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UNIVERSIDAD NACIONAL MICAELA BASTIDAS DE APURIMAC FACULTAD INGENIERÍA DE MINAS

[PRACTICAS PRE - PROFESINALES] Página 1

INFORME DE PRÁCTICAS PRE -PROFESIONALES MINERA AURÍFERA RETAMAS S.A.

PRESENTADO POR:

INTRODUCCION

El presente informe, se detalla las actividades que se realizaron durante las prácticas Pre Profesionales en las siguientes áreas: Seguridad y Salud Ocupacional (SSO), costos y productividad, en la empresa minera contratista TAURO S.A.C. Mediante este informe se pretende dar a conocer las diferentes actividades que se realizan dentro de la minera convencional.Unidad Minera Aurífera Retamas S.A. está localizada en la zona aurífera de Parcoy, Gigante y Buldibuyo, está ligada a una faja de rocas intrusivas conocida como “Batolito de Pataz”, que cortan a los esquistos, filitas, pizarras y rocas metavolcánicas del complejo Marañón. El yacimiento tiene como principal mineral de mena la pirita aurífera, que se presenta acompañada de arsenopirita, galena marmatita-esfalerita, y también el cuarzo sacaroide como mineral de mena por hospedar oro libre, los cuales son explotados mediante los método de corte relleno ascendente, cámaras y pilares, circado. En la zona de División Sur se trabaja solo en la recuperación de pilares, dicho mineral es transportado mediante volquetes a la planta concentradora de San Andrés que trata en forma diaria 1800 TMS para luego obtener concentrados de Oro, y en menor proporción plata


INFORME DE PRÁCTICAS PRE – PROFESIONALES

I. DATOS GENERALES DEL ALUMNO:

Apellidos y nombres: CAYLLAHUA TOMAYLLA GILBERT. Código: 032211.Ultimo ciclo de semestre estudiado: X semestre.Créditos aprobados: 216 créditos.Docente asesor: ING.

II. DATOS GENERALES DE LA INSTITUCIÓN Y/O EMPRESA

2.1. NOMBRE DE LA EMPRESA: Compañía minera: Minera Aurífera Retamas S.A (MARSA)

Empresa contratista Minera TAURO S.A.C.

La empresa contratista minera TAURO S.A.C cuenta en la actualidad con 620 trabajadores, está constituido en la unidad Marsa desde el año 2001. Los métodos de explotación empleados y de mayor rendimiento es el corte relleno ascendente, recuperación de cámaras pilares. Entre la infraestructura de producción se tiene labores de desarrollo, exploración, cruceros, chimeneas, by pass, subniveles y tajos.

TOTAL TAJOSLINEALE

SCANTIDAD DE LABORES ACTUALES 25 22

2.2. TIPO DE INSTITUCIÓN O EMPRESALa empresa minera TAURO S.A.C, es una empresa que se dedica a la explotación de recursos metálicos no renovables como es el oro, esta actividad se lleva a cabo desde la etapa de extracción y explotación de los tajos hasta su tratamiento. Para hacer posible la recuperación y refinación la empresa cuenta con una planta metalúrgica en donde la recuperación se lleva a cabo por dos métodos los cuales son la flotación y lixiviación, actualmente Marsa produce 5 TN/año de oro fino de 99.96% de pureza. La planta tiene una capacidad de 1800 TN/día, lo que la sitúa dentro de la categoría de Mediana minería.


2.3. LOCALIZACIÓN GEOGRÁFICA Y POLÍTICA.

2.3.1 UBICACIÓN DE LA UNIDAD MINERA Ubicación geopolítica :- Anexo : Llacuabamba - Distrito : Parcoy- Provincia : Pataz - Departamento : La Libertad- Altitud : 3220 m.s.n.m

Ubicación geográfica:

Se encuentran en las coordenadas Geográficas de la Rampa Pátrick

NORTE ESTE ALTITUD9110899 230689 3220

2.3.2 Accesibilidad:

Para acceder a la mina MARSA desde Abancay mediante el transporte terrestre es por una vía de acceso de carretera asfaltada y afirmada.

Fig.N°1: Ubicación geográfica de la unidad minera (Fuente: www.marsa.com.pe)


Terrestre.Cuadro N° 01: Recorrido de Abancay a la unidad minera Marsa.

TRAMO DISTANCIA TIEMPO TIPO DE CARRETERAAbancay – Lima 1050 Km 16hr AsfaltadaLima - Trujillo 350 Km 9hr AsfaltadaTrujillo - Huamachuco 185 Km 7hr Asfaltada - trochaRetamas 162 Km 9hr TrochaTotal 1747 Km 41hr

Aérea.Cuadro N° 02: Vía acceso aérea - Aeródromo Desvío Pías.

DE A TIEMPO

Lima Aeródromo desvio Pias 1hr. 15 min

Trujillo Aeródromo desvio Pias 30 min.

2.4. ORGANIZACIÓN.


2.5RECURSOS

La empresa minera TAURO S.A.C cuenta con sedes en las ciudades de la Libertad (Marsa), Arequipa, Sudáfrica. En el departamento de la Libertad la empresa minera Tauro viene trabajando 11 años siendo una de las contratas más grande de la Empresa Minera Aurífera Retamas S.A (MARSA).

2.6INFRAESTRUCTURA DE PRODUCCION

La Empresa minera TAURO S.A.C Cuenta con equipo minero para la explotación subterránea convencional y mecanizado consistente en:

Método convencional. Winches Eléctricos con potencias de 10HP – 30HP. Palas Neumáticas EIMCO (modelo 12-B). Perforadoras manuales de modelo Jack-leg, toyos y secos. Barras tensadoras. Locomotoras a baterías.

Mecanizado Scoop Electrico Scoop Diessel Jumbo de un brazo. 01 tren de shocret ( formado por un robot a control remoto y 02 urones

m3) 2.7COMERCIALIZACION.

La comercialización del metal obtenido, oro, se realiza luego de obtener el producto final en barras de oro fino con una pureza de 99.96% estos son comercializados al mercado internacional y los precios están de acuerdo a la cotización de la bolsa de valores de la London metal Exchange.2.8 ASPECTOS GENERALES

2.8.1 TOPOGRAFIA

La topografía de la zona donde se encuentra esta unidad minera en su mayor parte es muy accidentado, presentando: elevaciones con pendientes pronunciados, desde 35º hasta 80º, con quebradas en tipo “U” en algunos casos encañonados y en las partes altas presentando relieves ligeramente llanos en menores proporciones de donde se originan los afluentes de los ríos hacia las cuencas de recepción.La cuenca se caracteriza por un relieve abrupto, con quebradas, ríos encañonados y laderas pronunciadas con pendientes de hasta 50%, con valles

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en formación emplazados en el flanco occidental de la Cordillera Oriental de los Andes, cuyas aguas discurren de Sur a Norte conformando las estribaciones más altas de la cuenca del Marañón.

2.8.2 CLIMA Y TEMPERATURA

El clima es predominantemente templado, típico de la región Puna o Jalca; presenta dos variantes climatológicas marcadas: noviembre a abril con lluvias constantes y otra relativamente seca en el resto del año.

Por ejemplo: donde se desarrollan las operaciones de MARSA entre las cotas de 3200- 3700 m.s.n.m, la temperatura media anual es de 16 a 20° y entre los 3700-4200 es de 6 a 10°C donde se desarrollan otra parte de las operaciones de MARSA. Donde se desarrollan la Unidad Minera Horizonte entre los 2700 y 3000 msnm, la temperatura media anual oscila entre los 16 y 24°C. Al igual que en el resto de los Andes peruanos, existe una época de lluvias que se extiende de noviembre a marzo, seguida de una época de estiaje entre los meses de abril a octubre.

2.8.3 HIDROGRAFIA

La zona es de relieve abrupto, con quebradas, ríos encañonados y laderas pronunciados con pendientes de hasta 50%; las aguas discurren de Sur Este a Nor Oeste.La quebrada Llacuabamba se origina por las subcuencas de las quebradas Mush Mush. Esta quebrada tiene su origen en la laguna blanca y Mush Mush alto que son pequeños valles fluvioglaciares que colectan el agua de las precipitaciones y la descargan en pequeños cursos de agua. Las características hidrográficas de la Laguna Blanca son: área =1.88 km2; pendiente promedio = 22.5% y de Mush Mush Alta son: área = 2.68 km2; pendiente promedio = 18.1 %.

2.8.4 ASPECTOS BIOLÓGICOSFloraAlrededor de la zona minera se encuentran una serie de arbustos entre ellos: Qeñua, el Icho, Ccera y otros arbustos típicos de la sierra.

Fauna


En la zona básicamente se encuentran: aves que están de paso (Águila, halcón, picaflor, cernícalo, gorrión, etc); anfibios y mamíferos (zorro, zorrino, vizcacha, etc).

(Fuente: Área de medio ambiente Marsa)

2.8.5 ASPECTO SOCIO ECONÓMICO Y CULTURAL

SaludEntre las diversas acciones sociales emprendidas en el 2010 en el sector salud, se realizó el programa madre, niño, vida, cuyo objetivo fue erradicar la desnutrición en la comunidad campesina de LLacuabamba, beneficiando a más de 500 niños menores de 5 años y madres gestantes y lactantes, logrando reducir la anemia y la mal nutrición en un 80%. Igualmente se organizó la feria de alimentos ricos en fuentes de hierro en la que participan alrededor de 150 madres y niños, que tuvo la finalidad erradicar la anemia. También el programa vaso de leche, cuyos beneficiarios son los escolares de la comunidad de LLacuabamba, la Soledad y Parcoy.Del mismo modo MARSA colabora con las programas de salud que emprende el centro médico de LLacuabamba, construido con el aporte voluntario de la empresa, que cuenta con modernos equipos que hacen más eficaz la atención de los pacientes.

ViviendaEn la zona minera se encuentra la comunidad de LLacuabamba y Retamas, las viviendas se encuentra construidas en su mayoría de material rustico generalmente de adobes con techos de calamina ordenadas en manzanas y calles.

Educación

En la comunidad de LLacuabamba existen instituciones educativas: inicial, primaria y secundaria de igual forma en la comunidad de Retamas. MARSA desarrolla proyectos de capacitación especializada a favor de los profesores de las diferentes comunidades campesinas a nivel provincial de Pataz, como el programa de alfabetización, y también iniciativas dirigidas a los escolares como el otorgamiento de becas integrales de estudios superiores, universitarios y técnicos, que se entregan a los cuatro primeros puestos del Colegio José Carlos Mariátegui de Llacuabamba.Por otro lado la empresa colabora con la donación de carpetas, computadoras y diversos útiles escolares a las diferentes instituciones educativas con el objeto de contribuir a mejorar la calidad educativa e infraestructura. Además la compañía viene asumiendo el pago de 31 docentes que presentan servicios en las comunidades de Llacuabamba, la Soledad, El Tambo, Parcoy, La Paccha, y Tayabamba.


Actividades productivasEn cuanto a las actividades agrope-cuarias, realiza el programa integral de desarrollo y promoción de la agricultura en la comunidad campesina de Llacuabamba, con el propósito de fomentar la actividad agrícola como una alternativa económica en el tiempo, mejorando el nivel de ingresos, promoviendo la seguridad alimentaria y la calidad de vida.Asimismo, lleva a cabo un proyecto de forestación en esta misma localidad, con la finalidad de plantar eucaliptos y pinos en 20 hectáreas de terreno, logrando con ello la estabilización de los suelos y el mejoramiento ambiental de la zona.

De la misma forma, se realizó una campaña de desparasitación y tratamiento de enfermedades del ganado vacuno, ovino y porcino, en las zonas de La Castilla, Laguna Blanca, Las Tres Lagunas, Casa Blanca y Molinetes, con el fin de promover la sanidad animal y obtener un mayor rendimiento y calidad de la carne.

2.8.6 RESEÑA HISTORICA DELA EMPRESA MARSA S.A

La historia de Minera Aurífera Retamas S.A.C es un típico ejemplo de cómo el esfuerzo decidido de un empresario peruano puede ser la llave para alcanzar el éxito en el desarrollo de un yacimiento minero.Las primeras noticias que se tienen de esta mina se remontan a Antonio Raimondi quien hace expresa mención del Cerro "El Gigante" y de la labor "Huacrachuco" de donde el sabio séala se extrae abundante oro (1860). Posteriormente la mina es trabajada alrededor del año 1905 por la familia Tarnawiecki que al parecer la abandonó ante los continuos derrumbes que se producían y al bajo precio del oro en esa época que no hacía rentable su explotación con las tecnologías precarias conocidas entonces. El 15 de abril de 1981 se constituyó Minera Aurífera Retamas S.A. -MARSA- A fines de 1981 MARSA encarga el estudio geológico de la zona "Gigante-Huacrachuco" a Buenaventura Ingenieros S.A. (BISA) comenzándose los primeros trabajos de exploración y habilitación de labores antiguas. Con la creación del Departamento de Geología e Ingeniería de la empresa a finales de 1982 se procede a realizar el primer estimado de reservas del yacimiento totalizando 23280 TM. Con una ley de 10.7 gramos de oro por tonelada métrica. La primera Planta de Flotación de 50 TM/DIA que fue inaugurada el 14 de julio de 1983. Dadas las limitaciones de las reservas minerales conocidas en esa época resultaba una decisión más audaz que técnica. A pesar de la incertidumbre creada por la Legislación Minera anterior MARSA continúo con su política de re inversión y aprovechando las ventajas de la ley 22178 (Ley de


Promoción Aurífera) prosiguió su crecimiento alcanzando la planta una capacidad de tratamiento de 250 TM. /día en 1989. El 18 de noviembre de 1992 se puso en operación la Planta de Cianuración con el sistema Merrill Crowe automatizado primero en su género en Sudamérica. El crecimiento de esta empresa se produjo durante la poca más difícil de nuestra historia por la presencia del terrorismo, el Fenómeno del Niño y de crisis económica que habían creado un clima de desconfianza y zozobra en el país pero gracias a la fe inquebrantable de su Presidente Ejecutivo el Dr. Andrés Marsano Porras se pudo llevar adelante este proyecto minero.

2.8.7 OPERACIÓN MINALa mina produce 1800 TMSD, mineral proveniente de la explotación (tajos), preparación y desarrollo. Los principales métodos de explotación son Cámaras y Pilares Mecanizados con rendimientos de 6.00 tm/h-g, Corte y Relleno Ascendente y el Long Wall (convencional), en perforación se utiliza perforadoras tipo jackleg, y para la limpieza winches eléctricos de arrastre en las labores convencionales y Scoop en los tajos mecanizados, y para restablecer el macizo rocoso se usa el relleno hidráulico. Para desarrollar las labores de exploración, preparación se utilizan Jumbos de electrohidráulicos de un brazo, Scoops desde 1.5 yd3 hasta 2.5 yd3 de capacidad y palas neumáticas de 10 pies3. En todas las labores se emplea los ventiladores auxiliares desde 5,000 cfm hasta 18,000 cfm para expulsar el aire viciado hasta los tres circuitos principales de ventilación que está conformado por cruceros y chimeneas Raise Boring de 6´ y 8´ de diámetro, en los extremos de los circuitos se tienen instalados extractores que suman 420,000 cfm.MARSA, decidió profundizar la mina de manera mecanizada construyendo la Rampa Patrick de 4.0 m por 4.5 m, que tiene un recorrido de 5500 m. y se viene ejecutando la profundización de la rampa II (INTEGRACION) etapa, que tendrá una longitud de 4000 m. En la construcción de la Rampa se está utilizando Jumbos electrohidráulicos de dos brazos, Scoop de 6 yd3, volquetes de 20 m3 de capacidad, para el desagüe de las aguas subterráneas se viene empleando bombas de 300 hp de potencia y 50 l/s, y se está construyendo una cámara principal de bombeo donde se instalará la bomba de 400Hp y 150 l/s de capacidad como medida de contingencia.Tenemos una casa fuerza de energía neumática 16,000 cfm, y la red troncal de 22,000 m. para minimizar las caídas de presión el aire es conducido por tuberías de metálica de 16”, 12”,10” y 8” de diámetro.


La compañía minera Marsa cuenta con empresas como son: CANCER, ALFA, SKANKA, DUMAS, TAURO, COMILUZ, LOS ANDES, MINCOTRAL, estas mismas de producción. Labores de desarrollo (exploración) y labores de preparación (operación) como, chimeneas, by pass, cruceros, galerías y tajos (bloques de mineral) tiene una producción diaria de 1800 tm/dia de mineral, los cuales son extraídos de 24 cámaras de extracción, utilizando métodos convencionales a mecanizados en este último con equipos de perforación atlas de un brazos (Jumbos) y con un Scoop tram de capacidad de 1.5 a 3 yd3 y por métodos convencionales con Winches de arrastre y carretilas.

2.9 PLANTA CONCENTRADORA MARSA actualmente dispone de una Planta de Beneficio de 1800 toneladas/dia de capacidad instalada, en la cual, el mineral ingresa a la tolva de gruesos donde se extrae con un tamaño máximo de 7 pulg. para iniciar el chancado y reducirlo finalmente por trituración hasta 100% a -1/2 pulg., La capacidad de trituración va de 90 a 100 toneladas por hora; almacenándose el mineral en las tolvas de finos. El molino primario recibe el mineral a -1/2 pulg. mediante una faja alimentadora en la cual se tiene instalada una balanza electrónica dosificadora de pesaje continuo, se dosifican hasta 50 toneladas de mineral húmedo por hora y el producto de la molienda llega a 55% a la malla -200. Los valores de oro son concentrados por dos métodos metalúrgicos: mediante la gravimetra a base de concentrados jigs, instalados en la descarga de los molinos; y por flotación, mediante celdas circulares las cuales tienen agitación por aire empleando Spargers y celdas convencionales de agitación mecánica que reciben la pulpa de mineral proveniente del overflow de los ciclones.Los concentrados de flotación y gravimetría, después de eliminar el agua, son remolidos con solución cianurada en un circuito cerrado de molienda y clasificación, logrando una liberación del mineral que supera el 90% la malla -400, en esta etapa se adicionan los reactivos para la lixiviación como el cianuro de sodio. Luego se reciclan las soluciones, las que previo a su envío a la cancha de relaves, son utilizadas para repulpar los sólidos pobres provenientes del espesador y poder así recuperar con carbón activado algunos valores que pudieran quedar en el circuito. Posteriormente, los valores de oro contenidos en el carbón precipitado de este circuito son recuperados por desorción y electrodeposición, luego el carbón ya pobre se reactiva para su uso nuevamente en planta (CIP). La solución rica conteniendo al oro disuelto es enviada a la Planta de Cianuración. Para iniciar la precipitación del oro disuelto se utiliza polvo de zinc, el cual es administrado por un equipo Merrill-Crowe totalmente automatizado con el cual se vienen tratando 350 gpm de solución rica.Para el correcto almacenamiento de los relaves de la planta de concentración y de los sólidos lixiviados, se cuenta con depósitos apropiados para cada caso, ubicados a escasos 500 metros de la Planta y deseados para cubrir las


necesidades de almacenamiento de relaves para los próximos 15 años a los actuales niveles de operación. ve de flotación está diseñado para un crecimiento de tipo "Eje Central", con un talud de gradiente de 4 a 1 construido con la fracción gruesa de los relaves. Los depósitos para los relaves de cianuración están constituidos por varios módulos revestidos interiormente con geomembranas de polietileno de 1.5 mm de espesor. El 100% de solución colectada de estas relaveras es reciclada a la planta de cianuración mediante bombeo en forma permanente.Para minimizar el ingreso de agua de escorrenta de las dos cuencas que rodean a estos depósitos, se ha construido un canal de derivación de 2 Km con una capacidad de evacuación de 12 m3/seg.

2.10 GEOLOGIA GENERALLa zona aurífera de Parcoy, Gigante y Buldibuyo (considerado como distrito minero), está ligada a una faja de rocas intrusivas conocida como "Batolito de Pataz", que cortan a los esquistos, filitas, pizarras y rocas metavolcánicas del Complejo del Marañón.El Batolito de Pataz se extiende aproximadamente 50 Km. entre Vijus al Norte y Buldibuyo al Sur, con un ancho promedio de 2.5 Km. , limitado por el E - NE con el Complejo del Marañón y volcánicos Lavasén, y por el WSW con las rocas sedimentarias Paleozoicas del grupo Mitu. Al NW del batolito, afloran pequeños intrusivos de pórfido diorita-andesita, que intruyen a las rocas Paleozoicas, de posible edad cretáceo superior.En el distrito minero, las zonas de fallamientos y fracturamientos pre-existentes dentro del intrusivo, han servido de canales de circulación de las soluciones mineralizantes hidrotermales, depositándose en las trampas estructurales, dando lugar a la formación de vetas; posteriormente, estas vetas han sido falladas y plegadas en más de dos eventos tectónicos; razón por la cual, se presentan muy irregulares en su comportamiento estructural y continuidad.El relleno mineralógico de las estructuras mineralizadas están constituidas por cuarzo lechoso, pirita, arsenopirita, marmatita - esfalerita, chalcopirita, galena, pirrotita y oro en estado nativo y libre.


Figura Nº 02 (Fuente: Área de ingeniería – Marsa)

2.10.1 GEOLOGIA LOCAL La zona se halla mayormente cubierta por depósitos Cuaternarios; las rocas y estructuras mineralizadas se encuentran poco expuestas.En la Mina El Gigante, debajo de la cubierta Cuaternaria se extiende el Intrusivo de Pataz, de naturaleza félsica a mafélsica; en este intrusivo se hospedan las vetas auríferas.Al NE, cerca del campamento San Andrés, afloran rocas metamórficas del Complejo del Marañón, y al SW del Tambo, ocurrencias de areniscas limolitas - volcánicos (capas rojas), pertenecientes al grupo Mitu.

2.11 PETROGRAFIA

2.11.1 ROCAS INTRUSIVASEl intrusivo está constituido por 2 facies plutónicas: 1ra. facie, microdiorita-diorita; la 2da. facie, granodiorita-granito, La primera facie son las rocas más favorables para la depositación de las soluciones mineralizantes; en ellas se emplazan el mayor número y las principales estructuras mineralizadas, las que actualmente se hallan en exploración y explotación; la segunda facie, son poco favorables para la formación de estructuras mineralizadas, encontrándose vetas delgadas, ramaleadas (Stockwork) y discontinuas.El intrusivo de Pataz se extiende como una franja longitudinal de rumbo N 60° W y ancho promedio de 2.5 Km. El contacto NE con el Complejo del Marañón se caracteriza por una franja de enclaves de ancho variable, constituidos por fragmentos elongados de filitas-pizarras, metavolcánicos y microdiorita; mientras que el contacto SW está marcado por la falla Huinchus. Los contactos internos entre las diferentes facies de rocas intrusivas son gradacionales; algunas facies del intrusivo poseen diques aplíticos que se presentan como xenolitos alargados. Al Batolito de Pataz se le asigna una edad Paleozoica (Carbonífero).Existen pequeños intrusivos a manera de stocks y diques de pórfido tonalita –diorita que intruyen al Complejo del Marañon y al Batolito de Pataz


2.11.2 ROCAS METAMORFICASRepresentada por el Complejo del Marañón, constituida por pizarras oscuras y filitas grisáceos, intercaladas con pequeñas capas de esquistos cloritizados y metavolcánicos; se hallan expuestas en el lado NE del “Batolito de Pataz”, en las quebradas Ventanas, Mushmush, Molinetes, los Loros y San Vicente; encontrándose plegadas, falladas y/o perturbadas por varios eventos de metamorfismo dinámico e ígneo; asociados a este fallamiento aparecen ciertas estructuras auríferas de características similares y/o diferentes a las estructuras emplazadas en el intrusivo.A las rocas del Complejo del Marañón se le asigna una edad Precambriana.

2.11.3 ROCAS SEDIMENTARIASConformada por la secuencia sedimentaria del Paleozoico y Mesozoico que aflora al SW del "Batolito de Pataz", desde Alaska por el Sur hasta Cachica por el Norte (correspondiente a nuestra zona de interés). Esta secuencia esta constituida por la unidad volcano sedimentaria (areniscas, limolitas, microconglomerados a conglomerados, tobas riolíticas y brechas – aglomerados de riolítas dacitas), pertenecientes al grupo Mitu (Permico) y calizas del grupo Pucará (Triásico-Jurásico).

2.11.4 DEPOSITOS CUATERNARIOSLos depósitos Cenozoicos, constituidos por suelos residuales, coluviales, fluvio-glaciares y aluviales, se extienden cubriendo gran parte del área con espesores que varían de 1 a 50 mts., formando un relieve abrupto con vegetación de Puna.

2.12 GEOLOGIA ESTRUCTURAL.Distritalmente los rasgos más saltantes que se observan son: fallamientos, fracturamientos y plegamientos en rocas intrusivas, metamórficas y sedimentarias.

2.12.1 PLEGAMIENTODe extensión regional, con ejes orientados de SE a NW; se presentan en las formaciones sedimentarias y metamórficas. La dirección probable de los esfuerzos de compresión que originaron estos plegamientos ha sido de NE a SW y viceversa. Las estructuras mineralizadas reconocidas como Natasha, Gigante Uno, Esperanza, Cachaco, Yanaracra Sur, etc., se presentan plegadas localmente, dificultando su exploración y explotación.

2.12.2 FRACTURAMIENTO.Las rocas intrusivas del batolito de Pataz y el Complejo del Marañón se hallan


fuertemente fracturadas, debido a los múltiples eventos tectónicos; estos fracturamientos siguieron un patrón estructural derivadas de la dirección de los esfuerzos tectónicos; se presentan formando sistemas de fracturamiento locales, ya sea paralela al sistema de fallas longitudinales, diagonales o paralela a los esfuerzos de compresión que a la vez originan microfallas. Las vetas comúnmente se presentan fracturadas y/o craqueladas.

2.12.3 FALLAMIENTOLa zona se halla muy perturbada por efectos de fallamientos y plegamientos. Se han diferenciado tres sistemas principales de fallamiento:

Sistema de Fallamiento NW - SE (Longitudinales)Son fallas post-minerales, de rumbo subparalelo-paralelo a las vetas, que originan ensanchamientos (cabalgamiento), acuñamientos y discontinuidad local de las estructuras mineralizadas; muchos de éstos son de carácter normal - sinextral e inversa - dextral, con rechazos desde centímetros a varios metros.En las labores desarrolladas sobre las vetas Gigante Uno, Esperanza, Yanaracra Sur, Cachaco, Mano de Dios, Yanaracra Uno, etc., se observan este tipo de fallas.

Sistema de Fallamiento NE - SW a N - S (Diagonales)De rumbo promedio Norte a Noroeste y buzamiento alto al Oeste, son fallas que se presentan muchas veces agrupadas en bloque (fallamiento gravitacio-nales), otras veces como estructuras aisladas relativamente. Las vetas en general se hallan afectadas por este tipo de fallamiento ya sea normal, inverso, sinextral o dextral, es el caso de las fallas Oeste Uno, Cabana cuatro, Cinco, La Española, Sistema Chilcas, etc.; desplazamiento normal - sinextral. Cuando las fallas son de bajo ángulo se presentan como sobre-escurrimientos locales.

Sistema de Fallamiento Principal E-W o Fallas Mayores (Transversales)De rumbo promedio E-W y buzamiento alto al Norte o Sur, dentro de este sistema tenemos: Falla Uno, E-1, falla veta Pumas Uno, Yanaracra Norte Uno, A-B, Cinco, Cabana, San Vicente, etc; que desplazan hasta 100 m. en la vertical y 300 m. en la componente horizontal (sinextral) siendo el bloque Norte el que cae o hunde.La Falla Uno es una estructura conocida por su extensión y persistencia; por las observaciones de campo se deduce que es de movimiento inicial inverso – sinextral.Muchas de estas fallas son pre-minerales al sistema de vetas NW-SE, con reactivaciones post-minerales.


2.12.4 SISTEMA DE VETASExisten 2 sistemas de vetas emplazadas en el Intrusivo de Pataz, agrupadas dentro del sistema NW - SE (Esperanza, Yanaracra Sur, Gigante, Valeria, Cabana 3, Garfio, etc.) y sistema N - S (Yanaracra 1, Yanaracra 2, Cachaco-Las Torres, Cabana 2), este sistema vienen a conformar estructuras tensionales del primero.Las vetas del Sistema NW-SE tienen rumbo N 20° - 50°W, con buzamiento de 10° a 40° NE; la veta Garfio entre 55° y 70° NE. Las variaciones del rumbo y buzamiento son consecuencia de los esfuerzos tensionales y compresionales que causaron plegamientos y fallamientos. Hay corrientes que interpretan que las vetas emplazadas en el batolito de Pataz son de origen orogénico.

2.13 GEOMETRIA DEL YACIMIENTOEl depósito de Gigante es filoniano - cizalla; formado por relleno de fracturas, por acción de las soluciones mineralizantes hidrotermales, epigenético, de carácter primario, origen hipógeno, con temperaturas de formación de facies mesotermal a epitermal.Las estructuras mineralizadas presentan lazos cimoides múltiples - compuestos y curvas cimoidales. Estructuralmente la mineralización económica se presenta en forma de ore shoots elongados, de magnitudes diferentes.La génesis del yacimiento se puede relacionar al carácter magmatogénico de las soluciones hidrotermales mineralizantes, que han originado las asociaciones mineralógicas de tipo mesotermal - epitermal. Hay corrientes que interpretan que las vetas emplazadas en el batolito de Pataz son de origen orogénico.

2.14 CONTROLES DE MINERALIZACIONEn base a la cartografía geológica superficial y subterránea, y sus respectivas interpretaciones se determinaron los siguientes controles.

- Control Estructural.- Las estructuras en general, como las fallas y fracturas, son un control importante, que a lo largo de ellas circularon y/o se depositaron las soluciones de mineral, en muchos casos actúan como entrampamientos de las soluciones mineralizantes, formando los clavos mineralizados.

- Control Litológico.- Las rocas microdioritas-dioritas son favorables para la formación de estructuras mineralizadas; las rocas granodioritas-granitos son poco favorables para la formación de estructuras mineralizadas.

- Control Mineralógico.- El cuarzo lechoso es el mineral principal como guía para las exploraciones; ligadas al cuarzo se presentan pirita y arsenopirita. Muchas veces, la presencia de galena y esfalerita-marmatita es un indicativo de que se incrementen las leyes


de oro, siempre que se presenten asociadas a la pirita.

2.15 ALTERACION DE CAJASLas alteraciones hidrotermales más importantes asociadas a la ocurrencia del oro son: silicificación, sericitización y cloritización, ésta última asociada al oro libre. El grado y ancho de alteración algunas veces guarda cierta relación con la potencia de las estructuras mineralizadas y decrece a medida que se aleja del relleno mineralizado.

MINERALOGIAEl yacimiento minero "El Gigante", está constituido por una variedad de minerales agrupados en "mena" y "ganga", que se presentan dentro las estructuras mineralizadas en forma de lentes, parches, venas e hilos.

- Mineral de mena.- El principal mineral de mena es la pirita aurífera, que se presenta acompañada de arsenopirita, galena, marmatita - esfalerita, en proporciones menores; también consideramos el cuarzo sacaroide como mineral de mena por hospedar oro libre.

- Minerales de ganga.- Acompañando al mineral de mena se presentan otros minerales en proporciones variables, ya sean metálicos o no metálicos, constituyendo éstos los minerales de ganga e impurezas, por que no son económicamente beneficiables. Estos minerales son: cuarzo lechoso (primer estadío), calcita, caolín, chalcopirita, etc.

GEOLOGIA ECONOMICALa mineralización se emplazó principalmente en rocas intrusivas en gradaciones de diorita a granito, cuyos rasgos litológicos y tectónicos se derivan de los procesos de la metalogenia de la Cordillera Central. Las soluciones mineralizantes circularon a través de fracturas preexistentes dentro del Batolito de Pataz, depositándose en las aberturas a manera de vetas. La reacción con las rocas encajonantes provocaron alteraciones hidrotermales causadas por los cambios físicos y químicos que imperaron en el ambiente deposicional.

2.16 SEGURIDAD.1. Charla Diaria de Seguridad (DDS)Dalogo Diario de Seguridad (DDS)E, el personal involucrado en la realización de actividades mineras dentro de la operación minera, está obligado a recibir charlas diarias de seguridad sobre accidentes leves,incapacitantes incluso mortales ocurridos en las empresas contratistas dentro de la unidad económica administrativa de marsa o en otras empresas mineras del país ( accidentes mortales), y también en los standares del IPERC, PETS (53), y a la vez cumplir con normas, estándares, y procedimientos de trabajo como son IPERC, PETS (53).


2. PETARPermiso escrito de trabajo de alto riesgo (PETAR). Sirve para aquellas labores donde el trabajo es de alto riesgo como: trabajos en caliente, trabajos en altura, lugares confinados, recuperación de puentes y pilares, traslado de equipos pesados.

3. IPERCIdentificacion de Peligros y Evaluacion de Riesgos Para el Control (IPERC), es un proceso que esta conformado por pasos bien definidos, las cuales contados por secuencia, apoyan a la toma de desiciones para controlar el riesgo.

4. PETS Procedimiento Escrito de Trabjo Seguro (PETS), se realiza un análisis de tareas orientado específicamente a las tareas o actividades laborales rutinarias relacionadas con la operación y conservación de los equipos e instalaciones.

5. Check List (marcar listado)Antes de realizar una determinada tarea, el trabajador deberá de verificar en que condiciones está encontrando la labor, en cual debe ir detallado en el check list, este tiene que ser llenado en toda guardia entrante, asimismo se debe observar los equipos y materiales de trabajo, si esta presentara algún desperfecto igualmente debe ir reportado para fines de toma de desiciones.

6. Reporte de Incidentes.El reporte de incidentes es realizado por el mismo trabajador, luego que este identifique los factores y/o condiciones subestandares de trabajo. Este reporte se realiza para evitar los incidentes o accidentes que pudieran generarse, este documento debe de ser revisado por el ingeniero de seguridad responsable del área, el cual dará las medidas correctivas para controlar el riesgo. Además esta información se imparte con los jefes de guardia.

2.17 POLÍTICA DE GESTIÓN INTEGRADA DE SEGURIDAD SALUD OCUPACIONAL, MEDIO AMBIENTE Y CALIDAD. (SISSOMAC).Minera Aurífera Retamas S.A dedicada a la actividad minera subterránea se compromete a gestionar los procesos, productos y servicios salvaguardando la seguridad y salud de los trabajadores y previniendo la contaminación ambiental en toda la organización.Adicionalmente, se especifica el compromiso de gestionar la calidad de los procesos, productos y servicios en el laboratorio químico para la satisfacción de sus clientes. En este sentido, se tiene la política de MARSA.

En este sentido, se señalan los siguientes compromisos:


Elaborar, implementar y mantener procedimientos, prácticas y controles utilizando la tecnología adecuada acorde a las necesidades de la organización, bajo un enfoque preventivo.

Establecer las estrategias de sensibilización, motivación, capacitación y entrenamiento al personal, preparándolos para un desempeño consiente y responsable.

Cumplir satisfactoria y permanentemente los acuerdos y normas legales aplicables y otros que suscriba la Organización.

Cumplir satisfactoria y permanentemente los requisitos del Cliente y mejora eficaz del sistema de calidad.

Revisar y actualizar periódicamente el desempeño del sistema integrado, asegurando un mejoramiento continuo.

Mantener informados a los trabajadores y partes interesadas de la política de Gestión Integrada de Seguridad, Salud Ocupacional, Medio Ambiente y Calidad, siendo de libre acceso.

PENCRI:

Elaborar, implementar y mantener, Procedimientos, prácticas y controles utilizando tecnología adecuada acorde a las necesidades de la organización, bajo un enfoque preventivo.Establecer las estrategias de sensibilización, motivación, capacitación y entrenamiento al personal, preparándolos para un desempeño consiente y responsable.Cumplir satisfactoria y permanentemente los acuerdos y Normas legales aplicables y otros que suscriba la organización.Revisar y actualizar periódicamente el desempeño del sistema integrado. Asegurando un mejoramiento continúo.Mantener Informados a los trabajadores y partes interesados a la política de gestión integrada de seguridad, salud ocupacional, medio ambiente y calidad siendo de libre acceso.El cumplimiento de esta política es responsabilidad de todos los miembros de la organización y de los colaboradores directos.

III. PROCESOS DESARROLLADOS DURANTE LA PRÁCTICA


3.1. OBJETIVOS DE LA PRÁCTICA:

Aplicar los conocimientos teóricos adquiridos en la universidad y aplicar en la realización de mis practicas Pre -profesionales.

Control de tiempos de perforación y horas efectivas de trabajo. Aplicar el tipo de sostenimiento según al grado de alteración del macizo

rocoso. Diseñar número de taladros para la sección a perforar según el burden y

espaciamiento. Determinar los parámetros de eficiencia perforación en liniales según la

longitud de barrenos, rotura de mineral en tajos, eficiencia de voladura, diseño de malla, factor de carga.

Evaluar los indicadores mensuales programados según los ratios. Determinar las valorizaciones. Determinar las pérdidas económicas por procesos. Cumplir con las normas, procedimientos, estándares de seguridad y

medio ambiente. Acumular los meses de práctica necesarios exigidos por la Universidad

Nacional Micaela Bastidas de Apurímac.

3.2. DESCRIPCIÓN

3.2.1 CICLO DE MINADO

Las operaciones que comprende el ciclo de minado son las siguientes: Ventilación, desatado, limpieza, sostenimiento, perforación y voladura.


FIG. N°3 Mapa conceptual del proceso de minado MARSA.


CONO DE DESCARGA

d

BASE DECONCRETO

FLUJ

O DE

AIR

E

3d

MURO DE CONCRETO

CHIMENEAVENTILACION

CRUCERO 8' x 9'

3.2.2 VENTILACIONel circuito de ventilación que se da para las labores de Valeria II funciona de la siguiente manera el flujo de aire limpio se da por la bocamina Patrick e ingresa a las chimeneas de ventilación, la extracción de aire viciado se hace con los ventiladores de 110,000 CFM ubicados en el nivel 2950 del Xc. FW. Con este circuito se tiene velocidades de aire desde 250-964 pies/min., dentro de la rampa. Para los tajos se instala ventiladores en las chimeneas de ingreso de aire limpio, se utiliza ventiladores de 5000cfm

Figura Nº 04 Instalación de ventilador (Fuente: Estándar mina Marsa)

En todas las labores se emplea los ventiladores desde 5,000 cfm hasta 18,000 cfm para expulsar el aire viciado hasta los tres circuitos principales de ventilación que está conformado por cruceros y chimeneas raise boring de 6´ y 8´ de diámetro, en los extremos de los circuitos se tienen instalados extractores que suman 420,000 cfm.

3.2.3 REGADOEl aire comprimido se da desde la zona de Chilcas mediante 10 compresoras los cuales son distribuidas mediante la red principal de tubos de alvenius de 12”, 10”, 8” y 6” y estos abastecen a los Pulmones de 4 m3 que se encuentran en interior mina y luego se distribuyen a las labores (se utiliza purgadores para eliminar el agua).

Para el agua industrial La tubería de red secundaria será de HDPE SDR 11 de 2” y 1” de Ø (se capta desde la zona de San Vicente).

Este procedimiento se realiza para visualizar y detectar las condiciones de fracturas en el frente de labor, techo, hastiales, también para eliminar las partículas muy pequeñas que está suspensos en el mineral volado de esta


manera dar condiciones en la limpieza del mineral. El regado se hace con el agua utilizado para la misma perforación.

3.2.4 DESATADOEs un conjunto de prácticas y procedimientos que permite en primer lugar, detectar la roca suelta en el techo, frente y paredes de la excavación o labor minera, para luego proceder a palanquearla y hacerla caer, mediante el uso de una barretilla de desatado o un equipo de desatado.La roca suelta o denominada también roca aflojada, es la roca fragmentada o débil que se requiere hacer caer (desatar), a fin de garantizar que los trabajadores de las minas subterráneas tengan efectivamente un ambiente seguro de trabajo.El desatado de las rocas es muy importante en los lugares de trabajo y sobre todo en los tajos, debido a que las cajas se debilitan con el disparo, el desatado de rocas se realiza para dar mayor seguridad a los trabajadores y a los equipos. Personal1. Maestro de operación mina – perforista.2. Ayudante mina perforista.3. Peón mina.

Equipos de protección personal-Mameluco con cinta reflexiva.-Protector tipo sombrero.-Barbiquejo.-Respirador. -Guantes de nitrilo o cuero.-Protector auditivo.-Botas de jebe.-Correa porta lámpara.-Lentes de protección de los ojos.

Equipo- herramientas- materiales-Lámpara minera.-02 juegos de barretilla, la selección de medidas de las barretillas depende de la altura de labor: 3, 4 pies para alturas de 1.5 a 2 metros. 6 pies para labores de 2.5 a 3 metros de alto. 8 a 12 pies para labores de 4 a 5 metros de alto.-Lampa y pico.


PROCEDIMIENTO1.- Verificar y Registrar en la inspección diaria de Labores (Check List 2.- Realizar el orden y limpieza de la zona de Trabajo.3.- Regar y lavar el techo y hastiales de la labor según corresponda la carga disparada.4.- Cerrar la válvula de aire comprimido y agua comunicar al personal de mantenimiento eléctrico para des energizar las instalaciones eléctricas.5.- Retirar y proteger las instalaciones, conexiones, herramientas, equipos, materiales ajenos en el área a desatar.6.- Elegir las barretillas adecuada, de acuerdo a la sección de la labor. (Barretillas : 4, 6, 8, 10 ó 12 pies)7.- Identificar el área segura de escape.8.- Identificar las aberturas, cuñas visualmente y las rocas sueltas con el sonido de la barretilla al golpear la roca durante el desatado.9.- Posición y dirección al Desatar.

Sujetar la barretilla haciendo un Angulo de 45° Grados respecto a la horizontal

( ya sea para golpear o para palanquear la roca suelta) Mantener la barretilla al costado del trabajador en posición de cazador. Colocar una mano a 20cm del extremo inferior y la otra mano a 50 cm

aproximadamente respecto al anterior.10.- Realizar el desate en avanzada; desde una zona segura hacia la zona perturbada.11.- El Ayudante durante el desatado debe mantenerse en un lugar seguro

Visualizando el área que desata el maestro y comunicar cualquier Condición subestándar, y estar atento para su reemplazo.

12.- Alternar la tarea de desate entre el maestro y el ayudante, para evitar la exposición a movimientos repetitivos

13.- Guardar la barretillas en el perchero14.- Reportar los incidentes ocurridos durante la tarea.15.- En secciones de 3.0 X 3.0 m y 3.5 X 3.0 m usar como piso de desate la carga del disparo, si la sección es mayor a 4.0 X 4.0 metros usar el equipo Scissor para el desatado.

Fotografía Nro.5 (Desatado re roca), fuente operación mina.


RESTRICCIONES1.- No utilizar perforadora para el desatado.2.- Nunca desatar solo, siempre 2 personas, uno de ellos desata (maestro perforista) y el otro observa el comportamiento de la roca.3.- nunca transitar sin antes de haber desatado el área peligroso.-no agarrar de la punta de la barretilla.

3.2.5 LIMPIEZA – EXTRACCIONLa primera etapa consiste en la limpieza de mineral del tajo hacia las tolvas, se utiliza winches de 15 HP y rastras de 36”. La extracción se hace con una locomotora de 3.5TN y carros mineros U-35 que son echados a los echaderos principales.El proceso de limpieza en las diferentes labores mineras, tiene principalmente cuatro formas, según la labor, limpieza con palas neumáticas, Scoop Tram, con rastrillos (accionados por los winches) y con carretillas.

Fuente: Fotografia tomada propia del autor.


Figura Nº 06 Extracción con locomotora (Fuente propia del autor)

3.2.6 TRANSPORTE.- El mineral es transportado desde las tolvas principales hacia la Planta de San Andres mediante Volquetes modelo 440 y 420.

Acarreo con locomotoras El acarreo de mineral hacia superficie o echadero principal lo realizan en los carritos mineros impulsadas por una fuerza motriz (locomotoras) de capacidad es de 1.5 toneladas, una locomotora tienen una capacidad para jalar 10 carros que equivale a 15 toneladas, estos solo pueden transportar en un solo nivel o cámara de extracción.

Acarreo con volquetesLuego de descargar de los carritos mineros a los echaderos, el transporte se realiza por medio de camiones de una capacidad de 40 ton. Estos serán enviados a la planta de concentración.Acarreo con winche de arrastra

La impieza de mineral se hace con scraper, cucharas de rastrillaje de 28 pulg. a 36 pulg. owinche de arrastres de 15 HP - 10 HP de las cuales nos da una eficiencia efectiva y holgura para hacer el pallaqueo de desmonte si hubiera en el tajeo.El mineral que se rastrilla de los Tajeos cae a un echadero que por gravedad resbala y es almacenado en una tolva de madera. La limpieza de mineral con winche es lento dependiendo de la capacidad de la rastra que se usa y de la distancia del frente de trabajo.

TIEMPO DE LIMPIEZA CON WINCHE (TJ 466-AP(S/N 2838-N) Veta Daniela del nivel 2820


La limpieza de mineral se hace con scraper, cucharas de rastrillaje de 28 pulg. a 36 pulg. winche de arrastres de 15 HP - 10 HP de las cuales nos da una eficiencia efectiva y holgura para hacer el pallaqueo de desmonte si hubiera en el tajeo.El mineral que se rastrilla de los Tajeos cae a un echadero que por gravedad resbala y es almacenado en una tolva de madera. La limpieza de mineral con winche es lento dependiendo de la capacidad de la rastra que se usa y de la distancia del frente de trabajo.

Se tiene los siguientes parámetros:Cuadro Nro. 1 (parámetros de medida), fuente propia del autor.

DESCRIPCION PARAMETROSLongitud de limpieza (metros) 15Potencia del winche (HP) 15Rendimiento del winche (metros) 40Capacidad teórica del rastre (m3) 0.226Longitud del cable (metros) 18

Cuadro Nro. 2(Tiempos fijos en segundos):

TIEMPO T. IDA T. VUELTA T. CICLO

T1 13 12

25

T2 12 11

T3 13 12

T4 14 11

T5 13 12

T. promedio 13 11.6

Otros tiempos de demoraEstos tiempos son variables:Tiempo para reducir el tamaño de bloques grandes de mineral es de 3 a 5 minutos.Otros tiempos (tiempo de observación durante la operación): 0.6 a 1 minutos.

ANALISIS DE TIEMPO PARA LIMPIEZA CON WINCHESección: 5x6 pies =1.5x1.8 metros.Avance (B.C de 6 pies)=1.70 metros.Volumen insitu =4.59m3.Densidad del mineral =3. Ton/m3.Toneladas del mineral insitu = 4.59 m3 x 3 ton/m3 = 13.77 ton.Numero de ciclos =50 (dato de la labor).Toneladas de mineral /ciclo = Ton. Mineral / Nro. Ciclos = 13.77 ton / 50 ciclos = 0.275.Eficiencia de llenado del rastrillo 80% =0.181m3.


Volumen de mineral volado =Ef. De llenado de rastrillo x Nro. De ciclos =0.181m3 x 50=9.05 m3.

Densidad de mineral volado =Ton. Mineral roto/volumen del mineral volado

=13.77tn/9.05m3= 1.522ton/m3.

Rendimiento de operación neto de rastrillaje/ciclo =Ton. Mineral insitu / Nro. Ciclos =13.77 ton/55 ciclos =0.275 ton/ciclo.

Tiempo neto de operación/ciclo= 25 segundos.

Tiempo total neto de operación = (tiempo neto / ciclo) x Nro. Ciclos =25 x50 =1250 segundos =20.833=21 minutos.

Eficiencia neto de rastrillaje (Ton / min) =Ton. Mineral insitu /T. Neto de operación.

=13.77ton / 21min =0.666 ton/min.Tiempo de demoras promedio (Estos son tiempos que se pierden en la disminución de bancos que se trancan en la parrilla, tiempos en la observación o chequeo en la operación, se ha controlado un promedio de 5 minutos.

Frecuencias de tiempos de demora durante todo el ciclo (Este tiempo son veces que se pueden repetir los tiempos de demora en este tajo se observado 4 veces.

Total de tiempos de demora = T. Demoras x frecuencia de T. demoras =5x4 = 20 minutos.Tiempo total de operación: 41 minutosRendimiento de operación=Ton. Mineral insitu / tiempo total de operación

=13.77ton/41min =0.336 ton/min.3.2.7 SOSTENIMIENTO

Después de la voladura se procede a asegurar las labores tales como: Tajos chimeneas, subniveles, cruceros y galerías, dependiendo de la competencia de la caja techo, se emplean como elementos de sostenimiento cuadros de madera, puntales de seguridad, pernos de anclaje fijados con cencom y resina. Después de la voladura se procede a asegurar las excavaciones, dependiendo de la competencia de la caja techo, se emplean como elementos de sostenimiento cuadros de madera, puntales y Jack pot y Pernos de Anclaje en los tajeos, en chimeneas se emplean los puntales, en subniveles se


emplean cuadros de madera y pernos de Anclaje y en galerías y cruceros se usan pernos de anclaje y puntuales y pernos de anclaje sistemático con malla electro soldadas.

Se aplican los siguientes sostenimientos:

3.2.7.1 SOSTENIMIENTO PASIVO.- El sostenimiento pasivo se realiza en rocas suaves, fisurados en lugares panizados y donde hay mayor colapsamiento de los techos en las labores, este tipo sostenimiento se está realizando en la actualidad en Marsa casi en todos los labores de avance y tajos.

Los elementos de soporte más utilizados son:

- Shocrete.- Cuadros de madera.- Puntales de seguridad con plantilla.

3.2.7.2 SOSTENIMIENTO ACTIVO.- El sostenimiento activo se realiza en las minas para reforzar la roca haciendo taladros, mayormente el sostenimiento activo en Marsa se realiza en rocas estratificadas a laminados. El sostenimiento en la mina se puede realizar con los siguientes elementos:

- Puntales con Jack pot.- Pernos de anclaje.- Platinas metálicas.- Mallas electro soldadas con pernos de anclaje.- Cimbras

A) SOSTENIMIENTO CON PUNTALES. Herramientas.-Barretillas, 2 puntas y corvina.-Jackpot de 7 pulgadas.-bomba manual de instalación de jackpot (hidroneumática)-Flexómetro-Puntales de 7 y 8 pul de diametro.-Ues metálicas, comba de 8 libras

PUNTALES CON PLANTILLA DE TABLA.- Llamado también puntales de seguridad, este tipo de sostenimiento se aplican generalmente en tajos de explotación donde requieren reemplazar un puntal fatigado u otras condiciones inseguras que necesitan sostener de inmediato. SOSTENIMIENTO EN TAJOS


El sostenimiento en los tajos sé está haciendo con puntales de seguridad y puntales de línea debido a que las rocas son suaves y panizados.

La finalidad de los puntales de seguridad en los tajos es para dar seguridad a los trabajadores y sostenimiento a las cajas techo.

Los puntales de seguridad en Marsa se estandarizan la separación de un metro y tiene que ser perpendiculares a la caja techo. Los puntales de seguridad tienen las siguientes partes:

- Plantilla.- Cuerpo.- Patilla

Figura Nº 07 partes de puntal de seguridad (fuente estándar mina – Marsa)

PUNTALES CON JACKPOTElemento pretensionado para el sostenimiento de minas subterraneas, trabajan en conjunto con los puntales de madera que se utiliza para prevenir en las caidas de rocas.Es colocado como “sombrero” o “zapato” en cualquier extremo del puntal de madera sin necesidad de patillas, en contacto de la caja piso, techo o hastiales de la labor.Una vez utilizados colocados en la posición más conveniente, se procede a inflarlos con agua a alta presion. Ya expandidos quedan en forma permanente, otorgando un sostenimiento entre 20 – 40 toneladas dependiendo del diametro del Jackpot.


HAY DIFERENTES DIAMETROS DE JACK POT: Entre ellos tenemos los siguientes.140, 160, 175, 190, 220 y 260 mm

Figura Nº 08 Instalación de jack pot (fuente capacitación contrata para trabajadores)

1. Medida de la longitud del puntal.La longitud del puntal se medirá con el Jackpot y la plantilla presentada.2. Selección del puntal adecuado.RELACION LONGITUD / DIAMETRO DE JACK POT (L /d)Diámetro del Jack pot = Longitud del puntal /12 3. Presentación del Puntal con Jack potEl Puntal con Jackpot, debe entrar lo más preciso posible, martille con fuerza para lograr este objetivo.4. Instalación de la Bomba Manual de Alta Presión Necesita como mínimo 02 Bares de Presión de agua de mina.


1Mpa = 10Bares = 145Psi 5. Verificar la presión de salida diariamente. 10 – 12 Mpa = 100 – 120 Bares6. Insertar la Boquilla de inflado a la válvula del Jackpot.7. Inyección del agua a altas presiones con ayuda de la Bomba Manual. 8. Jackpot Inflado – Indicadores.1° Indicador: Chorro de agua saliendo de la parte delantera de la bomba Manual.2° Indicador: Golpes con el Combo en el puntal (Sonido Metálico).3° Indicador: Lectura de Manómetro indicando una presión de (10 – 12 Mpa.) CONSIDERACIONES PARA UNA BUENA INSTALACIÓN DE JACKPOT CON PUNTAL.El Jackpot debe ser colocado en el hastial más competente, es necesario indicar que solo se coloca un JACKPOT por puntal.En zonas de tajeo, los puntales con Jackpot deben colocarse estrictamente perpendicular a las rocas caja. El jackpot debe tener una zona regular (plana) donde encajar, y es primordial que los los puntales de madera deberán ser cortados con las caras paralelas, perpendiculares a su longitud (corte recto, sin chaflán). El diámetro del Jack pot está en función de la longitud del puntal, siendo esta relación de 1:12, Se recomienda no exceder en la Longitud del puntal, 12 veces el diámetro del Jackpot.1°. Medir de manera perpendicular a las cajas y de manera exacta.2°. Cortar el puntal de formar recta.3°. Martillar con fuerza para que el Jack pot entre lo más preciso posible.

Figura Nº 09 (Fuente capacitacion de contrata para trabajadores)

12. LO QUE NO SE DEBE DE HACER EN LA INSTALACIÓN DE JACKPOT. No colocar un puntal demasiado corto y no seleccionar los puntales demasiados delgados.“De realizarse esto aumentará el número de bombeos y mayor deformación del Jackpot”


Figura Nº 10 (Fuente capacitacion de contrata para trabajadores)Al presionar al puntal sobre la roca hace el efecto de BLOQUEO, con su principio de expansión, sin necesidad de apuntalamientos con cuñas o plantillas lo cual reduce tiempo en su instalación.

Figura Nº 11 (Fuente capacitacion de contrata para trabajadores) B) SOSTENIMIENTO CON CUADROS DE MADERA Este sostenimiento se realiza en tajos, subniveles, en galerías, cruceros y bay pass cuando presentan terreno malo o para salvar una falla. Las dimensiones están dadas de acuerdo a labores donde se aplican. Los cuadros de madera que se aplican son:-Cuadro recto: Se aplican en sub niveles, chimeneas, galerías, by pass y cruceros.-Cuadro cónico. Mayormente se aplican en sub niveles.-Cuadro cojo: Chimeneas, subniveles y tajos.

ELEMENTOS PRINCIPALES DE UN CUADRO Solera.- Se emplea en terrenos poco resistentes o cuando se presentan empujes del piso. Las dimensiones de este elemento es: Cuartones de 8x8 pulgadas.


Poste.-Pieza de madera que se usa como columna para soportar la carga transmitida por el terreno, las dimensiones son:Cuartones de 8x8 pulgadasRedondos de 8 pulgadas de diámetro Sombrero.- Elemento del cuadro que sirve como viga para soportar el techo, sus dimensiones son:Cuartones de 8x8 pulgadas.Redondos de 8 y 7 pulgadas de diámetro.Tirantes.- este elemento es para mantener la distancia entre cuadros y proporcionar mayor estabilidad en la estructura, este elemento son de maderas de 5, 6 pulgadas de diámetro.

ELEMENTOS AUXILIARES DE UN CUADRO

Tope.- Se llaman topes al elemento que normalmente se ubica en el punto centro de la unión entre poste y sombrero en ambos extremos.Bloques.- Se llaman bloques a unas piezas de madera que se colocan sobre el sombrero o sobre los encribes tomando parte eje del poste transmitiendo los esfuerzos de compresión del techo otorgando mayor estabilidad a la estructura del sostenimiento.Encribado.- Es el complemento importante del cuadro de madera para asegurar la solidez y el soporte, estos se realizan con redondos de 4, 5, 6 pulgadas de diámetro, el número de vueltas depende de la elevación del techo.Encostillado.- Este elemento auxiliar de sostenimiento tiene como objeto de impedir la caída de rocas de los hastiales, Se realiza con rajados hasta la altura de tirante distanciados entre 3 a 4 pulgadas.

Figura Nº 12 Elementos de un cuadro (Fuente capacitación de contrata para trabajadores)


VISTA DE TOPE Y TIRANTE

Figura Nº 13 Vista de Encribado y Enrejado (fuente estándar mina – Marsa)

TIPOS DE CUADROS DE MADERAA) CUADROS RECTOS.


- Los elementos forman ángulo de 90º.- Los cuadros rectos es fácil preparación e instalación. - Generalmente son para terrenos medios.- Este tipo de cuadros es usados en tajos de explotación

B) CUADROS CÓNICOS- Se inclinan los postes reduciendo la longitud del sombrero. - Este tipo de cuadros es usados en galerías y tajos.

CUADROS RECTOS CUADROS CONICOSFigura Nº 14 (Fuente capacitacion de contrata para trabajadores)

C) CUADROS COJOS.- Una de las cajas de la labor es bastante consistente Cuadros con un solo poste.


Fuente: Estándar mina – Marsa EQUIPOS, HERRAMIENTAS Y MATERIALES PARA SOSTENIMIENTO CON CUADRO

- Lámpara minera, flexometro, corvina y Azuela- Comba de 6 y 12 lbs.- Trípode, puntas, cordel, plomada y formon.- Lampa- 2 juegos de barretillas.- Madera de acuerdo al tipo y sección de labor.- Tablas.- Ues y soga.

PROCEDIMIENTO4.1 Verificar y registrar en el Inspección Diaria de Labores (checklist): la ventilación, herramientas, tiros cortados, sostenimiento, fracturamiento del techo, hastiales y el frente de la labor.4.2 Coordinar con su compañero y con el supervisor inmediato las condiciones de la labor, dando a conocer los peligros existentes.4.3 Elegir el área a sostener.4.4 Seleccionar la madera de acuerdo al tipo de labor a sostener.4.5 Realizar orden y limpieza.4.6 Realizar el desate de rocas siguiendo los pasos descritos en el PETS de Desatado de Rocas.4.7 Medir el área a sostener utilizando el flexómetro.4.8 Cuadrar el techo para armar el cuadro cónico usando la barretilla.


4.9 Picar la patilla con punta y comba de 6 lbs., hasta una profundidad no menor de 0.3 metros de acuerdo al tipo de terreno.4.10 Colocar los postes sobre el tripode y cortar con la corvina, de acuerdo a la medida del terreno. Al cortar la madera el trabajador debe mantener la posición de cuclillas y usar un taco como guiador.4.11 Destajar usando corvina y azuela un extremo de cada poste hasta obtener tres lados y una altura de espiga de 2”.4.12 Destajar usando corvina y azuela ambos lados del sombrero manteniendo las caras de los destajes en la misma dirección y alineados.4.13 Trasladar los elementos del cuadro preparado para su armado dependiendo del tipo de labor a sostener utilizando “Ues” y/o soga.4.14 Efectuar la limpieza del primer hoyo para levantar coordinadamente entre dos el primer poste, asegurando con tablas de 2” y un poco de carga en el hoyo.4.15 Parar el segundo poste, el ayudante coge el poste y el maestro alinea con el primer poste, de igual forma aseguran provisionalmente el segundo poste con barretilla y carga en el hoyo antes de colocar el sombrero.4.16 Construir la plataforma para la instalación de cuadros con secciones mayores de 7’ x 7’. Para ello, usar clavos de 5” para asegurar las tablas entre el poste del cuadro anterior y el poste recién instalado. Se debe colocar dos clavos en “V” por cada punto de sujeción, seguido colocar tres tablas como mínimo sobre las tablas fijas que servirá como plataforma.4.17 Colocar el sombrero sobre la plataforma.4.18 Levantar el sombrero sobre los postes.4.19 Revisar si los destajes efectuados entre el poste y sombrero encaja perfectamente. 4.20 Usar el estrobo de soga de ¾” o “ues” acomodar en su posición el poste. Si es correcto, asegurar alrededor de la base del poste con carga.

-Inspeccionar labor-Hacer orden y limpieza-Seleccionar madera de acurdo al tipo de labor a sostener-Desatar la roca y medir el área o sección a sostener.-Picar una patilla para postes una profundidad de 0.3 metros.-Cortar la madera de acuerdo a la medida del terreno.-destajar cada poste los tres lados una dimensión de 2 pulgadas, si son cuadros cojos en tajo se destaja los 4 lados.-Destajar ambos lados del sombrero manteniendo las caras de los destajes en la misma dirección y alineados.-Proceder a la instalación de los elementos del cuadro.-Elegir redondos de 6 pulgadas de diámetro y cortar el tirante.


Para el caso de cuadros de partida se realizan sobre soleras (cuartones de 8x8 pulgadas, la longitud depende del ancho del cuadro) donde el mortero tiene las siguiente dimensión: 10 cm x 6 cm y una profundidad de 2 pulgadas.

Las dimensiones del cuadro en un tajo es de: los postes están ubicados a 1.2 a 1.5 metros y la distancia entre cuadros es de 1.2 metros (cuadros de 4x5, 5x6)

En labores lineales las dimensiones de cuadros están de acurdo a la sección de la misma.

RESUMEN DE RENDIMIENTO EN TRABAJOS DE CUADRO DE MADERA (Cuadro Nro. 3 (Fuente propia del autor)

Descripción Rendimientos Personal Tiempo de ejecución

Cuadros de CHI 5X5 1.85 M + AY 1 guardia

Cuadros de s/n 4x6 1.85 M +AY 1 guardia

Cuadros de TJ 4x5 2 M +AY 1 guardia

Cuadros de TJ 5x6 1.5 M +AY 1 guardia

cuadro en GAL 7X8 1.2 M + AY 1 guardia

Cuadro en GAL 8x8 1 M + AY 1 guardia

C) SOSTENIMIENTO CON PERNOS DE ANCLAJE Y MALLA ELECTROSOLDADASe aplican en galerías, xc, by pass. (Roca regular con RMR 51-60 ) (Secciones de: 7X8, 8X8, 8X9).El tipo de sostenimiento que se realiza en Marsa es de acuerdo al cuadro siguiente:

Calidad de roca Índice Q RMR TIPO DE SOSTENIMIENTOExtremadamente mala

<0.1 <16 Cimbra metálica o cuadros a1 o 1.5m.Malla reforzado de 2”- perno sistemático.

Muy mala 1.0-0.1 16 – 30

Shocret 2”perno sistemático 1 o 5m.Shocret + taladros de drenaje.

Mala 4.0-1 30 – 40

Shocret2” perno sistemático.

Regular 4.0– 2.0 40 – 60

perno sistemático

Buena 20 – 40 >60 Pernos cemento y/o split set. Puntual


Muy buena <40

80 – 100

No necesita

Cuadro Nro. 4 Sistema de valoración de la Masa Rocosa RMR (Fuente: según bieniawski).EQUIPOS/ HERRAMIENTAS/ MATERIALES

- Lámpara minera- Máquina perforadora.- 02 juegos de barretillas.- 02 barras tensadoras.- Accesorios de la barra tensadora: (Mangueras, válvulas de 1”).- Malla electrosoldada.- Lampa- Llave stilson- 02 caballetes.- 11 tablas.- Accesorios de equipo de perforación: Sacabarreno, spanner

(adaptadores).

Figura Nº 15 (Fuente: Fotografía tomada propia del autor)

PROCEDIMIENTO4.1 Verificar y registrar en Lista de Verificación de Labores (Check list): la ventilación, herramientas, tiros cortados, sostenimiento, fracturamiento del techo, hastiales y el frente de la labor.2. Realizar orden y limpieza


3. Realizar el desate de rocas siguiendo los pasos descritos en el PETS de Desatado de Rocas.4. Verificar el estado y funcionamiento del equipo de perforación y registrar en el Check List de Equipo. 5. Verificar el estado y funcionamiento de la barra tensora: posición y sentido de las manillas de las válvulas de control y verificar que los extremos de la barra mantengan la forma de garra.6. El Maestro Perforista luego de verificar las herramientas y las condiciones de la labor debe registrar en la y solicitar el cambio de las herramientas que se encuentren en mal estado. 7. Limpiar la malla metálica (retirar escamas, óxidos).8. Identificar el área de la pared rocosa de mayor competencia para dar inicio a la instalación de malla en combinación con los pernos de anclaje, para luego entrar hacia el terreno de menor competencia o con mayor fracturamiento.9. Cortar la malla entre 2 personas en paños de acuerdo a la dimensión de la sección a sostener. 10. Se extiende y se enrolla la malla en sentido contrario, y se asegura con un alambre para transportarlo. 11. Conectar la manguera para aire a las barras tensadoras.12. Perforar los taladros comenzando por el techo de la labor y colocar los cartuchos de resina y cemento e inyectar el perno anclaje. 13. Instalar la malla fijando la placa con la tuerca14. El traslape entre un paño y otro de malla electrosoldada, debe conservar una distancia de 30 cm no debe haber empalmes en el techo de la labor.

Traslape de malla deficiente Traslape de malla correctoFuente: fotografía tomada propia del autor.FIGURA Nº 16 (Fuente: Fotografía tomada propia del autor)


Pernos colocados correctamente, espaciamiento y colillas a estándar

DETALLE DE INSTALACIÓN PERNO DE ANCLAJE HELICOIDAL / POSIMIX

Figura nº 17 detalle de pernos de anclaje (Fuente estándar mina – Marsa)

ESTÁNDAR DE INSTALACIÓN DE MALLA Y PERNO


FIGURA Nº 18ESTANDAR DE COLOCADO DE RESINA Y CEMENTO DENTRO DEL TALADRO (FUENTE ESTANDAR MINA - MARSA)

COMPONENTES DE RESINA


Componentes Porcentaje (%)Carbonato de calcio 50-70Resina poliester 15-20Peróxido de benzol 0.5-2Silica fumes 2-5Dimetil de amilina 8-10

CEM-CON (cartucho de cemento)Componentes (%)Cemento portland tipo I 40-80Arena 40-80Silica fumes 0-5Acelerante 0-3(Cuadro Nº 05)

CANTIDAD DE RESINAS Y CEM-CON POR TALADRO (Cuadro Nro. 10)

Taladro (pies) Resina(unidades) Cem-con (unidades) 5 1 4 6 1 5 8 2 7

DIMENSIONES DE PERNO Y MATERIALES DE SOSTENIMIENTO CON PERNOS (Cuadro Nro. 06)


descripción Diámetro (mm) longitudperno 22 6, 8 piesCartucho de resina 28 305 mmCartucho de cemento 28 305 mmPlaca de sujeción 5 mm (espesor) 20x20 cmTuercas de acero 22 mm

Calculo de pernos en el BP 10299-SW (GAL 10311-S)Figura Nro. 18 Sección del BP 10299- SW (Fuente estándar mina – Marsa)

D) SOSTENIMIENTO CON MALLA ELECTROSOLDADASe utilizan mallas de 2x2, 4x4 (pulgadas) para roca fracturada, el paño de malla es cortada de acuerdo al perímetro de la labor (5, 5.5, metros), el ancho de malla es de: 2 y 2.4 metros con una longitud de 25 metros por paño.TIEMPO DE COLOCADO DE MALLA DE SOSTENIMIENTO (2” X 2”)


TIEMPO DE COLOCADO DE LOS MALLA DE SOSTENIMIENTO

PRESENTACION DE LA MALLA 0:05:00COLOCADO DE 5 PERNOS YA INSTALADOS (*) 0:12:00INTALACION DE LA MALLA

PERFORACION TALADRO

COLOCADO DE

CEMCON Y RESINA

AJUSTE DEL PERNO CON LA MAQUINA PERFORADO

RA

TIEMPO DE INSTALACION

Nº TIEMPO1 0:02:10 0:00:54 0:00:12 0:03:162 0:02:16 0:00:48 0:00:15 0:03:193 0:02:04 0:00:42 0:00:08 0:02:544 0:01:50 0:00:52 0:00:14 0:02:565 0:01:40 0:00:50 0:00:18 0:02:486 0:02:32 0:00:47 0:00:14 0:03:337 0:02:16 0:00:36 0:00:12 0:03:048 0:02:38 0:00:53 0:00:14 0:03:459 0:03:10 0:00:52 0:00:13 0:04:1510 0:02:30 0:00:56 0:00:12 0:03:38

0:33:28

TOTAL 0:50:28

Cuadro Nro. 07 (Fuente toma de tiempos en mina)

Figura Nº 19 distancia de pernos en la malla (fuente: fotografía tomada propia del autor)

3.2.8 SOSTENIMIENTO CON SHOTCRETE.


El sistema de lanzado de shotcrete es por vía seca. El concreto lanzado es un material transportado a través de una manguera (boa), que se lanza neumáticamente, a alta velocidad, contra una superficie de 1 metro de distancia como máximo, en forma perpendicular al macizo rocoso y no mayor de 45º, para evitar el rebote del agregado. La fuerza con que el agregado llega a la superficie, hace que la mezcla se compacte logrando que esta se sostenga y se afirme así misma.

El rendimiento de acuerdo al precio unitario en el lanzado de shotcrete en vía seca es de 3 m3/hora a 5 m3/hora, esto debido que el sostenimiento se hace de manera inmediata, es decir después de un disparo. En algunos casos después de dos o tres disparos dependiendo del comportamiento del macizo rocoso.La arena, cemento, Dramix y aditivo (acelerante-gunitoc) son ingresados por la rampa patric NV-3125 mediante los carros G-80, donde estos son transportados de manera directa al scoop para luego transportarlas hacia la labor que se va realizar el lanzado de shotcrete.

3.2.8.1 CARACTERÍSTICAS PRINCIPALES

El concreto lanzado previene la caída de pequeños trozos de roca de la periferia de la excavación, evitando el futuro deterioro de la roca.Mantiene el entrabe de las posibles cuñas o bloques sellando las discontinuidades o grietas producidas por la voladura.La acción conjunta del concreto lanzado y la roca produce una fuerza tangencial en la interfase, que impide que la roca y el concreto lanzado se deformen independientemente. 3.2.8.2 DOSIFICACIÓN Y COMPONENTES DE SHOTCRETE.

Cuadro N° 08

FORMATO DE PRECIO UNITARIO SHOCRETE2"

Avance m2 /cuadrillaRendimiento 60

m2

DESCRIPCION UNIDAD CANTID.

COST./UNIT.

U.S.$ U.S.$/Gdia

MANO DE OBRAMaestro Prepar. Mezcla Tarea 1 24.89 24.89Ayudantes Prep. Mezcla Tarea 2 22.27 44.54


Dosificación /1 m3 de arena10 bolsas de cemento30 Kg. de fibra de acero (Dramix)7lts de aditivo200 lts de agua(40 galones)

Maestro Shotcretero Tarea 1 24.89 24.89

Ayudantes Prep. Shotcre. Tarea 3 22.27 66.81Ayud.2(acarrea arena hasta labor)

Tarea 1 22.27 22.27

Operador Scoop Tarea 0.5 28.17 14.098.5 197.49 3.29

IMPLEMENTOS DE SEGURIDADTareas sin ropa de agua N° Tareas 5 1.22 6.1Tareas sin ropa de agua 3.5 1.22 4.27

10.37 0.17MATERIAL Y HERRAMIENTASOtras Herramientas Global 1.28Cemento Bolsas 60 9.14 548.4Acelerante Kg 60 0.75 45Dramix Kg 240 1.67 400.8CALIBRADORES PZA 60 0.1 6Petróleo Gln/ Hr 6 3.59 21.54

1023.02 17.05

EQUIPO DE PERFORACIONScooptram de 2.2 yd3 Hrs 2 50 100shocretera y accesorios Hrs 7 3.64 25.48Mezcladora Hrs

125.48 2.09SUB TOTAL COSTOS DIRECTOS 22.61Contingencias 3% 0.68Utilidad 10% 2.26COSTO TOTAL U.S.$/M2. 25.54

3.2.9 PERFORACION Y VOLADURALa perforación es la primera operación en la preparación de una voladura. Su propósito es el de abrir en la roca huecos cilíndricos destinados a alojar al explosivo y sus accesorios iniciadores, denominados taladros, barrenos y hoyos.


EQUIPO DE PERFORACION, ACCESORIOS Y HERRAMIENTAS DE PERFORACIONMAQUINA PERFORADORACaracterísticas técnicas (Cuadro Nro. 09)

Presión de aire 80 a 90 Lb/pul2

Consumo de aire 60 a 194 pies3/minConsumo de agua 4 Lit./minVelocidad de rotación 40 a 400 rpmVelocidad de percusión 1500 a 3400 (golpes/minuto)

Maquinas utilizadas en la empresa (Cuadro Nro. 10)

marca modelo laboresSeco Jack leg Lineales, TajosRNP Jack leg Tajos, LinialesAtlas Jack leg Tajos ,S/N, CHI,

ACCESORIOS DE PERFORACION- Brocas de 38 mm y 36 mm.- Barrenos cónicos de 3, 4, 5, 6 y 8, pies.- Aceitadoras- Manguera de aire de 1 pul. De diámetro.

HERRAMIENTAS QUE SE UTILIZAN EN LA PERFORACION-Saca barreno-Cucharilla-Juego de barretillas-Guiadores de madera-Lampa -Pico.-Caballete.-Tablas.-Flexo metro.

TIPOS DE ARRANQUESEn toda malla de perforación se debe mantener la simetría de los taladros de tal forma de generar una buena secuencia de salida.ROCA DURA


ROCA SEMIDURA

ROCA SUAVE

CORTE QUEMADO.- Este tipo de arranque se utiliza en terrenos de clasificación geomecanica de mala a regular.

CORTE CILINDRICO.- Se utilizan en terrenos de clasificación geomecanica buena para dar un área de salida mayor y evitar los posibles tiros fallados.

CONDICIONES FUNDAMENTALES


1. Distancia estimada del alivio al primer taladro de arranque.2. Secuencia de salida.

UBICACIÓN DEL ARRANQUEEn las labores donde exista fallas o vetas; la perforación del arranque deberá realizarse lejos de ella.

En las labores donde no existan fallas o vetas; la perforación del arranque deberá realizarse en el centro de la labor.

Fuente capacitación de contrata para trabajadores.

CONDICIONES DE PERFORACIONPara conseguir una voladura eficiente la perforación es tan importante como la selección del explosivo, por lo que este trabajo debe efectuarse con buen criterio y cuidado.Lamentablemente, la supervisión de la correcta operación de perforación aún no es adecuadamente realizada en muchas minas, lo que permite que ocurran deficiencias en la calidad del trabajo (taladros desviados, más espaciados, de longitud irregular, etc.) que determinan pérdidas de eficiencia de la energía explosiva disponible.


CONDICIONES FUNDAMENTALES EN LA PERFORACIONa) Diametrob) Longitudc) Rectitud – paralelismod) Estabilidad

FALLAS DE PERFORACION Y CONTROL.- Son condiciones que resultan un disparo fallado a consecuencia de ello existe una pérdida de avance lineal o la explotación de un tajo. Se muestra en el siguiente cuadro:Cuadro Nro. 14(Fallas en perforación que causan un disparo fallado y una voladura ineficiente)

FALLAS EFECTOS CONTROL

Insuficiente diámetro o numero de taladros de alivio

Tiros soplados por insuficiencia de cara libre para el arranque

En roca dura se hace alivios con broca escariadora o 3 taladros de alivio.

Desviación en el paralelismo

Burden irregular, deficiencia en avance, mala concentración de carga

Utilizar guiadores de madera.

Espaciamiento irregular de taladros

Fragmentación irregular, soplo de explosivo

Cumplir con el procedimiento de trazo de malla de perforación.

Irregular longitud. Avance deficiente, presenta una nueva cara irregular

Perforar taladros de igual longitud, utilizar barras cónicas de igual medida.

Numero de taladros innecesarios.

Sobrecarga y debilita la roca circundante.(sobre rotura)

Numero de taladro de acuerdo a la propiedad mecánica de la roca o mineral.

Intersección de taladros

Afecta a la distribución de carga

Usar los guiadores de madera.

FALLAS DE PERFORACIÓN POR DISTINTAS CAUSAS


Fuente capacitación de contrata para trabajadores.

MALLAS DE PERFORACION


A) GALERÍA, CRUCERO, BAY PASS

DATOS GENERALESSECCIÓN : 8 x 9 DISTRIBUCIÓN DE

CARGAN°

TAL.CEBO COLUMNA

TIPO Dura N° TIPO N° TIPOLONG. PERF : 6 ARRANQUE 4 1 G 8 GF.P. : 2,06 AYUD.ARRANQUE 2 1 G 7 GN° TALADROS : 38 SUB-AYUDAS 4 1 G 6 GTAL. CARGADOS : 36 AYUD. CORONAS 5 1 G 5 SACCESORIOS Y EXPLOSIVOS CORONAS 5 1 S 4 SIGNITER CORD 15 m. CUADRADORES 4 1 G 5 SCARMEX 36 uni. DE ROTURA 3 1 G 6 SGELATINA 7/8 X 7 136 cart. AYUD ARRASTRES 4 1 G 6 SSEMEXSA 7/8 X 7 112 cart. ARRASTRES 5 1 G 7 GN° CART: 248 cart.

Fuente estándar malla de perforación mina – Marsa.

TIPO DE ROCA MEDIA



CARGAN°

TAL.CEBO COLUMNA

TIPO Media N° TIPO N° TIPOLONG. PERF : 6 ARRANQUE 4 1 G 8 GF.P. : 1,82 AYUD.ARRANQUE 2 1 G 7 GN° TALADROS : 36 SUB-AYUDAS 4 1 G 6 STAL. CARGADOS : 34 AYUD. CORONAS 5 1 S 5 SACCESORIOS Y EXPLOSIVOS CORONAS 5 1 S 4 EIGNITER CORD 14 m. CUADRADORES 4 1 S 5 SCARMEX 34 uni. DE ROTURA 3 1 G 5 SGELATINA 7/8 X 7 94 cart. AYUD ARRASTRES 3 1 G 6 SSEMEXSA 7/8 X 7 116 cart. ARRASTRES 4 1 G 7 GEXADIT 7/8 X 7 20 cart.N° CART: 230 cart.


TIPO DE ROCA SUAVE



CARGAN°

TAL.CEBO COLUMNA

TIPO Suave N° TIPO N° TIPOLONG. PERF : 6 ARRANQUE 4 1 S 7 SF.P. : 1,23 AYUD.ARRANQUE 0 0 S 0 SN° TALADROS : 31 SUB-AYUDAS 4 1 S 5 STAL. CARGADOS : 28 AYUD. CORONAS 2 1 S 4 EACCESORIOS Y EXPLOSIVOS CORONAS 4 1 E 3 EIGNITER CORD 12 m. CUADRADORES 4 1 S 4 ECARMEX 28 uni. DE ROTURA 3 1 S 5 EGELATINA 7/8 X 7 0 cart. AYUD ARRASTRES 3 1 S 6 SSEMEXSA 7/8 X 7 118 cart. ARRASTRES 4 1 S 7 SEXADIT 7/8 X 7 55 cart.N° CART: 173 cart.

Fuente estándar malla de perforación mina – Marsa.TIPO DE ROCA: MEDIA



CARGAN°

TAL.CEBO COLUMNA

TIPO Media N° TIPO N° TIPOLONG. PERF : 8 ARRANQUE 3 1 G 10 GF.P. : 1,87 AYUD.ARRANQUE 4 1 G 9 GN° TALADROS : 43 SUB-AYUDAS 4 1 G 8 GTAL. CARGADOS : 34 AYUD. CORONAS 4 1 S 7 SACCESORIOS Y EXPLOSIVOS CORONAS 5 1 S 6 EIGNITER CORD 14 m. CUADRADORES 4 1 S 7 SFANEL 34 uni. DE ROTURA 3 1 G 7 SGELATINA 7/8 X 7 155 cart. AYUD ARRASTRES 3 1 G 8 SSEMEXSA 7/8 X 7 114 cart. ARRASTRES 4 1 G 9 GEXADIT 7/8 X 7 30 cart.N° CART: 299 cart. FANEL

N° Cant N° Cant N° Cant1 3 6 4 11 42 2 7 4 12 03 2 8 4 13 04 2 9 2 14 05 2 10 5 15 0

TOTAL 34Fuente estándar malla de perforación mina – Marsa.TIPO DE ROCA: DURA



CARGAN°

TAL.CEBO COLUMNA

TIPO Dura N° TIPO N° TIPOLONG. PERF : 6 ARRANQUE 4 1 G 8 GF.P. : 2,29 AYUD.ARRANQUE 2 1 G 7 GN° TALADROS : 38 SUB-AYUDAS 4 1 G 6 GTAL. CARGADOS : 35 AYUD. CORONAS 4 1 G 5 SACCESORIOS Y EXPLOSIVOS CORONAS 5 1 S 4 SIGNITER CORD 14 m. CUADRADORES 4 1 S 5 SCARMEX 35 uni. DE ROTURA 3 1 G 6 SGELATINA 7/8 X 7 131 cart. AYUD ARRASTRES 4 1 G 6 SSEMEXSA 7/8 X 7 111 cart. ARRASTRES 5 1 G 7 GN° CART: 242 cart.


TIPO DE ROCA: MEDIA



CARGAN°

TAL.CEBO COLUMNA

TIPO Media N° TIPO N° TIPOLONG. PERF : 6 ARRANQUE 4 1 G 8 GF.P. : 2,11 AYUD.ARRANQUE 2 1 G 7 GN° TALADROS : 36 SUB-AYUDAS 4 1 G 6 GTAL. CARGADOS : 33 AYUD. CORONAS 4 1 S 5 SACCESORIOS Y EXPLOSIVOS CORONAS 5 1 S 4 EIGNITER CORD 14 m. CUADRADORES 4 1 S 5 SCARMEX 33 uni. DE ROTURA 3 1 G 5 SGELATINA 7/8 X 7 118 cart. AYUD ARRASTRES 3 1 G 6 SSEMEXSA 7/8 X 7 86 cart. ARRASTRES 4 1 G 7 GEXADIT 7/8 X 7 20 cart.N° CART: 224 cart.


TIPO DE ROCA: SUAVE



CARGAN°

TAL.CEBO COLUMNA

TIPO Suave N° TIPO N° TIPOLONG. PERF : 6 ARRANQUE 4 1 G 8 SF.P. : 1,70 AYUD.ARRANQUE 0 0 S 0 SN° TALADROS : 31 SUB-AYUDAS 4 1 S 6 STAL. CARGADOS : 28 AYUD. CORONAS 3 1 S 5 SACCESORIOS Y EXPLOSIVOS CORONAS 4 1 S 3 EIGNITER CORD 12 m. CUADRADORES 4 1 S 5 ECARMEX 28 uni. DE ROTURA 2 1 S 5 SGELATINA 7/8 X 7 39 cart. AYUD ARRASTRES 3 1 G 6 SSEMEXSA 7/8 X 7 116 cart. ARRASTRES 4 1 G 7 GEXADIT 7/8 X 7 32 cart.N° CART: 187 cart.


B) MALLA DE PERFORACION PARA SUB NIVELES


TIPO DE ROCA: DURA


CARGAN°

TAL.CEBO COLUMNA

TIPO Dura N° TIPO N° TIPOLONG. PERF (Pies): 5 ARRANQUE 4 1 G 7 GF.P. : 3,55 AYUD.ARRANQUE 2 1 G 5 GN° TALADROS : 22 SUB-AYUDAS 4 1 G 5 STAL. CARGADOS : 19 AYUD. CORONAS 1 1 G 4 SACCESORIOS Y EXPLOSIVOS CORONAS 3 1 S 4 SIGNITER CORD 8 m. CUADRADORES 2 1 G 4 SCARMEX 6 19 uni. ARRASTRES 3 1 G 5 SGELATINA 75% 7/8 X 7 54 cart.SEMEXSA 65% 7/8 X 7 62 cart.N° CART: 116 cart.

Fuente estándar mina – Marsa.

TIPO DE ROCA: MEDIA



CARGAN°

TAL.CEBO COLUMNA

TIPO Media N° TIPO N° TIPOLONG. PERF (Pies): 5 ARRANQUE 4 1 G 6 GF.P. : 3,27 AYUD.ARRANQUE 2 1 G 5 SN° TALADROS : 22 SUB-AYUDAS 4 1 G 5 STAL. CARGADOS : 19 AYUD. CORONAS 1 1 G 4 SACCESORIOS Y EXPLOSIVOS CORONAS 3 1 S 4 SIGNITER CORD 8 m. CUADRADORES 2 1 G 4 SCARMEX 6 19 uni. ARRASTRES 3 1 G 5 SGELATINA 75% 7/8 X 7 40 cart.SEMEXSA 65% 7/8 X 7 72 cart.

N° CART:112cart.



TIPO DE ROCA: SUAVE


CARGAN°

TAL.CEBO COLUMNA

TIPO Suave N° TIPO N° TIPOLONG. PERF (Pies): 5 ARRANQUE 4 1 S 6 SF.P. : 2,35 AYUD.ARRANQUE 0 0 S 0 SN° TALADROS : 19 SUB-AYUDAS 4 1 S 5 STAL. CARGADOS : 16 AYUD. CORONAS 0 0 S 0 SACCESORIOS Y EXPLOSIVOS CORONAS 3 1 S 3 EIGNITER CORD 7 m. CUADRADORES 2 1 S 3 ECARMEX 6 16 uni. ARRASTRES 3 1 S 5 SGELATINA 75% 7/8 X 7 0 cart.SEMEXSA 65% 7/8 X 7 75 cart.EXADIT 45% 7/8 X 7 15 cart.N° CART: 90 cart.



C) MALLA DE PERFORACION PARA CHIMENEAS EN SECCION 5X5 pies

TIPO DE ROCA: DURA


CARGAN°

TAL.CEBO COLUMNA

TIPO Dura N° TIPO N° TIPOLONG. PERF : 5 ARRANQUE 4 1 G 7 GF.P. : 3,32 AYUD.ARRANQUE 2 1 G 5 GN° TALADROS : 21 SUB-AYUDAS 4 1 G 5 STAL. CARGADOS : 18 TECHO 3 1 S 4 S

CUADRADORES 2 1 G 4 SPISO 3 1 G 5 S

ACCESORIOS Y EXPLOSIVOSIGNITER CORD 8 m.CARMEX 18 uni.GELATINA 7/8 X 7 53 cart.SEMEXSA 7/8 X 7 58 cart.N° CART: 111 cart.



TIPO DE ROCA: MEDIA

DATOS GENERALES

SECCIÓN :5 x 5

DISTRIBUCIÓN DE CARGA

N° TAL.

CEBOCOLUMN

A

TIPOMedia

N°TIPO N° TIPO

LONG. PERF : 5 ARRANQUE 4 1 G 6 GF.P. : 3,16 AYUD.ARRANQUE 2 1 G 5 SN° TALADROS : 21 SUB-AYUDAS 4 1 G 5 STAL. CARGADOS : 18 TECHO 3 1 S 4 S

CUADRADORES 2 1 S 4 SPISO 3 1 S 5 S

ACCESORIOS Y EXPLOSIVOSIGNITER CORD 8 m.CARMEX 18 uni.GELATINA 7/8 X 7 34 cart.SEMEXSA 7/8 X 7 73 cart.N° CART: 107 cart.



TIPO DE ROCA: SUAVE

DATOS GENERALESSECCIÓN : 5 x 5 DISTRIBUCIÓN

DE CARGAN°

TAL.CEBO COLUMNA

TIPO Suave N° TIPO N° TIPOLONG. PERF : 5 ARRANQUE 4 1 S 6 SF.P. : 2,55 AYUD.ARRANQUE 0 0 S 0 SN° TALADROS : 19 SUB-AYUDAS 4 1 S 5 STAL. CARGADOS : 16 TECHO 3 1 S 4 E

CUADRADORES 2 1 S 3 EPISO 3 1 S 4 S

ACCESORIOS Y EXPLOSIVOSIGNITER CORD 7 m.CARMEX 16 uni.GELATINA 7/8 X 7 0 cart.SEMEXSA 7/8 X 7 72 cart.EXADIT 45% 7/8 X 7 18 cart.N° CART: 90 cart.



D) MALLA DE PERFORACION PARA CHIMENEAS DE SECCION 8X5 DE DOBLE COMPARTIMIENTO

TIPO DE ROCA: DURA


CARGAN°

TAL.CEBO COLUMNA

TIPO Dura N° TIPO N° TIPOLONG. PERF : 5 ARRANQUE 4 1 G 7 GF.P. : 2,67 AYUD.ARRANQUE 2 1 G 5 GN° TALADROS : 29 SUB-AYUDAS 4 1 G 5 GTAL. CARGADOS : 26 DE ROTURA 6 1 G 4 SACCESORIOS Y EXPLOSIVOS TECHO 4 1 S 4 SIGNITER CORD 11 m. CUADRADORES 2 1 S 4 SCARMEX 26 uni. PISO 4 1 G 5 GGELATINA 7/8 X 7 98 cart.SEMEXSA 7/8 X 7 54 cart.N° CART: 152 cart.

Fuente estándar malla de perforación mina – Marsa..


TIPO DE ROCA: MEDIA


CARGAN°

TAL.CEBO COLUMNA

TIPO Media N° TIPO N° TIPOLONG. PERF : 5 ARRANQUE 4 1 G 6 GF.P. : 2,50 AYUD.ARRANQUE 2 1 G 5 GN° TALADROS : 27 SUB-AYUDAS 4 1 G 5 STAL. CARGADOS : 24 DE ROTURA 4 1 G 6 SACCESORIOS Y EXPLOSIVOS TECHO 4 1 S 4 SIGNITER CORD 10 m. CUADRADORES 2 1 S 4 SCARMEX 24 uni. PISO 4 1 G 5 SGELATINA 7/8 X 7 52 cart.SEMEXSA 7/8 X 7 94 cart.N° CART: 146 cart.



TIPO DE ROCA: MEDIA


CARGAN°

TAL.CEBO COLUMNA

TIPO Suave N° TIPO N° TIPOLONG. PERF : 5 ARRANQUE 4 1 S 6 SF.P. : 1,81 AYUD.ARRANQUE 0 0 S 0 SN° TALADROS : 23 SUB-AYUDAS 4 1 S 5 STAL. CARGADOS : 20 DE ROTURA 2 1 S 4 SACCESORIOS Y EXPLOSIVOS TECHO 4 1 S 3 EIGNITER CORD 8 m. CUADRADORES 2 1 S 3 ECARMEX 20 uni. PISO 4 1 S 5 SGELATINA 7/8 X 7 0 cart.SEMEXSA 7/8 X 7 92 cart.EXADIT 7/8 X 7 18 cart.N° CART: 110 cart.



E) DISEÑO DE LA MALLA DE PERFORACION EN TAJOSEl avance será en dirección del rumbo.

Diseño de la malla de perforaciónCalculo de Burden en Tajo Subterráneo

Kv =1.96- 0.27 ln ERQDDónde: Kv: Factor de volavilidad.ERQD: Índice de calidad de roca equivalente.

ERQD = RQD * JsfRQD : Índice de calidad de rocaJsf : Factor de corrección

1,0 Roca muy dura. 0,9 Roca dura. 0,8 Roca semidura. 0,7 Panizado

BT=(∅ t∗Kv12 ) x( Pdσtd )x 12

Dónde:

BT: Burden en pies.Øt: Diámetro de taladro (pulg) (cuando el acoplamiento es1) 1.5 pulg.Pd: Presión de detonación. 3402Mpa Exadit 65%σtd : Resistencia a la tracción de la roca 10% de la resistencia a la compresión de la roca 8 Mpaσcd : Resistencia a la compresión de la roca 80Mpa.

Factor de volavilidad (Kv)Índice de calidad de roca (RQD) (%) 50 Índice de calidad de roca equivalente (%) 45Kv 0.93 Burden (B) con diámetro (Øt), como el cartucho= 1pulg 22mmB (pies) para exadit 65% 1.60pies 40.7 cCalculo del espaciamiento E = 1.5 x B E = 2.40 pies = 61.0 cm


40 cm40 cm 60 c

m

1.0 m

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

Fig. N°24: Malla de perforación en tajos (Fuente perforación y voladura Marsa)

Altura de minado, se llevará 1.0 m. de altura para vetas con potencia menor al metro.La longitud del taladro, se efectuará con barreno de 1.8 m. Voladura, se utilizará dinamita pulverulenta a semigelatina dependiendo de la dureza del mineral.

3.2.10 VOLADURAEl proceso de voladura es el que sigue al de perforación, el objetivo de este proceso es fragmentar la roca (mineral o desmonte) a fin de poder ser extraído para los fines correspondientes. Es indispensable una buena voladura de esta manera podemos lograr lo siguiente:

Una buena fragmentación, lo cual nos facilitará los procesos tanto de limpieza como de transporte, además de reducir el costo por concepto de chancado y molienda, esto último en el proceso metalúrgico en la Planta Concentradora.

Lograr el menor daño posible al macizo rocoso circundante a la excavación, es decir evitar la sobrevoladura, la que trae como consecuencia en el caso de los tajeos la dilución del mineral, y en el caso de las labores de desarrollo el sobre dimensionamiento de éstas, además de elevar los costos por concepto de sostenimiento y sobre todo crea zonas inseguras para los trabajadores.

EXPLOSIVOS DE VOLADURASon ssustancias explosivas detonantes usadas en minería, construcción y tareas similares. Los explosivos de voladura pueden contener componentes inertes tales como diatomita y otros ingredientes menores, como agentes colorantes y estabilizadores.Son productos químicos que encierran un enorme potencial de energía.Reaccionan instantáneamente con gran violencia, bajo la acción del fulminante u otro estímulo externo subsónico.Los explosivos pueden generar fuerte efecto de impacto que tritura la roca y gran volumen de gases que se expanden con gran energía desplazando los fragmentos.


A) TIPOS DE EXPLOSIVOS UTILIZADOS EN MARSA

DINAMITAExplosivo detonante que contiene un ingrediente explosivo líquido (generalmente nitroglicerina, ésteres orgánicos similares de nitrato, o ambos), mezclado uniformemente con un material absorbente, como pulpa de madera, y que usualmente contiene materiales como nitrocelulosa, nitrato de sodio y de amonio, las dinamitas se clasifican en:

SEMEXSA.- Dinamita semigelatina muy versátil de fuerte poder rompedor y alta resistencia al agua, para uso en voladura de rocas de condiciones intermedias y tenaces, en Marsa se está utilizando como cebo iniciador de agente voladura se suministra en cuatro tipos 45%, 65%, 60% y 80% ((con densidades de 1,08 a 1,2 g/cm3 y velocidades de 3 500 a 4 500 m/s).

EXADIT.- Caracterizado por un buen rompedor, alto empuje y baja velocidad de detonación que lo hacen apto para voladura de rocas friables e intermedias, tiene regular resistencia al agua, de preferencia deberá usarse en terrenos suaves y secos o poco húmedo se presenta en tres tipos 45%, 60% y 65% con densidades de 1,00 a 1,05 g/cm3 y velocidades de 3 400 a 3 600 m/s), 45% en Marsa se está utilizando bastante casi en todos los labores. GELATINAS Las gelignitas y gelatinas tienen alta capacidad de trituración y resistencia al agua, empleándose en rocas duras y en condiciones difíciles se presenta en tres tipos gelignita, gelatina especial 90% y gelatina especial 75%.


Fuente capacitacion de contrata para trabajadoresB) ACCESORIOS DE LA VOLADURA: utilizados en la voladura son los siguientes:

MECHA O GUÍA DE SEGURIDAD: Accesorio lineal flexible con núcleo de pólvora negra forrado con material textil y cobertura plástica impermeable, que transmite por su interior a una llama controlada denominada “dardo” y el fulminante o detonador simple, instantáneo, formado por una cápsula de aluminio con sus cargas inflamable y explosiva, abierta por uno de sus extremos para introducir la mecha y ponerla en contacto con la carga inflamable. Llamada mecha lenta. Su combustión varía en promedio desde 50 a 60 segundos/pie

MECHA RÁPIDA O DE IGNICIÓN Z-18: La mecha rápida consiste de un alambre delgado y flexible recubierto con un compuesto pirotécnico que tiene determinada velocidad de quemado, que a su vez está forrado con hilo nylon o plástico para darle resistencia e impermeabilidad.

Fuente: Manual de Práctico de perforación y voladura (López Jimeno)

FULMINANTE N° 6: Es una capsula cilíndrica de aluminio serrada en un extremo, en cuyo interior lleva una determinada de cantidad de carga sensible,


pentrita y acida de plomo que estalla instantáneamente con una chispa transmitida por la guía y/o mecha de seguridad.

Fuente: Uribarri Urbina, Moner. capacitación para minería artesanal. Perforación y voladura.

CONECTORES. Casquillo de aluminio con un ojal a corte lateral, que contiene una masa pirotécnica que recibe la llama de la mecha rápida que al inflamarse la transmite a la guía de seguridad, generando su encendido.

CORDÓN DETONANTECordón flexible que contiene un núcleo central de altos explosivos, el cual puede usarse para iniciar otros explosivos.


Fuente: Manual de Práctico de perforación y voladura (López Jimeno)PROBLEMAS PRESENTADOS EN LA VOLADURA.Luego de realizar la perforación, carguio de taladros y finalmente la voladura se observo, problemas con tiros fallados ubicados en los arrastres de los frentes, sabiendo que estos taladros tienen una inclinacion de 5 a 10 grados, por lo tanto existe la presencia de agua al fondo de los taladros, al retirar la mecha,el fulminante y la dinamita con abundante chorro de agua se encontro la falla, que el fulminante no activo a la dinamita, debido a que no hubo una buena trasmisión de energía de iniciación al explosívo.Entonces ante el problema presentado en varias ocasiones se ha sugerido al maestro perforista utilizar material aislante, como plastico para envolver la armada compuesto por dinamita y el fulminante y mecha de seguridad, además de que estos arrastres debian de ser cargados al final de haber cargado los otros taladros.Como resultado de estas recomendaciones se elimino los tiros fallados, optimizando asi consumo de explosivos y mano de obra.

3.2.11 METODO DE EXPLOTACION

SELECCIÓN DEL METODO DE MINADOEn el pasado la selección de un método minero para explotar un yacimiento nuevo se basaba en la revisión de las técnicas aplicadas a otras minas y en las experiencias conseguidas sobre yacimientos similares, dentro de un entorno próximo. Actualmente, como las inversiones de capital que se precisan para abrir una nueva mina o para cambiar el método de explotación existente son muy elevadas y la influencia que estos tienen sobre los costos de extracción son muy importantes, es necesario que dicho proceso de selección responda a un análisis sistemático y global de todos los parámetros específicos del yacimiento: geometría del depósito y distribución de leyes, propiedades


geomecánicas del mineral y rocas encajonantes, factores económicos, limitaciones ambientales, condiciones sociales, etc.El diseño de una mina tiene múltiples facetas y objetivos entre los que cabe destacar, la selección del método de explotación el dimensionamiento geométrico de la mina, la determinación del ritmo de producción, la secuencia de extracción y el equipo a utilizar.

3.2.11.1 Aplicación del programa UBC Mining method Selector Al culminar el estudio de la veta Valeria de la zonificación y clasificación geomecánica, los esfuerzos insitu, análisis estructural, cálculo de la dirección de los esfuerzos, cajas moderado a estables, y con la finalidad de fundamentar el método de explotación de la veta Valeria, se aplico el programa UBC Mining method Selector, la información que se ingreso de la veta Valeria fue lo siguiente:

a. Forma: Veta irregularb. Plunge: Bajoc. Potencia: Estrechod. Buzamiento: Bajoe. Longitud: mayor de 500 mf. RMR de las cajas y mineral: Moderadag. RSS de las cajas y mineral: Moderada (*)

(*) RSS, es un parámetro definido por UBC como la división del Esfuerzo a la compresión no confinada entre la Presión máxima in-situ en el punto de estudio.

Los resultados de la corrida del programa arrojan lo siguiente:MINADO POR TAJEOS LARGOS (LONGWALL MINING), con 100% de posibilidades.CORTE Y RELLENO ASCENDENTE (CUT AND FILL), con 85% de posibilidades.De los dos métodos Marsa utiliza el corte y relleno ascendente con la variante de diseñar pequeños pilares naturales en los extremos de los blocks y que luego son recuperados cuando el relleno utilizado está confinado, además sirven de puntos para instalar los tabiques para rellenar según progresa la explotación.

3.2.11.2 EXPLOTACION POR CORTE Y RELLENO ASCENDENTEDISEÑO E INGENIERIALabores de desarrollo y preparación1. Galería de acceso y vías para el transporte del mineral, sección 2,10 m de ancho, 2,40 m de altura.


2. Echaderos de mineral de 2,40 m de ancho x 1,50 m de altura (buzón-camino, doble compartimiento), con una longitud de 3 a 4 m.3. Instalar parrilla de 1,20 m de largo y 1,20 m de ancho.4. Cámara para el winche de 1,20 m de ancho, 1,8 m altura y 2 m de largo, ubicada en la caja techo y a la altura del subnivel base, y en dirección de las chimeneas.5. Subnivel base de sección 1,20 m de ancho x 1,80 m de altura.6. El puente entre la galería y el subnivel tendrá 3 m.7. Subnivel intermedio de sección 1,20 m de ancho x 1,80 m de altura y a 20 m alejado del subnivel base, ver figura N° 1.8. Desarrollar las cámaras (chimeneas) en dirección del buzamiento (ascendente), de sección 2,40 m de ancho, 1,50 m de altura como máximo y 3 m de largo, ver figura Nº 1 y 2.9. Paneles o bloques a explotar son de 40 m x 20 m, ver figura 1.

OPERACION1. El avance será ascendente en dirección del buzamiento de la veta, para vetas regulares, y la longitud de taladro es de 5’, ver figura. N° 3.2. El avance será en breasting en dirección del rumbo de la veta, para vetas muy irregulares o tipo rosario, y la longitud de taladro será de 5’ a 6’, ver figura N° 4.3. Equipo de limpieza: winches de 7,5 HP, 10 HP ó 15 HP, y rastras de 24”, 32” ó 36” respectivamente.4. Sostenimiento con puntales y/o gatas hidroneumáticas espaciado entre 1,20 a 1,50 m.5. Cuando el fracturamiento del techo es intenso, usar cuadro de madera como soporte.6. Pilares laterales: Pilar menor 3 m x 4 m y Pilar mayor 3 m x 6 m, ver figura N° 3 y 4.7. Se abrirán ventanas cada 5 m, para cambiar el canal de rastrillaje.8. El relleno de los espacios vacíos en los tajos se hará cada 10 m de avance, en caso que el terreno no sea competente, se rellenará sin llegar a los 10 m, ver figura N° 4

SERVICIOS1. Las válvulas principales de agua y aire deben estar ubicados en el ingreso de la galería principal de acceso al block.2. Las tuberías de servicios irán al lado opuesto de los cables eléctricos.


FIGURA N° 1: VISTA ISOMETRICA (fuente estándar mina – Marsa)

FIGURA N° 2: VISTA TRANSVERSAL (Fuente estándar mina – Marsa)


FIGURA N° 3: METODO DE EXPLOTACION; AVANCE ASCENDENTE

FIGURA N° 4: METODO DE EXPLOTACION; AVANCE EN BREASTING (Fuente estándar mina – Marsa).


3.211.3 MINADO POR TAJEOS LARGOS (LONG WALL) El método de minado LONG WALL MINING, también conocido como MINADO POR TAJEOS LARGOS, se origino en Inglaterra a fines del siglo XVII, se aplica generalmente en la explotación de carbón, y otros minerales dando lugar a grandes frentes o paredes, los cuales son limitadas por dos grandes paneles, dichas paredes normalmente son proyectados en longitudes de 200 a 600 pies, llegando a veces a 1200 pies.Se aplica en depósitos en forma de estratos de potencia uniforme, normalmente en ocurrencias de grandes extensiones. Puesto que el área de trabajo debe ser bien soportada. Las minas de oro de Sudáfrica emplean este método en rocas duras, mientras que en rocas suaves se aplica en minas de carbón y en muchos lugares, sobretodo en Europa y Norte América, en Perú, la mina Poderosa tiene long wall corto llamado también “short wall”.Por los parámetros geomecánicos evaluados in-situ, el método longwall se acomoda a la explotación de Valeria, en razón que cuenta con cajas moderado a estables y mineral de calidad de baja a media; por la alta recuperación que se tiene que tener en una mina de oro, este método tiene buena selectividad, recuperación y control del sistema de soporte de las cajas de la veta, además se tiene un buen control de la dilución, el factor seguridad es minimizado y controlado, la explotación y ritmo de producción es alta, mayor uso de equipos y eficiencia alta del personal.

3.2.11.4 REQUERIMIENTOS PARA EL USO DEL “LONG WALL MINING”Tamaño del depósito. Debe ser lo suficientemente grande para que justifique la inversión de capital y en el equipamiento así como en el desarrollo. Espesor del depósito. El espesor del depósito el cual será exitosamente minado por el método “long wall” varía en un rango de 0,61 m. a más de 61 m.Inclinación del depósito. La inclinación más común para el minado del “long wall” sin modificaciones mayores de equipamiento varía entre 0 y 15 grados. Bajo condiciones especiales, pueden incluso minarse depósitos verticales. Cubierta estéril y techo inmediato. Indudablemente este es el factor más importante en el “long wall”. Las características de la capa que cubre el mineral deben ser evaluada sobre todo si se va a emplear un método de hundimiento. Frente de tajeo. En frentes mayores que 2.44 m. de alto el tajeado es un problema para la seguridad como así para la producción.Potencial de explosiones de roca. En minas de carbón a grandes profundidades las explosiones de roca se hace en mayor proporción. Soporte y estabilidad. En estratos mayores a 4,2 m. se debe tomar en consideración la estabilidad y el soporte, muchas veces se emplean gatas hidráulicas.Techo artificial. Se emplean techos artificiales cuando la explotación es en retirada y por hundimiento.


Subsidencia artificial. Es necesario que el material de la sobrecarga del yacimiento se pueda provocarse la subsidencia.Regulaciones y recuperación. Se logra una recuperación del 95%. Mano de obra. No requiere de mucha mano de obra ya que estas son altamente mecanizadas, se utilizan personal altamente capacitado.Ventilación. La ventilación de los frentes de LONG WALL en la mayoría de los casos es menos complicada que en el método de cámaras y pilares. Manipuleo de materiales. Este método requiere más capacidad de izaje que el método convencional de minado por cámaras y pilares. El manipuleo de material en los frentes es por medio de rieles o fajas transportadoras y en algunos casos combinado. PREPARACION DEL BLOCK (40 m. x 80 m.)Galería. Se abren dos galerías (nivel inferior y superior) para definir el panel de 80 metros de frente ambas son desarrolladas en con sección 2.10 m. x 2.40 m. labores que avanzan a lo largo de la estructura mineralizada, y luego sirve para el transporte del mineral (galería inferior) y transporte de materiales (galería superior) y ambas para ventilación.

Chimeneas en mineral. Se prepara las chimeneas con dirección al buzamiento y en veta de forma ascendente con sección 1.50 m x 1.50 m (una de desarrollo y otra de exploración), distantes entre ellas 40 m. luego se ejecuta la chimenea intermedia con sección de 2.40 m. x 1.50 m. para dividir el block en dos partes y servirá de cara libre, a partir de éste iniciar la rotura en dirección del rumbo y con salida hacia el subnivel.

Subniveles. Se desarrolla cuatro subniveles de sección 1.20 m. x 1.80 m. El primer subnivel base se desarrolla encima de la galería inferior dejando un puente de 4 m. y una corrida de 20.0 m.

By-pass. Con sección 2.10 m. x 2.40 m. que comunica a dos labores, y que luego servirá para acceso al siguiente corredor de mineral, ya que la galería inferior se perderá al recuperar los puentes.

Chimeneas de operación. Son chimeneas que salen del By-pass y que llegan al subnivel intermedio para dar más eficiencia a la explotación de los bloques de mineral encima de este subnivel


Vista en isométrico de la preparación de un bloque 40m x 20m

Sub Nivel (Sección: 1.2 x 1.8)

Sub Nivel(Sección: 1.2 x 1.8)


Galeria (Sección: 2.1 x 2.4)

Galeria (Sección: 2.1 x 2.4)

Puente de 4 m.

By-Pass (Sección: 2.1 x 2.4)


Chimena(Sección: 1.5 x 1.5)

Vista en sección.

Figura N° 1: Preparación de block de 40.0 m. x 80.0 m. (Fuente estándar mina – Marsa)


FIGURA N° 2: Preparación de chimenea central de sección de 2.4m x 1.5m

FIGUARA N° 3: METODO DE EXPLOTACION POR LONG WALL (Fuente mina estándar mina – Marsa)


4.5 RELLENO HIDRAHULICO.- Los tajos explotados se rellenan con la planta de relleno planta de Relleno 100% Relave, que tiene las siguientes características:

VISTA DEL BLOCK RELLENADO

La preparación de tabiques se hace con madera redonda de 8“Ø (puntales), tablas de 2” x 8” x 10’ (para entablar el tabique). Los puntales tendrán patillas con profundidad 10 a 20 cm de acuerdo a la dureza del terreno en la caja techo y piso y una separación de 70 cm paralelos entre sí, luego se instala la tubería corrugada de 3” ó 4” Ø, forrado con rafia, para el drenaje de agua, para el relleno se usa tubería HDPE de 4” Ø

Figura N° 1: Tabique para relleno hidráulico. Vista Frontal (Fuente mina estándar mina – Marsa)


Vista en sección. Figura N° 2: Instalación de tuberías y relleno (Fuente estándar mina – Marsa).

TAJO EN RELLENO (FUENTE: FOTOGRAFIA TOMADA PROPIA DEL AUTOR)


IV TOMA DE TIEMPOS

4.1 Tiempos de perforación:La perforación es la primera operación o pilar de la voladura. Su propósito es abrir en la roca haciendo huecos cilíndricos denominados taladros que están destinados a alojar al explosivo y sus accesorios iniciadores.Los tiempos de perforacion del TJ 262-Daniela tomados son de 39 taladros de 4 y 6 pies respectivamente teniendose como promedios lo siguiente.


Nº DE TAL.

TIEMPO DE PER.LONGITUD EFICIENCIA

4 PIES 6 PIES1 0:01:10 0:00:50 1,70 94%2 0:01:15 0:00:55 1,68 93%3 0:01:05 0:00:45 1,75 97%4 0:01:03 0:00:43 1,78 98%5 0:00:58 0:00:38 1,68 93%6 0:01:30 0:01:10 1,72 95%7 0:01:24 0:01:04 1,70 94%8 0:01:14 0:00:54 1,74 96%9 0:01:28 0:01:08 1,72 95%

10 0:01:10 0:00:50 1,74 96%11 0:01:20 0:01:00 1,77 98%12 0:01:35 0:01:15 1,75 97%13 0:01:18 0:00:58 1,73 96%14 0:01:06 0:00:46 1,79 99%15 0:01:02 0:00:42 1,69 93%16 0:01:15 0:00:55 1,68 93%17 0:01:00 0:00:40 1,70 94%18 0:01:14 0:00:54 1,71 95%19 0:01:22 0:01:02 1,73 96%20 0:01:16 0:00:56 1,72 95%21 0:01:18 0:00:58 1,69 93%22 0:01:14 0:00:54 1,77 98%23 0:01:15 0:00:55 1,68 93%24 0:01:18 0:00:58 1,72 95%25 0:01:12 0:00:52 1,74 96%26 0:01:05 0:00:45 1,72 95%27 0:01:00 0:00:40 1,72 95%28 0:01:26 0:01:06 1,75 97%29 0:01:18 0:00:58 1,78 98%30 0:01:29 0:01:09 1,76 97%31 0:01:45 0:01:25 1,73 96%32 0:01:34 0:01:14 1,72 95%33 0:01:21 0:01:01 1,71 95%34 0:01:20 0:01:00 1,70 94%35 0:01:12 0:00:52 1,74 96%36 0:01:10 0:00:50 1,76 97%37 0:01:08 0:00:48 1,73 96%38 0:01:06 0:00:46 1,71 95%39 0:01:04 0:00:44 1,68 93%


0:49:00 0:36:00

TOTAL 1:25:00 1,73 96%

Cuadro Nº 11 Tiempo de perforacionDATOS GENERALES

SECCION 8’ X 9’TIPO MEDIALONG. PERFORACION 6 piesNº TALADROS 39TALA. CARGADOS 36

CANTIDAD DE EXPLOSIVOS

DISTRUBUCION DE CARGA

Nº DE TALADR

OS

CEBO COLUMNA CANTIDAD DE

EXPLOSIVOS

PESO DE EXPLOSI

VO U.

PESO TOTAL

(Kg)Nº TIPO Nº

ARRANQUE 3 1GELATI

NA7 24 0,088

2,112

AYUDA DE ARRANQUE

4 1GELATI

NA6 28 0,088

2,464

SUB AYUDAS4 1

SEMEXSA

6 28 0,081 2,2

68AYUDA DE CORONAS

5 1SEMEXS

A6 35 0,081

2,835

CORONAS5 1

SEMEXSA

5 30 0,081 2,4

30CUADRADORES

4 1SEMEXS

A6 28 0,081

2,268

DE ROTURA3 1

SEMEXSA

6 21 0,081 1,7

01AYUDA DE ARRASTRE

3 1GELATI

NA6 21 0,088

1,848

ARRASTRE5 1

GELATINA

6 35 0,088 3,0

80

TOTAL36 250

21,006

Cuadro Nº 12


PERFORACION

longitud de la barreno de perforación 1,82 mlongitud efectiva de perforación 1,73 mnumero de taladros de rotura 36 unidnumero de taladros de alivio 3 unidtiempo efectivo de perforación 1:25:00 Hrtotal de metros perforados 68.35 m

CUADRO Nº 13 (Fuente propia del autor)LONGITUD REAL DE PERFORACION

LP = Lb x

LP = Lb x f = (1.82 m)*(0.95) = 1.73 m

AVANCE REAL = 1.73 m

SECCION = (8pies)*(9pies) = 72 pies2 = 6.69 m2

VOLUMEN = (6.69 m3)*(1.73 m) = 11.57 m3

Factor de corrección geométrica (fcg) = 0.95

EFICIENCIA DE PERFORACIÓN (EP):

EP = Avance neto deldisparo

Longitud promedio deltaladro∗100 %

EP = ( 1.731.82 )∗100 = 95 %

TIEMPO DE PERFORACION/ TALADRO = tiempo total de perf./taladros perfo. = 0:02:11 minPIES PERFORADOS POR GUARDIA

Pies perforados por guardia = longitud de taladro*taladros perforados; pie/gdia

= 1.73x39 = 67.47 m/gdia.VOLUMEN ROTO POR DISPARO


Volumen roto por disparo = Sección*Profundidad*fcg*eficiencia de disparo

= (6.69 m2)*(1.73 m)*(0.95)*(0.95) = 10.45 mTONELAJE ROTO POR DISPARO

Tonelaje roto por disparo = volumen roto/ disparo* P.e. del mineral

Donde:Peso específico del mineral = 3 ton/m3

Tonelaje roto por disparo = (10.45 m3)*(3 ton/m3) = 31.35 Ton

Peso de dinamita por disparo = 21.006 kg/disparo

CÁLCULO DE FACTOR DE CARGA DEL EXPLOSIVO

Factor de carga=Peso dedinamita por disparovolumenroto por disparo

Factor de carga=21.006kg10.45m3

= 2.010 kg/m3

RENDIMIENTO DE LA VOLADURA

Rendimiento de la voladura = Kgdeexplosivos

Avance

Rendimiento de la voladura = 21.006Kg

1.73m = 12.14 Kg/m

RENDIMIENTO DE PERFORACION

Rendimiento de perforación = Metros perforadosAv anceneto

Rendimiento de perforación = 1.82m1.73m

= 1.05

FACTOR DE PERFORACIÓN

Factor de perforación =Metros perforadosVolumenroto

Factor de perforación =68.3510.45

= 6.54

CALCULANDO FACTOR DE POTENCIA (FP)


FP =PESO EXPLOSIVOTONELAJE ROTO

FP =21.006Kg31.35Ton

= 0.67 kg/Ton

CARGA POR TALADRO (CT)

CT = PESO EXPLOSIVON º TALADROS

CT = 21.006Kg

36 = 0.58 Kg/ tal.

4.2 CÁLCULOS DE PALA NEUMATICA:4.2.1 Características:Es un equipo montado sobre ruedas para rieles que carga el material roto a través de una cuchara accionada neumáticamente, a los carros mineros.La parte característica de esta máquina es la pala en forma de cuchara.Requieren una presión mínima de aire de 85 psi.4.2.2 Requerimientos:Aire comprimido4.2.3 Componentes y descripciónBastidor o chasis, montado sobre ruedas para rieles. Cuenta con:

-Motor de avance, con su palanca de control. Estando ésta en forma vertical, el motor produce una acción de freno; moviéndose hacia adelante o hacia atrás, avanza o retrocede respectivamente. Presionando o jalando, gira el cuerpo superior 30 grados, respectivamente.-Mecanismo de giro del cuerpo superior, compuesto por 2 cilindros neumáticos que permiten el giro de 30° a ambos lados del eje longitudinal.

Cuerpo Superior, que cuenta con: - Corona de giro, que rota sobre rodajes (bolas de acero) y que es asegurado por un pin vertical. Sirve de apoyo al motor de accionamiento de la cuchara. - Engranaje de accionamiento de la cuchara, que con su palanca moviliza hacia adelante o hacia atrás y a los costados (giro). - Cuchara, que sirve para cargar, voltear y descargar el mineral roto en el carro minero que se halla enganchado a la Pala. - Motor de accionamiento de la cuchara, con aire comprimido. La palanca accionada hacia adelante o atrás lleva la cuchara hacia adelante (sobre el piso) o hacia atrás a fin que traslade su carga en el carro minero que se encuentra enganchado a la pala. - Válvula de alimentación, que controla el ingreso del aire comprimido a la máquina, una vez instalada la manguera a la toma principal, que también cuenta con su válvula.

4.3 Datos de Campo:

Numero de Tiempo de Tiempo de Tiempo de Tiempo


cucharadas

carguio pala arriba volteo total1 00:00:11 00:00:02 00:00:02 0:00:152 00:00:15 00:00:02 00:00:02 0:00:193 00:00:10 00:00:01 00:00:02 0:00:134 00:00:12 00:00:02 00:00:01 0:00:155 00:00:14 00:00:01 00:00:02 0:00:176 00:00:09 00:00:02 00:00:02 0:00:137 00:00:16 00:00:02 00:00:02 0:00:208 00:00:11 00:00:01 00:00:02 0:00:14

Tiempo Total 0:02:06

Segundo carrito llenado:

Numero de cucharadas

Tiempo de carguío

Tiempo de pala arriba

Tiempo de volteo

Tiempo total

1 00:00:15 00:00:02 00:00:02 0:00:192 00:00:12 00:00:02 00:00:02 0:00:163 00:00:17 00:00:01 00:00:02 0:00:204 00:00:12 00:00:02 00:00:01 0:00:155 00:00:14 00:00:01 00:00:02 0:00:176 00:00:10 00:00:02 00:00:02 0:00:147 00:00:07 00:00:02 00:00:02 0:00:11


Tercer carrito llenado:

Cuarto carrito llenado:


Tiempo de carguío


Tiempo de volteo

Tiempo total

1 00:00:10 00:00:02 00:00:02 0:00:142 00:00:14 00:00:02 00:00:02 0:00:183 00:00:14 00:00:01 00:00:02 0:00:17



Tiempo de carguío


Tiempo de volteo

Tiempo total

1 00:00:12 00:00:02 00:00:02 0:00:162 00:00:12 00:00:02 00:00:02 0:00:163 00:00:14 00:00:01 00:00:02 0:00:174 00:00:12 00:00:02 00:00:01 0:00:155 00:00:14 00:00:01 00:00:02 0:00:176 00:00:16 00:00:02 00:00:02 0:00:207 00:00:17 00:00:02 00:00:02 0:00:21


4 00:00:12 00:00:02 00:00:01 0:00:155 00:00:17 00:00:01 00:00:02 0:00:206 00:00:15 00:00:02 00:00:02 0:00:197 00:00:12 00:00:02 00:00:02 0:00:16


Cuadro Nº 14 Resumen General del total de acarreo

TIEMPOS LIMPIEZA CON PALA NEUMÁTICA N° PALA: 24N° DE

CARROTIEMPO

(min/carro)N° DE

CUCHARASCAMBIO DE

CARRO (min)1 00:02:06 8 00:01:582 00:01:59 7 00:02:003 00:02:02 7 00:02:154 00:01:59 7 00:01:585 00:01:51 7 00:02:036 00:01:38 6 00:01:597 00:01:57 7 00:04:308 00:01:30 6 00:02:039 00:01:38 6 00:02:04

10 00:01:57 7 00:02:0811 00:01:59 7 00:01:5412 00:02:45 9 00:02:1813 00:02:55 9 00:01:5714 00:02:15 8 00:02:1015 00:02:20 8 00:02:3016 00:01:58 6 00:02:2517 00:03:05 9 00:02:05

PROMEDIO 00:02:07 7.29 00:02:15TOTAL PARC. 0:35:54 124.00 0:38:17


4.4 CÁLCULOS DE PALA MECÁNICA:Cálculo de capacidad real de carro minero U – 35.

CRC=(CTCxFllFe

), m

Dónde: CRC : Capacidad real de cuchara CTC : Capacidad Teórica del carro minero U – 35. Fll : Factor de llenado Fe : Factor de esponjamiento

Reemplazando datos tenemos:

CRC = (0.89 x0.81 x1.52 x0.85

0.5) = 1.86 m3

Calculo de capacidad real de la pala:

CRP=¿), m3

Dónde:


Datos

Altura de la tolva de U35 0.89 m

Ancho de la tolva de U35 0.81 m

Largo de la tolva de U35 1.52 m

Factor de corrección geométrica 0.78 -

Factor de llenado 0.85 -

Factor de esponjamiento 0.5 -

Pala mecánica con capacidad de cuchara 0.198 m3

Tiempo de carguío00:01:3

4 -

Tiempo de descarguio 00:00:27 -

Tiempo de cambio de carro lleno por vacio 00:02:15

Numero de carros a cargar 8 U 35

Factor de utilización de la pala 0.85 -

P.E del mineral 3.1 -

CRP : Capacidad real de pala CTC : Capacidad Teórica de pala Fll : Factor de llenado Fe : Factor de esponjamiento

Reemplazando datos tenemos:

CRP = (0.198 x0.85

0.5¿ = 0.34 m3

Cálculo de tiempo de carga de cada carro minero U – 35.

T=((CRCCRP ) xT 1)+T 2

Dónde: CRC : Capacidad real de cuchara CRP : Capacidad real de pala T1: Duración promedio del ciclo de carguío – des carguío de

cada cuchara T2: Duración promedio de cambio de carro lleno por vacio

Cálculos:

T carro = (( 1.860.34 ) x66 seg)+135 seg = 496.059 seg = 8.28 min

4.5 CONTROL DE TIEMPO DEL SCOOP T5Labor: XC 10070-SDistancia de acarreo: 70 m 4.5.1. OBJETIVOS

Determinar el tiempo de limpieza de una cámara de carguío Determinar la eficiencia de trabajo del SCOOP Determinar el rendimiento del equipo Desarrollar el siglo de acarreo.


4.5.2. DATOS TOMADOS EN EL CAMPO

Nº T1 (S) T2 (S) T3 (S)1 120 16 122 114 193 90 194 88 155 116 146 113 167 103 138 98 139 102 13

10 99 1511 95 1612 115 1513 91 1414 108 1515 105 1416 108 1417 95 1518 95 1819 89 1920 91 1321 83 1722 90 1523 110 2324 126 1825 95 1626 93 1927 99 1528 95 1629 92 2130 110 7 5131 94 21


32 96 19sumatoria 3218 513 63

Cuadro Nº 15 (Fuente propio del autor)

T1= tiempo de ida y vuelta del SCOOPTRAMT2= tiempo de descargaT3= tiempo muertoNº = número de palas realizadas

4.5.3 DATOS GENERALES DEL CONTROL

Hora de control para el inicio de la limpieza 1:00amhora final de limpieza 2:04amtiempo promedio de ida y vuelta 100.56-tiempo promedio de descarga 16.03promedio de tiempos muertos 31.5

Rst=T∗Co∗Pes∗Fo

Tf +2D

16.67∗V

Rst= Rendimiento del SCOOPTRAM(Tm/hr)T= Tiempo neto horario (TNO/Hr) (min/hr)Co= Capacidad de la cuchara (m3)Pes= Peso específico del material(Tm/m3)Fo= Factor de llenado de la cuchara (%) Tf= Tiempos fijos (cargar, descargar, trasporte + tiempos de maniobra) (min/viaje)D= Distancia de acarreo (m)V= Velocidad promedio (km/hr)E = Eficiencia de trabajo (%)

unidadestiempo neto horario 57 Min/hrpeso específico del material 2.8 TM/M3


factor de llenado de la cuchara 0.97 97%capacidad de cuchara 1.5 Yds3

tiempos fijos 1.95min/cuchara

velocidad promedio 5.01 km/hrdistancia de acarreo 70 m

4.5.4 CÁLCULO DE LA EFICIENCIA DE TRABAJO DEL SCOOPTRAMV cm,

E= Eff= Kt*Kc*Gd*100Kt= factor de llenado de la tolva 70%Kc= factor de llenado de la cucharaGd=grado de dificultad de llenado de la cuchara (se calcula de la tabla)

Condición del fragmento

Diámetro de la fragmentación

(pulgadas)

Gd

Muy buenaBuenaRegularDeficienteMalaMuy mala

Fino – 11 – 33 – 55 -7

7 – 1010 - mas

1.001.111.251.431.672.00

Cuadro Nº 16 E=0.7*0.95*1.43*100E= 95.095%

4.5.5 CÁLCULO DEL TIEMPO NETO HORARIO

T=60min/hr*Eff. TrabajoT=60*0.95T=57min/hr

4.5.6. CÁLCULO DEL RENDIMIENTO DEL SCOOPTRAM


Rst=57∗1.1468∗2.80∗0.95

1.95+2∗70

16.67∗5.01

Rst= 47.90 Tm/h

4.5.7 UTILIZACIÓN DEL EQUIPOHoras guardias: 8 horasHoras efectivas de trabajo=6 horasUtilización del equipo: 2.70 horasUtilización del equipo en el tiempo de control: 1.04 horas, 32 palas realizadas

%Ut=utilizacion del equipo x 100 %horas efectivasde trabajo

%Ut=2.7 x 100 %6

Ut=45 %

V DURACIÓN DE LA PRÁCTICALa práctica tuvo una duración de 10 meses calendarios a partir del 17 de Setiembre del 2012 hasta el 25 de junio del 2013, en donde el ritmo de trabajo en la empresa es de 28 días de trabajo por 14 días de descanso.

VI. APRECIACION GENERAL.

En la Unidad Minera SAN ANDRES de la Minera Aurífera Retamas (MARSA), su propósito principal es la extracción de minerales de alto interés económico, cuidando siempre la seguridad del personal y preservando el medio ambiente. En la mina que se expone se aplican métodos de explotación que requiere una considerable mano de obra por las mismas características geométricas y mecánicas del yacimiento como del macizo rocoso, por lo cual el personal es capacitado constantemente en todas las áreas de operación y seguridad.

En las operaciones de minado se usan equipos convencionales y mecanizados como: Perforadoras manuales, winche, pala neumática, Scoop Jumbo y entre otros. Con respecto al sostenimiento se aplican puntales de seguridad y con jackpot, cuadros de madera, pernos de anclaje con malla electro soldada, cimbras metálicas y shotcrete; todo este trabajo hace que el practicante tenga un aprendizaje y formación profesional para lograr una buena experiencia.

El proceso productivo sigue toda una secuencia de operación (Pets y Estándares) y producto de ello actualmente la unidad minera San Andres produce cerca de 1800 TMS de los diferentes niveles, el ingreso a los


socavones es a través de rampas y se utilizan volquetes para la evacuación de mineral y desmonte a la planta.

La limpieza se realiza con winches de arrastre acumulando a las chimeneas que luego es extraído por carros mineros impulsado por locomotoras.La planta de beneficio tiene una capacidad de 1800 TMS/día trabajando las 24 horas del día, donde el mineral primero es fragmentado (chancado y triturado) y luego entrar al proceso de molienda seguidamente la recuperación por dos procesos metalúrgicos:

VII. CONCLUSIONES Se está logrando buenos resultados en lo que respecta al volumen

extraído por disparo, así mismo el factor de potencia está por debajo del establecido. (0,67 kg /Tn).

El tiempo promedio de perforación de un taladro de 6 pies es de 4,02 minutos.

Asimismo las horas efectivas de trabajo es de 6horas 17 min.

Al cargar con menos cartuchos los taladros adyacentes a la caja piso y la caja techo se reducirá el factor de potencia, el factor de carga y por consiguiente se reducirá el costo por tonelada de mineral roto.

Realizando taladros de alivio en el techo del frente, se controló la inestabilidad de los tajos y por ende también una sección más uniforme

La ventilación natural ayuda a ahorrar la energía auxiliar, por consiguiente minimiza los costos.

Teniendo las consideraciones de paralelismo, espaciamiento, carguío adecuado de taladros se evitara la presencia de bolones. Y así evitar las voladuras secundarias de estas.

El marcado de malla, uso de Rimadoras y Tacos de ditritu en las labores es muy importante para no generar tiros cortados o tiros fallados y así también mantener una voladura controlada.

La participación de Rescate Minero es de mucha importancia para todas las contratas participantes de la Unidad Economica Administrativa de MARSA, Para salvar vidas en casos de que se presentara cualquier tipo de incidente de Alto riesgo.


VIII. RECOMENDACIONES

Si una labor fue disparada, la guardia entrante verificara junto con el supervisor de turno las condiciones en las que ha quedado la labor (buena ventilación), y las condiciones del techo y hastiales, luego seguir con el procedimiento escrito de trabajo seguro.

Tomar todas las medidas y previsiones en el manejo y transporte de explosivos contando con la autorización del DICSCAMEC correspondiente

Mantener la cantidad de carga explosiva en las labores según secciones correspondientes para evitar el factor de carga de explosivos y para una voldadura controlada, teniendo en cuenta los parámetros de la labor.

En la colocación de pernos de anclaje se recomienda fijar perpendicular a los planos de estratificación, se pudo observar que por falta de orientación por parte de los supervisores el perforista coloca los pernos en zonas fracturadas, y rocas panizadas por lo tanto las mallas al ejercer una centrifuga estas tienden a desplazarse a lo largo del taladro.

Todos los trabajadores están obligados a cumplir con todas las normas y leyes del decreto supremo 055-EM 2010 legadas por la empresa minera MARSA y CONTRATISTAS.

La motivación juega un papel muy importante en la productividad del recurso humano, por ello se recomienda evaluar un sistema de incentivos económicos al trabajador.


IX. BIBLIOGRAFÍA.

Manual práctico de voladura de exsa. 4ta edición

Manual de perforación y voladura de rocas. López Gimeno,

Capacitación manejo y uso de explosivos exsa

Diseño de malla de perforación, área de perforación y voladura (marsa). Geomecánica.

Área de administración C.M.C. (organigrama de la contrata).

Elaboración de PETS (en todas las actividades realizadas en interior Mina) 1ra Edición.


X ANEXOS

Foto Nº.1 (Rampa PatrickI) Nivel: 3170


Foto Nº 2 Medición de pernos en la quincena del mes de Agosto

Foto Nº 3 Transporte de personal a la mina Rampa Patrick I


Inspección quincenal de Manejo de Residuos Sólidos

Foto Nº 4 Inspección de Labores Criticas (XC 10070-S (XC 10095-SE)


Foto Nº.5 Instalaciones de tuberías de servicios

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