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diseño 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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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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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
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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
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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.
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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
Para Optar el. Título Profesional de: Ingeniero de Minas
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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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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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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.
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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
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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.
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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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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.
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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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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
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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