS MINERIA ANALISIS DE COSTOS SEGURIDAD Clasificación: 371.264 Prognosis y ubicación académicas Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=74265
Diseño y construcción de tolvas en minería subterranea-Condoroma
Taco Prado, Luciano Alejandro - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 1993
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Código de barras Signatura Tipo de medio Ubicación Sección Estado T10-0040-01 T0040 Tesis Profesional Bib. Esp. Ing Minas Estanteria (Tesis) Consulta en sala
DisponibleT10-0041-02 T0041 Tesis Profesional Bib. Esp. Ing Minas Estanteria (Tesis) Consulta en sala
Disponible974-5232-01 622.2 T13 Tesis Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Disponible Diseño de diques y sostenimiento de botaderos inestables mina Andrés U.P. Arasi SAC / Edy Huanca Tito / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2013)
Título : Diseño de diques y sostenimiento de botaderos inestables mina Andrés U.P. Arasi SAC Tipo de documento: texto impreso Autores: Edy Huanca Tito, 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: 139 páginas Il.: diagramas, planos, tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para Optar Título Profesional de Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Clasificación: 306.85 La familia Resumen: El presente trabajo de tesis está desarrollada dentro del área de influencia directa de la Empresa Minera ARASI S.A.C, mina Andrés la que se ubica en el sur de Perú en la circunscripción político administrativa de distrito de Ocuviri, Provincia de Lampa, Departamento de Puno, aproximadamente a 4.600 msnm en las partes altas de las micro cuencas de los riachuelos Azufrini y Huarucani, afluentes del río Chacapalca, de la cuenca del río Ramis es por ello la importancia del presente trabajo de tesis. Así mismo cabe indicar que cuyo estudio esta direccionado a evaluar el comportamiento del terreno de cimentación y de los materiales de desmonte que conformarán el dique, ejecutando investigaciones de campo, pruebas de laboratorio y trabajos de gabinete en donde el estudio comprende dos etapas:
• La primera está orientada a la obtención de información básica y parámetros de diseño.
• La segunda al análisis de la estabilidad y al diseño del dique.
Como una primera parte del proyecto se desarrolla la descripción del problema en donde sustentamos la problemática de inestabilidad que se presenta, en lascercanías al rio Chacapalca, en donde determinaremos los objetivos a conseguir, las limitaciones y la viabilidad del estudio. Dentro de la segunda parte del proyecto de tesis se cuenta con un amplio estudio de antecedentescuyos proyectos estudiados nos dan una directriz básica para el encaminamiento del presente trabajo, así mismo las teorías de diferentes autores que son base teórica para el desarrollo del proyecto en estudio.
En la tercera parte se cuenta con el tipo y diseño del trabajo de tesis de investigación en donde determino que será una investigación de tipo descriptivo, la población, muestra, las variables intervinientes y los instrumentos utilizados para desarrollar el presente proyecto de investigación. En la cuarta parte se tiene el desarrollo de la descripción y zona del proyecto, así mismo las rutas para llegar al proyecto en estudio. También se encuentra los estudios geológicos básicos como la geomorfología, alteración, geología estructural, geología local.Así mismo los parámetros básicos de la hidrología del proyecto de estudio las que nos brindan un conocimiento del clima y la meteorología que se presenta dentro del área de influencia, y las que son de mucha importancia a la hora del diseño de diques. En la quinta parte se da a conocer la exposición y los análisis de los resultados del estudio geotécnico que interfieren en el proyecto, la programación de exploración del suelo, trabajos de campo realizados, muestreo de suelos, resultados de los ensayos de laboratorio, ensayos in situ desarrollados, todo esto con la finalidad de tener una base sustentada del estudio geotécnico del proyecto en estudio.Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=65046 Diseño de diques y sostenimiento de botaderos inestables mina Andrés U.P. Arasi SAC [texto impreso] / Edy Huanca Tito, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2013 . - 139 páginas : diagramas, planos, tablas ; 30 cm.
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Clasificación: 306.85 La familia Resumen: El presente trabajo de tesis está desarrollada dentro del área de influencia directa de la Empresa Minera ARASI S.A.C, mina Andrés la que se ubica en el sur de Perú en la circunscripción político administrativa de distrito de Ocuviri, Provincia de Lampa, Departamento de Puno, aproximadamente a 4.600 msnm en las partes altas de las micro cuencas de los riachuelos Azufrini y Huarucani, afluentes del río Chacapalca, de la cuenca del río Ramis es por ello la importancia del presente trabajo de tesis. Así mismo cabe indicar que cuyo estudio esta direccionado a evaluar el comportamiento del terreno de cimentación y de los materiales de desmonte que conformarán el dique, ejecutando investigaciones de campo, pruebas de laboratorio y trabajos de gabinete en donde el estudio comprende dos etapas:
• La primera está orientada a la obtención de información básica y parámetros de diseño.
• La segunda al análisis de la estabilidad y al diseño del dique.
Como una primera parte del proyecto se desarrolla la descripción del problema en donde sustentamos la problemática de inestabilidad que se presenta, en lascercanías al rio Chacapalca, en donde determinaremos los objetivos a conseguir, las limitaciones y la viabilidad del estudio. Dentro de la segunda parte del proyecto de tesis se cuenta con un amplio estudio de antecedentescuyos proyectos estudiados nos dan una directriz básica para el encaminamiento del presente trabajo, así mismo las teorías de diferentes autores que son base teórica para el desarrollo del proyecto en estudio.
En la tercera parte se cuenta con el tipo y diseño del trabajo de tesis de investigación en donde determino que será una investigación de tipo descriptivo, la población, muestra, las variables intervinientes y los instrumentos utilizados para desarrollar el presente proyecto de investigación. En la cuarta parte se tiene el desarrollo de la descripción y zona del proyecto, así mismo las rutas para llegar al proyecto en estudio. También se encuentra los estudios geológicos básicos como la geomorfología, alteración, geología estructural, geología local.Así mismo los parámetros básicos de la hidrología del proyecto de estudio las que nos brindan un conocimiento del clima y la meteorología que se presenta dentro del área de influencia, y las que son de mucha importancia a la hora del diseño de diques. En la quinta parte se da a conocer la exposición y los análisis de los resultados del estudio geotécnico que interfieren en el proyecto, la programación de exploración del suelo, trabajos de campo realizados, muestreo de suelos, resultados de los ensayos de laboratorio, ensayos in situ desarrollados, todo esto con la finalidad de tener una base sustentada del estudio geotécnico del proyecto en estudio.Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=65046
Diseño de diques y sostenimiento de botaderos inestables mina Andrés U.P. Arasi SAC
El presente trabajo de tesis está desarrollada dentro del área de influencia directa de la Empresa Minera ARASI S.A.C, mina Andrés la que se ubica en el sur de Perú en la circunscripción político administrativa de distrito de Ocuviri, Provincia de Lampa, Departamento de Puno, aproximadamente a 4.600 msnm en las partes altas de las micro cuencas de los riachuelos Azufrini y Huarucani, afluentes del río Chacapalca, de la cuenca del río Ramis es por ello la importancia del presente trabajo de tesis. Así mismo cabe indicar que cuyo estudio esta direccionado a evaluar el comportamiento del terreno de cimentación y de los materiales de desmonte que conformarán el dique, ejecutando investigaciones de campo, pruebas de laboratorio y trabajos de gabinete en donde el estudio comprende dos etapas:
• La primera está orientada a la obtención de información básica y parámetros de diseño.
• La segunda al análisis de la estabilidad y al diseño del dique.
Como una primera parte del proyecto se desarrolla la descripción del problema en donde sustentamos la problemática de inestabilidad que se presenta, en lascercanías al rio Chacapalca, en donde determinaremos los objetivos a conseguir, las limitaciones y la viabilidad del estudio. Dentro de la segunda parte del proyecto de tesis se cuenta con un amplio estudio de antecedentescuyos proyectos estudiados nos dan una directriz básica para el encaminamiento del presente trabajo, así mismo las teorías de diferentes autores que son base teórica para el desarrollo del proyecto en estudio.
En la tercera parte se cuenta con el tipo y diseño del trabajo de tesis de investigación en donde determino que será una investigación de tipo descriptivo, la población, muestra, las variables intervinientes y los instrumentos utilizados para desarrollar el presente proyecto de investigación. En la cuarta parte se tiene el desarrollo de la descripción y zona del proyecto, así mismo las rutas para llegar al proyecto en estudio. También se encuentra los estudios geológicos básicos como la geomorfología, alteración, geología estructural, geología local.Así mismo los parámetros básicos de la hidrología del proyecto de estudio las que nos brindan un conocimiento del clima y la meteorología que se presenta dentro del área de influencia, y las que son de mucha importancia a la hora del diseño de diques. En la quinta parte se da a conocer la exposición y los análisis de los resultados del estudio geotécnico que interfieren en el proyecto, la programación de exploración del suelo, trabajos de campo realizados, muestreo de suelos, resultados de los ensayos de laboratorio, ensayos in situ desarrollados, todo esto con la finalidad de tener una base sustentada del estudio geotécnico del proyecto en estudio.Huanca Tito, Edy - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2013
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DisponibleDiseño de espacios subterráneos y soportes a partir de los parámetros geomecánicos, para una explotación óptima en la mina San Francisco de Asis Rinconada - 2017 / Max Deives Machaca Aviles / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2017)
Título : Diseño de espacios subterráneos y soportes a partir de los parámetros geomecánicos, para una explotación óptima en la mina San Francisco de Asis Rinconada - 2017 Tipo de documento: texto impreso Autores: Max Deives Machaca Aviles, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2017 Número de páginas: 136 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para Optar Título Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: El presente proyecto de investigación de Diseño de espacios subterráneos y soportes a partir de los parámetros geo-mecánicos, para una explotación optima en la mina de San Francisco realizado durante el año 2017 centro poblado de Rinconada de distrito de Ananea, provincia Putina, Departamento Puno. Está basado a la solución de la problemática de explotación que se realiza en cámaras y pilares, con anchos 4 a 8 m y alturas definidas de 2.20 m. Cuyo procedimiento ha originado problemas de inestabilidad en el terreno como proceso de rotura en pilares bajos volúmenes de extracción de material y convergencia en las cámaras con la secuela de derrumbes, caída de rocas y proyecciones de roca en los pilares. La pésima selección y básicamente compromete la seguridad de trabajadores equipos complicando y costos en operación mina. Por lo tanto, se realizó trabajos de estudios geotécnicos y geomecanicos para determinar los parámetros y características del macizo rocoso con fin de estimar de manera correcta el dimensionamiento de las áreas de explotación y soportes naturales como; las zonas altas, zona baja y con ello calcular la recuperación minera. De este modo optimizar el diseño de las aberturas de las labores subterráneas de preparación y de explotación. La solución con el diseño de las dimensiones de pilares y espacios subterráneas a base de indicador SPAN, denominado espacios máximos sin sostenimiento, para ello se determinó la calidad del macizo roco, según Bieniawski 〖RMR〗_89, en pizarras brechificadas roca regular (III) y en pizarras sedimentarias y metamórficas roca buena (II). A partir de la misma la determinación de los distintos parámetros de carácter intrínseco y extrínseco. Para el diseño de soporte con pilares naturales y espacios subterráneos para una explotación óptima. Guardando la recuperación minera a fin de optimizar la relación del factor de seguridad y la resistencia de los pilares de manera que las cámaras correspondan a mayor espacio posible para incrementar la eficiencia del método de minado. Llegando a establecer el dominio estructural que corresponde a las fracturas y diaclasas que no representa una diferencia sustancial entre la zona alta y baja. El factor de seguridad de resistencia pilares se realizó por modelo empírico de Lunder y Pakalnis que se ajusta mejores a las características de pizarras metamórficas y sedimentarias. El diseño de los espacios subterráneos con dimensiones 2.20 m. de altura y ancho 2.5.que guarda una relación con la distribución de los pilares de manera que permita una explotación racional del yacimiento, con seguridad y eficiencia. En línea: http://tesis.unap.edu.pe/handle/UNAP/6819 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=104711 Diseño de espacios subterráneos y soportes a partir de los parámetros geomecánicos, para una explotación óptima en la mina San Francisco de Asis Rinconada - 2017 [texto impreso] / Max Deives Machaca Aviles, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2017 . - 136 páginas : ilustraciones, diagramas, tablas ; 30 cm.
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Resumen: El presente proyecto de investigación de Diseño de espacios subterráneos y soportes a partir de los parámetros geo-mecánicos, para una explotación optima en la mina de San Francisco realizado durante el año 2017 centro poblado de Rinconada de distrito de Ananea, provincia Putina, Departamento Puno. Está basado a la solución de la problemática de explotación que se realiza en cámaras y pilares, con anchos 4 a 8 m y alturas definidas de 2.20 m. Cuyo procedimiento ha originado problemas de inestabilidad en el terreno como proceso de rotura en pilares bajos volúmenes de extracción de material y convergencia en las cámaras con la secuela de derrumbes, caída de rocas y proyecciones de roca en los pilares. La pésima selección y básicamente compromete la seguridad de trabajadores equipos complicando y costos en operación mina. Por lo tanto, se realizó trabajos de estudios geotécnicos y geomecanicos para determinar los parámetros y características del macizo rocoso con fin de estimar de manera correcta el dimensionamiento de las áreas de explotación y soportes naturales como; las zonas altas, zona baja y con ello calcular la recuperación minera. De este modo optimizar el diseño de las aberturas de las labores subterráneas de preparación y de explotación. La solución con el diseño de las dimensiones de pilares y espacios subterráneas a base de indicador SPAN, denominado espacios máximos sin sostenimiento, para ello se determinó la calidad del macizo roco, según Bieniawski 〖RMR〗_89, en pizarras brechificadas roca regular (III) y en pizarras sedimentarias y metamórficas roca buena (II). A partir de la misma la determinación de los distintos parámetros de carácter intrínseco y extrínseco. Para el diseño de soporte con pilares naturales y espacios subterráneos para una explotación óptima. Guardando la recuperación minera a fin de optimizar la relación del factor de seguridad y la resistencia de los pilares de manera que las cámaras correspondan a mayor espacio posible para incrementar la eficiencia del método de minado. Llegando a establecer el dominio estructural que corresponde a las fracturas y diaclasas que no representa una diferencia sustancial entre la zona alta y baja. El factor de seguridad de resistencia pilares se realizó por modelo empírico de Lunder y Pakalnis que se ajusta mejores a las características de pizarras metamórficas y sedimentarias. El diseño de los espacios subterráneos con dimensiones 2.20 m. de altura y ancho 2.5.que guarda una relación con la distribución de los pilares de manera que permita una explotación racional del yacimiento, con seguridad y eficiencia. En línea: http://tesis.unap.edu.pe/handle/UNAP/6819 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=104711
Diseño de espacios subterráneos y soportes a partir de los parámetros geomecánicos, para una explotación óptima en la mina San Francisco de Asis Rinconada - 2017
El presente proyecto de investigación de Diseño de espacios subterráneos y soportes a partir de los parámetros geo-mecánicos, para una explotación optima en la mina de San Francisco realizado durante el año 2017 centro poblado de Rinconada de distrito de Ananea, provincia Putina, Departamento Puno. Está basado a la solución de la problemática de explotación que se realiza en cámaras y pilares, con anchos 4 a 8 m y alturas definidas de 2.20 m. Cuyo procedimiento ha originado problemas de inestabilidad en el terreno como proceso de rotura en pilares bajos volúmenes de extracción de material y convergencia en las cámaras con la secuela de derrumbes, caída de rocas y proyecciones de roca en los pilares. La pésima selección y básicamente compromete la seguridad de trabajadores equipos complicando y costos en operación mina. Por lo tanto, se realizó trabajos de estudios geotécnicos y geomecanicos para determinar los parámetros y características del macizo rocoso con fin de estimar de manera correcta el dimensionamiento de las áreas de explotación y soportes naturales como; las zonas altas, zona baja y con ello calcular la recuperación minera. De este modo optimizar el diseño de las aberturas de las labores subterráneas de preparación y de explotación. La solución con el diseño de las dimensiones de pilares y espacios subterráneas a base de indicador SPAN, denominado espacios máximos sin sostenimiento, para ello se determinó la calidad del macizo roco, según Bieniawski 〖RMR〗_89, en pizarras brechificadas roca regular (III) y en pizarras sedimentarias y metamórficas roca buena (II). A partir de la misma la determinación de los distintos parámetros de carácter intrínseco y extrínseco. Para el diseño de soporte con pilares naturales y espacios subterráneos para una explotación óptima. Guardando la recuperación minera a fin de optimizar la relación del factor de seguridad y la resistencia de los pilares de manera que las cámaras correspondan a mayor espacio posible para incrementar la eficiencia del método de minado. Llegando a establecer el dominio estructural que corresponde a las fracturas y diaclasas que no representa una diferencia sustancial entre la zona alta y baja. El factor de seguridad de resistencia pilares se realizó por modelo empírico de Lunder y Pakalnis que se ajusta mejores a las características de pizarras metamórficas y sedimentarias. El diseño de los espacios subterráneos con dimensiones 2.20 m. de altura y ancho 2.5.que guarda una relación con la distribución de los pilares de manera que permita una explotación racional del yacimiento, con seguridad y eficiencia.
Machaca Aviles, Max Deives - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2017
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DisponibleDiseño y evaluación de la voladura de pre-corte en el tajo Pomarani - Untuca - CoriPuno SAC. 2016 / Odon Ramos Ramírez / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2017)
Título : Diseño y evaluación de la voladura de pre-corte en el tajo Pomarani - Untuca - CoriPuno SAC. 2016 Tipo de documento: texto impreso Autores: Odon Ramos Ramírez, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2017 Número de páginas: 109 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para Optar el Título Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: El presente estudio de investigación fue aplicado en la de la Unidad Minera Untuca-Coripuno SAC. En donde la explotación es por el método subterráneo y tajo abierto a la vez, uno de los tajos es Pomarani y la explotación es en dos taludes con diferentes rumbos, el talud uno la explotación es de acuerdo al comportamiento estructural evitándose bloques suspendidos en la pared del talud final, pero en el talud dos la explotación corta las estructuras del macizo rocoso de manera diagonal, el problema es que si no hay un control adecuado en la voladura ésta genera sobre rotura y bloques suspendidos en la pared del talud final del tajo. Es así que el presente trabajo de investigación titulado diseño y evaluación de la voladura de pre-corte en el tajo Pomarani – Untuca - Coripuno SAC. 2016, tiene como objetivo diseñar y evaluar la voladura de pre-corte para minimizar sobre rotura y evitar bloques suspendidos en la pared de talud final del tajo Pomarani, en función a las características geomecánicas del macizo rocoso, para ello se aplicó el método de investigación de tipo explicativo – experimental, en el cual se utilizó y analizó las características geomecánicas del macizo rocoso, las características del explosivo y los parámetros de perforación para ser diseñados adecuadamente y aplicado en 04 pruebas de voladura de pre-corte, en el resultado de dichas pruebas realizadas en la zona de Pomarani con tipo de roca DE-IIIB y UCS de 101 MPa, se determinó que la carga explosiva por taladros de pre-corte debe ser de 3.2 Kg. de ANFO, 2.0 pulg de diámetro y a un espaciamiento de 1.0 m, concluyendo ser satisfactorios y por consiguiente se minimizó la sobre rotura y bloques suspendidos en la pared de talud final del Tajo Pomarani. En línea: http://tesis.unap.edu.pe/handle/UNAP/7172 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=107182 Diseño y evaluación de la voladura de pre-corte en el tajo Pomarani - Untuca - CoriPuno SAC. 2016 [texto impreso] / Odon Ramos Ramírez, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2017 . - 109 páginas : ilustraciones, diagramas, tablas ; 30 cm.
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Resumen: El presente estudio de investigación fue aplicado en la de la Unidad Minera Untuca-Coripuno SAC. En donde la explotación es por el método subterráneo y tajo abierto a la vez, uno de los tajos es Pomarani y la explotación es en dos taludes con diferentes rumbos, el talud uno la explotación es de acuerdo al comportamiento estructural evitándose bloques suspendidos en la pared del talud final, pero en el talud dos la explotación corta las estructuras del macizo rocoso de manera diagonal, el problema es que si no hay un control adecuado en la voladura ésta genera sobre rotura y bloques suspendidos en la pared del talud final del tajo. Es así que el presente trabajo de investigación titulado diseño y evaluación de la voladura de pre-corte en el tajo Pomarani – Untuca - Coripuno SAC. 2016, tiene como objetivo diseñar y evaluar la voladura de pre-corte para minimizar sobre rotura y evitar bloques suspendidos en la pared de talud final del tajo Pomarani, en función a las características geomecánicas del macizo rocoso, para ello se aplicó el método de investigación de tipo explicativo – experimental, en el cual se utilizó y analizó las características geomecánicas del macizo rocoso, las características del explosivo y los parámetros de perforación para ser diseñados adecuadamente y aplicado en 04 pruebas de voladura de pre-corte, en el resultado de dichas pruebas realizadas en la zona de Pomarani con tipo de roca DE-IIIB y UCS de 101 MPa, se determinó que la carga explosiva por taladros de pre-corte debe ser de 3.2 Kg. de ANFO, 2.0 pulg de diámetro y a un espaciamiento de 1.0 m, concluyendo ser satisfactorios y por consiguiente se minimizó la sobre rotura y bloques suspendidos en la pared de talud final del Tajo Pomarani. En línea: http://tesis.unap.edu.pe/handle/UNAP/7172 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=107182
Diseño y evaluación de la voladura de pre-corte en el tajo Pomarani - Untuca - CoriPuno SAC. 2016
El presente estudio de investigación fue aplicado en la de la Unidad Minera Untuca-Coripuno SAC. En donde la explotación es por el método subterráneo y tajo abierto a la vez, uno de los tajos es Pomarani y la explotación es en dos taludes con diferentes rumbos, el talud uno la explotación es de acuerdo al comportamiento estructural evitándose bloques suspendidos en la pared del talud final, pero en el talud dos la explotación corta las estructuras del macizo rocoso de manera diagonal, el problema es que si no hay un control adecuado en la voladura ésta genera sobre rotura y bloques suspendidos en la pared del talud final del tajo. Es así que el presente trabajo de investigación titulado diseño y evaluación de la voladura de pre-corte en el tajo Pomarani – Untuca - Coripuno SAC. 2016, tiene como objetivo diseñar y evaluar la voladura de pre-corte para minimizar sobre rotura y evitar bloques suspendidos en la pared de talud final del tajo Pomarani, en función a las características geomecánicas del macizo rocoso, para ello se aplicó el método de investigación de tipo explicativo – experimental, en el cual se utilizó y analizó las características geomecánicas del macizo rocoso, las características del explosivo y los parámetros de perforación para ser diseñados adecuadamente y aplicado en 04 pruebas de voladura de pre-corte, en el resultado de dichas pruebas realizadas en la zona de Pomarani con tipo de roca DE-IIIB y UCS de 101 MPa, se determinó que la carga explosiva por taladros de pre-corte debe ser de 3.2 Kg. de ANFO, 2.0 pulg de diámetro y a un espaciamiento de 1.0 m, concluyendo ser satisfactorios y por consiguiente se minimizó la sobre rotura y bloques suspendidos en la pared de talud final del Tajo Pomarani.
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DisponibleT24287-30790-01 T24287 Tesis Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDiseño y evaluación de voladuras para obras civiles en el proyecto minero las bambas / Alex Rubén Huallpachoque Ninaja / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2018)
Título : Diseño y evaluación de voladuras para obras civiles en el proyecto minero las bambas Tipo de documento: texto impreso Autores: Alex Rubén Huallpachoque Ninaja, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2018 Número de páginas: 188 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, planos, tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para Optar el. Título Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: El estudio de investigación denominado “Diseño y evaluación de voladuras para obras civiles”, se llevó a cabo en zonas cercanas a la infraestructura de planta concentradora del proyecto minero las Bambas, durante la etapa de construcción. Y fueron ejecutados por Pevoex Contratistas SAC. El problema yace en que la excavación del material rocoso no pudo realizarse por medios mecánicos, ya que la velocidad de propagación de onda compresional era superior a 2000 m/s y la excavación solo podía realizarse mediante voladuras. Considerando, la cercanía a las estructuras entre (15m a 70m), las especificaciones de planos de construcción civil como limitantes y con recursos disponibles de perforación y voladura. El diseño de voladura se convierte en todo un reto para el profesional de Ingeniería de Minas. El objetivo principal de esta investigación consiste en diseñar y evaluar voladuras para obras civiles de tipo cimentaciones, zanjas y una obra de precorte para la inclinación del muro “R”. Por lo tanto, el diseño de malla es diferente para cada tipo de obra civil, el mismo que se debe ajustar a la geometría del plano. Como prioridad se controló el nivel de vibraciones mediante el modelo a campo lejano, donde se determinó que la carga máxima a 15m debe ser de 4 kg de explosivo, un exceso en la carga ocasionaría que la velocidad pico partícula sea mayor a 20 mm/s. este criterio de daño se obtuvo de la norma DIN 4150 edificaciones tipo industriales. Así mismo, necesariamente se tuvo que usar factores de carga mínimos entre (0.20-0.30 Kg/m3) y para el secuenciamiento de la detonación se configuraron los retardos mediante el sistema no eléctrico dual, haciendo que en lo posible no exista el traslape. Para el control de proyección de rocas se determinó el taco adecuado mediante el factor de seguridad donde el resultado debe estar entre (0.92 – 1.40), No obstante, el confinamiento y recubrimiento de voladura mitigaron por completo tal peligro. Con la aplicación de la voladura de precorte se obtuvo taludes estables y paredes uniformes. La simulación del diseño de voladura en el software Jksimblast genera un grado de confiabilidad. La evaluación se realizó mediante fotografías y reportes de vibraciones emitidos por un sismógrafo, donde los resultados de velocidad pico partícula fueron: voladura de cimentación 14.7 mm/s; zanja 16.9 mm/s y en el muro 23.1 mm/s. Así mismo, se evaluó el daño de la onda aérea de presión donde se concluye que los resultados fueron los esperados y aceptables. En línea: http://tesis.unap.edu.pe/handle/UNAP/8824 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=107269 Diseño y evaluación de voladuras para obras civiles en el proyecto minero las bambas [texto impreso] / Alex Rubén Huallpachoque Ninaja, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2018 . - 188 páginas : ilustraciones, diagramas, planos, tablas ; 30 cm.
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Resumen: El estudio de investigación denominado “Diseño y evaluación de voladuras para obras civiles”, se llevó a cabo en zonas cercanas a la infraestructura de planta concentradora del proyecto minero las Bambas, durante la etapa de construcción. Y fueron ejecutados por Pevoex Contratistas SAC. El problema yace en que la excavación del material rocoso no pudo realizarse por medios mecánicos, ya que la velocidad de propagación de onda compresional era superior a 2000 m/s y la excavación solo podía realizarse mediante voladuras. Considerando, la cercanía a las estructuras entre (15m a 70m), las especificaciones de planos de construcción civil como limitantes y con recursos disponibles de perforación y voladura. El diseño de voladura se convierte en todo un reto para el profesional de Ingeniería de Minas. El objetivo principal de esta investigación consiste en diseñar y evaluar voladuras para obras civiles de tipo cimentaciones, zanjas y una obra de precorte para la inclinación del muro “R”. Por lo tanto, el diseño de malla es diferente para cada tipo de obra civil, el mismo que se debe ajustar a la geometría del plano. Como prioridad se controló el nivel de vibraciones mediante el modelo a campo lejano, donde se determinó que la carga máxima a 15m debe ser de 4 kg de explosivo, un exceso en la carga ocasionaría que la velocidad pico partícula sea mayor a 20 mm/s. este criterio de daño se obtuvo de la norma DIN 4150 edificaciones tipo industriales. Así mismo, necesariamente se tuvo que usar factores de carga mínimos entre (0.20-0.30 Kg/m3) y para el secuenciamiento de la detonación se configuraron los retardos mediante el sistema no eléctrico dual, haciendo que en lo posible no exista el traslape. Para el control de proyección de rocas se determinó el taco adecuado mediante el factor de seguridad donde el resultado debe estar entre (0.92 – 1.40), No obstante, el confinamiento y recubrimiento de voladura mitigaron por completo tal peligro. Con la aplicación de la voladura de precorte se obtuvo taludes estables y paredes uniformes. La simulación del diseño de voladura en el software Jksimblast genera un grado de confiabilidad. La evaluación se realizó mediante fotografías y reportes de vibraciones emitidos por un sismógrafo, donde los resultados de velocidad pico partícula fueron: voladura de cimentación 14.7 mm/s; zanja 16.9 mm/s y en el muro 23.1 mm/s. Así mismo, se evaluó el daño de la onda aérea de presión donde se concluye que los resultados fueron los esperados y aceptables. En línea: http://tesis.unap.edu.pe/handle/UNAP/8824 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=107269
Diseño y evaluación de voladuras para obras civiles en el proyecto minero las bambas
El estudio de investigación denominado “Diseño y evaluación de voladuras para obras civiles”, se llevó a cabo en zonas cercanas a la infraestructura de planta concentradora del proyecto minero las Bambas, durante la etapa de construcción. Y fueron ejecutados por Pevoex Contratistas SAC. El problema yace en que la excavación del material rocoso no pudo realizarse por medios mecánicos, ya que la velocidad de propagación de onda compresional era superior a 2000 m/s y la excavación solo podía realizarse mediante voladuras. Considerando, la cercanía a las estructuras entre (15m a 70m), las especificaciones de planos de construcción civil como limitantes y con recursos disponibles de perforación y voladura. El diseño de voladura se convierte en todo un reto para el profesional de Ingeniería de Minas. El objetivo principal de esta investigación consiste en diseñar y evaluar voladuras para obras civiles de tipo cimentaciones, zanjas y una obra de precorte para la inclinación del muro “R”. Por lo tanto, el diseño de malla es diferente para cada tipo de obra civil, el mismo que se debe ajustar a la geometría del plano. Como prioridad se controló el nivel de vibraciones mediante el modelo a campo lejano, donde se determinó que la carga máxima a 15m debe ser de 4 kg de explosivo, un exceso en la carga ocasionaría que la velocidad pico partícula sea mayor a 20 mm/s. este criterio de daño se obtuvo de la norma DIN 4150 edificaciones tipo industriales. Así mismo, necesariamente se tuvo que usar factores de carga mínimos entre (0.20-0.30 Kg/m3) y para el secuenciamiento de la detonación se configuraron los retardos mediante el sistema no eléctrico dual, haciendo que en lo posible no exista el traslape. Para el control de proyección de rocas se determinó el taco adecuado mediante el factor de seguridad donde el resultado debe estar entre (0.92 – 1.40), No obstante, el confinamiento y recubrimiento de voladura mitigaron por completo tal peligro. Con la aplicación de la voladura de precorte se obtuvo taludes estables y paredes uniformes. La simulación del diseño de voladura en el software Jksimblast genera un grado de confiabilidad. La evaluación se realizó mediante fotografías y reportes de vibraciones emitidos por un sismógrafo, donde los resultados de velocidad pico partícula fueron: voladura de cimentación 14.7 mm/s; zanja 16.9 mm/s y en el muro 23.1 mm/s. Así mismo, se evaluó el daño de la onda aérea de presión donde se concluye que los resultados fueron los esperados y aceptables.
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DisponibleDiseño de malla de perforación aplicando un modelo matemático en galerías de la unidad minera untuca - cori Puno S.A.C. / Wilmer Edy Mayta Pinto / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2016)
Título : Diseño de malla de perforación aplicando un modelo matemático en galerías de la unidad minera untuca - cori Puno S.A.C. Tipo de documento: texto impreso Autores: Wilmer Edy Mayta Pinto, 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: 136 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, tablas Dimensiones: 30 cm. Nota general: Para Optar el Título Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: El presente trabajo de investigación titulado: Diseño de malla de perforación aplicando un modelo matemático en galerías de la Unidad Minera Untuca – Cori Puno S.A.C.; tiene lugar en el Distrito de Quiaca, Provincia de Sandia, Departamento de Puno; los problemas que se tienen son respecto a la perforación y voladura para los cuales se desarrollaron elementos conceptuales, metodológicos y prácticos para el mejoramiento en la sobre rotura, empleo de explosivos en exceso, tiros cortados, tiros soplados, granulometría inadecuada que repercuten al avance lineal y a los costos operativos.El diseño metodológico empleado para el diseño de malla de perforaciónes de tipo experimental ymetodología empírico-analíticodonde la investigación se centra en el estado en la que se encuentra la malla de perforación en un momento dado, detallando como se manifiesta; aplicando pruebas de campo, observando el comportamiento del nuevo diseño y evaluando los resultados para determinar la relación del nuevo diseño de malla con la mejora de la voladura. Además de recolectar datos para determinar cuál es el comportamiento de la variable dependiente con respecto a las variables independientes, es decir de qué manera influye el diseño de malla de perforación en la mejora de la voladura, para luego postular predicciones acerca de la eficiencia de la voladura y explicarlo. Como resultado, se redujo la sobre excavación y se cumplió con la producción programada, se disminuyó el consumo de explosivos de 1,99 kg/TMH a 0,62 kg/TMH, se controló los tiros cortados y soplados, mejorando así la granulometría además de la capacitación al personal, se implementó más guiadores y plataformas de perforación aumentando el rendimiento de avances de 1,44 m. a 1,64 m., por lo tanto la eficiencia de la voladura aumentó de 80% a 90 %, siendo el incremento de 10%, además de un ahorro de 16,15 US$ por metro lineal. Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=92184 Diseño de malla de perforación aplicando un modelo matemático en galerías de la unidad minera untuca - cori Puno S.A.C. [texto impreso] / Wilmer Edy Mayta Pinto, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2016 . - 136 páginas : ilustraciones, diagramas, tablas ; 30 cm.
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Resumen: El presente trabajo de investigación titulado: Diseño de malla de perforación aplicando un modelo matemático en galerías de la Unidad Minera Untuca – Cori Puno S.A.C.; tiene lugar en el Distrito de Quiaca, Provincia de Sandia, Departamento de Puno; los problemas que se tienen son respecto a la perforación y voladura para los cuales se desarrollaron elementos conceptuales, metodológicos y prácticos para el mejoramiento en la sobre rotura, empleo de explosivos en exceso, tiros cortados, tiros soplados, granulometría inadecuada que repercuten al avance lineal y a los costos operativos.El diseño metodológico empleado para el diseño de malla de perforaciónes de tipo experimental ymetodología empírico-analíticodonde la investigación se centra en el estado en la que se encuentra la malla de perforación en un momento dado, detallando como se manifiesta; aplicando pruebas de campo, observando el comportamiento del nuevo diseño y evaluando los resultados para determinar la relación del nuevo diseño de malla con la mejora de la voladura. Además de recolectar datos para determinar cuál es el comportamiento de la variable dependiente con respecto a las variables independientes, es decir de qué manera influye el diseño de malla de perforación en la mejora de la voladura, para luego postular predicciones acerca de la eficiencia de la voladura y explicarlo. Como resultado, se redujo la sobre excavación y se cumplió con la producción programada, se disminuyó el consumo de explosivos de 1,99 kg/TMH a 0,62 kg/TMH, se controló los tiros cortados y soplados, mejorando así la granulometría además de la capacitación al personal, se implementó más guiadores y plataformas de perforación aumentando el rendimiento de avances de 1,44 m. a 1,64 m., por lo tanto la eficiencia de la voladura aumentó de 80% a 90 %, siendo el incremento de 10%, además de un ahorro de 16,15 US$ por metro lineal. Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=92184
Diseño de malla de perforación aplicando un modelo matemático en galerías de la unidad minera untuca - cori Puno S.A.C.
El presente trabajo de investigación titulado: Diseño de malla de perforación aplicando un modelo matemático en galerías de la Unidad Minera Untuca – Cori Puno S.A.C.; tiene lugar en el Distrito de Quiaca, Provincia de Sandia, Departamento de Puno; los problemas que se tienen son respecto a la perforación y voladura para los cuales se desarrollaron elementos conceptuales, metodológicos y prácticos para el mejoramiento en la sobre rotura, empleo de explosivos en exceso, tiros cortados, tiros soplados, granulometría inadecuada que repercuten al avance lineal y a los costos operativos.El diseño metodológico empleado para el diseño de malla de perforaciónes de tipo experimental ymetodología empírico-analíticodonde la investigación se centra en el estado en la que se encuentra la malla de perforación en un momento dado, detallando como se manifiesta; aplicando pruebas de campo, observando el comportamiento del nuevo diseño y evaluando los resultados para determinar la relación del nuevo diseño de malla con la mejora de la voladura. Además de recolectar datos para determinar cuál es el comportamiento de la variable dependiente con respecto a las variables independientes, es decir de qué manera influye el diseño de malla de perforación en la mejora de la voladura, para luego postular predicciones acerca de la eficiencia de la voladura y explicarlo. Como resultado, se redujo la sobre excavación y se cumplió con la producción programada, se disminuyó el consumo de explosivos de 1,99 kg/TMH a 0,62 kg/TMH, se controló los tiros cortados y soplados, mejorando así la granulometría además de la capacitación al personal, se implementó más guiadores y plataformas de perforación aumentando el rendimiento de avances de 1,44 m. a 1,64 m., por lo tanto la eficiencia de la voladura aumentó de 80% a 90 %, siendo el incremento de 10%, además de un ahorro de 16,15 US$ por metro lineal.
Mayta Pinto, Wilmer Edy - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2016
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DisponibleDiseño de malla de perforación y voladura en la cantera sur para producción de roca escollera en la compañía minera el brocal Cerro de Pasco / René Alfaro Sulca / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2016)
Título : Diseño de malla de perforación y voladura en la cantera sur para producción de roca escollera en la compañía minera el brocal Cerro de Pasco Tipo de documento: texto impreso Autores: René Alfaro Sulca, 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: 164 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, mapas, planos tablas Dimensiones: 30 cm. Nota general: Para Optar el Título Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: Determina diseño de la malla de perforación y voladura en la cantera de caliza para producir roca con carácter de sobre tamaño (diámetro=1,00 m) en promedio, para el enrocado de la nueva presa de relaves. Diseño de la malla de perforación y voladura en la cantera Sur de caliza para producción de roca escollera, para enrocado de la presa de relaves en la Cía. Minera El Brocal – Cerro de Pasco. Provincia y departamento de Cerro de Pasco, distrito de Tinyahuarco, en la comunidad de Huaraucaca. Metodología empírico, analítico y numérico, para el diseño de la malla de perforación y voladura, y estimación de la producción requerida, aplicando modelos matemáticos para calcular el burden con la ecuación de Pearse y otros parámetros necesarios en función a las características del macizo rocoso. Determinación del diseño de la malla perforación y voladura en la cantera sur de caliza se obtendrá buena producción de roca escollera para enrocado de la presa de relave en la Cía. Minera El Brocal – Cerro de Pasco, diseño de la mallade perforación y voladura el análisis de fragmentación origina una granulometría aceptable con tamaños en promedio de 1,00 m y el tamaño característico es 44 cm a un 63%, donde el 37% del material retenido son de sobre tamaño mayores a 44 cm, con lo cual las operaciones unitarias de perforación y voladura terminaron de forma satisfactoria y en la fecha establecida. En línea: http://repositorio.unap.edu.pe/handle/UNAP/3242 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=98260 Diseño de malla de perforación y voladura en la cantera sur para producción de roca escollera en la compañía minera el brocal Cerro de Pasco [texto impreso] / René Alfaro Sulca, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2016 . - 164 páginas : ilustraciones, diagramas, mapas, planos tablas ; 30 cm.
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Resumen: Determina diseño de la malla de perforación y voladura en la cantera de caliza para producir roca con carácter de sobre tamaño (diámetro=1,00 m) en promedio, para el enrocado de la nueva presa de relaves. Diseño de la malla de perforación y voladura en la cantera Sur de caliza para producción de roca escollera, para enrocado de la presa de relaves en la Cía. Minera El Brocal – Cerro de Pasco. Provincia y departamento de Cerro de Pasco, distrito de Tinyahuarco, en la comunidad de Huaraucaca. Metodología empírico, analítico y numérico, para el diseño de la malla de perforación y voladura, y estimación de la producción requerida, aplicando modelos matemáticos para calcular el burden con la ecuación de Pearse y otros parámetros necesarios en función a las características del macizo rocoso. Determinación del diseño de la malla perforación y voladura en la cantera sur de caliza se obtendrá buena producción de roca escollera para enrocado de la presa de relave en la Cía. Minera El Brocal – Cerro de Pasco, diseño de la mallade perforación y voladura el análisis de fragmentación origina una granulometría aceptable con tamaños en promedio de 1,00 m y el tamaño característico es 44 cm a un 63%, donde el 37% del material retenido son de sobre tamaño mayores a 44 cm, con lo cual las operaciones unitarias de perforación y voladura terminaron de forma satisfactoria y en la fecha establecida. En línea: http://repositorio.unap.edu.pe/handle/UNAP/3242 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=98260
Diseño de malla de perforación y voladura en la cantera sur para producción de roca escollera en la compañía minera el brocal Cerro de Pasco
Determina diseño de la malla de perforación y voladura en la cantera de caliza para producir roca con carácter de sobre tamaño (diámetro=1,00 m) en promedio, para el enrocado de la nueva presa de relaves. Diseño de la malla de perforación y voladura en la cantera Sur de caliza para producción de roca escollera, para enrocado de la presa de relaves en la Cía. Minera El Brocal – Cerro de Pasco. Provincia y departamento de Cerro de Pasco, distrito de Tinyahuarco, en la comunidad de Huaraucaca. Metodología empírico, analítico y numérico, para el diseño de la malla de perforación y voladura, y estimación de la producción requerida, aplicando modelos matemáticos para calcular el burden con la ecuación de Pearse y otros parámetros necesarios en función a las características del macizo rocoso. Determinación del diseño de la malla perforación y voladura en la cantera sur de caliza se obtendrá buena producción de roca escollera para enrocado de la presa de relave en la Cía. Minera El Brocal – Cerro de Pasco, diseño de la mallade perforación y voladura el análisis de fragmentación origina una granulometría aceptable con tamaños en promedio de 1,00 m y el tamaño característico es 44 cm a un 63%, donde el 37% del material retenido son de sobre tamaño mayores a 44 cm, con lo cual las operaciones unitarias de perforación y voladura terminaron de forma satisfactoria y en la fecha establecida.
Alfaro Sulca, René - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2016
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DisponibleDiseño de malla de perforación y voladura utilizando mezcla de energía explosiva de la U. M. tucari - Aruntani SAC / Baltazar Diomedes Japura Checalla / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2013)
Título : Diseño de malla de perforación y voladura utilizando mezcla de energía explosiva de la U. M. tucari - Aruntani SAC Tipo de documento: texto impreso Autores: Baltazar Diomedes Japura Checalla, 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: 94 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, mapas, planos, tablas Dimensiones: 30 cm. Nota general: Para Optar el Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Clasificación: Resumen: En el presente proyecto de investigación titulado “Diseño de Malla de Perforación y Voladura Utilizando Mezcla de Energía Explosiva de la U.M. Tucari – Aruntani S.A.C.”, se desarrollaron elementos conceptuales, metodológicos y prácticos para el diseño de una malla en perforación y voladura, que nos presenta un diseño de malla de perforación y voladura en base al consumo de la carga explosiva por proyecto de voladura. Se ha propuesto como objetivo general, analizar y aplicar la energía de una mezcla explosiva, para el diseño de una malla de perforación y voladura en la mina Tucari.
La investigación es de tipo explicativo y experimental, debido a que es aplicable y manejable la perforación y voladura en los niveles de banco en el tajo Tucari, que para el desarrollo de la investigación se consideró los reportes diarios, semanales y mensuales de cada disparo por niveles de la operación de voladura.
Aanalizando los resultados de la investigación con la potencia relativa por volumen (RBS), nos permitió modificar rápidamente las dimensiones originales del burden y espaciamiento, reducir los taladros por proyectos de voladura, la carga explosiva y los costos de perforación y voladura por tonelada y aumentar el tonelaje por taladro; costo que generaba el ANFO que antes del análisis era de US$/TM 0,31 y después de análisis con el nuevo diseño de malla es US$/TM 0,26 y del ANFO pesado antes de su análisis era US$/TM 0,44 y después de su análisis es US$/TM 0,28, con una diferencia entre el uso de ANFO y Heavy ANFO de US$/TM 0.164, esto nos indica con el nuevo diseño de malla se ahorra el tiempo y costo en la operación, y también se mejoró la fragmentación para la producción requerida.
Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio: PE: MOQUEGUA - CARUMAS Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=78154 Diseño de malla de perforación y voladura utilizando mezcla de energía explosiva de la U. M. tucari - Aruntani SAC [texto impreso] / Baltazar Diomedes Japura Checalla, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2013 . - 94 páginas : ilustraciones, diagramas, mapas, planos, tablas ; 30 cm.
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Clasificación: Resumen: En el presente proyecto de investigación titulado “Diseño de Malla de Perforación y Voladura Utilizando Mezcla de Energía Explosiva de la U.M. Tucari – Aruntani S.A.C.”, se desarrollaron elementos conceptuales, metodológicos y prácticos para el diseño de una malla en perforación y voladura, que nos presenta un diseño de malla de perforación y voladura en base al consumo de la carga explosiva por proyecto de voladura. Se ha propuesto como objetivo general, analizar y aplicar la energía de una mezcla explosiva, para el diseño de una malla de perforación y voladura en la mina Tucari.
La investigación es de tipo explicativo y experimental, debido a que es aplicable y manejable la perforación y voladura en los niveles de banco en el tajo Tucari, que para el desarrollo de la investigación se consideró los reportes diarios, semanales y mensuales de cada disparo por niveles de la operación de voladura.
Aanalizando los resultados de la investigación con la potencia relativa por volumen (RBS), nos permitió modificar rápidamente las dimensiones originales del burden y espaciamiento, reducir los taladros por proyectos de voladura, la carga explosiva y los costos de perforación y voladura por tonelada y aumentar el tonelaje por taladro; costo que generaba el ANFO que antes del análisis era de US$/TM 0,31 y después de análisis con el nuevo diseño de malla es US$/TM 0,26 y del ANFO pesado antes de su análisis era US$/TM 0,44 y después de su análisis es US$/TM 0,28, con una diferencia entre el uso de ANFO y Heavy ANFO de US$/TM 0.164, esto nos indica con el nuevo diseño de malla se ahorra el tiempo y costo en la operación, y también se mejoró la fragmentación para la producción requerida.
Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio: PE: MOQUEGUA - CARUMAS Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=78154
Diseño de malla de perforación y voladura utilizando mezcla de energía explosiva de la U. M. tucari - Aruntani SAC
En el presente proyecto de investigación titulado “Diseño de Malla de Perforación y Voladura Utilizando Mezcla de Energía Explosiva de la U.M. Tucari – Aruntani S.A.C.”, se desarrollaron elementos conceptuales, metodológicos y prácticos para el diseño de una malla en perforación y voladura, que nos presenta un diseño de malla de perforación y voladura en base al consumo de la carga explosiva por proyecto de voladura. Se ha propuesto como objetivo general, analizar y aplicar la energía de una mezcla explosiva, para el diseño de una malla de perforación y voladura en la mina Tucari.
La investigación es de tipo explicativo y experimental, debido a que es aplicable y manejable la perforación y voladura en los niveles de banco en el tajo Tucari, que para el desarrollo de la investigación se consideró los reportes diarios, semanales y mensuales de cada disparo por niveles de la operación de voladura.
Aanalizando los resultados de la investigación con la potencia relativa por volumen (RBS), nos permitió modificar rápidamente las dimensiones originales del burden y espaciamiento, reducir los taladros por proyectos de voladura, la carga explosiva y los costos de perforación y voladura por tonelada y aumentar el tonelaje por taladro; costo que generaba el ANFO que antes del análisis era de US$/TM 0,31 y después de análisis con el nuevo diseño de malla es US$/TM 0,26 y del ANFO pesado antes de su análisis era US$/TM 0,44 y después de su análisis es US$/TM 0,28, con una diferencia entre el uso de ANFO y Heavy ANFO de US$/TM 0.164, esto nos indica con el nuevo diseño de malla se ahorra el tiempo y costo en la operación, y también se mejoró la fragmentación para la producción requerida.
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DisponibleT17270-23727-01 622.26 J22 Tesis Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) En Procesos Técnicos
Excluido de préstamoDiseño de mallas de perforación para la estandarización del frente de la galería de desarrollo nivel intermedio de la corporación minera Ananea S.A. / Jairsino Ynquilla Mamani / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2018)
Título : Diseño de mallas de perforación para la estandarización del frente de la galería de desarrollo nivel intermedio de la corporación minera Ananea S.A. Tipo de documento: texto impreso Autores: Jairsino Ynquilla Mamani, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2018 Número de páginas: 109 páginas Il.: diagramas, mapas, tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para Optar el Título Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: El presente trabajo de investigación titulado “Diseño de mallas de perforación para la estandarización del frente de la galería de desarrollo nivel intermedio de la Corporación Minera Ananea S.A.” se realizó su ejecución en 2017, se encuentra ubicada en el Distrito de Ananea, Provincia San Antonio de Putina, Región Puno, debido a las deficiencias encontrados en operación mina, no cuentan con diseños de mallas de perforación, mayor número de talados, carga excesiva de explosivos, debido al mal cálculo de burden, espaciamiento, no llevaban un buen paralelismo de los taladros, por tal razón surge la necesidad de realizar un nuevo diseños de mallas de perforación, cuyo objetivo se orienta a determinar el número de taladros, el número de cartuchos y el avance y por ende se busca estándarizar, es una investigación de carácter descriptivo y explicativo, de acuerdo a su naturaleza de trabajo, se han realizado los cálculos obteniendo los siguientes resultados: sección de la galería 328 (2,10 m x 2,40 m), 31 taladros por disparo incluye 2 taladros de alivio 132 cartuchos por disparo y un avance promedio de 95% por disparo, burden y espaciamiento adecuado y los instrumentos, materiales que se utilizaron para el estudio son los formatos de avance por guardia, reporte diario de operación por guardia y finalmente con el nuevo diseño de mallas de perforación del presente trabajo de investigación se llega a estandarizar la sección del frente de la galería 328. En línea: http://tesis.unap.edu.pe/handle/UNAP/7228 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=107245 Diseño de mallas de perforación para la estandarización del frente de la galería de desarrollo nivel intermedio de la corporación minera Ananea S.A. [texto impreso] / Jairsino Ynquilla Mamani, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2018 . - 109 páginas : diagramas, mapas, tablas ; 30 cm.
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Resumen: El presente trabajo de investigación titulado “Diseño de mallas de perforación para la estandarización del frente de la galería de desarrollo nivel intermedio de la Corporación Minera Ananea S.A.” se realizó su ejecución en 2017, se encuentra ubicada en el Distrito de Ananea, Provincia San Antonio de Putina, Región Puno, debido a las deficiencias encontrados en operación mina, no cuentan con diseños de mallas de perforación, mayor número de talados, carga excesiva de explosivos, debido al mal cálculo de burden, espaciamiento, no llevaban un buen paralelismo de los taladros, por tal razón surge la necesidad de realizar un nuevo diseños de mallas de perforación, cuyo objetivo se orienta a determinar el número de taladros, el número de cartuchos y el avance y por ende se busca estándarizar, es una investigación de carácter descriptivo y explicativo, de acuerdo a su naturaleza de trabajo, se han realizado los cálculos obteniendo los siguientes resultados: sección de la galería 328 (2,10 m x 2,40 m), 31 taladros por disparo incluye 2 taladros de alivio 132 cartuchos por disparo y un avance promedio de 95% por disparo, burden y espaciamiento adecuado y los instrumentos, materiales que se utilizaron para el estudio son los formatos de avance por guardia, reporte diario de operación por guardia y finalmente con el nuevo diseño de mallas de perforación del presente trabajo de investigación se llega a estandarizar la sección del frente de la galería 328. En línea: http://tesis.unap.edu.pe/handle/UNAP/7228 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=107245
Diseño de mallas de perforación para la estandarización del frente de la galería de desarrollo nivel intermedio de la corporación minera Ananea S.A.
El presente trabajo de investigación titulado “Diseño de mallas de perforación para la estandarización del frente de la galería de desarrollo nivel intermedio de la Corporación Minera Ananea S.A.” se realizó su ejecución en 2017, se encuentra ubicada en el Distrito de Ananea, Provincia San Antonio de Putina, Región Puno, debido a las deficiencias encontrados en operación mina, no cuentan con diseños de mallas de perforación, mayor número de talados, carga excesiva de explosivos, debido al mal cálculo de burden, espaciamiento, no llevaban un buen paralelismo de los taladros, por tal razón surge la necesidad de realizar un nuevo diseños de mallas de perforación, cuyo objetivo se orienta a determinar el número de taladros, el número de cartuchos y el avance y por ende se busca estándarizar, es una investigación de carácter descriptivo y explicativo, de acuerdo a su naturaleza de trabajo, se han realizado los cálculos obteniendo los siguientes resultados: sección de la galería 328 (2,10 m x 2,40 m), 31 taladros por disparo incluye 2 taladros de alivio 132 cartuchos por disparo y un avance promedio de 95% por disparo, burden y espaciamiento adecuado y los instrumentos, materiales que se utilizaron para el estudio son los formatos de avance por guardia, reporte diario de operación por guardia y finalmente con el nuevo diseño de mallas de perforación del presente trabajo de investigación se llega a estandarizar la sección del frente de la galería 328.
Ynquilla Mamani, Jairsino - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2018
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Código de barras Signatura Tipo de medio Ubicación Sección Estado T10-0567-01 T0567 Tesis Profesional Bib. Esp. Ing Minas Estanteria (Tesis) Consulta en sala
DisponibleT24309-30812-01 T24309 Tesis Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDiseño de mallas de perforación en minería subterránea / Giovanni Frisancho Triveño / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2006)
Título : Diseño de mallas de perforación en minería subterránea Tipo de documento: texto impreso Autores: Giovanni Frisancho Triveño, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2006 Número de páginas: 116 páginas Il.: tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para Optar el Grado Titulo Profesional : Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio:. . Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=74280 Diseño de mallas de perforación en minería subterránea [texto impreso] / Giovanni Frisancho Triveño, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2006 . - 116 páginas : tablas ; 30 cm.
Para Optar el Grado Titulo Profesional : Ingeniero de Minas
Idioma : Español (spa)
Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio:. . Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=74280
Diseño de mallas de perforación en minería subterránea
Frisancho Triveño, Giovanni - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2006
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Código de barras Signatura Tipo de medio Ubicación Sección Estado T 10-0219-01 T 0219 Informe de Suficiencia Bib. Esp. Ing Minas Estanteria (Tesis) Disponible T9753 Libro Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Disponible Diseño de mallas de perforación y voladura para optimizar la fragmentación en el Tajo Jessica - Cia Minera Arasi SAC. / Jheinz Palomino Vilca / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2013)
Título : Diseño de mallas de perforación y voladura para optimizar la fragmentación en el Tajo Jessica - Cia Minera Arasi SAC. Tipo de documento: texto impreso Autores: Jheinz Palomino Vilca, 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: 104 páginas Il.: ilustraciones, diagrama, tablas Dimensiones: 30 cm. Nota general: Para Optar el Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas. Idioma : Español (spa) Clasificación: Resumen: El Proyecto Jessica de Arasi trata de la explotación de un yacimiento aurífero a tajo abierto y beneficio con sistema de lixiviación en pilas (o Pads) y recuperación en una planta Merrill Crowe.
El desarrollo de minado del proyecto Jéssica contempla una producción diaria de 20,000 t/d de mineral y en forma anual de 9 900,000 t de mineral, con una ley promedio de 0.50 g/t de Au y con un stripping ratio de 0.84. El plan de minado contempla una secuencia de explotación de 6 años.
El proyecto Jessica es un yacimiento de tipo ácido sulfato (alta sulfuración) con alteraciones sílice masiva, sílice vuggy-granular, sílice alunita, argílico y propilítica; emplazada en rocas volcánicas de composición andesítica.
En la Empresa Minera Arasi SAC, en el tajo Jessica, con frecuencia se tiene presencia de bancos producto de la voladura, afectando la remoción del material volado, así mismo haciendo el ciclo de minado no sea fluido.
Es así que el presente trabajo titulado “DISEÑO DE MALLAS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA PARA OPTIMIZAR LA FRAGMENTACIÓN EN EL TAJO JESSICA – CIA MINERA ARASI SAC”, tiene por objeto diseñar mallas de perforación y voladura para optimizar la fragmentación en el tajo jessica.
Para la perforación se utilizó 1 perforadora rotativa DM45E, el diámetro de perforación fue de 7 7/8” y 8.5 metros de altura total de perforación, el cual incluye 1.5m de sobre perforación para obtener un piso uniforme. La malla de perforación depende de la dureza de la roca, densidad del material, siendo está estimada en: 5.00 x 5.80m.
Para la voladura en la iniciación se utilizó boosters de 1 libra con líneas descendentes no eléctricos con tiempos medidos en milisegundos, para el amarre troncal utilizamos cordón detonante 5G. El carguío de los taladros es mecanizado utilizando un camión fábrica que realiza las mezclas de Anfo y Heavy Anfo. Posteriormente se tapan los taladros utilizando tacos de 3.5 metros. El chispeo se realiza convencionalmente utilizando mecha de seguridad de 8 pies con fulminante Nº 8.
Para poder determinar las dimensiones de la malla de perforación y voladura se usó la teoría de López Jimeno para el desarrollo de la investigación.
López Jimeno, Modifico la formula de Ash incorporando la velocidad del macizo rocoso, por lo que resulta un burden de 4.9 m.
Así mismo la predicción y análisis de la fragmentación obtenida fue realizado según el modelo KUZ-RAM que hace una relación entre el tamaño medio del fragmento y la energía aplicada a la voladura por unidad de volumen de la roca (carga específica) ha sido desarrollada por Kuznetsov (1973) en función del tipo de roca.
Para la predicción de la fragmentación se tomo en cuenta los siguientes parámetros como son:
- Porcentaje Sobretamaño 3.9% m.
- Porcentaje Optima 93.9% m.
- Porcentaje Subtamaño 2.2% m.
Como parámetros de fragmentación requerida se tienen los siguientes parámetros como son:
- Sobretamaño 0.3 m.
- Optima 0.15 m.
- Subtamaño 0.01 m.
Luego de realizar varios disparos consecutivos en los proyectos de tajo Jessica, se obtuvo como resultado la fragmentación en un 70% de 11/2 a 2 pulg, tomando en cuenta los parámetros que se deben tener en cuenta para iniciar la voladura.
En la contrastación de hipótesis con los objetivos, estos resultan ser aceptados, porque aplicando este diseño de perforación y voladura en el tajo Jessica propuesto en el presente trabajo de investigación, se mejora el grado de fragmentación producto de la voladura.
Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=78497 Diseño de mallas de perforación y voladura para optimizar la fragmentación en el Tajo Jessica - Cia Minera Arasi SAC. [texto impreso] / Jheinz Palomino Vilca, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2013 . - 104 páginas : ilustraciones, diagrama, tablas ; 30 cm.
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Idioma : Español (spa)
Clasificación: Resumen: El Proyecto Jessica de Arasi trata de la explotación de un yacimiento aurífero a tajo abierto y beneficio con sistema de lixiviación en pilas (o Pads) y recuperación en una planta Merrill Crowe.
El desarrollo de minado del proyecto Jéssica contempla una producción diaria de 20,000 t/d de mineral y en forma anual de 9 900,000 t de mineral, con una ley promedio de 0.50 g/t de Au y con un stripping ratio de 0.84. El plan de minado contempla una secuencia de explotación de 6 años.
El proyecto Jessica es un yacimiento de tipo ácido sulfato (alta sulfuración) con alteraciones sílice masiva, sílice vuggy-granular, sílice alunita, argílico y propilítica; emplazada en rocas volcánicas de composición andesítica.
En la Empresa Minera Arasi SAC, en el tajo Jessica, con frecuencia se tiene presencia de bancos producto de la voladura, afectando la remoción del material volado, así mismo haciendo el ciclo de minado no sea fluido.
Es así que el presente trabajo titulado “DISEÑO DE MALLAS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA PARA OPTIMIZAR LA FRAGMENTACIÓN EN EL TAJO JESSICA – CIA MINERA ARASI SAC”, tiene por objeto diseñar mallas de perforación y voladura para optimizar la fragmentación en el tajo jessica.
Para la perforación se utilizó 1 perforadora rotativa DM45E, el diámetro de perforación fue de 7 7/8” y 8.5 metros de altura total de perforación, el cual incluye 1.5m de sobre perforación para obtener un piso uniforme. La malla de perforación depende de la dureza de la roca, densidad del material, siendo está estimada en: 5.00 x 5.80m.
Para la voladura en la iniciación se utilizó boosters de 1 libra con líneas descendentes no eléctricos con tiempos medidos en milisegundos, para el amarre troncal utilizamos cordón detonante 5G. El carguío de los taladros es mecanizado utilizando un camión fábrica que realiza las mezclas de Anfo y Heavy Anfo. Posteriormente se tapan los taladros utilizando tacos de 3.5 metros. El chispeo se realiza convencionalmente utilizando mecha de seguridad de 8 pies con fulminante Nº 8.
Para poder determinar las dimensiones de la malla de perforación y voladura se usó la teoría de López Jimeno para el desarrollo de la investigación.
López Jimeno, Modifico la formula de Ash incorporando la velocidad del macizo rocoso, por lo que resulta un burden de 4.9 m.
Así mismo la predicción y análisis de la fragmentación obtenida fue realizado según el modelo KUZ-RAM que hace una relación entre el tamaño medio del fragmento y la energía aplicada a la voladura por unidad de volumen de la roca (carga específica) ha sido desarrollada por Kuznetsov (1973) en función del tipo de roca.
Para la predicción de la fragmentación se tomo en cuenta los siguientes parámetros como son:
- Porcentaje Sobretamaño 3.9% m.
- Porcentaje Optima 93.9% m.
- Porcentaje Subtamaño 2.2% m.
Como parámetros de fragmentación requerida se tienen los siguientes parámetros como son:
- Sobretamaño 0.3 m.
- Optima 0.15 m.
- Subtamaño 0.01 m.
Luego de realizar varios disparos consecutivos en los proyectos de tajo Jessica, se obtuvo como resultado la fragmentación en un 70% de 11/2 a 2 pulg, tomando en cuenta los parámetros que se deben tener en cuenta para iniciar la voladura.
En la contrastación de hipótesis con los objetivos, estos resultan ser aceptados, porque aplicando este diseño de perforación y voladura en el tajo Jessica propuesto en el presente trabajo de investigación, se mejora el grado de fragmentación producto de la voladura.
Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=78497
Diseño de mallas de perforación y voladura para optimizar la fragmentación en el Tajo Jessica - Cia Minera Arasi SAC.
El Proyecto Jessica de Arasi trata de la explotación de un yacimiento aurífero a tajo abierto y beneficio con sistema de lixiviación en pilas (o Pads) y recuperación en una planta Merrill Crowe.
El desarrollo de minado del proyecto Jéssica contempla una producción diaria de 20,000 t/d de mineral y en forma anual de 9 900,000 t de mineral, con una ley promedio de 0.50 g/t de Au y con un stripping ratio de 0.84. El plan de minado contempla una secuencia de explotación de 6 años.
El proyecto Jessica es un yacimiento de tipo ácido sulfato (alta sulfuración) con alteraciones sílice masiva, sílice vuggy-granular, sílice alunita, argílico y propilítica; emplazada en rocas volcánicas de composición andesítica.
En la Empresa Minera Arasi SAC, en el tajo Jessica, con frecuencia se tiene presencia de bancos producto de la voladura, afectando la remoción del material volado, así mismo haciendo el ciclo de minado no sea fluido.
Es así que el presente trabajo titulado “DISEÑO DE MALLAS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA PARA OPTIMIZAR LA FRAGMENTACIÓN EN EL TAJO JESSICA – CIA MINERA ARASI SAC”, tiene por objeto diseñar mallas de perforación y voladura para optimizar la fragmentación en el tajo jessica.
Para la perforación se utilizó 1 perforadora rotativa DM45E, el diámetro de perforación fue de 7 7/8” y 8.5 metros de altura total de perforación, el cual incluye 1.5m de sobre perforación para obtener un piso uniforme. La malla de perforación depende de la dureza de la roca, densidad del material, siendo está estimada en: 5.00 x 5.80m.
Para la voladura en la iniciación se utilizó boosters de 1 libra con líneas descendentes no eléctricos con tiempos medidos en milisegundos, para el amarre troncal utilizamos cordón detonante 5G. El carguío de los taladros es mecanizado utilizando un camión fábrica que realiza las mezclas de Anfo y Heavy Anfo. Posteriormente se tapan los taladros utilizando tacos de 3.5 metros. El chispeo se realiza convencionalmente utilizando mecha de seguridad de 8 pies con fulminante Nº 8.
Para poder determinar las dimensiones de la malla de perforación y voladura se usó la teoría de López Jimeno para el desarrollo de la investigación.
López Jimeno, Modifico la formula de Ash incorporando la velocidad del macizo rocoso, por lo que resulta un burden de 4.9 m.
Así mismo la predicción y análisis de la fragmentación obtenida fue realizado según el modelo KUZ-RAM que hace una relación entre el tamaño medio del fragmento y la energía aplicada a la voladura por unidad de volumen de la roca (carga específica) ha sido desarrollada por Kuznetsov (1973) en función del tipo de roca.
Para la predicción de la fragmentación se tomo en cuenta los siguientes parámetros como son:
- Porcentaje Sobretamaño 3.9% m.
- Porcentaje Optima 93.9% m.
- Porcentaje Subtamaño 2.2% m.
Como parámetros de fragmentación requerida se tienen los siguientes parámetros como son:
- Sobretamaño 0.3 m.
- Optima 0.15 m.
- Subtamaño 0.01 m.
Luego de realizar varios disparos consecutivos en los proyectos de tajo Jessica, se obtuvo como resultado la fragmentación en un 70% de 11/2 a 2 pulg, tomando en cuenta los parámetros que se deben tener en cuenta para iniciar la voladura.
En la contrastación de hipótesis con los objetivos, estos resultan ser aceptados, porque aplicando este diseño de perforación y voladura en el tajo Jessica propuesto en el presente trabajo de investigación, se mejora el grado de fragmentación producto de la voladura.
Palomino Vilca, Jheinz - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2013
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Excluido de préstamoDiseño y mantenimiento de la vía férrea en la mina Cobriza / Daniel Arturo Candela Najar / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (1998)
Título : Diseño y mantenimiento de la vía férrea en la mina Cobriza Tipo de documento: texto impreso Autores: Daniel Arturo Candela Najar, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 1998 Número de páginas: 112 páginas Il.: diagramas, tablas Dimensiones: 30 cm. Nota general: Para Optar el Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Clasificación: Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio: PE:HUANCAVELICA-CHURCAPAMPA. Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=68327 Diseño y mantenimiento de la vía férrea en la mina Cobriza [texto impreso] / Daniel Arturo Candela Najar, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 1998 . - 112 páginas : diagramas, tablas ; 30 cm.
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Clasificación: Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio: PE:HUANCAVELICA-CHURCAPAMPA. Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=68327
Diseño y mantenimiento de la vía férrea en la mina Cobriza
Candela Najar, Daniel Arturo - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 1998
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DisponibleDiseño de minas subterráneas con Software caso práctico / Renzo Beingolea Chavez / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2006)
Título : Diseño de minas subterráneas con Software caso práctico Tipo de documento: texto impreso Autores: Renzo Beingolea Chavez, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2006 Número de páginas: 43 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, tablas Dimensiones: 30 cm. Nota general: Para Optar el Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: El continuo e incesante desarrollo de la Tecnología Informática ha incursionado en la actividad minera de manera gradual y consistente, desde su aparición cobrando mayor fuerza en los últimos 20 años con el advenimiento de la computadora personal y el desarrollo vertiginoso de la microelectrónica y sus aplicaciones en todas las industrias.
Junto con el avance del hardware, el software ha madurado hasta convertirse en una herramienta fácil de utilizar y más efectiva. La capacidad combinada de cálculo y presentación de la información, especialmente la gráfica, ha tenido un impacto inmediato en la industria minera, donde el manejo de información compleja y espacial es exigente.
En el Perú el impacto de la utilización de esta tecnología informática para la operación ha sido variado. En las empresas de base multinacional, la adopción tecnológica emana de la casa matriz y están normalmente atentos a las ventajas en la inversión tecnológica, mientras que en la mayoría de empresas locales la adopción es más lenta, resultado de la complejidad subterránea, el escepticismo y el racionamiento del capital. Sin embargo, existen muestras de creciente convergencia.
El presente trabajo pretende dar a conocer la administración, requerimiento de datos y filosofía de un software minero teniendo en cuenta la existencias de muchos software en el mercado contando cada uno de estos con distintas herramientas de manejo, diversas opciones, menús, ventanas de presentación y cuadros de dialogo. Pero donde los objetivos en la obtención de resultados vienen a ser similares para el modelamiento y el diseño.
En el caso de la CIA. Buenaventura la experiencia en la adopción del software para modelamiento y diseño a sido exitosa con la creación del grupo de avanzada (grupo de informática) donde se ha llegado a la estandarización de los sistemas de información y la conexión de bases de datos con interfaz al software.Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio: PE: LIMA-OYON. Modalidad de Suficiencia Profesional Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=59304 Diseño de minas subterráneas con Software caso práctico [texto impreso] / Renzo Beingolea Chavez, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2006 . - 43 páginas : ilustraciones, diagramas, tablas ; 30 cm.
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Resumen: El continuo e incesante desarrollo de la Tecnología Informática ha incursionado en la actividad minera de manera gradual y consistente, desde su aparición cobrando mayor fuerza en los últimos 20 años con el advenimiento de la computadora personal y el desarrollo vertiginoso de la microelectrónica y sus aplicaciones en todas las industrias.
Junto con el avance del hardware, el software ha madurado hasta convertirse en una herramienta fácil de utilizar y más efectiva. La capacidad combinada de cálculo y presentación de la información, especialmente la gráfica, ha tenido un impacto inmediato en la industria minera, donde el manejo de información compleja y espacial es exigente.
En el Perú el impacto de la utilización de esta tecnología informática para la operación ha sido variado. En las empresas de base multinacional, la adopción tecnológica emana de la casa matriz y están normalmente atentos a las ventajas en la inversión tecnológica, mientras que en la mayoría de empresas locales la adopción es más lenta, resultado de la complejidad subterránea, el escepticismo y el racionamiento del capital. Sin embargo, existen muestras de creciente convergencia.
El presente trabajo pretende dar a conocer la administración, requerimiento de datos y filosofía de un software minero teniendo en cuenta la existencias de muchos software en el mercado contando cada uno de estos con distintas herramientas de manejo, diversas opciones, menús, ventanas de presentación y cuadros de dialogo. Pero donde los objetivos en la obtención de resultados vienen a ser similares para el modelamiento y el diseño.
En el caso de la CIA. Buenaventura la experiencia en la adopción del software para modelamiento y diseño a sido exitosa con la creación del grupo de avanzada (grupo de informática) donde se ha llegado a la estandarización de los sistemas de información y la conexión de bases de datos con interfaz al software.Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio: PE: LIMA-OYON. Modalidad de Suficiencia Profesional Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=59304
Diseño de minas subterráneas con Software caso práctico
El continuo e incesante desarrollo de la Tecnología Informática ha incursionado en la actividad minera de manera gradual y consistente, desde su aparición cobrando mayor fuerza en los últimos 20 años con el advenimiento de la computadora personal y el desarrollo vertiginoso de la microelectrónica y sus aplicaciones en todas las industrias.
Junto con el avance del hardware, el software ha madurado hasta convertirse en una herramienta fácil de utilizar y más efectiva. La capacidad combinada de cálculo y presentación de la información, especialmente la gráfica, ha tenido un impacto inmediato en la industria minera, donde el manejo de información compleja y espacial es exigente.
En el Perú el impacto de la utilización de esta tecnología informática para la operación ha sido variado. En las empresas de base multinacional, la adopción tecnológica emana de la casa matriz y están normalmente atentos a las ventajas en la inversión tecnológica, mientras que en la mayoría de empresas locales la adopción es más lenta, resultado de la complejidad subterránea, el escepticismo y el racionamiento del capital. Sin embargo, existen muestras de creciente convergencia.
El presente trabajo pretende dar a conocer la administración, requerimiento de datos y filosofía de un software minero teniendo en cuenta la existencias de muchos software en el mercado contando cada uno de estos con distintas herramientas de manejo, diversas opciones, menús, ventanas de presentación y cuadros de dialogo. Pero donde los objetivos en la obtención de resultados vienen a ser similares para el modelamiento y el diseño.
En el caso de la CIA. Buenaventura la experiencia en la adopción del software para modelamiento y diseño a sido exitosa con la creación del grupo de avanzada (grupo de informática) donde se ha llegado a la estandarización de los sistemas de información y la conexión de bases de datos con interfaz al software.Beingolea Chavez, Renzo - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2006
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DisponibleDiseño de un nuevo sistema de ventilación para la dilución de gases masivos en la unidad minera Untuca, Sandia - Puno / Carmelo Fausto Soncco Soncco / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2016)
Título : Diseño de un nuevo sistema de ventilación para la dilución de gases masivos en la unidad minera Untuca, Sandia - Puno Tipo de documento: texto impreso Autores: Carmelo Fausto Soncco Soncco, 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: 130 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, tablas Dimensiones: 30 cm. Nota general: Para Optar el Título Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: Determina nuevo diseño del sistema de ventilación para la dilución de gases nocivos. Diagnóstico inicial de acuerdo al requerimiento de caudal de aire, según el personal y equipos que laboran en interior mina, el estudio es importante porque cada vez más las empresas del sector minero están comprometidas con la seguridad de los trabajadores y el cumplimiento legal. Para la realización de este tema se plantea como hipótesis; diseño de un nuevo sistema de ventilación en los diferentes niveles permitiendo diluir la presencia de gases nocivos, estudio sustentado mediante la metodológica descriptiva y aplicativa. Preparación y explotación subterránea por método de cámaras y pilares, fuerza laboral de 32 trabajadores, equipos; 04 scoopsy 02 volquetes, obteniendo un aforo de 58480cfm y un requerimiento de 123863 cfm caudal de aire, con una cobertura de 47.21%, según dispone el Decreto Supremo - 055 - 2016-Energía y Minas. Concentración de los gases nocivos aumenta llegando a CO a 33.56 ppm, CO2 a 0.10 ppm, NO2 a 0.14; y por otra parte el porcentaje de O2 llega a disminuir a 19.53 % dificultando las operación unitarias. Diseña nuevo sistema de ventilación aplicando el software Minero Ventsim Visual en tres subsistemas I, II y III, logrando en el subsistema I un caudal de aire de 76137.0 cfm, con una cobertura al 105.68%, el subsistema II no se realiza ningún trabajo y en el subsistema III un de caudal de aire de 95315.30cfm, con una cobertura al 106.59%; de la mismo forma la dilución de gases de monóxido de carbono llega a 19.70 y 19.42 ppm en subsistema I y III respectivamente, por lo tanto es óptima para bienestar de los trabajadores de la empresa Cori Puno S.A.C. En línea: http://repositorio.unap.edu.pe/handle/UNAP/2929 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=97435 Diseño de un nuevo sistema de ventilación para la dilución de gases masivos en la unidad minera Untuca, Sandia - Puno [texto impreso] / Carmelo Fausto Soncco Soncco, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2016 . - 130 páginas : ilustraciones, diagramas, tablas ; 30 cm.
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Resumen: Determina nuevo diseño del sistema de ventilación para la dilución de gases nocivos. Diagnóstico inicial de acuerdo al requerimiento de caudal de aire, según el personal y equipos que laboran en interior mina, el estudio es importante porque cada vez más las empresas del sector minero están comprometidas con la seguridad de los trabajadores y el cumplimiento legal. Para la realización de este tema se plantea como hipótesis; diseño de un nuevo sistema de ventilación en los diferentes niveles permitiendo diluir la presencia de gases nocivos, estudio sustentado mediante la metodológica descriptiva y aplicativa. Preparación y explotación subterránea por método de cámaras y pilares, fuerza laboral de 32 trabajadores, equipos; 04 scoopsy 02 volquetes, obteniendo un aforo de 58480cfm y un requerimiento de 123863 cfm caudal de aire, con una cobertura de 47.21%, según dispone el Decreto Supremo - 055 - 2016-Energía y Minas. Concentración de los gases nocivos aumenta llegando a CO a 33.56 ppm, CO2 a 0.10 ppm, NO2 a 0.14; y por otra parte el porcentaje de O2 llega a disminuir a 19.53 % dificultando las operación unitarias. Diseña nuevo sistema de ventilación aplicando el software Minero Ventsim Visual en tres subsistemas I, II y III, logrando en el subsistema I un caudal de aire de 76137.0 cfm, con una cobertura al 105.68%, el subsistema II no se realiza ningún trabajo y en el subsistema III un de caudal de aire de 95315.30cfm, con una cobertura al 106.59%; de la mismo forma la dilución de gases de monóxido de carbono llega a 19.70 y 19.42 ppm en subsistema I y III respectivamente, por lo tanto es óptima para bienestar de los trabajadores de la empresa Cori Puno S.A.C. En línea: http://repositorio.unap.edu.pe/handle/UNAP/2929 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=97435
Diseño de un nuevo sistema de ventilación para la dilución de gases masivos en la unidad minera Untuca, Sandia - Puno
Determina nuevo diseño del sistema de ventilación para la dilución de gases nocivos. Diagnóstico inicial de acuerdo al requerimiento de caudal de aire, según el personal y equipos que laboran en interior mina, el estudio es importante porque cada vez más las empresas del sector minero están comprometidas con la seguridad de los trabajadores y el cumplimiento legal. Para la realización de este tema se plantea como hipótesis; diseño de un nuevo sistema de ventilación en los diferentes niveles permitiendo diluir la presencia de gases nocivos, estudio sustentado mediante la metodológica descriptiva y aplicativa. Preparación y explotación subterránea por método de cámaras y pilares, fuerza laboral de 32 trabajadores, equipos; 04 scoopsy 02 volquetes, obteniendo un aforo de 58480cfm y un requerimiento de 123863 cfm caudal de aire, con una cobertura de 47.21%, según dispone el Decreto Supremo - 055 - 2016-Energía y Minas. Concentración de los gases nocivos aumenta llegando a CO a 33.56 ppm, CO2 a 0.10 ppm, NO2 a 0.14; y por otra parte el porcentaje de O2 llega a disminuir a 19.53 % dificultando las operación unitarias. Diseña nuevo sistema de ventilación aplicando el software Minero Ventsim Visual en tres subsistemas I, II y III, logrando en el subsistema I un caudal de aire de 76137.0 cfm, con una cobertura al 105.68%, el subsistema II no se realiza ningún trabajo y en el subsistema III un de caudal de aire de 95315.30cfm, con una cobertura al 106.59%; de la mismo forma la dilución de gases de monóxido de carbono llega a 19.70 y 19.42 ppm en subsistema I y III respectivamente, por lo tanto es óptima para bienestar de los trabajadores de la empresa Cori Puno S.A.C.
Soncco Soncco, Carmelo Fausto - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2016
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DisponibleT21513-28017-01 T21513 Tesis Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDiseño de los parámetros de voladura aplicando el modelo de kuz Ram y la teoría de daño por vibraciones en roca, Inti Raymi - Bolivim / Fulton Carlos Pastor Reátegui Ordóñez / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2017)
Título : Diseño de los parámetros de voladura aplicando el modelo de kuz Ram y la teoría de daño por vibraciones en roca, Inti Raymi - Bolivim Tipo de documento: texto impreso Autores: Fulton Carlos Pastor Reátegui Ordóñez, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2017 Número de páginas: 102 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, tablas Dimensiones: 30 cm Material de acompañamiento: 1 CD-ROM Nota general: Para Optar el Título Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: Reducción de tamaños de roca y minerales para obtener metales o materiales económicos, esta reducción se denomina conminución e implica un gasto de energía creciente a través del proceso físico de extracción, la voladura, chancado y molienda. Gasto energético y costo, depende del proceso anterior. El uso de energía puede llegar a ser 100 veces mayor en la molienda con respecto a la voladura. Consideramos que el chancado y molienda son procesos de reducción de tamaños que usan los principios de abrasión, compresión e impacto; los mismos que usan energía mecánica “...la energía consumida en la reducción de tamaños es proporcional al área de la nueva superficie creada..”; se deduce que los tamaños obtenidos en voladura deben ser los más pequeños posibles, sin llegar a ser muy finos, para que el consumo de energía y costo total de conminución sea el menor posible. La obtención de un tamaño de fragmento promedio en la voladura dependerá de tres variables: características geológicas-geomecánicas del macizo rocoso, características del explosivo y diseño de la malla de perforación-voladura. Usa el modelo Kuz Ram para el diseño de malla y la elección del explosivo en función a los dominios geomecánicos establecidos en la mina y la teoría de daño producto de las vibraciones para estimar la cantidad de carga por taladro necesaria para la fragmentación deseada (voladura de producción) o para el cuidado de contornos (voladura de control), demostrando que existen herramientas para obtener los resultados requeridos y reducir los costos finales de conminución, que son estratégicos dentro la cadena de valor minera. En línea: http://tesis.unap.edu.pe/handle/UNAP/5706 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=102313 Diseño de los parámetros de voladura aplicando el modelo de kuz Ram y la teoría de daño por vibraciones en roca, Inti Raymi - Bolivim [texto impreso] / Fulton Carlos Pastor Reátegui Ordóñez, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2017 . - 102 páginas : ilustraciones, diagramas, tablas ; 30 cm + 1 CD-ROM.
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Resumen: Reducción de tamaños de roca y minerales para obtener metales o materiales económicos, esta reducción se denomina conminución e implica un gasto de energía creciente a través del proceso físico de extracción, la voladura, chancado y molienda. Gasto energético y costo, depende del proceso anterior. El uso de energía puede llegar a ser 100 veces mayor en la molienda con respecto a la voladura. Consideramos que el chancado y molienda son procesos de reducción de tamaños que usan los principios de abrasión, compresión e impacto; los mismos que usan energía mecánica “...la energía consumida en la reducción de tamaños es proporcional al área de la nueva superficie creada..”; se deduce que los tamaños obtenidos en voladura deben ser los más pequeños posibles, sin llegar a ser muy finos, para que el consumo de energía y costo total de conminución sea el menor posible. La obtención de un tamaño de fragmento promedio en la voladura dependerá de tres variables: características geológicas-geomecánicas del macizo rocoso, características del explosivo y diseño de la malla de perforación-voladura. Usa el modelo Kuz Ram para el diseño de malla y la elección del explosivo en función a los dominios geomecánicos establecidos en la mina y la teoría de daño producto de las vibraciones para estimar la cantidad de carga por taladro necesaria para la fragmentación deseada (voladura de producción) o para el cuidado de contornos (voladura de control), demostrando que existen herramientas para obtener los resultados requeridos y reducir los costos finales de conminución, que son estratégicos dentro la cadena de valor minera. En línea: http://tesis.unap.edu.pe/handle/UNAP/5706 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=102313
Diseño de los parámetros de voladura aplicando el modelo de kuz Ram y la teoría de daño por vibraciones en roca, Inti Raymi - Bolivim
Reducción de tamaños de roca y minerales para obtener metales o materiales económicos, esta reducción se denomina conminución e implica un gasto de energía creciente a través del proceso físico de extracción, la voladura, chancado y molienda. Gasto energético y costo, depende del proceso anterior. El uso de energía puede llegar a ser 100 veces mayor en la molienda con respecto a la voladura. Consideramos que el chancado y molienda son procesos de reducción de tamaños que usan los principios de abrasión, compresión e impacto; los mismos que usan energía mecánica “...la energía consumida en la reducción de tamaños es proporcional al área de la nueva superficie creada..”; se deduce que los tamaños obtenidos en voladura deben ser los más pequeños posibles, sin llegar a ser muy finos, para que el consumo de energía y costo total de conminución sea el menor posible. La obtención de un tamaño de fragmento promedio en la voladura dependerá de tres variables: características geológicas-geomecánicas del macizo rocoso, características del explosivo y diseño de la malla de perforación-voladura. Usa el modelo Kuz Ram para el diseño de malla y la elección del explosivo en función a los dominios geomecánicos establecidos en la mina y la teoría de daño producto de las vibraciones para estimar la cantidad de carga por taladro necesaria para la fragmentación deseada (voladura de producción) o para el cuidado de contornos (voladura de control), demostrando que existen herramientas para obtener los resultados requeridos y reducir los costos finales de conminución, que son estratégicos dentro la cadena de valor minera.
Reátegui Ordóñez, Fulton Carlos Pastor - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2017
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DisponibleT22974-29478-01 T22974 Informe de Experiencia Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDiseño 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)
Título : Diseño de perforación y voladura en el desarrollo de la rampa San Francisco – corporación minera Ananea S.A. Tipo de documento: texto impreso Autores: Fredy Alvaro Quispe Mendoza, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2014 Número de páginas: 91 páginas Il.: ilustraciones, mapas, tablas Dimensiones: 30 cm. Material de acompañamiento: 1 CD-ROM Nota general: Para optar el Título Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: En el presente trabajo de investigación intitulado “Diseño de perforación y voladura en el desarrollo de la rampa San Francisco – Corporación Minera Ananea S.A.”, surge como una respuesta ante los problemas operativos en perforación y voladura, tales como incremento de costos de perforación y voladura, demoras operativas en equipos, menor rendimiento en producción de avance lineal y falta de eficiencia. El objetivo general es determinar la incidencia del diseño de perforación y voladura en el desarrollo de la rampa San Francisco para lograr mayor rendimiento en el avance y producción en las labores de desarrollo y exploración a bajos costos de operación, se desarrollaron elementos conceptuales, metodológicos y prácticos, para el mejoramiento de las eficiencias de perforación y voladura, que no presenta un adecuado diseño de malla de perforación y voladura, deficiencias en el avance lineal. Se ha propuesto como objetivo general determinar un nuevo diseño de malla de perforación más adecuado para mejorar la perforación y voladura en la ejecución del trabajo de exploración y desarrollo en la mina. La investigación es de tipo descriptivo y explicativo, debido a que es aplicable y manejable la perforación y voladura en la rampa, realizando un adecuado diseño de perforación y voladura. Para el desarrollo de la investigación se consideró los reportes diarios de operación, el levantamiento topográfico de la galería y guías de información de resultados del avance lineal. Para alcanzar los resultados requeridos se realizó los cálculos de perforación y voladura con diferentes diseños de mallas de perforación, llegando a las siguientes conclusiones, antes de la optimización se ha utilizado 42 taladros de producción y 39 taladros con optimización, el consumo de explosivos utilizados antes de la optimización ha sido 17.95 kg/disparo y 14.44 kg/disparo después de la optimización, llegando a determinar el diseño de malla adecuado para la perforación de la rampa San Francisco de la Corporación Minera Ananea S.A. Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio:. PE: JULIACA - PUNO Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=84842 Diseño de perforación y voladura en el desarrollo de la rampa San Francisco – corporación minera Ananea S.A. [texto impreso] / Fredy Alvaro Quispe Mendoza, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2014 . - 91 páginas : ilustraciones, mapas, tablas ; 30 cm. + 1 CD-ROM.
Para optar el Título Profesional de: Ingeniero de Minas
Idioma : Español (spa)
Resumen: En el presente trabajo de investigación intitulado “Diseño de perforación y voladura en el desarrollo de la rampa San Francisco – Corporación Minera Ananea S.A.”, surge como una respuesta ante los problemas operativos en perforación y voladura, tales como incremento de costos de perforación y voladura, demoras operativas en equipos, menor rendimiento en producción de avance lineal y falta de eficiencia. El objetivo general es determinar la incidencia del diseño de perforación y voladura en el desarrollo de la rampa San Francisco para lograr mayor rendimiento en el avance y producción en las labores de desarrollo y exploración a bajos costos de operación, se desarrollaron elementos conceptuales, metodológicos y prácticos, para el mejoramiento de las eficiencias de perforación y voladura, que no presenta un adecuado diseño de malla de perforación y voladura, deficiencias en el avance lineal. Se ha propuesto como objetivo general determinar un nuevo diseño de malla de perforación más adecuado para mejorar la perforación y voladura en la ejecución del trabajo de exploración y desarrollo en la mina. La investigación es de tipo descriptivo y explicativo, debido a que es aplicable y manejable la perforación y voladura en la rampa, realizando un adecuado diseño de perforación y voladura. Para el desarrollo de la investigación se consideró los reportes diarios de operación, el levantamiento topográfico de la galería y guías de información de resultados del avance lineal. Para alcanzar los resultados requeridos se realizó los cálculos de perforación y voladura con diferentes diseños de mallas de perforación, llegando a las siguientes conclusiones, antes de la optimización se ha utilizado 42 taladros de producción y 39 taladros con optimización, el consumo de explosivos utilizados antes de la optimización ha sido 17.95 kg/disparo y 14.44 kg/disparo después de la optimización, llegando a determinar el diseño de malla adecuado para la perforación de la rampa San Francisco de la Corporación Minera Ananea S.A. Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio:. PE: JULIACA - PUNO Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=84842
Diseño de perforación y voladura en el desarrollo de la rampa San Francisco – corporación minera Ananea S.A.
En el presente trabajo de investigación intitulado “Diseño de perforación y voladura en el desarrollo de la rampa San Francisco – Corporación Minera Ananea S.A.”, surge como una respuesta ante los problemas operativos en perforación y voladura, tales como incremento de costos de perforación y voladura, demoras operativas en equipos, menor rendimiento en producción de avance lineal y falta de eficiencia. El objetivo general es determinar la incidencia del diseño de perforación y voladura en el desarrollo de la rampa San Francisco para lograr mayor rendimiento en el avance y producción en las labores de desarrollo y exploración a bajos costos de operación, se desarrollaron elementos conceptuales, metodológicos y prácticos, para el mejoramiento de las eficiencias de perforación y voladura, que no presenta un adecuado diseño de malla de perforación y voladura, deficiencias en el avance lineal. Se ha propuesto como objetivo general determinar un nuevo diseño de malla de perforación más adecuado para mejorar la perforación y voladura en la ejecución del trabajo de exploración y desarrollo en la mina. La investigación es de tipo descriptivo y explicativo, debido a que es aplicable y manejable la perforación y voladura en la rampa, realizando un adecuado diseño de perforación y voladura. Para el desarrollo de la investigación se consideró los reportes diarios de operación, el levantamiento topográfico de la galería y guías de información de resultados del avance lineal. Para alcanzar los resultados requeridos se realizó los cálculos de perforación y voladura con diferentes diseños de mallas de perforación, llegando a las siguientes conclusiones, antes de la optimización se ha utilizado 42 taladros de producción y 39 taladros con optimización, el consumo de explosivos utilizados antes de la optimización ha sido 17.95 kg/disparo y 14.44 kg/disparo después de la optimización, llegando a determinar el diseño de malla adecuado para la perforación de la rampa San Francisco de la Corporación Minera Ananea S.A.
Quispe Mendoza, Fredy Alvaro - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2014
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Disponible"diseño de perforación y voladura por el método Roger Holmberg para reducir las incidencis de voladuras deficientes en la Cia minera Ares SAC. -U.O. Arcata" / Emerson, Choque Velarde / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingenieria de Minas. Escuela Profesional de Ingenieria de Minas (2017)
Título : "diseño de perforación y voladura por el método Roger Holmberg para reducir las incidencis de voladuras deficientes en la Cia minera Ares SAC. -U.O. Arcata" Tipo de documento: texto impreso Autores: Emerson, Choque Velarde, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingenieria de Minas. Escuela Profesional de Ingenieria de Minas Fecha de publicación: 2017 Número de páginas: 180 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, tablas Dimensiones: 30 cm. Idioma original : Español (spa) Resumen: Hochschild mining es una empresa líder en metales preciosos que cuentan con mas de 40 años de experiencia y esta enfocada básicamente en la exploración, extracción procesamiento y venta de plata y oro, con amplia experiencia en minería subterránea. El presente trabajo de Tesis titulado diseño de perforación y voladura por el método Roger Holmberg para reducir la incidencia de voladuras deficientes aplicado en la U.O. ARCATA de la Cia minera Ares S.A.C. - hochschild mining, tiene como fin reducir las incidencias de voladuras deficientes, evitar tiempo muertos en el ciclo del minado, lograr una mayor eficiencia de voladura y cumplir con el planing mensual en cuanto a los metros de avance lineal programados. En la U.O. ARCATA se desarrollaron proyectos de profundización y preparación de diferentes vetas. Labores que abrieron acceso para explotar recursos minerales; la ejecución de estas labores de preparación y desarrollo estuvo a cargo de las E:E. iesa s.a. empresa que emplea recursos humanos de alto nivel de preparación, equipos y maquinarias de acuerdo a la sección de de laboreo con el propósito a corto plazo. Se realizaron estudios técnicos referentes a las incidencias de voladuras deficientes en las distintas labores y secciones, se evaluo los diseños de perforación y voladuras anteriores al presente trabajo, se diseño mallas de perforación y voladura con el postulado de Roger Holmberg modificado con el cual se logro reducir las estadísticas en incidentes de voladura deficientes de un promedio de 61 reportes/mes de voladura deficientes a: 4 reportes/mes en promedio y se mejoro la eficiencia de voladura en cuanto a avances lineales de:2.33 m./disparo a: 2.97 m/disparo e promedio, con longitud de perforación de 3.20 metros. Los resultados obtenidos en el presente trabajo de investigación fueron obtenidos mediante el método de causa efecto, los diseños de perforación y voladura realizados han sido implementados en la unidad como stand ares de trabajo
Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=108442 "diseño de perforación y voladura por el método Roger Holmberg para reducir las incidencis de voladuras deficientes en la Cia minera Ares SAC. -U.O. Arcata" [texto impreso] / Emerson, Choque Velarde, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingenieria de Minas. Escuela Profesional de Ingenieria de Minas, 2017 . - 180 páginas : ilustraciones, diagramas, tablas ; 30 cm.
Idioma original : Español (spa)
Resumen: Hochschild mining es una empresa líder en metales preciosos que cuentan con mas de 40 años de experiencia y esta enfocada básicamente en la exploración, extracción procesamiento y venta de plata y oro, con amplia experiencia en minería subterránea. El presente trabajo de Tesis titulado diseño de perforación y voladura por el método Roger Holmberg para reducir la incidencia de voladuras deficientes aplicado en la U.O. ARCATA de la Cia minera Ares S.A.C. - hochschild mining, tiene como fin reducir las incidencias de voladuras deficientes, evitar tiempo muertos en el ciclo del minado, lograr una mayor eficiencia de voladura y cumplir con el planing mensual en cuanto a los metros de avance lineal programados. En la U.O. ARCATA se desarrollaron proyectos de profundización y preparación de diferentes vetas. Labores que abrieron acceso para explotar recursos minerales; la ejecución de estas labores de preparación y desarrollo estuvo a cargo de las E:E. iesa s.a. empresa que emplea recursos humanos de alto nivel de preparación, equipos y maquinarias de acuerdo a la sección de de laboreo con el propósito a corto plazo. Se realizaron estudios técnicos referentes a las incidencias de voladuras deficientes en las distintas labores y secciones, se evaluo los diseños de perforación y voladuras anteriores al presente trabajo, se diseño mallas de perforación y voladura con el postulado de Roger Holmberg modificado con el cual se logro reducir las estadísticas en incidentes de voladura deficientes de un promedio de 61 reportes/mes de voladura deficientes a: 4 reportes/mes en promedio y se mejoro la eficiencia de voladura en cuanto a avances lineales de:2.33 m./disparo a: 2.97 m/disparo e promedio, con longitud de perforación de 3.20 metros. Los resultados obtenidos en el presente trabajo de investigación fueron obtenidos mediante el método de causa efecto, los diseños de perforación y voladura realizados han sido implementados en la unidad como stand ares de trabajo
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"diseño de perforación y voladura por el método Roger Holmberg para reducir las incidencis de voladuras deficientes en la Cia minera Ares SAC. -U.O. Arcata"
Hochschild mining es una empresa líder en metales preciosos que cuentan con mas de 40 años de experiencia y esta enfocada básicamente en la exploración, extracción procesamiento y venta de plata y oro, con amplia experiencia en minería subterránea. El presente trabajo de Tesis titulado diseño de perforación y voladura por el método Roger Holmberg para reducir la incidencia de voladuras deficientes aplicado en la U.O. ARCATA de la Cia minera Ares S.A.C. - hochschild mining, tiene como fin reducir las incidencias de voladuras deficientes, evitar tiempo muertos en el ciclo del minado, lograr una mayor eficiencia de voladura y cumplir con el planing mensual en cuanto a los metros de avance lineal programados. En la U.O. ARCATA se desarrollaron proyectos de profundización y preparación de diferentes vetas. Labores que abrieron acceso para explotar recursos minerales; la ejecución de estas labores de preparación y desarrollo estuvo a cargo de las E:E. iesa s.a. empresa que emplea recursos humanos de alto nivel de preparación, equipos y maquinarias de acuerdo a la sección de de laboreo con el propósito a corto plazo. Se realizaron estudios técnicos referentes a las incidencias de voladuras deficientes en las distintas labores y secciones, se evaluo los diseños de perforación y voladuras anteriores al presente trabajo, se diseño mallas de perforación y voladura con el postulado de Roger Holmberg modificado con el cual se logro reducir las estadísticas en incidentes de voladura deficientes de un promedio de 61 reportes/mes de voladura deficientes a: 4 reportes/mes en promedio y se mejoro la eficiencia de voladura en cuanto a avances lineales de:2.33 m./disparo a: 2.97 m/disparo e promedio, con longitud de perforación de 3.20 metros. Los resultados obtenidos en el presente trabajo de investigación fueron obtenidos mediante el método de causa efecto, los diseños de perforación y voladura realizados han sido implementados en la unidad como stand ares de trabajo
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DisponibleDiseño 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)
Título : Diseño 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. Tipo de documento: texto impreso Autores: Rudy Milton Chipana Tito, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2015 Número de páginas: 126 páginas Il.: diagramas, tablas Dimensiones: 30 cm Material de acompañamiento: 1 CD-ROM Nota general: Para optar el Título Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: En el presente proyecto de investigación tiene como objetivo determinar el diseño de malla de perforación y la carga explosiva adecuada para reducir los costos en la ejecución de la Galería Progreso de la Contrata Minera Cavilquis-Corporación Minera Ananea S.A. El desarrollo de esta tesis expone inicialmente todas las deficiencias de perforación y voladura que incurrieron a los altos costos a la contrata minera entre los efectos mencionamos resultados de avance lineal, inadecuado diseño de malla de perforación, demasiado número de taladros con inadecuado burden, espaciamiento y demasiada distribución de carga explosiva por disparo. Estos efectos de perforación y voladura han causado a la suma de altos costos en perforación a US$ 98,48 por disparo, con una distribución de explosivo de 28,35 kg, el costo de los accesorios de voladura y dinamitas sumaban a US$ 196,42 en voladura sumados los costos de perforación y voladura son US$ 294,90. Con el diseño de malla adecuado de perforación se ha reducido los costos de perforación a US$ 87,25 y determinando la carga explosiva adecuada se ha reducido los costos de voladura a US$ 148,39, si sumamos los costos de perforación y voladura se redujeron a US$ 235,64 por disparo haciendo una diferencia de US$ 59,26. La metodología de esta actividad consistió en la evaluación de las operaciones de perforación y voladura de la Galería Progreso y la ejecución de su etapa inicial y posteriormente se seleccionó un nuevo diseño de malla de perforación y selección de carga explosiva utilizada, finalmente estos resultados se han comparado para encontrar la reducción de costos de perforación y voladura en la Galería Progreso de la Contrata Minera Cavilquis-Corporación Minera Ananea S.A. Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio:. PE: JULIACA - PUNO Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=84299 Diseño 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. [texto impreso] / Rudy Milton Chipana Tito, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2015 . - 126 páginas : diagramas, tablas ; 30 cm + 1 CD-ROM.
Para optar el Título Profesional de: Ingeniero de Minas
Idioma : Español (spa)
Resumen: En el presente proyecto de investigación tiene como objetivo determinar el diseño de malla de perforación y la carga explosiva adecuada para reducir los costos en la ejecución de la Galería Progreso de la Contrata Minera Cavilquis-Corporación Minera Ananea S.A. El desarrollo de esta tesis expone inicialmente todas las deficiencias de perforación y voladura que incurrieron a los altos costos a la contrata minera entre los efectos mencionamos resultados de avance lineal, inadecuado diseño de malla de perforación, demasiado número de taladros con inadecuado burden, espaciamiento y demasiada distribución de carga explosiva por disparo. Estos efectos de perforación y voladura han causado a la suma de altos costos en perforación a US$ 98,48 por disparo, con una distribución de explosivo de 28,35 kg, el costo de los accesorios de voladura y dinamitas sumaban a US$ 196,42 en voladura sumados los costos de perforación y voladura son US$ 294,90. Con el diseño de malla adecuado de perforación se ha reducido los costos de perforación a US$ 87,25 y determinando la carga explosiva adecuada se ha reducido los costos de voladura a US$ 148,39, si sumamos los costos de perforación y voladura se redujeron a US$ 235,64 por disparo haciendo una diferencia de US$ 59,26. La metodología de esta actividad consistió en la evaluación de las operaciones de perforación y voladura de la Galería Progreso y la ejecución de su etapa inicial y posteriormente se seleccionó un nuevo diseño de malla de perforación y selección de carga explosiva utilizada, finalmente estos resultados se han comparado para encontrar la reducción de costos de perforación y voladura en la Galería Progreso de la Contrata Minera Cavilquis-Corporación Minera Ananea S.A. Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio:. PE: JULIACA - PUNO Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=84299
Diseño 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.
En el presente proyecto de investigación tiene como objetivo determinar el diseño de malla de perforación y la carga explosiva adecuada para reducir los costos en la ejecución de la Galería Progreso de la Contrata Minera Cavilquis-Corporación Minera Ananea S.A. El desarrollo de esta tesis expone inicialmente todas las deficiencias de perforación y voladura que incurrieron a los altos costos a la contrata minera entre los efectos mencionamos resultados de avance lineal, inadecuado diseño de malla de perforación, demasiado número de taladros con inadecuado burden, espaciamiento y demasiada distribución de carga explosiva por disparo. Estos efectos de perforación y voladura han causado a la suma de altos costos en perforación a US$ 98,48 por disparo, con una distribución de explosivo de 28,35 kg, el costo de los accesorios de voladura y dinamitas sumaban a US$ 196,42 en voladura sumados los costos de perforación y voladura son US$ 294,90. Con el diseño de malla adecuado de perforación se ha reducido los costos de perforación a US$ 87,25 y determinando la carga explosiva adecuada se ha reducido los costos de voladura a US$ 148,39, si sumamos los costos de perforación y voladura se redujeron a US$ 235,64 por disparo haciendo una diferencia de US$ 59,26. La metodología de esta actividad consistió en la evaluación de las operaciones de perforación y voladura de la Galería Progreso y la ejecución de su etapa inicial y posteriormente se seleccionó un nuevo diseño de malla de perforación y selección de carga explosiva utilizada, finalmente estos resultados se han comparado para encontrar la reducción de costos de perforación y voladura en la Galería Progreso de la Contrata Minera Cavilquis-Corporación Minera Ananea S.A.
Chipana Tito, Rudy Milton - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2015
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DisponibleT19445-25917-01 T19445 Tesis Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDiseño 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)
Título : Diseño de perforación y voladura y su incidencia en los costos unitarios en balcón III de la corporación minera Ananea S.A. Tipo de documento: texto impreso Autores: Carlos Ayamamani Pachari, 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: 73 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para optar el Título Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: Mejora diseño de operación unitaria de perforación y voladura que reduzcan los costos, supervisión, capacitación, y control de las operaciones unitaria de perforación y voladura. Procedimientos de cálculo de los costos de operación para obtener un control. La “Perforación y Voladura”, desde el punto de vista económico y la necesidad de optimizar los recursos. La introducción de nuevas tecnologías, necesidad de obtener superficies de corte regular que reduzcan la necesidad del sostenimiento, son de suma importancia. Alto costo de perforación y voladura, por unas falencias en el diseño de malla de perforación, distribución de explosivos, además de un mal perfilado del contorno de la mina.Con el nuevo diseño de malla de perforación se reduce en cuatro (4) taladros, además de incrementar en 5 pies del barreno de 4 pies, mejorando el avance, reduciendo el tiempo con un costo de 4.86 US$/m. y con la nueva distribución de explosivos se obtiene un costo de 5.91 US$/m. mejorando el perfil de la sección de la Galería 325, además de reducir los costos en total de 3.58 US$/TM de la Galería 325. Mantener un adecuado control operacional de la perforación y voladura en la Galería 325 de Balcón III, para obtener mejores tasas de rentabilidad de los procesos de minado, es decir los resultados obtenidos en esta investigación serán recogidos de acuerdo a la política de la empresa. En línea: http://repositorio.unap.edu.pe/handle/UNAP/2899 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=97433 Diseño de perforación y voladura y su incidencia en los costos unitarios en balcón III de la corporación minera Ananea S.A. [texto impreso] / Carlos Ayamamani Pachari, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2016 . - 73 páginas : ilustraciones, diagramas, tablas ; 30 cm.
Para optar el Título Profesional de: Ingeniero de Minas
Idioma : Español (spa)
Resumen: Mejora diseño de operación unitaria de perforación y voladura que reduzcan los costos, supervisión, capacitación, y control de las operaciones unitaria de perforación y voladura. Procedimientos de cálculo de los costos de operación para obtener un control. La “Perforación y Voladura”, desde el punto de vista económico y la necesidad de optimizar los recursos. La introducción de nuevas tecnologías, necesidad de obtener superficies de corte regular que reduzcan la necesidad del sostenimiento, son de suma importancia. Alto costo de perforación y voladura, por unas falencias en el diseño de malla de perforación, distribución de explosivos, además de un mal perfilado del contorno de la mina.Con el nuevo diseño de malla de perforación se reduce en cuatro (4) taladros, además de incrementar en 5 pies del barreno de 4 pies, mejorando el avance, reduciendo el tiempo con un costo de 4.86 US$/m. y con la nueva distribución de explosivos se obtiene un costo de 5.91 US$/m. mejorando el perfil de la sección de la Galería 325, además de reducir los costos en total de 3.58 US$/TM de la Galería 325. Mantener un adecuado control operacional de la perforación y voladura en la Galería 325 de Balcón III, para obtener mejores tasas de rentabilidad de los procesos de minado, es decir los resultados obtenidos en esta investigación serán recogidos de acuerdo a la política de la empresa. En línea: http://repositorio.unap.edu.pe/handle/UNAP/2899 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=97433
Diseño de perforación y voladura y su incidencia en los costos unitarios en balcón III de la corporación minera Ananea S.A.
Mejora diseño de operación unitaria de perforación y voladura que reduzcan los costos, supervisión, capacitación, y control de las operaciones unitaria de perforación y voladura. Procedimientos de cálculo de los costos de operación para obtener un control. La “Perforación y Voladura”, desde el punto de vista económico y la necesidad de optimizar los recursos. La introducción de nuevas tecnologías, necesidad de obtener superficies de corte regular que reduzcan la necesidad del sostenimiento, son de suma importancia. Alto costo de perforación y voladura, por unas falencias en el diseño de malla de perforación, distribución de explosivos, además de un mal perfilado del contorno de la mina.Con el nuevo diseño de malla de perforación se reduce en cuatro (4) taladros, además de incrementar en 5 pies del barreno de 4 pies, mejorando el avance, reduciendo el tiempo con un costo de 4.86 US$/m. y con la nueva distribución de explosivos se obtiene un costo de 5.91 US$/m. mejorando el perfil de la sección de la Galería 325, además de reducir los costos en total de 3.58 US$/TM de la Galería 325. Mantener un adecuado control operacional de la perforación y voladura en la Galería 325 de Balcón III, para obtener mejores tasas de rentabilidad de los procesos de minado, es decir los resultados obtenidos en esta investigación serán recogidos de acuerdo a la política de la empresa.
Ayamamani Pachari, Carlos - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2016
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Código de barras Signatura Tipo de medio Ubicación Sección Estado T10-0508-01 T0508 Tesis Profesional Bib. Esp. Ing Minas Estanteria (Tesis) Consulta en sala
DisponibleT21511-28015-01 T21511 Tesis Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDiseño 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)
Título : Diseño de perforación y voladura en el tajo susan de la unidad Corihuarmi compañía minera I.R.L. Tipo de documento: texto impreso Autores: Efrain Antonio Ticlavilca Paredes, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2010 Número de páginas: 150 páginas Il.: diagramas, ilustraciones, tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para optar Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: El presente trabajo de investigación , tiene por objetivo el mejoramiento de los trabajos de perforación y voladura en el Tajo Susan, el mismo que tiene características muy complicadas , como son: altamente fracturadas ó duros y abrasivos.
Para lograr este objetivo, se utilizo el método Cuantitativo – Experimental.
Es necesario recordar , que las voladuras están amarradas de una u otra forma con los trabajos de perforación, por lo que fue necesario primero realizar una evaluación de los parámetros de trabajo de los equipos de perforación; también se realizaron pruebas con diferentes brocas para utilizar la más adecuada en cada tipo de material. Del mismo modo se realizaron pruebas del VOD de los explosivos empleados, de la granulometría del material volado y de las vibraciones del macizo remanente.
Luego de los controles, pruebas y evaluaciones , se identificó que los equipos de perforación estaban descalibrados en las presiones de avance y percusión que provocaban roturas y desgastes prematuros en los elementos de acero ( brocas, barras y shanck); también se determinó que las brocas del tipo retráctil son las más adecuadas para trabajos en zonas fracturadas y las extreme estándar lo son para zonas duras y abrasivas. Las pruebas de fragmentación diagnosticaron exceso de material mayor a lo exigido, asi como también se verificó que el exceso de energía liberada en un mismo instante (mismo período de retardo) provocaba daños al macizo remanente.
Es muy necesario, que constantemente se monitoreen los parámetros adecuados de trabajo de los equipos de perforación; asi como también se identifiquen el material perforado en cada voladura ( utilización del mapeo en cada taladro perforado ) para utilizar el tipo de acero de desgaste requerido y la malla más adecuada.Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio PE: LIMA-YAUYOS Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=61941 Diseño de perforación y voladura en el tajo susan de la unidad Corihuarmi compañía minera I.R.L. [texto impreso] / Efrain Antonio Ticlavilca Paredes, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2010 . - 150 páginas : diagramas, ilustraciones, tablas ; 30 cm.
Para optar Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas
Idioma : Español (spa)
Resumen: El presente trabajo de investigación , tiene por objetivo el mejoramiento de los trabajos de perforación y voladura en el Tajo Susan, el mismo que tiene características muy complicadas , como son: altamente fracturadas ó duros y abrasivos.
Para lograr este objetivo, se utilizo el método Cuantitativo – Experimental.
Es necesario recordar , que las voladuras están amarradas de una u otra forma con los trabajos de perforación, por lo que fue necesario primero realizar una evaluación de los parámetros de trabajo de los equipos de perforación; también se realizaron pruebas con diferentes brocas para utilizar la más adecuada en cada tipo de material. Del mismo modo se realizaron pruebas del VOD de los explosivos empleados, de la granulometría del material volado y de las vibraciones del macizo remanente.
Luego de los controles, pruebas y evaluaciones , se identificó que los equipos de perforación estaban descalibrados en las presiones de avance y percusión que provocaban roturas y desgastes prematuros en los elementos de acero ( brocas, barras y shanck); también se determinó que las brocas del tipo retráctil son las más adecuadas para trabajos en zonas fracturadas y las extreme estándar lo son para zonas duras y abrasivas. Las pruebas de fragmentación diagnosticaron exceso de material mayor a lo exigido, asi como también se verificó que el exceso de energía liberada en un mismo instante (mismo período de retardo) provocaba daños al macizo remanente.
Es muy necesario, que constantemente se monitoreen los parámetros adecuados de trabajo de los equipos de perforación; asi como también se identifiquen el material perforado en cada voladura ( utilización del mapeo en cada taladro perforado ) para utilizar el tipo de acero de desgaste requerido y la malla más adecuada.Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio PE: LIMA-YAUYOS Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=61941
Diseño de perforación y voladura en el tajo susan de la unidad Corihuarmi compañía minera I.R.L.
El presente trabajo de investigación , tiene por objetivo el mejoramiento de los trabajos de perforación y voladura en el Tajo Susan, el mismo que tiene características muy complicadas , como son: altamente fracturadas ó duros y abrasivos.
Para lograr este objetivo, se utilizo el método Cuantitativo – Experimental.
Es necesario recordar , que las voladuras están amarradas de una u otra forma con los trabajos de perforación, por lo que fue necesario primero realizar una evaluación de los parámetros de trabajo de los equipos de perforación; también se realizaron pruebas con diferentes brocas para utilizar la más adecuada en cada tipo de material. Del mismo modo se realizaron pruebas del VOD de los explosivos empleados, de la granulometría del material volado y de las vibraciones del macizo remanente.
Luego de los controles, pruebas y evaluaciones , se identificó que los equipos de perforación estaban descalibrados en las presiones de avance y percusión que provocaban roturas y desgastes prematuros en los elementos de acero ( brocas, barras y shanck); también se determinó que las brocas del tipo retráctil son las más adecuadas para trabajos en zonas fracturadas y las extreme estándar lo son para zonas duras y abrasivas. Las pruebas de fragmentación diagnosticaron exceso de material mayor a lo exigido, asi como también se verificó que el exceso de energía liberada en un mismo instante (mismo período de retardo) provocaba daños al macizo remanente.
Es muy necesario, que constantemente se monitoreen los parámetros adecuados de trabajo de los equipos de perforación; asi como también se identifiquen el material perforado en cada voladura ( utilización del mapeo en cada taladro perforado ) para utilizar el tipo de acero de desgaste requerido y la malla más adecuada.Ticlavilca Paredes, Efrain Antonio - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2010
Para optar Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas
Zona Territorial de Estudio PE: LIMA-YAUYOS
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DisponibleT13476-19963-01 T13476 Tesis Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDiseño 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)
Título : Diseño de perforación y voladura en zanjas Tipo de documento: texto impreso Autores: Javier Vilca Nuñez, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2008 Número de páginas: 50 páginas Il.: ilustraciones, tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para optar el Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio:. PE: PUNO. Modalidad de suficiencia profesional Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=59297 Diseño de perforación y voladura en zanjas [texto impreso] / Javier Vilca Nuñez, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2008 . - 50 páginas : ilustraciones, tablas ; 30 cm.
Para optar el Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas
Idioma : Español (spa)
Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio:. PE: PUNO. Modalidad de suficiencia profesional Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=59297
Diseño de perforación y voladura en zanjas
Vilca Nuñez, Javier - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2008
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DisponibleT11096-17703-01 T11096 Informe de Suficiencia Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDiseño de pit en minesight / Sergio Mamani Masco / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2009)
Título : Diseño de pit en minesight Tipo de documento: texto impreso Autores: Sergio Mamani Masco, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2009 Número de páginas: 59 páginas Il.: diagramas, ilustraciones, tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para optar el Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Clasificación: 515.33076 Cálculo diferencial. Revisión y ejercicios Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio:. PE: PUNO. Examen de Suficiencia Profesional Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=63484 Diseño de pit en minesight [texto impreso] / Sergio Mamani Masco, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2009 . - 59 páginas : diagramas, ilustraciones, tablas ; 30 cm.
Para optar el Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas
Idioma : Español (spa)
Clasificación: 515.33076 Cálculo diferencial. Revisión y ejercicios Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio:. PE: PUNO. Examen de Suficiencia Profesional Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=63484
Diseño de pit en minesight
Mamani Masco, Sergio - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2009
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DisponibleT14865-21399-01 T14865 Informe de Suficiencia Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
Disponiblediseño 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)
Título : diseño y planeamiento de minado a cielo abierto mina toquepala Tipo de documento: texto impreso Autores: Ronald Oliverio Benito Lopez, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 1998 Número de páginas: 146 páginas Il.: diagramas, mapas, tablas Dimensiones: 30 cm. Nota general: Para Optar el Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio:. PE:TACNA-TOQUEPALA. Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=68688 diseño y planeamiento de minado a cielo abierto mina toquepala [texto impreso] / Ronald Oliverio Benito Lopez, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 1998 . - 146 páginas : diagramas, mapas, tablas ; 30 cm.
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Idioma : Español (spa)
Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio:. PE:TACNA-TOQUEPALA. Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=68688
diseño y planeamiento de minado a cielo abierto mina toquepala
Benito Lopez, Ronald Oliverio - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 1998
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Zona Territorial de Estudio:. PE:TACNA-TOQUEPALA.
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Disponible4687-7931-00 T4687 Tesis Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDiseño y planeamiento de minado subterraneo para incrementar la producción diaria de la unidad operativa Pallancata - proyecto Pablo - compañia minera Ares SAC / Julio Saraeen, Bautista Condori / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingenieria de Minas. Escuela Profesional de Ingenieria de Minas (2017)
Título : Diseño y planeamiento de minado subterraneo para incrementar la producción diaria de la unidad operativa Pallancata - proyecto Pablo - compañia minera Ares SAC Tipo de documento: texto impreso Autores: Julio Saraeen, Bautista Condori, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingenieria de Minas. Escuela Profesional de Ingenieria de Minas Fecha de publicación: 2017 Número de páginas: 110 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, planos, tablas Dimensiones: 30 cm. Idioma : Español (spa) Resumen: El presente trabajo de investigación denominado "Diseño y planeamiento de minado subterráneo para incrementar la producción diaria de la Unidad operativa Pallancata" proyecto Pablo - compañia Minera Ares S.A.C. surge de la necesidad de resolver problemas relacionados para mejorar e incrementar el nivel de produccion diaria y tener un mejor criterio en la toma de decisiones de la mina. Este diseño y planeamiento de minado nos demostré que si es económicamente factible seguir minando, tomando como caso practico la unidad operativa Pallancata el proyecto Pablo propiedad de la Compañía Min era Ares S.A.C. Según el programa de trabajo del 2016 y habiendo visto conveniente desarrollar el nuevo proyecto, para incrementar la producción diaria y mensual paulatinamente, con el objeto de cubrir el tonelaje diario de producción. se determino el incremento de producción diaria de la mina Pallancata con la contribución del proyecto Pablo de 320 toneladas en promedio por día, con respecto a los tajeos convencionales y avances de preparación conjuntamente sumando un total de 948 TM/dia en promedio. Asimismo se presento una evaluación económica global del proyecto de profundización, en donde el costo unitario asciende a US$/TM 106.15, los ingresos por ventas realizadas en forma integral de toda la mina Pallancata que asciende a US$51,787, y el VAN esta a una tasa 10%; el VAN del proyecto es 20'660,6564 son indicadores economices que contemplen la evaluación integral del Proyecto. Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=108300 Diseño y planeamiento de minado subterraneo para incrementar la producción diaria de la unidad operativa Pallancata - proyecto Pablo - compañia minera Ares SAC [texto impreso] / Julio Saraeen, Bautista Condori, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingenieria de Minas. Escuela Profesional de Ingenieria de Minas, 2017 . - 110 páginas : ilustraciones, diagramas, planos, tablas ; 30 cm.
Idioma : Español (spa)
Resumen: El presente trabajo de investigación denominado "Diseño y planeamiento de minado subterráneo para incrementar la producción diaria de la Unidad operativa Pallancata" proyecto Pablo - compañia Minera Ares S.A.C. surge de la necesidad de resolver problemas relacionados para mejorar e incrementar el nivel de produccion diaria y tener un mejor criterio en la toma de decisiones de la mina. Este diseño y planeamiento de minado nos demostré que si es económicamente factible seguir minando, tomando como caso practico la unidad operativa Pallancata el proyecto Pablo propiedad de la Compañía Min era Ares S.A.C. Según el programa de trabajo del 2016 y habiendo visto conveniente desarrollar el nuevo proyecto, para incrementar la producción diaria y mensual paulatinamente, con el objeto de cubrir el tonelaje diario de producción. se determino el incremento de producción diaria de la mina Pallancata con la contribución del proyecto Pablo de 320 toneladas en promedio por día, con respecto a los tajeos convencionales y avances de preparación conjuntamente sumando un total de 948 TM/dia en promedio. Asimismo se presento una evaluación económica global del proyecto de profundización, en donde el costo unitario asciende a US$/TM 106.15, los ingresos por ventas realizadas en forma integral de toda la mina Pallancata que asciende a US$51,787, y el VAN esta a una tasa 10%; el VAN del proyecto es 20'660,6564 son indicadores economices que contemplen la evaluación integral del Proyecto. Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=108300
Diseño y planeamiento de minado subterraneo para incrementar la producción diaria de la unidad operativa Pallancata - proyecto Pablo - compañia minera Ares SAC
El presente trabajo de investigación denominado "Diseño y planeamiento de minado subterráneo para incrementar la producción diaria de la Unidad operativa Pallancata" proyecto Pablo - compañia Minera Ares S.A.C. surge de la necesidad de resolver problemas relacionados para mejorar e incrementar el nivel de produccion diaria y tener un mejor criterio en la toma de decisiones de la mina. Este diseño y planeamiento de minado nos demostré que si es económicamente factible seguir minando, tomando como caso practico la unidad operativa Pallancata el proyecto Pablo propiedad de la Compañía Min era Ares S.A.C. Según el programa de trabajo del 2016 y habiendo visto conveniente desarrollar el nuevo proyecto, para incrementar la producción diaria y mensual paulatinamente, con el objeto de cubrir el tonelaje diario de producción. se determino el incremento de producción diaria de la mina Pallancata con la contribución del proyecto Pablo de 320 toneladas en promedio por día, con respecto a los tajeos convencionales y avances de preparación conjuntamente sumando un total de 948 TM/dia en promedio. Asimismo se presento una evaluación económica global del proyecto de profundización, en donde el costo unitario asciende a US$/TM 106.15, los ingresos por ventas realizadas en forma integral de toda la mina Pallancata que asciende a US$51,787, y el VAN esta a una tasa 10%; el VAN del proyecto es 20'660,6564 son indicadores economices que contemplen la evaluación integral del Proyecto.
Julio Saraeen, Bautista Condori - [S.l.] : Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingenieria de Minas. Escuela Profesional de Ingenieria de Minas - 2017
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DisponibleT10-0521-02 T0521 Tesis Profesional Bib. Esp. Ing Minas Estanteria (Tesis) Consulta en sala
DisponibleDiseño 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)
Título : Diseño de polvorines y depósito de explosivos Tipo de documento: texto impreso Autores: Guido David Alvarez Condori, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2010 Número de páginas: 133 páginas Il.: ilustraciones, tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para optar Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: El presente trabajo asignado por la modalidad de suficiencia profesional que lleva por titulo“DISEÑO DE POLVORINES Y DEPÓSITO DE EXPLOSIVOS”, trata en su totalidad los aspectos legales, normas vigentes y definiciones técnicas para el diseño y construcción de polvorines, así como de los depósitos de explosivos.
Es muy importante conocer el marco legal, para el control de uso de explosivos el D.S. Nº 046-2001-EM, así como las guías para el diseño, construcción, uso y manipuleo de explosivos elaboradas por el MINEM (Ministerio de Energía y Minas), también los requisitos técnicos que menciona la DISCAMEC, esto permite conocer y dar un buen manejo en la clasificación, fabricación, transporte, comercio y destrucción de los explosivos
Las señales de seguridad refuerzan las medidas de prevención de accidentes en los depósitos explosivos ya que esto comprende, con carteles gráficos y letreros visibles con la indicación “Peligro explosivos”, el D.S. Nº 046-2 001 EM, claramente menciona el como almacenar los explosivos y accesorios de voladura en interior mina y superficie que deben ser de utilización obligatoria las guías establecidas por el MINEM (Ministerio de Energía y Minas), y que se adjunta al Presente Trabajo.Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio PE: Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=61943 Diseño de polvorines y depósito de explosivos [texto impreso] / Guido David Alvarez Condori, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2010 . - 133 páginas : ilustraciones, tablas ; 30 cm.
Para optar Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas
Idioma : Español (spa)
Resumen: El presente trabajo asignado por la modalidad de suficiencia profesional que lleva por titulo“DISEÑO DE POLVORINES Y DEPÓSITO DE EXPLOSIVOS”, trata en su totalidad los aspectos legales, normas vigentes y definiciones técnicas para el diseño y construcción de polvorines, así como de los depósitos de explosivos.
Es muy importante conocer el marco legal, para el control de uso de explosivos el D.S. Nº 046-2001-EM, así como las guías para el diseño, construcción, uso y manipuleo de explosivos elaboradas por el MINEM (Ministerio de Energía y Minas), también los requisitos técnicos que menciona la DISCAMEC, esto permite conocer y dar un buen manejo en la clasificación, fabricación, transporte, comercio y destrucción de los explosivos
Las señales de seguridad refuerzan las medidas de prevención de accidentes en los depósitos explosivos ya que esto comprende, con carteles gráficos y letreros visibles con la indicación “Peligro explosivos”, el D.S. Nº 046-2 001 EM, claramente menciona el como almacenar los explosivos y accesorios de voladura en interior mina y superficie que deben ser de utilización obligatoria las guías establecidas por el MINEM (Ministerio de Energía y Minas), y que se adjunta al Presente Trabajo.Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio PE: Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=61943
Diseño de polvorines y depósito de explosivos
El presente trabajo asignado por la modalidad de suficiencia profesional que lleva por titulo“DISEÑO DE POLVORINES Y DEPÓSITO DE EXPLOSIVOS”, trata en su totalidad los aspectos legales, normas vigentes y definiciones técnicas para el diseño y construcción de polvorines, así como de los depósitos de explosivos.
Es muy importante conocer el marco legal, para el control de uso de explosivos el D.S. Nº 046-2001-EM, así como las guías para el diseño, construcción, uso y manipuleo de explosivos elaboradas por el MINEM (Ministerio de Energía y Minas), también los requisitos técnicos que menciona la DISCAMEC, esto permite conocer y dar un buen manejo en la clasificación, fabricación, transporte, comercio y destrucción de los explosivos
Las señales de seguridad refuerzan las medidas de prevención de accidentes en los depósitos explosivos ya que esto comprende, con carteles gráficos y letreros visibles con la indicación “Peligro explosivos”, el D.S. Nº 046-2 001 EM, claramente menciona el como almacenar los explosivos y accesorios de voladura en interior mina y superficie que deben ser de utilización obligatoria las guías establecidas por el MINEM (Ministerio de Energía y Minas), y que se adjunta al Presente Trabajo.Alvarez Condori, Guido David - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2010
Para optar Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas
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Código de barras Signatura Tipo de medio Ubicación Sección Estado T10-0343-01 T0343 Informe de Suficiencia Bib. Esp. Ing Minas Estanteria (Tesis) Consulta en sala
DisponibleT13478-19965-01 T13478 Informe de Suficiencia Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDiseño de recrecimiento de la presa de relaves de la unidad de producción untuca - Minera Cori Puno SAC / Sixto Ciriaco Apaza Quispe / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingenieria de Minas. Escuela Profesional de Ingenieria de Minas (2019)
Título : Diseño de recrecimiento de la presa de relaves de la unidad de producción untuca - Minera Cori Puno SAC Tipo de documento: texto impreso Autores: Sixto Ciriaco Apaza Quispe, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingenieria de Minas. Escuela Profesional de Ingenieria de Minas Fecha de publicación: 2019 Número de páginas: 158 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, planos, tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para optar Título Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: El proyecto de recrecimiento del depósito de relaves de la unidad de producción Untuca-minera Cori Puno SAC se ha diseñado para ampliar la capacidad de almacenamiento en el área disponible de 550,000 m3 de relave, para minimizar el volumen de relleno y las áreas a afectar, debido al reducido espacio que se dispone, por ello se propone la construcción de un muro reforzado de 11m de altura, de las cuales 6m corresponde a estructura de recrecimiento y los 5m restantes a la ampliación de la corona, La estructura de recrecimiento tiene el objetivo principal de contener los relaves depositados de manera estable desde punto de vista físico y químico. El costo total de CAPEX de US$ 2 572,580,00 cuyos componentes estarán conformados por: Ampliación de corona, estructura de recrecimiento, sistema de impermeabilización, sistema de evacuación de aguas de pontaje o espejo de agua en los relaves. El método de trabajo es; ampliación de corona, muro terramesh con cara de 5m, excavación para la ampliación de la corona, estructura de recrecimiento con muro terramesh con sistema de doble cara de 6m, sistema de impermeabilización, sistema de evacuación de aguas de pontaje, diseño contra desbordamiento y diseño contra deslizamiento. Finalmente se concluye que los parámetros para el diseño recrecimiento del depósito de relaves están considerados a partir de corana de recrecimiento, cota 4 326 msnm cuyos datos técnicos son: ancho de la corona de la presa proyectada es de 7.80 m., el borde mínimo operacional de la presa es de 1.00 m. el coeficiente sísmico para análisis sísmico: 0.12 g, la densidad de relaves secas depositadas: 1.20 Ton/m3. En línea: http://repositorio.unap.edu.pe/handle/UNAP/10713 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=107962 Diseño de recrecimiento de la presa de relaves de la unidad de producción untuca - Minera Cori Puno SAC [texto impreso] / Sixto Ciriaco Apaza Quispe, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingenieria de Minas. Escuela Profesional de Ingenieria de Minas, 2019 . - 158 páginas : ilustraciones, diagramas, planos, tablas ; 30 cm.
Para optar Título Profesional de: Ingeniero de Minas
Idioma : Español (spa)
Resumen: El proyecto de recrecimiento del depósito de relaves de la unidad de producción Untuca-minera Cori Puno SAC se ha diseñado para ampliar la capacidad de almacenamiento en el área disponible de 550,000 m3 de relave, para minimizar el volumen de relleno y las áreas a afectar, debido al reducido espacio que se dispone, por ello se propone la construcción de un muro reforzado de 11m de altura, de las cuales 6m corresponde a estructura de recrecimiento y los 5m restantes a la ampliación de la corona, La estructura de recrecimiento tiene el objetivo principal de contener los relaves depositados de manera estable desde punto de vista físico y químico. El costo total de CAPEX de US$ 2 572,580,00 cuyos componentes estarán conformados por: Ampliación de corona, estructura de recrecimiento, sistema de impermeabilización, sistema de evacuación de aguas de pontaje o espejo de agua en los relaves. El método de trabajo es; ampliación de corona, muro terramesh con cara de 5m, excavación para la ampliación de la corona, estructura de recrecimiento con muro terramesh con sistema de doble cara de 6m, sistema de impermeabilización, sistema de evacuación de aguas de pontaje, diseño contra desbordamiento y diseño contra deslizamiento. Finalmente se concluye que los parámetros para el diseño recrecimiento del depósito de relaves están considerados a partir de corana de recrecimiento, cota 4 326 msnm cuyos datos técnicos son: ancho de la corona de la presa proyectada es de 7.80 m., el borde mínimo operacional de la presa es de 1.00 m. el coeficiente sísmico para análisis sísmico: 0.12 g, la densidad de relaves secas depositadas: 1.20 Ton/m3. En línea: http://repositorio.unap.edu.pe/handle/UNAP/10713 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=107962
Diseño de recrecimiento de la presa de relaves de la unidad de producción untuca - Minera Cori Puno SAC
El proyecto de recrecimiento del depósito de relaves de la unidad de producción Untuca-minera Cori Puno SAC se ha diseñado para ampliar la capacidad de almacenamiento en el área disponible de 550,000 m3 de relave, para minimizar el volumen de relleno y las áreas a afectar, debido al reducido espacio que se dispone, por ello se propone la construcción de un muro reforzado de 11m de altura, de las cuales 6m corresponde a estructura de recrecimiento y los 5m restantes a la ampliación de la corona, La estructura de recrecimiento tiene el objetivo principal de contener los relaves depositados de manera estable desde punto de vista físico y químico. El costo total de CAPEX de US$ 2 572,580,00 cuyos componentes estarán conformados por: Ampliación de corona, estructura de recrecimiento, sistema de impermeabilización, sistema de evacuación de aguas de pontaje o espejo de agua en los relaves. El método de trabajo es; ampliación de corona, muro terramesh con cara de 5m, excavación para la ampliación de la corona, estructura de recrecimiento con muro terramesh con sistema de doble cara de 6m, sistema de impermeabilización, sistema de evacuación de aguas de pontaje, diseño contra desbordamiento y diseño contra deslizamiento. Finalmente se concluye que los parámetros para el diseño recrecimiento del depósito de relaves están considerados a partir de corana de recrecimiento, cota 4 326 msnm cuyos datos técnicos son: ancho de la corona de la presa proyectada es de 7.80 m., el borde mínimo operacional de la presa es de 1.00 m. el coeficiente sísmico para análisis sísmico: 0.12 g, la densidad de relaves secas depositadas: 1.20 Ton/m3.
Apaza Quispe, Sixto Ciriaco - [S.l.] : Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingenieria de Minas. Escuela Profesional de Ingenieria de Minas - 2019
Para optar Título Profesional de: Ingeniero de Minas
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DisponibleT25140-31643-01 T25140 Tesis Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDiseño 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)
Título : Diseño y simulación de red de ventilación con el software ventsim visual en la unidad minera San Rafael MinSur S.A. Tipo de documento: texto impreso Autores: Ronald Willian Viza Torres, 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: 117 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, planos, tablas Dimensiones: 30 cm. Nota general: Para Optar el. Título Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: Desarrolla diseño y simulación red de ventilación efectiva con el software Ventsim visual cumpliendo la cobertura de aire con los equipos ventiladores en el proceso productivo de mina haciendo el uso del Software Ventsim Visual en la unidad minera San Rafael de la empresa minera Minsur S.A. Encuentra en constante profundización de sus labores en un promedio de 900 m., es muy complejo la red de ventilación. Toma de datos de campo con instrumento como el anemómetro y datos de gabinete ;luego se hizo un análisis del comportamiento de caudal de aire y se ha hecho una descripción del comportamiento del red de ventilación; donde se ha diagnosticado un ingreso de aire 1 240 309 cfm con un requerimiento de1 372 935 cfm que llegó a una cobertura de 90%, en seguida se ha simulado e instalado un ventilador axial de 100 000 cfm y 3 ventiladores auxiliares de 5 000 cfm logrando un ingreso 1 382 781 cfm con un requerimiento de 1 302 214 cfm con ello se ha obtenido una cobertura de aire de 103% en el campo y 106% con el software con un incremento de 105 835 cfm que representa el 13 % más que la anterior cobertura, entonces para distribución de aire se ha considerado 05 proyectos de raise boring (RB),que fortaleció la circulación de 179 045 cfm a la zona alta y baja, con una temperatura promedio de 22,8 °C.; además la simulación nos permitió direccionar el flujo de aire e identificar las obstrucciones de los ventiladores. En línea: http://repositorio.unap.edu.pe/handle/UNAP/3212 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=98259 Diseño y simulación de red de ventilación con el software ventsim visual en la unidad minera San Rafael MinSur S.A. [texto impreso] / Ronald Willian Viza Torres, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2016 . - 117 páginas : ilustraciones, diagramas, planos, tablas ; 30 cm.
Para Optar el. Título Profesional de: Ingeniero de Minas
Idioma : Español (spa)
Resumen: Desarrolla diseño y simulación red de ventilación efectiva con el software Ventsim visual cumpliendo la cobertura de aire con los equipos ventiladores en el proceso productivo de mina haciendo el uso del Software Ventsim Visual en la unidad minera San Rafael de la empresa minera Minsur S.A. Encuentra en constante profundización de sus labores en un promedio de 900 m., es muy complejo la red de ventilación. Toma de datos de campo con instrumento como el anemómetro y datos de gabinete ;luego se hizo un análisis del comportamiento de caudal de aire y se ha hecho una descripción del comportamiento del red de ventilación; donde se ha diagnosticado un ingreso de aire 1 240 309 cfm con un requerimiento de1 372 935 cfm que llegó a una cobertura de 90%, en seguida se ha simulado e instalado un ventilador axial de 100 000 cfm y 3 ventiladores auxiliares de 5 000 cfm logrando un ingreso 1 382 781 cfm con un requerimiento de 1 302 214 cfm con ello se ha obtenido una cobertura de aire de 103% en el campo y 106% con el software con un incremento de 105 835 cfm que representa el 13 % más que la anterior cobertura, entonces para distribución de aire se ha considerado 05 proyectos de raise boring (RB),que fortaleció la circulación de 179 045 cfm a la zona alta y baja, con una temperatura promedio de 22,8 °C.; además la simulación nos permitió direccionar el flujo de aire e identificar las obstrucciones de los ventiladores. En línea: http://repositorio.unap.edu.pe/handle/UNAP/3212 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=98259
Diseño y simulación de red de ventilación con el software ventsim visual en la unidad minera San Rafael MinSur S.A.
Desarrolla diseño y simulación red de ventilación efectiva con el software Ventsim visual cumpliendo la cobertura de aire con los equipos ventiladores en el proceso productivo de mina haciendo el uso del Software Ventsim Visual en la unidad minera San Rafael de la empresa minera Minsur S.A. Encuentra en constante profundización de sus labores en un promedio de 900 m., es muy complejo la red de ventilación. Toma de datos de campo con instrumento como el anemómetro y datos de gabinete ;luego se hizo un análisis del comportamiento de caudal de aire y se ha hecho una descripción del comportamiento del red de ventilación; donde se ha diagnosticado un ingreso de aire 1 240 309 cfm con un requerimiento de1 372 935 cfm que llegó a una cobertura de 90%, en seguida se ha simulado e instalado un ventilador axial de 100 000 cfm y 3 ventiladores auxiliares de 5 000 cfm logrando un ingreso 1 382 781 cfm con un requerimiento de 1 302 214 cfm con ello se ha obtenido una cobertura de aire de 103% en el campo y 106% con el software con un incremento de 105 835 cfm que representa el 13 % más que la anterior cobertura, entonces para distribución de aire se ha considerado 05 proyectos de raise boring (RB),que fortaleció la circulación de 179 045 cfm a la zona alta y baja, con una temperatura promedio de 22,8 °C.; además la simulación nos permitió direccionar el flujo de aire e identificar las obstrucciones de los ventiladores.
Viza Torres, Ronald Willian - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2016
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DisponibleT21866-28370-01 T21866 Tesis Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDiseño y simulación del sistema de ventilación de las labores de exploración en el proyecto San Gabriel C.I.A. de minas Buenaventura S.A.A. / Marco Fredy Flores Aroni / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingenieria de Minas. Escuela Profesional de Ingenieria de Minas (2017)
Título : Diseño y simulación del sistema de ventilación de las labores de exploración en el proyecto San Gabriel C.I.A. de minas Buenaventura S.A.A. Tipo de documento: texto impreso Autores: Marco Fredy Flores Aroni, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingenieria de Minas. Escuela Profesional de Ingenieria de Minas Fecha de publicación: 2017 Número de páginas: 94 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, tablas Dimensiones: 30 cm Idioma : Español (spa) Resumen: El presente trabajo de investigación titulado:Diseño y simulación del sistema de ventilación de las labores de exploración en el Proyecto San Gabriel Cia. de Minas Buenaventura S.A.A., realizado en el Distrito de Ichuña y Lloque, Provincia de General Sanchez Cerro, de Región Moquegua, el año 2016, cuyo objetivo es diseñar y simular el sistema de ventilacion de las labores de exploración de la mina con los datos ingresados al software Ventsim para el dimensionamiento de las chimeneas ventilacion hicieron diversas simulaciones numéricas mediante el software ventisim, que esta controlada por el flujo de aire por cada kW consumido (m3/s)kW, dónde se adoptaron parámetros físicos y geométricos como: formas de túneles, tipo de roca, áreas, resistencias, factor de fricción y factores de choque. Para este propósito se simularon tres posibles alternativas de la cual, se determino el diámetro y ubicación mas optimo de las chimeneas de ventilación. (CHI-1:2,1 m, CHI-2:2,1 m, CHI-3:2,1 m CHI-4:7,0 m) de diámetro, todo esto construido con equipo Raise Boring. Con la finalidad de determinar el sistema de ventilación optima se presentan dos fases: FaseI: Calculo de la ventilación a corto plazo para la rampa principal, el requerimiento es de 50,45m3/s(3027 m3/min). El ventilador principal se instalara en superficie, con dos mangas de ventilación, el cual sera una instalación impelente, con un motor de 55 HP, que sera capaz de inyectar aire por cada manga en promedio 26,75m3/s(56 680 cfm). Fase II: calculo para la ventilación,de mediano y largo plazo, el requerimiento es de 205,15m3/s(12 309 m3/min). El ventilador se instalara en la superficie de la corona de cada chimenea, con un motor de 53 HP, que sera capaz de extraer en promedio 70,80 m3/s(150 000cfm). Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=108316 Diseño y simulación del sistema de ventilación de las labores de exploración en el proyecto San Gabriel C.I.A. de minas Buenaventura S.A.A. [texto impreso] / Marco Fredy Flores Aroni, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingenieria de Minas. Escuela Profesional de Ingenieria de Minas, 2017 . - 94 páginas : ilustraciones, diagramas, tablas ; 30 cm.
Idioma : Español (spa)
Resumen: El presente trabajo de investigación titulado:Diseño y simulación del sistema de ventilación de las labores de exploración en el Proyecto San Gabriel Cia. de Minas Buenaventura S.A.A., realizado en el Distrito de Ichuña y Lloque, Provincia de General Sanchez Cerro, de Región Moquegua, el año 2016, cuyo objetivo es diseñar y simular el sistema de ventilacion de las labores de exploración de la mina con los datos ingresados al software Ventsim para el dimensionamiento de las chimeneas ventilacion hicieron diversas simulaciones numéricas mediante el software ventisim, que esta controlada por el flujo de aire por cada kW consumido (m3/s)kW, dónde se adoptaron parámetros físicos y geométricos como: formas de túneles, tipo de roca, áreas, resistencias, factor de fricción y factores de choque. Para este propósito se simularon tres posibles alternativas de la cual, se determino el diámetro y ubicación mas optimo de las chimeneas de ventilación. (CHI-1:2,1 m, CHI-2:2,1 m, CHI-3:2,1 m CHI-4:7,0 m) de diámetro, todo esto construido con equipo Raise Boring. Con la finalidad de determinar el sistema de ventilación optima se presentan dos fases: FaseI: Calculo de la ventilación a corto plazo para la rampa principal, el requerimiento es de 50,45m3/s(3027 m3/min). El ventilador principal se instalara en superficie, con dos mangas de ventilación, el cual sera una instalación impelente, con un motor de 55 HP, que sera capaz de inyectar aire por cada manga en promedio 26,75m3/s(56 680 cfm). Fase II: calculo para la ventilación,de mediano y largo plazo, el requerimiento es de 205,15m3/s(12 309 m3/min). El ventilador se instalara en la superficie de la corona de cada chimenea, con un motor de 53 HP, que sera capaz de extraer en promedio 70,80 m3/s(150 000cfm). Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=108316
Diseño y simulación del sistema de ventilación de las labores de exploración en el proyecto San Gabriel C.I.A. de minas Buenaventura S.A.A.
El presente trabajo de investigación titulado:Diseño y simulación del sistema de ventilación de las labores de exploración en el Proyecto San Gabriel Cia. de Minas Buenaventura S.A.A., realizado en el Distrito de Ichuña y Lloque, Provincia de General Sanchez Cerro, de Región Moquegua, el año 2016, cuyo objetivo es diseñar y simular el sistema de ventilacion de las labores de exploración de la mina con los datos ingresados al software Ventsim para el dimensionamiento de las chimeneas ventilacion hicieron diversas simulaciones numéricas mediante el software ventisim, que esta controlada por el flujo de aire por cada kW consumido (m3/s)kW, dónde se adoptaron parámetros físicos y geométricos como: formas de túneles, tipo de roca, áreas, resistencias, factor de fricción y factores de choque. Para este propósito se simularon tres posibles alternativas de la cual, se determino el diámetro y ubicación mas optimo de las chimeneas de ventilación. (CHI-1:2,1 m, CHI-2:2,1 m, CHI-3:2,1 m CHI-4:7,0 m) de diámetro, todo esto construido con equipo Raise Boring. Con la finalidad de determinar el sistema de ventilación optima se presentan dos fases: FaseI: Calculo de la ventilación a corto plazo para la rampa principal, el requerimiento es de 50,45m3/s(3027 m3/min). El ventilador principal se instalara en superficie, con dos mangas de ventilación, el cual sera una instalación impelente, con un motor de 55 HP, que sera capaz de inyectar aire por cada manga en promedio 26,75m3/s(56 680 cfm). Fase II: calculo para la ventilación,de mediano y largo plazo, el requerimiento es de 205,15m3/s(12 309 m3/min). El ventilador se instalara en la superficie de la corona de cada chimenea, con un motor de 53 HP, que sera capaz de extraer en promedio 70,80 m3/s(150 000cfm).
Marco Fredy Flores Aroni - [S.l.] : Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingenieria de Minas. Escuela Profesional de Ingenieria de Minas - 2017
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DisponibleDiseño del sistema de sostenimiento del tunel hidráulico Ancacca / Suca Suca, Nestor Leodan / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingenieria de Minas. Segunda Especializacion Profesional en Monitoreo y Evaluación Ambiental (2004)
Título : Diseño del sistema de sostenimiento del tunel hidráulico Ancacca Tipo de documento: texto impreso Autores: Suca Suca, Nestor Leodan, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingenieria de Minas. Segunda Especializacion Profesional en Monitoreo y Evaluación Ambiental Fecha de publicación: 2004 Número de páginas: 279 páginas Il.: diagramas, planos, tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para Optar el Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=107427 Diseño del sistema de sostenimiento del tunel hidráulico Ancacca [texto impreso] / Suca Suca, Nestor Leodan, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingenieria de Minas. Segunda Especializacion Profesional en Monitoreo y Evaluación Ambiental, 2004 . - 279 páginas : diagramas, planos, tablas ; 30 cm.
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Diseño del sistema de sostenimiento del tunel hidráulico Ancacca
Suca Suca, Nestor Leodan - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingenieria de Minas. Segunda Especializacion Profesional en Monitoreo y Evaluación Ambiental - 2004
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DisponibleDiseño 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)
Título : Diseño de sistemas de reforzamiento mediante empernado en roca en mina subterránea Tipo de documento: texto impreso Autores: Alan Marcial Flores Mamani, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2009 Número de páginas: 66 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, mapas, tablas Dimensiones: 30 cm. Nota general: Para Optar el Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: El diseño de sistemas de reforzamiento mediante empernado en rocas en mina subterránea, el papel principal de los pernos de roca, es el control de la estabilidad de los bloques y cuñas rocosas potencialmente inestables. Esto es lo que se llama también el “efecto cuña”. En general, el principio de su funcionamiento es estabilizar los bloques rocosos y/o las deformaciones de la superficie de la excavación, restringiendo los desplazamientos relativos de los bloques de roca adyacentes.
Actualmente hay disponibles diferentes tipos de pernos de roca. Varios tipos de pernos muestran solo diferencias menores en su diseño y son básicamente variedades de un mismo concepto, pernos de anclaje mecánico, pernos de varilla cementados o con resina, Split sets, Swellex, empernado con cable y otros.
Un perno de anclaje mecánico, consiste en una varilla de acero usualmente de 16 mm de diámetro, dotado en su extremo de un anclaje mecánico de expansión que va al fondo del taladro. Pernos de varilla cementados o con resina, consiste en una varilla de fierro o acero, con un extremo biselado, que es confinado dentro del taladro por medio de cemento (en cartuchos o inyectados), resina (en cartuchos) o resina y cemento. Los Split sets, conjuntamente con los Swellex, representan el más reciente desarrollo de técnicas de reforzamiento de roca, ambos trabajan por fricción (resistencia al deslizamiento) a lo largo de toda la longitud del taladro. De la misma forma describiremos de los sistemas de sostenimiento mediante el empernado con cable.
En un caso práctico describimos los sistemas de sostenimiento de la mina Atacocha la cual ha sido creada por el Departamento de Geomecánica. En ella nos brinda información del tipo de sostenimiento a instalar, siendo su uso muy sencillo y de fácil aplicación.Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio:. PE: PASCO. Trabajo asignado por la modalidad de suficiencia profesional Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=61228 Diseño de sistemas de reforzamiento mediante empernado en roca en mina subterránea [texto impreso] / Alan Marcial Flores Mamani, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2009 . - 66 páginas : ilustraciones, diagramas, mapas, tablas ; 30 cm.
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Idioma : Español (spa)
Resumen: El diseño de sistemas de reforzamiento mediante empernado en rocas en mina subterránea, el papel principal de los pernos de roca, es el control de la estabilidad de los bloques y cuñas rocosas potencialmente inestables. Esto es lo que se llama también el “efecto cuña”. En general, el principio de su funcionamiento es estabilizar los bloques rocosos y/o las deformaciones de la superficie de la excavación, restringiendo los desplazamientos relativos de los bloques de roca adyacentes.
Actualmente hay disponibles diferentes tipos de pernos de roca. Varios tipos de pernos muestran solo diferencias menores en su diseño y son básicamente variedades de un mismo concepto, pernos de anclaje mecánico, pernos de varilla cementados o con resina, Split sets, Swellex, empernado con cable y otros.
Un perno de anclaje mecánico, consiste en una varilla de acero usualmente de 16 mm de diámetro, dotado en su extremo de un anclaje mecánico de expansión que va al fondo del taladro. Pernos de varilla cementados o con resina, consiste en una varilla de fierro o acero, con un extremo biselado, que es confinado dentro del taladro por medio de cemento (en cartuchos o inyectados), resina (en cartuchos) o resina y cemento. Los Split sets, conjuntamente con los Swellex, representan el más reciente desarrollo de técnicas de reforzamiento de roca, ambos trabajan por fricción (resistencia al deslizamiento) a lo largo de toda la longitud del taladro. De la misma forma describiremos de los sistemas de sostenimiento mediante el empernado con cable.
En un caso práctico describimos los sistemas de sostenimiento de la mina Atacocha la cual ha sido creada por el Departamento de Geomecánica. En ella nos brinda información del tipo de sostenimiento a instalar, siendo su uso muy sencillo y de fácil aplicación.Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio:. PE: PASCO. Trabajo asignado por la modalidad de suficiencia profesional Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=61228
Diseño de sistemas de reforzamiento mediante empernado en roca en mina subterránea
El diseño de sistemas de reforzamiento mediante empernado en rocas en mina subterránea, el papel principal de los pernos de roca, es el control de la estabilidad de los bloques y cuñas rocosas potencialmente inestables. Esto es lo que se llama también el “efecto cuña”. En general, el principio de su funcionamiento es estabilizar los bloques rocosos y/o las deformaciones de la superficie de la excavación, restringiendo los desplazamientos relativos de los bloques de roca adyacentes.
Actualmente hay disponibles diferentes tipos de pernos de roca. Varios tipos de pernos muestran solo diferencias menores en su diseño y son básicamente variedades de un mismo concepto, pernos de anclaje mecánico, pernos de varilla cementados o con resina, Split sets, Swellex, empernado con cable y otros.
Un perno de anclaje mecánico, consiste en una varilla de acero usualmente de 16 mm de diámetro, dotado en su extremo de un anclaje mecánico de expansión que va al fondo del taladro. Pernos de varilla cementados o con resina, consiste en una varilla de fierro o acero, con un extremo biselado, que es confinado dentro del taladro por medio de cemento (en cartuchos o inyectados), resina (en cartuchos) o resina y cemento. Los Split sets, conjuntamente con los Swellex, representan el más reciente desarrollo de técnicas de reforzamiento de roca, ambos trabajan por fricción (resistencia al deslizamiento) a lo largo de toda la longitud del taladro. De la misma forma describiremos de los sistemas de sostenimiento mediante el empernado con cable.
En un caso práctico describimos los sistemas de sostenimiento de la mina Atacocha la cual ha sido creada por el Departamento de Geomecánica. En ella nos brinda información del tipo de sostenimiento a instalar, siendo su uso muy sencillo y de fácil aplicación.Flores Mamani, Alan Marcial - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2009
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Zona Territorial de Estudio:. PE: PASCO. Trabajo asignado por la modalidad de suficiencia profesional
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Código de barras Signatura Tipo de medio Ubicación Sección Estado T10-0276-01 T0276 Informe de Suficiencia Bib. Esp. Ing Minas Estanteria (Tesis) Consulta en sala
DisponibleT12834-19317-01 T12834 Informe de Suficiencia Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDiseño 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)
Título : Diseño de soporte activo en rampa negativa 240 este nivel 12 empleando el método geomecánico en minera bateas compañía de fortuna Silver mines INC Tipo de documento: texto impreso Autores: Vasili Jesús Medina Ayqui, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2014 Número de páginas: 142 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para Optar el Título Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: La Minera Bateas de la Compañía de Fortuna Silver Mines Inc.” el método de explotación es por corte y relleno ascendente las características del macizo rocoso y la Geometría del yacimiento son los aspectos fundamentales para determinar el método de explotación, la roca encajonante es una roca ígnea volcánica constituido por andesitas que se extiende en todo el área de las operaciones mineras observándose esta litología estructural en algunos pequeños afloramientos en la actualidad existe una necesidad imperiosa controlar la estabilidad del macizo rocoso en donde se ejecuta la excavación de labores mineras para evitar la caída rocas en las labores permanentes y temporales, la estructura del macizo rocoso está claramente evidenciado por varias familias de discontinuidades que ejercen un control geo estructural de la zona de excavaciones de allí surge la tarea de determinar la calidad del macizo rocoso a través de una serie de parámetros geomecánicos.
En el presente trabajo de investigación se ha realizado la evaluación geomecánica para determinar la calidad del macizo rocoso es decir determinar las propiedades físico mecánicas cuantificar el dominio estructural para lograr la calidad de la masa rocosa RMR antes ,durante y después del proceso de excavaciones el monitoreo para determinar el comportamiento mecánico de la masa rocosa y sus componentes se ha obtenido su resistencia compresiva de la roca intacta por métodos directos e indirectos su calidad de roca en función a RQD(Rock Quality Designation), RMR de Bieniawski, GSI de Paul Marinos y Evert hoek, se detallan los procedimientos de acuerdo a los estándares conocidos a nivel de la geomecánica minera subterránea de la Sociedad Internacional de Mecánica de ocas (ISRM) en donde se ha logrado cuantificar la calidad en un RMR =58 en un tipo de roca III-A para el tajo 310 y un RMR de 45 para la Rampa Negativa 240.los resultados obtenidos nos indican un soporte activo para evitar la caída de rocas ,además que los soportes sean de aplicación sencilla para ello se ha elaborado una cartilla asignando un color a un tipo de rocas en estas condiciones del macizo rocoso se concluye que se debe aplicar el tipo de soporte con Split set de 5 pies de longitud que se debe aplicar tendiente a lograr cero accidentesLink: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=82555 Diseño de soporte activo en rampa negativa 240 este nivel 12 empleando el método geomecánico en minera bateas compañía de fortuna Silver mines INC [texto impreso] / Vasili Jesús Medina Ayqui, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2014 . - 142 páginas : ilustraciones, diagramas, tablas ; 30 cm.
Para Optar el Título Profesional de: Ingeniero de Minas
Idioma : Español (spa)
Resumen: La Minera Bateas de la Compañía de Fortuna Silver Mines Inc.” el método de explotación es por corte y relleno ascendente las características del macizo rocoso y la Geometría del yacimiento son los aspectos fundamentales para determinar el método de explotación, la roca encajonante es una roca ígnea volcánica constituido por andesitas que se extiende en todo el área de las operaciones mineras observándose esta litología estructural en algunos pequeños afloramientos en la actualidad existe una necesidad imperiosa controlar la estabilidad del macizo rocoso en donde se ejecuta la excavación de labores mineras para evitar la caída rocas en las labores permanentes y temporales, la estructura del macizo rocoso está claramente evidenciado por varias familias de discontinuidades que ejercen un control geo estructural de la zona de excavaciones de allí surge la tarea de determinar la calidad del macizo rocoso a través de una serie de parámetros geomecánicos.
En el presente trabajo de investigación se ha realizado la evaluación geomecánica para determinar la calidad del macizo rocoso es decir determinar las propiedades físico mecánicas cuantificar el dominio estructural para lograr la calidad de la masa rocosa RMR antes ,durante y después del proceso de excavaciones el monitoreo para determinar el comportamiento mecánico de la masa rocosa y sus componentes se ha obtenido su resistencia compresiva de la roca intacta por métodos directos e indirectos su calidad de roca en función a RQD(Rock Quality Designation), RMR de Bieniawski, GSI de Paul Marinos y Evert hoek, se detallan los procedimientos de acuerdo a los estándares conocidos a nivel de la geomecánica minera subterránea de la Sociedad Internacional de Mecánica de ocas (ISRM) en donde se ha logrado cuantificar la calidad en un RMR =58 en un tipo de roca III-A para el tajo 310 y un RMR de 45 para la Rampa Negativa 240.los resultados obtenidos nos indican un soporte activo para evitar la caída de rocas ,además que los soportes sean de aplicación sencilla para ello se ha elaborado una cartilla asignando un color a un tipo de rocas en estas condiciones del macizo rocoso se concluye que se debe aplicar el tipo de soporte con Split set de 5 pies de longitud que se debe aplicar tendiente a lograr cero accidentesLink: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=82555
Diseño de soporte activo en rampa negativa 240 este nivel 12 empleando el método geomecánico en minera bateas compañía de fortuna Silver mines INC
La Minera Bateas de la Compañía de Fortuna Silver Mines Inc.” el método de explotación es por corte y relleno ascendente las características del macizo rocoso y la Geometría del yacimiento son los aspectos fundamentales para determinar el método de explotación, la roca encajonante es una roca ígnea volcánica constituido por andesitas que se extiende en todo el área de las operaciones mineras observándose esta litología estructural en algunos pequeños afloramientos en la actualidad existe una necesidad imperiosa controlar la estabilidad del macizo rocoso en donde se ejecuta la excavación de labores mineras para evitar la caída rocas en las labores permanentes y temporales, la estructura del macizo rocoso está claramente evidenciado por varias familias de discontinuidades que ejercen un control geo estructural de la zona de excavaciones de allí surge la tarea de determinar la calidad del macizo rocoso a través de una serie de parámetros geomecánicos.
En el presente trabajo de investigación se ha realizado la evaluación geomecánica para determinar la calidad del macizo rocoso es decir determinar las propiedades físico mecánicas cuantificar el dominio estructural para lograr la calidad de la masa rocosa RMR antes ,durante y después del proceso de excavaciones el monitoreo para determinar el comportamiento mecánico de la masa rocosa y sus componentes se ha obtenido su resistencia compresiva de la roca intacta por métodos directos e indirectos su calidad de roca en función a RQD(Rock Quality Designation), RMR de Bieniawski, GSI de Paul Marinos y Evert hoek, se detallan los procedimientos de acuerdo a los estándares conocidos a nivel de la geomecánica minera subterránea de la Sociedad Internacional de Mecánica de ocas (ISRM) en donde se ha logrado cuantificar la calidad en un RMR =58 en un tipo de roca III-A para el tajo 310 y un RMR de 45 para la Rampa Negativa 240.los resultados obtenidos nos indican un soporte activo para evitar la caída de rocas ,además que los soportes sean de aplicación sencilla para ello se ha elaborado una cartilla asignando un color a un tipo de rocas en estas condiciones del macizo rocoso se concluye que se debe aplicar el tipo de soporte con Split set de 5 pies de longitud que se debe aplicar tendiente a lograr cero accidentesMedina Ayqui, Vasili Jesús - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2014
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DisponibleT18862-25319-01 T18862 Tesis Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDiseño 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)
Título : Diseño de sostenimiento en galeria 650 - nivel 3415 por método de elemento finitos en minas Arirahua S.A. Tipo de documento: texto impreso Autores: Ivan Jesus Mamani Turpo, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2014 Número de páginas: 145 páginas Il.: diagramas, ilustraciones, mapas, tablas Dimensiones: 30 cm. Nota general: Para Optar Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: El trabajo de investigación se ha realizado en la Compañía Minera Arirahua S.A. en galería 650 Nivel 3415 donde se presenta el desprendimiento de rocas del techo de la galería que es necesario controlar la estabilidad del macizo rocoso, este desprendimiento repercute en muchos aspectos tanto al personal como a los equipos, de aquí surge la tarea de identificar los principales causas del desprendimiento de rocas del techo de la excavación considerando de que actualmente el departamento de Geología y geomecánica realiza la evaluación y monitoreo permanente de la galería 650 Nivel 3415 sin embargo el problema de desprendimiento aun continua, la evaluación se ha realizado mediante las clasificaciones geomecánicas de Bieniawski, Nick Barton Hoek y Paul Marinos con dos objetivos, primero determinar la calidad del macizo rocoso y el segundo objetivo es plantear un soporte activo mediante el método numérico de elementos finitos Software Phase2 6.0.
Los resultados obtenidos mediante las clasificaciones geomecánicas es que el tipo de roca es de categoría III de calidad regular con un RMR corregido de 53 un RQD de 56.7% la resistencia compresiva de la roca intacta es 102 Mpa ,el GSI es de 77, 78 roca de tipo F/B el tiempo de auto soporte de acuerdo a la tabla de Lauffer modificado por Bieniawski en 1989 es de un mes el tipo de sostenimiento activo es pernos de anclaje sistemático con shotcrete de acuerdo a la propuesta modificada de Barton y Bieniawski 1989, para un valor de Q de 2.7 y dimensión equivalente de 2.5, por el método numérico de elementos finitos se ha determinado la zona de acumulación de esfuerzos de sigma 1 que produce una fatiga en la parte superior del astial derecho en donde el factor de seguridad es menor a 1 generándose una zona inestable que requiere un soporte activo con Split set de 1.20 m de longitud a una distancia de 1 a 1.5 m, no se requiere un soporte inmediato en el techo,el desplazamiento horizontal es mayor que el desplazamiento vertical ambos no son de significancia en función a la sección de la galería 650 Nivel 3415 de 3x3mNota de contenido: Zona Territorial de Estudio PE: PUNO Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=82479 Diseño de sostenimiento en galeria 650 - nivel 3415 por método de elemento finitos en minas Arirahua S.A. [texto impreso] / Ivan Jesus Mamani Turpo, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2014 . - 145 páginas : diagramas, ilustraciones, mapas, tablas ; 30 cm.
Para Optar Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas
Idioma : Español (spa)
Resumen: El trabajo de investigación se ha realizado en la Compañía Minera Arirahua S.A. en galería 650 Nivel 3415 donde se presenta el desprendimiento de rocas del techo de la galería que es necesario controlar la estabilidad del macizo rocoso, este desprendimiento repercute en muchos aspectos tanto al personal como a los equipos, de aquí surge la tarea de identificar los principales causas del desprendimiento de rocas del techo de la excavación considerando de que actualmente el departamento de Geología y geomecánica realiza la evaluación y monitoreo permanente de la galería 650 Nivel 3415 sin embargo el problema de desprendimiento aun continua, la evaluación se ha realizado mediante las clasificaciones geomecánicas de Bieniawski, Nick Barton Hoek y Paul Marinos con dos objetivos, primero determinar la calidad del macizo rocoso y el segundo objetivo es plantear un soporte activo mediante el método numérico de elementos finitos Software Phase2 6.0.
Los resultados obtenidos mediante las clasificaciones geomecánicas es que el tipo de roca es de categoría III de calidad regular con un RMR corregido de 53 un RQD de 56.7% la resistencia compresiva de la roca intacta es 102 Mpa ,el GSI es de 77, 78 roca de tipo F/B el tiempo de auto soporte de acuerdo a la tabla de Lauffer modificado por Bieniawski en 1989 es de un mes el tipo de sostenimiento activo es pernos de anclaje sistemático con shotcrete de acuerdo a la propuesta modificada de Barton y Bieniawski 1989, para un valor de Q de 2.7 y dimensión equivalente de 2.5, por el método numérico de elementos finitos se ha determinado la zona de acumulación de esfuerzos de sigma 1 que produce una fatiga en la parte superior del astial derecho en donde el factor de seguridad es menor a 1 generándose una zona inestable que requiere un soporte activo con Split set de 1.20 m de longitud a una distancia de 1 a 1.5 m, no se requiere un soporte inmediato en el techo,el desplazamiento horizontal es mayor que el desplazamiento vertical ambos no son de significancia en función a la sección de la galería 650 Nivel 3415 de 3x3mNota de contenido: Zona Territorial de Estudio PE: PUNO Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=82479
Diseño de sostenimiento en galeria 650 - nivel 3415 por método de elemento finitos en minas Arirahua S.A.
El trabajo de investigación se ha realizado en la Compañía Minera Arirahua S.A. en galería 650 Nivel 3415 donde se presenta el desprendimiento de rocas del techo de la galería que es necesario controlar la estabilidad del macizo rocoso, este desprendimiento repercute en muchos aspectos tanto al personal como a los equipos, de aquí surge la tarea de identificar los principales causas del desprendimiento de rocas del techo de la excavación considerando de que actualmente el departamento de Geología y geomecánica realiza la evaluación y monitoreo permanente de la galería 650 Nivel 3415 sin embargo el problema de desprendimiento aun continua, la evaluación se ha realizado mediante las clasificaciones geomecánicas de Bieniawski, Nick Barton Hoek y Paul Marinos con dos objetivos, primero determinar la calidad del macizo rocoso y el segundo objetivo es plantear un soporte activo mediante el método numérico de elementos finitos Software Phase2 6.0.
Los resultados obtenidos mediante las clasificaciones geomecánicas es que el tipo de roca es de categoría III de calidad regular con un RMR corregido de 53 un RQD de 56.7% la resistencia compresiva de la roca intacta es 102 Mpa ,el GSI es de 77, 78 roca de tipo F/B el tiempo de auto soporte de acuerdo a la tabla de Lauffer modificado por Bieniawski en 1989 es de un mes el tipo de sostenimiento activo es pernos de anclaje sistemático con shotcrete de acuerdo a la propuesta modificada de Barton y Bieniawski 1989, para un valor de Q de 2.7 y dimensión equivalente de 2.5, por el método numérico de elementos finitos se ha determinado la zona de acumulación de esfuerzos de sigma 1 que produce una fatiga en la parte superior del astial derecho en donde el factor de seguridad es menor a 1 generándose una zona inestable que requiere un soporte activo con Split set de 1.20 m de longitud a una distancia de 1 a 1.5 m, no se requiere un soporte inmediato en el techo,el desplazamiento horizontal es mayor que el desplazamiento vertical ambos no son de significancia en función a la sección de la galería 650 Nivel 3415 de 3x3mMamani Turpo, Ivan Jesus - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2014
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DisponibleDiseño 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)
Título : Diseño de sostenimiento mediante el método de elementos finitos en tajo María fé mina Chipmo Poracota - Cía. de minas Buenaventura Tipo de documento: texto impreso Autores: Josue Arturo Ovalle Machaca, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2015 Número de páginas: 148 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, tablas Dimensiones: 30 cm. Nota general: Para Optar el Título Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: Inestabilidad del macizo rocoso del tajo María Fe, presentan caída de rocas, el soporte activo con Split set de 5’ y 7’ que se ha aplicado no ha respondido satisfactoriamente y ha motivado el uso de soporte pasivo complementario de jackpack y woodpack. Sostenimiento por método de elementos finitos con el objetivo de diseñar un sostenimiento adecuado considerando la calidad del macizo rocoso circundante y evaluación de esfuerzos principales, mediante el método de elementos finitos (Phase2 6.2). La posible solución al problema es que la calidad del macizo rocoso circundante y evaluación de esfuerzos principales, nos permitirá diseñar un sostenimiento adecuado mediante el método de elementos finitos (Phase2 6.2). Resultados indican la calidad del macizo rocoso es de tipo III con un RMR DE 51 un índice Q 2.2 el RCU es 76 MPa el GSI de 51,de acuerdo a los resultados de la calidad de la masa rocosa y de acuerdo al ábaco de Grimstad y Barton 1993, en el tajo María fe se usa como elemento sostenimiento activo Split set de 7’ el cual en pruebas de arranque (Capacidad de carga) en tipo de roca III el resultado es de 10 a 10,5 TM en una sección de 3.7 x 3.5 m. Actualmente en una labor de explotación con sección 3.7 x 3.5m con calidad de roca III el espaciamiento de Splitde 7’ será es de 0,75 m. Esfuerzo horizontal generan un desplazamiento en su componente horizontal tienen un valor -7.5 e -003 m en la parte superior derecho y en el vértice inferior derecho llegan a 2.50 e-003m cuyos valores máximos y mínimos son: máximo=0.0067201m =-0.007084 m el desplazamiento vertical es Máx.=0.0050074 m y Mín.=-0.0053159 m, el desplazamiento total, es de 0.00e+0m hasta 9.60e-003m.se requiere pernos de anclaje Split set de 7’ distribuidos simétricamente cada 1.5 m considerando el factor de seguridad menor a 1 que nos indica la instabilidad de la masa rocosa, de acuerdo a la evaluación in – situ se requiere solo pernos de 7’ sin malla electrosoldada en las zonas específicas en donde el FS es < 1. Con Hydrabolt en vez de Split set puede mejorar aún más la estabilidad por la capacidad de carga mayor a 14 TM. Con Hydraboltde7’enuna labor de sección de 4.00 x 4.00men tajo María fe con tipo de roca III el espaciamiento será de1,5 ª 2 m con lo cual se llega a instalar 31 Hydraboltde 7’ en disparos de 8’ de longitud con lo cual se minimiza el costo de sostenimiento por metro lineal y se requiere menor números de pernos de anclaje. Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=89688 Diseño de sostenimiento mediante el método de elementos finitos en tajo María fé mina Chipmo Poracota - Cía. de minas Buenaventura [texto impreso] / Josue Arturo Ovalle Machaca, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2015 . - 148 páginas : ilustraciones, diagramas, tablas ; 30 cm.
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Resumen: Inestabilidad del macizo rocoso del tajo María Fe, presentan caída de rocas, el soporte activo con Split set de 5’ y 7’ que se ha aplicado no ha respondido satisfactoriamente y ha motivado el uso de soporte pasivo complementario de jackpack y woodpack. Sostenimiento por método de elementos finitos con el objetivo de diseñar un sostenimiento adecuado considerando la calidad del macizo rocoso circundante y evaluación de esfuerzos principales, mediante el método de elementos finitos (Phase2 6.2). La posible solución al problema es que la calidad del macizo rocoso circundante y evaluación de esfuerzos principales, nos permitirá diseñar un sostenimiento adecuado mediante el método de elementos finitos (Phase2 6.2). Resultados indican la calidad del macizo rocoso es de tipo III con un RMR DE 51 un índice Q 2.2 el RCU es 76 MPa el GSI de 51,de acuerdo a los resultados de la calidad de la masa rocosa y de acuerdo al ábaco de Grimstad y Barton 1993, en el tajo María fe se usa como elemento sostenimiento activo Split set de 7’ el cual en pruebas de arranque (Capacidad de carga) en tipo de roca III el resultado es de 10 a 10,5 TM en una sección de 3.7 x 3.5 m. Actualmente en una labor de explotación con sección 3.7 x 3.5m con calidad de roca III el espaciamiento de Splitde 7’ será es de 0,75 m. Esfuerzo horizontal generan un desplazamiento en su componente horizontal tienen un valor -7.5 e -003 m en la parte superior derecho y en el vértice inferior derecho llegan a 2.50 e-003m cuyos valores máximos y mínimos son: máximo=0.0067201m =-0.007084 m el desplazamiento vertical es Máx.=0.0050074 m y Mín.=-0.0053159 m, el desplazamiento total, es de 0.00e+0m hasta 9.60e-003m.se requiere pernos de anclaje Split set de 7’ distribuidos simétricamente cada 1.5 m considerando el factor de seguridad menor a 1 que nos indica la instabilidad de la masa rocosa, de acuerdo a la evaluación in – situ se requiere solo pernos de 7’ sin malla electrosoldada en las zonas específicas en donde el FS es < 1. Con Hydrabolt en vez de Split set puede mejorar aún más la estabilidad por la capacidad de carga mayor a 14 TM. Con Hydraboltde7’enuna labor de sección de 4.00 x 4.00men tajo María fe con tipo de roca III el espaciamiento será de1,5 ª 2 m con lo cual se llega a instalar 31 Hydraboltde 7’ en disparos de 8’ de longitud con lo cual se minimiza el costo de sostenimiento por metro lineal y se requiere menor números de pernos de anclaje. Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=89688
Diseño de sostenimiento mediante el método de elementos finitos en tajo María fé mina Chipmo Poracota - Cía. de minas Buenaventura
Inestabilidad del macizo rocoso del tajo María Fe, presentan caída de rocas, el soporte activo con Split set de 5’ y 7’ que se ha aplicado no ha respondido satisfactoriamente y ha motivado el uso de soporte pasivo complementario de jackpack y woodpack. Sostenimiento por método de elementos finitos con el objetivo de diseñar un sostenimiento adecuado considerando la calidad del macizo rocoso circundante y evaluación de esfuerzos principales, mediante el método de elementos finitos (Phase2 6.2). La posible solución al problema es que la calidad del macizo rocoso circundante y evaluación de esfuerzos principales, nos permitirá diseñar un sostenimiento adecuado mediante el método de elementos finitos (Phase2 6.2). Resultados indican la calidad del macizo rocoso es de tipo III con un RMR DE 51 un índice Q 2.2 el RCU es 76 MPa el GSI de 51,de acuerdo a los resultados de la calidad de la masa rocosa y de acuerdo al ábaco de Grimstad y Barton 1993, en el tajo María fe se usa como elemento sostenimiento activo Split set de 7’ el cual en pruebas de arranque (Capacidad de carga) en tipo de roca III el resultado es de 10 a 10,5 TM en una sección de 3.7 x 3.5 m. Actualmente en una labor de explotación con sección 3.7 x 3.5m con calidad de roca III el espaciamiento de Splitde 7’ será es de 0,75 m. Esfuerzo horizontal generan un desplazamiento en su componente horizontal tienen un valor -7.5 e -003 m en la parte superior derecho y en el vértice inferior derecho llegan a 2.50 e-003m cuyos valores máximos y mínimos son: máximo=0.0067201m =-0.007084 m el desplazamiento vertical es Máx.=0.0050074 m y Mín.=-0.0053159 m, el desplazamiento total, es de 0.00e+0m hasta 9.60e-003m.se requiere pernos de anclaje Split set de 7’ distribuidos simétricamente cada 1.5 m considerando el factor de seguridad menor a 1 que nos indica la instabilidad de la masa rocosa, de acuerdo a la evaluación in – situ se requiere solo pernos de 7’ sin malla electrosoldada en las zonas específicas en donde el FS es < 1. Con Hydrabolt en vez de Split set puede mejorar aún más la estabilidad por la capacidad de carga mayor a 14 TM. Con Hydraboltde7’enuna labor de sección de 4.00 x 4.00men tajo María fe con tipo de roca III el espaciamiento será de1,5 ª 2 m con lo cual se llega a instalar 31 Hydraboltde 7’ en disparos de 8’ de longitud con lo cual se minimiza el costo de sostenimiento por metro lineal y se requiere menor números de pernos de anclaje.
Ovalle Machaca, Josue Arturo - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2015
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DisponibleDiseño 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)
Título : Diseño de sostenimiento en el túnel Wayrasencca - Ollachea Tipo de documento: texto impreso Autores: Ángel Christopher Soto Vilca, 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: 195 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, mapas, planos,tablas Dimensiones: 30 cm. Nota general: Para Optar el Título Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Idioma original : Español (spa) Resumen: Caracterización geotécnica y geomecánica, diseño de sostenimiento en roca y suelo emplazados a lo largo del túnel. Metodología descriptivo experimental, población longitud de 746.10 metros de túnel y el área circundada por el túnel de 10 has, trabajo en campo con el fin obtener los datos estructurales, trabajo en laboratorio para obtener los parámetros geotécnicos de la zona de estudio y el trabajo en gabinete con el propósito de diseñar y evaluar el sostenimiento con el uso de softwares computacionales. Mapeos geomecánicos, geotécnicos y geológicos en siete sectores distribuidos a lo largo del túnel; los cuales determinaron material fluvio glaciar (gravas arcillosas y limosas) y cuatro clases de roca presentes Roca II, III, IV y V que son Roca Buena, Regular, Mala y Muy mala respectivamente, las rocas son Metalimolita y Metacuarcita con distintas características geomecánicas; se han definido 3 familias de discontinuidades y una familia aleatoria. Correspondiente al trabajo de laboratorio se obtuvieron valores índices y de resistencia tanto del suelo como de la roca. Correspondiente al trabajo de gabinete se estableció el tipo de sostenimiento a usar en cada sector mapeado, según las recomendaciones de sostenimiento de Z.T. Bieniawski y Barton. El sostenimiento emplea un método de excavación calota, destroza, solera; determina también una longitud de excavación sin sostenimiento; el uso de cerchas metálicas según sea el caso, malla electrosoldada y recubrimiento de shotcrete. Además, los resultados se obtienen de un análisis y verificación de la estabilidad del diseño de sostenimiento empleado en cada sector, específicamente de las cuñas subterráneas, de donde se obtuvo valores de factor de seguridad superiores al factor de seguridad de diseño; lo que indica que el diseño de sostenimiento planteado fue suficiente para estabilizar completamente el túnel. Es necesario ejecutar el proceso de sostenimiento tal cual se estableció para evitar cualquier problema de inestabilidad. En línea: http://repositorio.unap.edu.pe/handle/UNAP/2901 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=97434 Diseño de sostenimiento en el túnel Wayrasencca - Ollachea [texto impreso] / Ángel Christopher Soto Vilca, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2016 . - 195 páginas : ilustraciones, diagramas, mapas, planos,tablas ; 30 cm.
Para Optar el Título Profesional de: Ingeniero de Minas
Idioma : Español (spa) Idioma original : Español (spa)
Resumen: Caracterización geotécnica y geomecánica, diseño de sostenimiento en roca y suelo emplazados a lo largo del túnel. Metodología descriptivo experimental, población longitud de 746.10 metros de túnel y el área circundada por el túnel de 10 has, trabajo en campo con el fin obtener los datos estructurales, trabajo en laboratorio para obtener los parámetros geotécnicos de la zona de estudio y el trabajo en gabinete con el propósito de diseñar y evaluar el sostenimiento con el uso de softwares computacionales. Mapeos geomecánicos, geotécnicos y geológicos en siete sectores distribuidos a lo largo del túnel; los cuales determinaron material fluvio glaciar (gravas arcillosas y limosas) y cuatro clases de roca presentes Roca II, III, IV y V que son Roca Buena, Regular, Mala y Muy mala respectivamente, las rocas son Metalimolita y Metacuarcita con distintas características geomecánicas; se han definido 3 familias de discontinuidades y una familia aleatoria. Correspondiente al trabajo de laboratorio se obtuvieron valores índices y de resistencia tanto del suelo como de la roca. Correspondiente al trabajo de gabinete se estableció el tipo de sostenimiento a usar en cada sector mapeado, según las recomendaciones de sostenimiento de Z.T. Bieniawski y Barton. El sostenimiento emplea un método de excavación calota, destroza, solera; determina también una longitud de excavación sin sostenimiento; el uso de cerchas metálicas según sea el caso, malla electrosoldada y recubrimiento de shotcrete. Además, los resultados se obtienen de un análisis y verificación de la estabilidad del diseño de sostenimiento empleado en cada sector, específicamente de las cuñas subterráneas, de donde se obtuvo valores de factor de seguridad superiores al factor de seguridad de diseño; lo que indica que el diseño de sostenimiento planteado fue suficiente para estabilizar completamente el túnel. Es necesario ejecutar el proceso de sostenimiento tal cual se estableció para evitar cualquier problema de inestabilidad. En línea: http://repositorio.unap.edu.pe/handle/UNAP/2901 Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=97434
Diseño de sostenimiento en el túnel Wayrasencca - Ollachea
Caracterización geotécnica y geomecánica, diseño de sostenimiento en roca y suelo emplazados a lo largo del túnel. Metodología descriptivo experimental, población longitud de 746.10 metros de túnel y el área circundada por el túnel de 10 has, trabajo en campo con el fin obtener los datos estructurales, trabajo en laboratorio para obtener los parámetros geotécnicos de la zona de estudio y el trabajo en gabinete con el propósito de diseñar y evaluar el sostenimiento con el uso de softwares computacionales. Mapeos geomecánicos, geotécnicos y geológicos en siete sectores distribuidos a lo largo del túnel; los cuales determinaron material fluvio glaciar (gravas arcillosas y limosas) y cuatro clases de roca presentes Roca II, III, IV y V que son Roca Buena, Regular, Mala y Muy mala respectivamente, las rocas son Metalimolita y Metacuarcita con distintas características geomecánicas; se han definido 3 familias de discontinuidades y una familia aleatoria. Correspondiente al trabajo de laboratorio se obtuvieron valores índices y de resistencia tanto del suelo como de la roca. Correspondiente al trabajo de gabinete se estableció el tipo de sostenimiento a usar en cada sector mapeado, según las recomendaciones de sostenimiento de Z.T. Bieniawski y Barton. El sostenimiento emplea un método de excavación calota, destroza, solera; determina también una longitud de excavación sin sostenimiento; el uso de cerchas metálicas según sea el caso, malla electrosoldada y recubrimiento de shotcrete. Además, los resultados se obtienen de un análisis y verificación de la estabilidad del diseño de sostenimiento empleado en cada sector, específicamente de las cuñas subterráneas, de donde se obtuvo valores de factor de seguridad superiores al factor de seguridad de diseño; lo que indica que el diseño de sostenimiento planteado fue suficiente para estabilizar completamente el túnel. Es necesario ejecutar el proceso de sostenimiento tal cual se estableció para evitar cualquier problema de inestabilidad.
Soto Vilca, Ángel Christopher - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2016
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DisponibleT21512-28016-01 T21512 Tesis Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDiseño de tajo en la Morrena Vizcachani / Lizandro Figueroa Arizaca / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (1991)
Título : Diseño de tajo en la Morrena Vizcachani Tipo de documento: texto impreso Autores: Lizandro Figueroa Arizaca Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 1991 Número de páginas: 229 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para Optar el Titulo Profesional de: Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Palabras clave: MINERIA EXPLOTACION DE CANTERAS MINAS DE ORO Clasificación: 371.264 Prognosis y ubicación académicas Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio:. PE:PUNO-ANANEA. Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=74498 Diseño de tajo en la Morrena Vizcachani [texto impreso] / Lizandro Figueroa Arizaca . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 1991 . - 229 páginas : ilustraciones, diagramas, tablas ; 30 cm.
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Idioma : Español (spa)
Palabras clave: MINERIA EXPLOTACION DE CANTERAS MINAS DE ORO Clasificación: 371.264 Prognosis y ubicación académicas Nota de contenido: Zona Territorial de Estudio:. PE:PUNO-ANANEA. Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=74498
Diseño de tajo en la Morrena Vizcachani
Figueroa Arizaca, Lizandro - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 1991
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DisponibleT10-0029-02 T0029 Tesis Profesional Bib. Esp. Ing Minas Estanteria (Tesis) Consulta en sala
Disponible995-4626-01 622.292 F52 Tesis Profesional Biblioteca Central Area Tesis (sótano) Consulta en sala
DisponibleDiseño de vías de acarreo en una mina superficial / Mikemalhone Jimmy Ruiz Rodríguez / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2009)
Título : Diseño de vías de acarreo en una mina superficial Tipo de documento: texto impreso Autores: Mikemalhone Jimmy Ruiz Rodríguez, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2009 Número de páginas: 56 páginas Il.: diagramas, ilustraciones, tablas Dimensiones: 30 cm. Nota general: Para Optar Título Profesional de Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: La primera parte trata sobre los conceptos básicos en el diseño de vías de acarreo en minería superficial, así como los criterios operativos: altura de bancos, ancho de bancos, ángulo de talud, bermas y vías. Además en esta primera parte nos indica, que. Las vías en minas superficiales pueden estar clasificadas de acuerdo al trazado en planta, a su vez estas pueden clasificarse en provisionales o permanentes. Las cuales estarán sujetas a las medidas básicas geomecánicas de cada operación y de acuerdo a su método de explotación. Así mismo cabe mencionar que, las vías en minería superficial se caracterizaran por ser vías de acarreo debidamente seguras ya que estas contaran con las más estrictas medidas de seguridad de acuerdo al diseño y, también estas contaran con vías de acceso a tajos que realizaran servicios esporádicos. Adoptando desde ya puntos importantes como son la visibilidad, distancia, distancia mínima de parada, velocidad máxima, señalizaciones de advertencia, sistema de drenaje, siendo todos estos puntos muy importantes para un óptimo y productivo desarrollo en performance de las operaciones de acarreo. En la segunda parte trata acerca de los factores que influyen en el diseño de vías, métodos de diseño, geometrías de las vías, secciones, trazado y materiales utilizados en su construcción para garantizar una eficiente operación, las cuales deberán de hacerse de acuerdo a los criterios básicos de funcionalidad. Estas vías de acarreo deberán ser diseñadas para acomodar las capacidades de los equipos, teniendo en cuenta, el peso y el control de los mismos, a su vez las vías de acarreo serán acomodadas de acuerdo al diseño de frenado de cada unidad, ya que estas cuentan o contaran con normas de performance eficaces, las cuales estarán desarrolladas bajo procedimientos, pruebas y criterios, los mismos que indicaran valores para el control de determinadas unidades. Estas a su vez se ubicaran en las vías de acuerdo a su diseño, y estas contaran a su vez con su radio, peralte máximo y velocidad. Estas vías serán diseñadas con una exhaustiva coordinación con el trazado de planta para así evitar situaciones equivocas e incomodas, y permitir así un optimo control y movimiento de las unidades, así mismo, adoptando las medidas y categorías en función a su capacidad de soporte. Dentro de las funciones, y capacidades de soporte de cada vía se tomaran en cuenta los diversos materiales como son: Roca dura, grava, roca blanda, arcilla, arena, suelos arenosos, etc. Los cuales serán datos muy importantes para la determinación de vías de acarreo en construcción- La tercera parte toca aspectos importantes como el diseño y control del sistema de drenaje; además de criterios para diseñar cunetas y seleccionar tuberías, dentro de estos aspectos importantes destacan, la formación de suelos y situaciones que pueden crear una compleja e inapropiada inestabilidad en las vías de acarreo, es por ello que los drenajes o cunetas se harán en base a la predicción y escurrimiento de las mismas, ya que serán de mucha utilidad. Estas contaran con un sistema de drenaje (tubería) las cuales tendrán un rol muy importante, y serán las que alivien y mantengan las vías en buen estado, al captar el mayor flujo posible (agua). Para un buen control de las tuberías de drenaje será óptimo que estén ubicadas según el diseño, ya que estas evitaran el estancamiento ala entrada y salida de las mismas. En la cuarta parte se describen los elementos de seguridad complementarios al diseño y señalización como medio de advertencia para los conductores, estas vías de acarreo deberán contar con su respectiva señalización, produciendo así un efecto familiarizado y positivo con los conductores y, de esa manera puedan conocer donde y cuando ejecutar una maniobra en su proceso de recorrido adoptando así casi en su totalidad que las vías de acarreo son sinónimo de un trayecto seguro, y libre de peligros y de malas maniobras. En el último capítulo, se desarrollan casos prácticos de diseño de vías y cálculos relacionados con la seguridad. Así mismo se tomara en cuenta que no todas las vías de acarreo estarán en sentido rectilíneo, si no mas bien que presentaran vías en zigzag. Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=61955 Diseño de vías de acarreo en una mina superficial [texto impreso] / Mikemalhone Jimmy Ruiz Rodríguez, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2009 . - 56 páginas : diagramas, ilustraciones, tablas ; 30 cm.
Para Optar Título Profesional de Ingeniero de Minas
Idioma : Español (spa)
Resumen: La primera parte trata sobre los conceptos básicos en el diseño de vías de acarreo en minería superficial, así como los criterios operativos: altura de bancos, ancho de bancos, ángulo de talud, bermas y vías. Además en esta primera parte nos indica, que. Las vías en minas superficiales pueden estar clasificadas de acuerdo al trazado en planta, a su vez estas pueden clasificarse en provisionales o permanentes. Las cuales estarán sujetas a las medidas básicas geomecánicas de cada operación y de acuerdo a su método de explotación. Así mismo cabe mencionar que, las vías en minería superficial se caracterizaran por ser vías de acarreo debidamente seguras ya que estas contaran con las más estrictas medidas de seguridad de acuerdo al diseño y, también estas contaran con vías de acceso a tajos que realizaran servicios esporádicos. Adoptando desde ya puntos importantes como son la visibilidad, distancia, distancia mínima de parada, velocidad máxima, señalizaciones de advertencia, sistema de drenaje, siendo todos estos puntos muy importantes para un óptimo y productivo desarrollo en performance de las operaciones de acarreo. En la segunda parte trata acerca de los factores que influyen en el diseño de vías, métodos de diseño, geometrías de las vías, secciones, trazado y materiales utilizados en su construcción para garantizar una eficiente operación, las cuales deberán de hacerse de acuerdo a los criterios básicos de funcionalidad. Estas vías de acarreo deberán ser diseñadas para acomodar las capacidades de los equipos, teniendo en cuenta, el peso y el control de los mismos, a su vez las vías de acarreo serán acomodadas de acuerdo al diseño de frenado de cada unidad, ya que estas cuentan o contaran con normas de performance eficaces, las cuales estarán desarrolladas bajo procedimientos, pruebas y criterios, los mismos que indicaran valores para el control de determinadas unidades. Estas a su vez se ubicaran en las vías de acuerdo a su diseño, y estas contaran a su vez con su radio, peralte máximo y velocidad. Estas vías serán diseñadas con una exhaustiva coordinación con el trazado de planta para así evitar situaciones equivocas e incomodas, y permitir así un optimo control y movimiento de las unidades, así mismo, adoptando las medidas y categorías en función a su capacidad de soporte. Dentro de las funciones, y capacidades de soporte de cada vía se tomaran en cuenta los diversos materiales como son: Roca dura, grava, roca blanda, arcilla, arena, suelos arenosos, etc. Los cuales serán datos muy importantes para la determinación de vías de acarreo en construcción- La tercera parte toca aspectos importantes como el diseño y control del sistema de drenaje; además de criterios para diseñar cunetas y seleccionar tuberías, dentro de estos aspectos importantes destacan, la formación de suelos y situaciones que pueden crear una compleja e inapropiada inestabilidad en las vías de acarreo, es por ello que los drenajes o cunetas se harán en base a la predicción y escurrimiento de las mismas, ya que serán de mucha utilidad. Estas contaran con un sistema de drenaje (tubería) las cuales tendrán un rol muy importante, y serán las que alivien y mantengan las vías en buen estado, al captar el mayor flujo posible (agua). Para un buen control de las tuberías de drenaje será óptimo que estén ubicadas según el diseño, ya que estas evitaran el estancamiento ala entrada y salida de las mismas. En la cuarta parte se describen los elementos de seguridad complementarios al diseño y señalización como medio de advertencia para los conductores, estas vías de acarreo deberán contar con su respectiva señalización, produciendo así un efecto familiarizado y positivo con los conductores y, de esa manera puedan conocer donde y cuando ejecutar una maniobra en su proceso de recorrido adoptando así casi en su totalidad que las vías de acarreo son sinónimo de un trayecto seguro, y libre de peligros y de malas maniobras. En el último capítulo, se desarrollan casos prácticos de diseño de vías y cálculos relacionados con la seguridad. Así mismo se tomara en cuenta que no todas las vías de acarreo estarán en sentido rectilíneo, si no mas bien que presentaran vías en zigzag. Link: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=61955
Diseño de vías de acarreo en una mina superficial
La primera parte trata sobre los conceptos básicos en el diseño de vías de acarreo en minería superficial, así como los criterios operativos: altura de bancos, ancho de bancos, ángulo de talud, bermas y vías. Además en esta primera parte nos indica, que. Las vías en minas superficiales pueden estar clasificadas de acuerdo al trazado en planta, a su vez estas pueden clasificarse en provisionales o permanentes. Las cuales estarán sujetas a las medidas básicas geomecánicas de cada operación y de acuerdo a su método de explotación. Así mismo cabe mencionar que, las vías en minería superficial se caracterizaran por ser vías de acarreo debidamente seguras ya que estas contaran con las más estrictas medidas de seguridad de acuerdo al diseño y, también estas contaran con vías de acceso a tajos que realizaran servicios esporádicos. Adoptando desde ya puntos importantes como son la visibilidad, distancia, distancia mínima de parada, velocidad máxima, señalizaciones de advertencia, sistema de drenaje, siendo todos estos puntos muy importantes para un óptimo y productivo desarrollo en performance de las operaciones de acarreo. En la segunda parte trata acerca de los factores que influyen en el diseño de vías, métodos de diseño, geometrías de las vías, secciones, trazado y materiales utilizados en su construcción para garantizar una eficiente operación, las cuales deberán de hacerse de acuerdo a los criterios básicos de funcionalidad. Estas vías de acarreo deberán ser diseñadas para acomodar las capacidades de los equipos, teniendo en cuenta, el peso y el control de los mismos, a su vez las vías de acarreo serán acomodadas de acuerdo al diseño de frenado de cada unidad, ya que estas cuentan o contaran con normas de performance eficaces, las cuales estarán desarrolladas bajo procedimientos, pruebas y criterios, los mismos que indicaran valores para el control de determinadas unidades. Estas a su vez se ubicaran en las vías de acuerdo a su diseño, y estas contaran a su vez con su radio, peralte máximo y velocidad. Estas vías serán diseñadas con una exhaustiva coordinación con el trazado de planta para así evitar situaciones equivocas e incomodas, y permitir así un optimo control y movimiento de las unidades, así mismo, adoptando las medidas y categorías en función a su capacidad de soporte. Dentro de las funciones, y capacidades de soporte de cada vía se tomaran en cuenta los diversos materiales como son: Roca dura, grava, roca blanda, arcilla, arena, suelos arenosos, etc. Los cuales serán datos muy importantes para la determinación de vías de acarreo en construcción- La tercera parte toca aspectos importantes como el diseño y control del sistema de drenaje; además de criterios para diseñar cunetas y seleccionar tuberías, dentro de estos aspectos importantes destacan, la formación de suelos y situaciones que pueden crear una compleja e inapropiada inestabilidad en las vías de acarreo, es por ello que los drenajes o cunetas se harán en base a la predicción y escurrimiento de las mismas, ya que serán de mucha utilidad. Estas contaran con un sistema de drenaje (tubería) las cuales tendrán un rol muy importante, y serán las que alivien y mantengan las vías en buen estado, al captar el mayor flujo posible (agua). Para un buen control de las tuberías de drenaje será óptimo que estén ubicadas según el diseño, ya que estas evitaran el estancamiento ala entrada y salida de las mismas. En la cuarta parte se describen los elementos de seguridad complementarios al diseño y señalización como medio de advertencia para los conductores, estas vías de acarreo deberán contar con su respectiva señalización, produciendo así un efecto familiarizado y positivo con los conductores y, de esa manera puedan conocer donde y cuando ejecutar una maniobra en su proceso de recorrido adoptando así casi en su totalidad que las vías de acarreo son sinónimo de un trayecto seguro, y libre de peligros y de malas maniobras. En el último capítulo, se desarrollan casos prácticos de diseño de vías y cálculos relacionados con la seguridad. Así mismo se tomara en cuenta que no todas las vías de acarreo estarán en sentido rectilíneo, si no mas bien que presentaran vías en zigzag.
Ruiz Rodríguez, Mikemalhone Jimmy - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2009
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DisponibleDiseño de voladura de precorte para talud final zona este unidad minera Tucari-Aruntani SAC / Artemio Silvio Rivera Mamani / Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas (2014)
Título : Diseño de voladura de precorte para talud final zona este unidad minera Tucari-Aruntani SAC Tipo de documento: texto impreso Autores: Artemio Silvio Rivera Mamani, Autor Editorial: Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas Fecha de publicación: 2014 Número de páginas: 122 páginas Il.: ilustraciones, diagramas, tablas Dimensiones: 30 cm Nota general: Para Optar Título Profesional de Ingeniero de Minas Idioma : Español (spa) Resumen: La Unidad Minera Tucari – Aruntani SAC.geopolíticamente pertenece al Distrito de Carumas, Provincia de Mariscal Nieto, Departamento de Moquegua. Las operaciones mineras se realizan en tajo tucari, el problema es el desprendimiento de rocas remanentes por descostramiento por las discontinuidades existentes en el macizo rocoso de las paredes de talud final, requiere de trabajos adicionales de perfilado y limpieza permanentes que repercuten en el costo de la producción, esta realidad ha motivado la ejecución del presente trabajo de investigación de “Diseño de voladura de pre – corte para talud final zona Este Unidad Minera Tucari-Aruntani SAC.” El objetivo es establecer un diseño adecuado de voladura de pre - corte con aplicación de carga explosiva mediante la determinación de la calidad de macizo rocoso para minimizar el desprendimiento de rocas por descostramiento y reducir la acumulación de remanentes de rocas en la pared de talud final del pit en bancos de producción de Unidad Minera Tucari - Aruntani SAC. Este técnica de voladura de pre-corte requiere previamente las caracterización del macizo rocoso en función a los parámetros establecidos de propiedades físicas y mecánicas del macizo rocoso y la aplicación de la carga explosiva mediante el RMR de Bieniawski 1989, se ha obtenidos los resultados de la resistencia compresiva uniaxial de la roca intacta de 35 MPa. el RQD es 86% y el RMR es 59 con lo que se ha determinado que el tipo de roca de clase III-A es decir regular a buena en estas condiciones geomecánicas de la masa rocosa, el GSI es 55 ,el tipo de rocas es dacita porfirítica mediante el software roclab 1.0 se ha obtenido una resistencia a la tracción de –0.019 MPa una resistencia compresiva uniaxial del macizo rocoso es 0.799 MPa. Y se ha determinado la distancia de taladro a taladro de 2.502 m. considerando los resultados en la práctica una distancia de 3.00 m que es el más óptimo con una carga explosiva de 21-22 kg.
Con los resultados de la aplicación de voladura controlada de pre - corte y considerando las propiedades geomecánicasdel macizo rocoso,esfuerzo tensivo y comprensivo de la roca, diámetro del taladro, espaciamiento de taladro a taladro de 3 m. Con el uso de 22 kg de explosivo por taladro. Se obtuvo una reducción del sobre-fracturamiento en la pared final del tajo logrando minimizar el desprendimiento de rocas remanentes por descostramientoLink: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=82549 Diseño de voladura de precorte para talud final zona este unidad minera Tucari-Aruntani SAC [texto impreso] / Artemio Silvio Rivera Mamani, Autor . - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, 2014 . - 122 páginas : ilustraciones, diagramas, tablas ; 30 cm.
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Resumen: La Unidad Minera Tucari – Aruntani SAC.geopolíticamente pertenece al Distrito de Carumas, Provincia de Mariscal Nieto, Departamento de Moquegua. Las operaciones mineras se realizan en tajo tucari, el problema es el desprendimiento de rocas remanentes por descostramiento por las discontinuidades existentes en el macizo rocoso de las paredes de talud final, requiere de trabajos adicionales de perfilado y limpieza permanentes que repercuten en el costo de la producción, esta realidad ha motivado la ejecución del presente trabajo de investigación de “Diseño de voladura de pre – corte para talud final zona Este Unidad Minera Tucari-Aruntani SAC.” El objetivo es establecer un diseño adecuado de voladura de pre - corte con aplicación de carga explosiva mediante la determinación de la calidad de macizo rocoso para minimizar el desprendimiento de rocas por descostramiento y reducir la acumulación de remanentes de rocas en la pared de talud final del pit en bancos de producción de Unidad Minera Tucari - Aruntani SAC. Este técnica de voladura de pre-corte requiere previamente las caracterización del macizo rocoso en función a los parámetros establecidos de propiedades físicas y mecánicas del macizo rocoso y la aplicación de la carga explosiva mediante el RMR de Bieniawski 1989, se ha obtenidos los resultados de la resistencia compresiva uniaxial de la roca intacta de 35 MPa. el RQD es 86% y el RMR es 59 con lo que se ha determinado que el tipo de roca de clase III-A es decir regular a buena en estas condiciones geomecánicas de la masa rocosa, el GSI es 55 ,el tipo de rocas es dacita porfirítica mediante el software roclab 1.0 se ha obtenido una resistencia a la tracción de –0.019 MPa una resistencia compresiva uniaxial del macizo rocoso es 0.799 MPa. Y se ha determinado la distancia de taladro a taladro de 2.502 m. considerando los resultados en la práctica una distancia de 3.00 m que es el más óptimo con una carga explosiva de 21-22 kg.
Con los resultados de la aplicación de voladura controlada de pre - corte y considerando las propiedades geomecánicasdel macizo rocoso,esfuerzo tensivo y comprensivo de la roca, diámetro del taladro, espaciamiento de taladro a taladro de 3 m. Con el uso de 22 kg de explosivo por taladro. Se obtuvo una reducción del sobre-fracturamiento en la pared final del tajo logrando minimizar el desprendimiento de rocas remanentes por descostramientoLink: https://biblioteca.unap.edu.pe/opac_css/index.php?lvl=notice_display&id=82549
Diseño de voladura de precorte para talud final zona este unidad minera Tucari-Aruntani SAC
La Unidad Minera Tucari – Aruntani SAC.geopolíticamente pertenece al Distrito de Carumas, Provincia de Mariscal Nieto, Departamento de Moquegua. Las operaciones mineras se realizan en tajo tucari, el problema es el desprendimiento de rocas remanentes por descostramiento por las discontinuidades existentes en el macizo rocoso de las paredes de talud final, requiere de trabajos adicionales de perfilado y limpieza permanentes que repercuten en el costo de la producción, esta realidad ha motivado la ejecución del presente trabajo de investigación de “Diseño de voladura de pre – corte para talud final zona Este Unidad Minera Tucari-Aruntani SAC.” El objetivo es establecer un diseño adecuado de voladura de pre - corte con aplicación de carga explosiva mediante la determinación de la calidad de macizo rocoso para minimizar el desprendimiento de rocas por descostramiento y reducir la acumulación de remanentes de rocas en la pared de talud final del pit en bancos de producción de Unidad Minera Tucari - Aruntani SAC. Este técnica de voladura de pre-corte requiere previamente las caracterización del macizo rocoso en función a los parámetros establecidos de propiedades físicas y mecánicas del macizo rocoso y la aplicación de la carga explosiva mediante el RMR de Bieniawski 1989, se ha obtenidos los resultados de la resistencia compresiva uniaxial de la roca intacta de 35 MPa. el RQD es 86% y el RMR es 59 con lo que se ha determinado que el tipo de roca de clase III-A es decir regular a buena en estas condiciones geomecánicas de la masa rocosa, el GSI es 55 ,el tipo de rocas es dacita porfirítica mediante el software roclab 1.0 se ha obtenido una resistencia a la tracción de –0.019 MPa una resistencia compresiva uniaxial del macizo rocoso es 0.799 MPa. Y se ha determinado la distancia de taladro a taladro de 2.502 m. considerando los resultados en la práctica una distancia de 3.00 m que es el más óptimo con una carga explosiva de 21-22 kg.
Con los resultados de la aplicación de voladura controlada de pre - corte y considerando las propiedades geomecánicasdel macizo rocoso,esfuerzo tensivo y comprensivo de la roca, diámetro del taladro, espaciamiento de taladro a taladro de 3 m. Con el uso de 22 kg de explosivo por taladro. Se obtuvo una reducción del sobre-fracturamiento en la pared final del tajo logrando minimizar el desprendimiento de rocas remanentes por descostramientoRivera Mamani, Artemio Silvio - Puno : Universidad Nacional del Altiplano. Facultad de Ingeniería de Minas. Escuela Profesional de Ingeniería de Minas - 2014
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