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Minado de Vetas Angostas Con Sostenimiento Mecanizado en La Unidad Minera Huachocolpa Uno de La CIA
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UNIVERSIDAD NACIONAL DE
HUANCAVELICA
(CREADA POR LEY Nº 25265)
FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS, CIVIL Y AMBIENTAL
ESCUELA ACADEMICO PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS
PROYECTO DE INVERSION MINERA
MINADO DE VETAS ANGOSTAS CON SOSTENIMIENTO MECANIZADO EN LA UNIDAD MINERA HUACHOCOLPA UNO DE LA CIA. MINERA CAUDALOSA S.A.
RESPONSABLES : HUACHO RAMOS, Miguel Angel
POMATAY PAQUIYAURI, Amarildo
CURSO : FORMULACION Y EVALUCION DE PROYECTOS MINERO
DOCENTE : Ing. QUISPEALAYA ARMAS, Luís
CICLO : X CICLO
HUANCAVELICA – PERÚ
2014
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RESUMEN
El proyecto minero es trascendental para el futuro de la Región de Huancavelica porque impulsará el desarrollo económico de nuestro pueblo y garantizará un mejor nivel de vida para nuestra gente en la medida que se genere empleo directo e indirecto relacionado a la minería y a otras actividades como la agricultura, ganadería, turismo, tecnología, comercio, etc. También tendrá un impacto dinamizador en la economía de la Región.
Es un proyecto minero con reservas estimadas en 303681.13 toneladas en suMayoría cobre, plomo, zinc y plata. El yacimiento está planificado para operar del tipo subterráneo, y por ello este proyecto está basado en brindar seguridad y extraer al máximo los minerales de las vetas angostas que tiene en este yacimiento. En su operación creará empleos permanentes e indirectos. Es por eso que nosotros tratamos de estudiar este proyecto de tipo polimetálico. Identificando en qué etapa se encuentran sus ventajas y desventajas con la ejecución de este proyecto, de la misma manera identificando en qué etapa se encuentran, comparando cuales son los beneficios que contribuirán a nuestro país, cuales son las ventajas que recibirán los pobladores que se encuentran cercanas a las empresas mineras viendo cuales son las Responsabilidades Sociales en el Perú.
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INTRODUCCIÓN
En el contexto de la disciplina de la Evaluación de Proyectos, se ha desarrollado una serie de metodologías que tienen su origen en la ciencia económica, y que comparan los beneficios y costos de emprender un determinado proyecto de inversión, a fin de decidir sobre la conveniencia de su ejecución.
El PROYECTO MINERO, que ha sido dividida en cuatro capítulos. En el Capítulo I se mencionara la formulación del problema, los objetivos y la justificación del mismo. El Capítulo II, para tratar referente a los Aspectos tecnológicos, la Geología en el que se encuentra nuestro proyecto. Así mismo el estudio de mercado. En el Capítulo III, se explicará todo lo referente a la recolección de datos, ubicación del proyecto, la dimensión del proyecto.
Los minerales explotables como son: esfalerita, galena, galena argentífera, tetraedrita, enargita, tenantita y calcopirita en menor escala, esto representa una reserva total de 303681.13 toneladas con 162 gramos de plata por tonelada, leyes de Zinc con 3.32%, plomo 1.09% y cobre 0.66%. Una inversión de US$ 9137691 dólares en costos tanto de administrativos, personal, equipos, materiales, otros en total, en el Capitulo IV se tomara en cuenta los resultados de los estudios para tomar decisiones y discutir sobre la implementación de sostenimiento mecanizado en las vetas angostas de nuestro yacimiento o no a nuestro proyecto, también se hablara referencialmente acerca de los costos en inversión y flujos de cajas así como su tiempo de ejecución.
Este proyecto ayudará al desarrollo de nuestro país, contribuyendo en gran manera con la economía de nuestro país, sobre todo en las comunidades cercanas a la localización del proyecto. Además de que en se encuentra en Provincias y ayudará a la descentralización que ocurre en nuestro país. Estos proyectos ya se encuentra aprobados, y solo falta su ejecución para la extracción del mineral esto ayudará de gran manera a los pobladores de la zona creando puestos de trabajo de todas las carreras y nosotros como Ingenieros de Minas debemos estar a la altura para la realización de este proyecto.
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INDICE
RESUMENINTRODUCCIONINDICE
CAPITULO I: METODOLOGIA DEL ESTUDIO.
1.1. ANTECEDENTES DEL ESTUDIO
1.2. DESCRIPCION DEL PROBLEMA
1.3. ANALISIS DEL PROBLEMA
1.4. MARCO TEORICO
1.5. TERMINOLOGIAS
1.6. PLANEAMIENTO ESTRATEGICO
1.7. ESTUDIO DE IMPACTO AMBIENTAL
CAPITULO II: ASPECTOS TECNOLIGICOS DEL ESTUDIO GEOLOGICO Y DEL MERCADO.
2.1. ESTUDIO GEOLOGICO
2.1.1. GEOLOGIA LOCAL
2.1.2. GEOLOGIA ESTRUCTURAL
2.1.2. GEOLOGIA ECONOMICA
2.1.3. CALCULO DE RESERVAS
2.1.4. VIDA DE LA MINA
2.2. ESTUDIO DEL MERCADO
2.2.1. PRODUCTO
2.2.2. IMPORTANCIA INDUSTRIAL DEL PRODUCTO
2.2.3 ANALISIS DE LA OFERTA Y LA DEMANDA
2.2.4. PUNTO DE EQUILIBRIO
2.2.5 ANALISIS DE LA COMERCIALIZACION
2.2.6 PRECIOS COTIZACIONES
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CAPITULO III:ESTUDIO TECNOLOGICO DEL PROYECTO MINERO
3.1. ESTUDIO GEOMECANICO DEL YACIMINETO
3.2. DISEÑO DE OPERACIÓN DE LA MINA
3.3. DISEÑO Y CALCULO DE EQUIPOS
3.4. PLANEAMIENTO
3.5. DISEÑO Y CALACULOS DE SERVICIOS AUXILIARES
3.6. MANO DE OBRA
3.7. ESTUDIO DE SEGURIDAD E HIGIENE
3.8. COSTO DE OPERACIÓN
3.9. PROGRAMA DE TRABAJO
CAPITULO IV:ESTUDIO DE LA ORGANIZACIÓN, INVERSION Y EVALUACION DEL PROYECTO
4.1. ORGANIAZACION
4.2. INVERSION Y FIANACIAMIENTO
4.2.1. CALACULO DE LA INVERSION
4.2.2. GANACIAS Y PÉRDIDAS
4.2.3. FLUJO DE FONDOS
4.3. VALOR PRESENTE NETO
4.4. TASA DE RETORNO
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CAPITULO I
CRITERIOS METODOLOGICOS
DEL PROYECTO
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1.1. NOMBRE DEL PROYECTO
“MINADO DE VETAS ANGOSTAS CON SOSTENIMIENTO MECANIZADO
EN LA U.P. HUACHOCOLPA UNO DE LA CIA. MIERA CAUDALOSA S.A.”.
1.2. UBICACIÓN
Departamento /Región: HUANCAVELICAProvincia: HUACHOCOLPADistrito: COMINHUASILocalidad: COMINHUASIRegión Geográfica: SIERRAAltitud: 4250 m.s.n.m.
1.3. ANTECEDENTES DEL ESTUDIO
A NIVEL INTERNACIONAL
Belmar Muñoz, Victor (2003), - MINADO DE VETAS ANGOSTAS EN
MINAS JERAIS DE LA EMPRESA GOLD WORL – BRASIL:
Cuyo objetivo de dicho proyecto era obtener la mayor recuperación
posibles de una veta angosta con contenido de oro, para el cual se
usaba el Sircado para disminuir la dilución del mineral, además que el
sostenimiento era con Split sets para tener mayor espacio de trabajo en
los tajeos de las vetas angostas con contenido de oro y evitar hacer un
excavación mayor para evitar la excesiva dilución del mineral.
A NIVEL NACONAL
JUAN MAYTA LIMA – AREQUIPA (2011)- EXPLOTACION DE
YACIMIENTOS AURIFEROS DE VETAS ANGOSTAS EN LA CIA
MINERA AURIFERA EUGENIA S.A. :
Realizo un proyecto de inversión con la finalidad de extraer al máximo
las menas con contenido de oro que se encontraban en vetas de
angostas de 0.80m de potencia, con estricto control de seguridad y un
sostenimiento con Split set, para estas labores en vetas angostas,
además que el contenido fino de oro desparramado en el piso por el
proceso de extracción era recuperado por aspiradoras de gran potencia.
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Alejandro Enrique Mena Salas (25 de agosto del 2004), -
PLANEAMIENTO DE MINADO SUBTERRANEO PARA VETAS
ANGOSTAS: CASO PRACTICO; mina “Esperanza de Caravelí” de
Compañía Minera Titán S.R.L :
Cuya finalidad de este proyecto fue en planeamiento estratégico y
operativo para la extracción de minerales de vetas angostas con
potencias entre 0.65 y 0. 75 en la mina “Esperanza de Caraveli”,
utilizando sostenimiento con madera y ensanchando el ancho mínimo de
minado, para un adecuado trabajo del personal.
1.4. DESCRIPCION DEL PROBLEMA
La extracción de minerales en vetas angostas es muy complicada, debido a
que el espacio de trabajo es muy reducido con una presencia de alta dilución
del mineral, a causa del ensanchamiento del Ancho Mínimo de Minado, y
además que los sostenimientos con madera reducen más aun el espacio de
trabajo e imposibilitan que las máquinas perforadoras y demás herramientas de
trabajo ingresen con facilidad a estas labores que generalmente están entre
0.50 m a 1.00 m de potencia, como es el caso de la Unidad de Producción
Huachocolpa Uno de la Cia, Minera Caudalosa S.A.
PROBLEMA GENERAL
En resumen el problema central de la Unidad de Producción
Huachocolpa Uno de la CIA. Minera Caudalosa S.A. es la “DIFICIL
EXTRACCION DEL MINERAL DE LAS VETAS ANGOSTAS, A CAUSA
DE QUE EL SOSTENIMIENTO CONVENCIONAL (Madera) REDUCE
MAS EL AREA DE TRABAJO”.
1.5. ANALISIS DEL PROBLEMA
ANALISIS DE CAUSAS: Las principales causas del problema:
Pequeños Espacios de trabajo, a causa de que el sostenimiento con
madera en vetas angostas reduce más el espacio de trabajo.
Ensanchamiento de las vetas angostas a un ancho mínimo de
minado de 1.50 con la finalidad de ganar espacio.
Demora en la extracción de una tonelada de mineral de Zn y Pb.
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Difícil acceso a la labor, tanto para el personal y las herramientas.
Actos y condiciones sub-estándar.
Obreros trabajando en malas posiciones.
ANÁLISIS DE EFECTOS: Los principales efectos del problema:
Baja producción de minerales
Alta dilución del mineral de Zn y Pb
Perdida de horas hombre/guardia por la extracción una TN de
mineral de Zn y Pb.
Altos costos en la producción.
Ocurrencia de Accidentes de trabajo.
Riesgos ergonómicos para el trabajador.
1.6. ARBOL DE CAUSAS Y EFECTOS:
EFECTO FINALAltos costos de produccion
EFECTO DIRECTOBaja recuperacion y produccion de
minerales
EFECTO INDIRECTORiesgos ergonomicos
para el trabajador
EFECTO INDIRECTOOcurrencia de
accidentes de trabajo
EFECTO INDIRECTOPerdida de Horas
Hombre/ Gda
EFECTO INDIRECTOAlta dilucion del
mineral
PROBLEMA GENERALDIFICIL EXTRACCION DEL MINERAL DE LAS VETAS ANGOSTASEN LA U.P. HUACHOCOLPA UNO DE LA CIA. CAUDALOSA S.A.
CAUSA DIRECTAReducida area de trabajo por el
uso de sostenimiento convencional ( Madera)
CAUSA INDIRECTAobreros trabajando en posiciones
incomodas
CAUSA DIRECTAVetas con pontencia menores a
1m
CAUSA INDIRECTAdificil acceso a las labores tanto
para el personal asi como para las herramientas
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1.7. PLANEAMIENTO ESTRATEGICO
MATRIZ FODA
El siguiente cuadro contiene la FODA de nuestro proyecto en la cual se
menciona cuales son nuestra fortalezas, oportunidades, amenazas y
debilidades, para proponer estrategias para cada una de ellas y poderlos
afrontar para un exitosos resultado y una rentabilidad del proyecto “Minado de
vetas angostas en la Unidad Minera Huachocolpa de la Cia. Caudalosa”.
ESTRATEGIAS
FORTALEZAS- prestigio en el mercado- se cuenta con personal calificado y con experiencia- minerales con alta ley
OPOTUNIDADES- Interés de los inversionistas en la minería subterránea.- mayor de menda de minerales por países europeos.
DEBILIDADES- demora en la instalación de sostenimientos.- limitada disponibilidad de Split set- Falta de inversión en sostenimiento
F/D- Orientar las exploraciones hacia zonas con alta ley.- Invertir en sostenimientos mecanizados.
O/D- Desarrollar programas de capacitación respecto a instalación de pernos.- Aplicar nueva tecnología.
AMENAZAS- Caída en los precios de los metales. - posibles accidentes de trabajo.
F/A Establecer nuevos fines y objetivos para mantener el prestigio en el mercado de metales.
O/AReplantear nuestros métodos de extracción para que sea más rentable y seguro.
Misión
Explorar, explotar y procesar material de mina enmarcado dentro de las
respectivas leyes dictadas tanto por el Ministerio de energía y minas y por el
ministerio del Ambiente, estableciendo confiabilidad, sostenibilidad y
competitividad.
Visión
Ser una empresa líder en la Producción y Comercialización de Zn, Pb, Cu en el
país, así mismo ser reconocida y registrada en bolsa de valores de Nueva york,
la generación de utilidades y el cuidado del ambiente al evitar el uso de
madera en los sostenimiento .
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1.8. OBJETIVOS DEL PROYECTO
PROBLEMA CENTRAL OBJETIVO CENTRAL
OBJETIVO CENTRAL
El Objetivo central del presente proyecto consiste en “FACILITAR LA
EXTRACCION DEL MINERAL DE LAS VETAS ANGOSTAS EN LA U.P.
HUACHOCOLPA UNO DE LA CIA. CAUDALOSA S.A.”, con la
implementación de “Elementos de Sostenimiento Mecanizado” orientadas a
una mayor recuperación y producción de mineral.
OBJETIVO ESPECIFICO:
- Aumenta el espacio de trabajo de la labor
- Mejorar el grado de confort del trabajador
- Disminuir la dilución del mineral
- Disminuir la cantidad de accidentes e incidentes
1.9. MARCO TEORICO
1. PARÁMETROS GEOMECÁNICOS PARA LA EXPLOTACIÓN DE
VETAS ANGOSTAS
Estos cálculos parten de la determinación del RMR básico tanto de las
cajas como del mineral el cual debe fluctuar entre 50 - 55, dado que al ser
castigado por la orientación de las fracturas este valor se verá afectado.
Metodología de la evaluación
Consideraciones Geomecánicas para la aplicación de Taladros Largos
en Vetas Angostas. Dentro de las Consideraciones tomados en cuenta son:
Se debe tener un RMR corregido para las cajas mayor o igual a 50
principalmente en la Caja Techo; en el caso de Vetas un RMR
corregido mayor a 45.
DIFICIL EXTRACCION DEL MINERAL DE LAS VETAS ANGOSTAS EN LA U.P.
HUACHOCOLPA UNO DE LA CIA. CAUDALOSA S.A.
FACILITAR LA EXTRACCION DEL MINERAL DE LAS VETAS
ANGOSTAS EN LA U.P. HUACHOCOLPA UNO DE LA
CIA. CAUDALOSA S.A.
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Las rocas presentan una resistencia a la compresión uniaxial
superiores a los 100 Mpa y un RQD que fluctúa entre 50 a 75%.
Las juntas presentan un espaciamiento regular y una apertura
mínima (0.1 – 1 mm), con ligera alteración en los planos de fractura,
de igual manera el agua no afecta demasiado al terreno.
Todas estas consideraciones hacen que el RMR básico supere
ampliamente el valor de 55, el mismo que al ser castigado por la
dirección del fracturamiento sub. paralelo al eje de labor decrece en
valor.
Se manejan en promedio alturas de 50 metros de abertura de nivel a
nivel, considerando que se debe dejar puentes de un espesor mínimo
de 5 mts, los que ayudaran a redistribuir los esfuerzos y ayudar a la
estabilidad de la labor, estos alcances se pueden obtener del
programa Phases2 y del CPillar para el caso de los pilares; los
factores de seguridad que se obtengan siempre deberán ser
superiores a 1, para evitar la presencia de zonas de tensión.
Otra consideración a tener en cuenta es el Radio Hidráulico que se
obtiene, para nuestro caso se tienen valores de 12 – 14, para poder
trabajar en zonas de transición sin sostenimiento, vale decir que
estos valores indican que a la larga el Tajo deberá ser rellenado para
contener las cajas.
De acuerdo a los valores obtenidos del Radio Hidráulico para una
altura total abierta de 50 mts, nos va permitir trabajar en una longitud
que puede variar de 50 a 60 mts.
El By Pass que se va preparar debe prepararse mínimo a 10 mts de
la galería de preparación, para evitar que se vea afectado por la
influencia de los esfuerzos, de preferencia estos deberán ser
construidos en la Caja Piso.
Para el caso de los Draw points que se construyan de igual manera
deben tener una longitud de 10 mts; todos estos factores harán que
se logren factores de seguridad superiores a 1.5 en los pilares.
Se adjunta plano producto de las consideraciones antes descritas.
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Fig.3 Plano Geomecánico
2. INGENIERIA Y DISEÑO PARA VETAS ANGOSTAS
Es importante que la labor propuesta, debe reunir ciertas condiciones:
Geológicas, Geomecánicas y de Ingeniería para considerar aplicable este
método de minado. Tomando entre otros las consideraciones expuestas en el
siguiente cuadro.
Tabla-1 Consideraciones en la Evaluación Tajos
La implementación de Long hole drilling vetas angostas experimentalmente se
inicio con longitudes de nivel de 13 y 15 mts. Los que tuvieron fuertes
problemas de desviación actualmente la longitud entre niveles de perforación
no es mayor a 11 mts. El buzamiento de nuestras vetas tienen un promedio de
75ª una inclinación favorable en el desplazamiento del material dentro del tajo.
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Existe una regular continuidad en la mineralización lo cual hace factible la
aplicación de este sistema. En algunos tramos existen planos de falla y esta
regularmente fracturado por lo que en la etapa de preparación se les identifica
de tal forma que esos tramos quedan como pilares . La potencia minable para
la aplicación de este método es de 1.5 mts a 3.0 mts. La sección de los niveles
de perforación tanto para el desplazamiento del scooptram de limpieza como
del equipo de perforación es de 2.5 mt x2.5 mt. Los slot raise utilizado como
cara libre son preparados con taladros largos a una sección de 2.0 mt x 2.0 mt
aplicando el burn cut hole para su ejecución. Estas chimeneas están ubicadas
a los extremos del tajo de tal forma que la explotación se hace en retirada y en
rebanadas verticales
Fig.2 Secc. Longitudinal – Planta de la Preparación
Para el diseño de la malla de perforación se toma en cuenta: La competencia
de las rocas encajonan tes, presencia de los aspectos estructurales mas
importantes como: geodas, fallas, planos topografía actualizada y el equipo de
perforación disponible
Es importante el levantamiento topográfico de los tajos explotados y de los
taladros perforados, los que nos permite cuantificar la dilución y la desviación
respectivamente.
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Para el diseño de las secciones de perforación se toma en cuenta:
Levantamiento topográfico actualizado, la ubicación de la veta y la estructura
del equipo disponible.
Fig.3 Posición del Equipo para la Perforación3. CICLO DE MINADO PARA VETAS ANGOSTAS
La optimización de los recursos humanos y el mejor aprovechamiento
del uso de los equipos se obtienen si no hay interrupciones significativas en
cada una de las etapas del minado desde la Preparación, Perforación,
Voladura, Limpieza-Extracción y Relleno.
Estas condiciones se han dado para métodos de minado masivo, en cuerpos y
vetas anchas donde es posible aplicar taladros largos, pero pocas veces se
han dado en vetas angostas lo cual nos abre nuevas posibilidades de
mecanización para este tipo de yacimiento.
Preparación para vetas angostas
Para que el ratio de preparación se reduzca es necesario hacer el menor
metraje en las preparaciones esto va afectar directamente en el menor tiempo
de preparación y la reducción de costos por tanto si en la evaluación preliminar
observamos que las condiciones del terreno permiten la perforación negativa
sin problemas relevantes en cuanto a trancamiento de barras y desviaciones
significativas se preparara los niveles de perforación para taladros positivos y
negativos con un nivel de control intermedio, caso contrario todos los niveles
serán preparados para hacer perforación positiva (incluyendo el nivel de
control). Con los inconvenientes señalados , la ventaja que una vez
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preparada la labor para perforación positiva se reducen las perdidas de tiempo
por trancamiento de la columna de perforación.
Es importante conservar los pilares y puentes recomendados por
Geomecánica y Seguridad especialmente el de las intersecciones de la galería
principal con las ventanas de extracción esto facilitara el trabajo con los
scooptram a control remoto.
Es necesario considerar como parte de la preparación la chimenea para el
relleno del tajo posterior al minado no porque es necesario para la siguiente
etapa de minado sino como prevención al estallido de rocas que
ocasionalmente se presenta en este yacimiento.
Las labores programadas cuando toda la perforación es positiva esta dado por:
Tabla 4.Relación de Labores de Preparación
Perforación en vetas angostas
El nivel de perforación debe reunir las condiciones necesarias para una buena
perforación como: sección de acuerdo a la altura del equipo, El techo y piso lo
mas horizontal posibles y limpio de la labor y la cota para el eje de la corredera.
Los indicadores y el abastecimiento de aire, agua, energía eléctrica permiten
un normal trabajo de perforación es decir las condiciones deben darse antes se
empezar la perforación.
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Fig.5 Ptos. Topográficos Ubicados en el techo de la labor
Fig.7 Secc. Transversales marcados en las paredes
Tabla 3 Presiones y Energía de Trabajo
Existe un procedimiento para lograr un buen posicionamiento en el que se toma
en cuenta las características de la estructura del equipo y la sección de la labor
con respecto al punto marcado por topografía este procedimiento es
determinante para lograr la menor desviación.
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Fig.8 Malla de Perforación
Es importante cuantificar el rango de desviación, para ello se lleva la
estadística por operador de tal forma que la capacitación es orientada e incluso
personalizada.
Si el taladro no conserva el taladro luego de la perforación por las condiciones
de la roca, se coloca tuberías de PVC de 2” Φ taponeándolas adecuadamente
luego de la perforación.
En el plano de perforación debe indicarse lo más exacto posible la longitud de
perforación, la presencia de vacíos y agua. Datos necesarios en la voladura.
Los que deben archivarse estrictamente.
Voladura en vetas angostas
Fig.9 Nª de Retardos de Periodo Corto.
La secuencia de la voladura debe realizarse en retirada partiendo de un
extremo en rebanadas verticales en todos los niveles de perforación, esto va
dar estabilidad en el área de trabajo, haciendo que los bloques in situ
trabajaran como enormes pilares, usualmente los disparos son de 3 taladros
por round.
No debe trabajarse bajo ninguna circunstancia sin el plano de levantamiento
topográfico de los taladros y sin la hoja de carga autorizada por el Jefe de
Sección, En el que el disparador registra la cantidad del explosivo utilizado y
resultados del disparo.
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Tomar en consideración las discontinuidades, planos, fallas, zonas de
fracturas especialmente si son paralelas a la caja de ser muy fuertes es
preferible que deba quedar ese parte como pilar.
La distribución de carga especialmente la altura de los tacos luego de una
constante observación debe estandarizarse.
Limpieza en vetas angostas
El operador tiene una buena visión para operar el control remoto hasta
unos 20 mts. De distancia por lo que los ejes de las ventanas se encuentras
ubicados cada 20 mts. Por lo tanto si la secuencia de voladura es en retirada
partiendo de un extremo el operador se ubicara bajo un techo seguro y podrá
manipular el control remoto con bastante comodidad.
Fig. Limpieza del Mineral
La limpieza es llevada a cabo con scooptram a control remoto de 3.5 yd3. Las
ventanas del sector ya explotados deben permanecer cerradas colocándose
letreros por seguridad
Relleno en vetas angostas
En el caso de Minera Cudalosa, es necesario rellenar los espacios
vacíos, para prevenir las reventazones o estallidos, estos vacíos son altamente
necesarios para evitar sacar el desmonte a superficie producto de las
preparaciones.
Sostenimiento en vetas angosta
Actualmente se tienen diversas alternativas para el sostenimiento como
herramientas y materiales. Para remplazar el uso de madera elegimos los
pernos splits set y malla de acero electro soldada, una de las partes
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fundamentales del cambio en el proceso de adecuación fue con nuestro
personal, realizando capacitaciones en el uso de los materiales, trabajo que
nos permitió reducir el ciclo de minado, el costo de nuestra operación y contar
con personal capacitado.
Nuestros costos de minado considerando mano de obra, madera y
explosivos representan el 73% del total del costo que está en $/Ton 30.
Gradines en Retirada $/Ton 16.9 en 107 guardias, con una productividad
de 0.95 Ton/tarea.
Realce Masivo con sostenimiento de Malla y split Set $/Ton 8.76 en 51
guardias, con una productividad de 2.25 Ton/tarea.
Realce Masivo con sostenimiento de madera $/Ton 8.96 en 64 guardias,
con una productividad de 1.79 Ton/tarea.
4. POSIBLES COSTOS A INCLUIR EN VETAS ANGOSTAS
El costo de minado es de $15.39/ton, con un costo de operación total de
$28.89 /ton, los métodos convencionales con los que se puede comparar son
el Sherenkage y el Over Cut and Fill para vetas angostas y con los que la
diferencia del costo de minado es de: 10.25 y 11.04 $/ton respectivamente.
Los costos que se deben incluir deben ser la mas mínimo optimizando y
reduciendo para obtener utilidades que satisfacen la necesidades de la
empresa.
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Tabla 6.Costos de Operación
El rendimiento de aceros se ve afectado por el tipo de acero utilizado, tanto la
barra como el shank de perforación R-32 son mas caras que el varillaje T-38
por que no es estándar su uso y se debe hacer pedido especial, en cuanto al
rendimiento es menor con la columna R-32 debido a que la diferencia de
diámetros de la broca y la culata de la barra es mayor en la serie T-38 una
diferencia de 3 mm comparado con el R-32.
Tabla 7.Costo Comparativo Aceros T-38 vs. R-32
Con la necesidad de optimizar nuestros proceso de minado, iniciamos el
mejoramiento en el sostenimiento de nuestras labores de minado (corona)
donde generalmente la utilización de la madera era primordial, obteniendo
tiempos prolongados de transporte, preparación, izaje e instalación, teniendo
incidencia sobre los costos de transporte, equipo de corte, equipo de izaje y la
mano de obra en todo el proceso hasta hacer llegar a la labor.
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5. Optimización de explotación en vetas angostas, uso de pernos y
mallas y voladura masiva
Objetivos
1. Optimización de los ciclos de minado en la explotación de vetas angostas y
mejorar la productividad.
2. Uso de pernos y mallas electro soldadas, para el sostenimiento de la corona
en labores con RMR mayores a 45, para incrementar la productividad.
3. Realizar voladuras masivas para evitar realizar ventilación y desatado de
rocas en cada guardia, permitiendo minimizar los ciclos de perforación y
voladura.
4. Participación integral de las áreas para mejorar procesos.
Recolección de datos
La recolección de datos se ha realizado en tajeos con RMR mayores a 45.
Para iniciar nuestra explotación de corte y relleno ascendente con voladura
masiva y sostenimiento de malla y split set; se ha preparado el tajeo con piso y
corona uniforme; longitud minable 70 metros; altura del piso a la corona de
2.4m, marcado de la Chimenea a ejecutarse a 17m del filo del buzón.
En la chimenea se realizan dos disparos que servirá de cara libre para realizar
la acumulación de taladros en un número de 40 a 50, cada guardia perfora un
tramo de 16 metros para evitar desvíos en la perforación (utilizando atacadores
como guiadores), con una malla de 2 x 1, llegando a disparar 140 taladros por
cada ala en cada corte; luego de la voladura se obtiene 172 Ton de mineral
roto.
Para iniciar la limpieza se realiza el sostenimiento de corona con malla electro
soldada de 4” x 4” de 25 metros de longitud y 2 metros de ancho, utilizándose 2
rollos y 105 split set de 5’, culminado el sostenimiento de corona se inicia la
limpieza con sostenimiento de madera en las cajas en forma sistemática,
llegando a tener una producción de 40 ton/día. Este ciclo se repite en ambas
alas, logrando realizar acumulación de taladros y voladura en un ala y en la
otra limpieza, para mantener ciclado el tajeo.
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De los seguimientos realizados en los diferentes procesos se obtienen los
siguientes resultados:
* Gradines en Retirada, $/Ton 12.93 en 74 guardias, con una productividad de
1.38 Ton/tarea.
* Realce Masivo con sostenimiento de Malla y split Set, $/Ton 8.76 en 51
guardias, con una productividad de 2.25 Ton/tarea.
* Realce Masivo con sostenimiento de madera, $/Ton 8.96 en 64 guardias,
con una productividad de 1.79 Ton/tarea.
Aplicación
Se ha realizado análisis de estabilidad de nuestras labores de explotación con
RMR de 35 a 45 y RMR mayor a 45.
Caso 1 RMR 35 a 45
En el caso de la figura Nº 1, se está simulando la labor con una altura de 3.3
mts. para un macizo rocoso con un RMR de 35 a 45, observándose que los
factores de seguridad en general son mayores a 1, solo identificándose
problemas en la parte superior de la caja techo e inferior de la caja piso.
En el caso de la figura Nº 2, se está simulando la labor con una altura de 4.5
mts. con un RMR de 35 a 45 observándose que los factores de seguridad son
bajos menores a 1 en la parte superior de la caja techo y piso.
En el caso de la figura Nº 3, se está simulando la labor con una altura de 5.5
mts. con un RMR de 35 a 45, acá se aprecia que los factores de seguridad
bajan considerablemente en la parte superior aproximadamente de la mitad de
la altura de la labor hacia arriba, estando muy por debajo de 01.
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Caso 2 RMR > 45
En condiciones donde el RMR es > 45 y la altura en 3.3 mts. (ver figura Nº 4),
podemos observar que los factores de seguridad están sobre 1, solo existiendo
problema en el techo donde se encuentra la estructura y en las esquinas de la
parte inferior donde se tiene concentración de esfuerzos.
En condiciones donde el RMR es > 45 y la altura en 4.5 mts. (ver figura Nº 5),
aún los factores de seguridad se mantienen sobre 1 solo teniendo problemas
en las esquinas de la parte inferior.
En condiciones donde el RMR es > 45 y la altura en 5.5 mts. (ver figura Nº 6),
se observa que en la parte superior del tajo los factores de seguridad están por
debajo de 1, lo que indica que ya está comenzado a afectar la estabilidad de la
labor.
De los análisis de estabilidad es recomendable realizar voladuras masivas en
tajeos con RMR > 45.
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6. TIPOS DE SOSTENIMIENTO MECANIZADO
Independientemente del sostenimiento que se coloca en el desarrollo de las
labores de preparación es importante que en los Sub. Niveles de perforación se
coloque, pernos split de 7´ a lo largo de las paredes de la labor en forma
sistemática, especialmente si las cajas presentan planos, fallas, e incluso debe
ir con malla si presenta fracturas. El efecto es que después de la voladura este
sostenimiento trabaja como pilar a lo largo de todo el nivel de perforación
evitando la dilución por desprendimiento de las cajas.
1. PERNOS DE ROCA
Los sistemas de reforzamiento con pernos de roca minimizan las
deformaciones inducidas por el peso muerto de la roca aflojada, así como
también aquellas inducidas por la redistribución de los esfuerzos en la roca
circundante a la excavación. En general, el principio de su funcionamiento es
estabilizar los bloques rocosos y/o las deformaciones de la superficie de la
excavación, restringiendo los desplazamientos relativos de los bloques de roca
adyacentes
26
TIPOS DE PERNOS:
1. PERNOS DE ANCLAJE MECÁNICO
Un perno de anclaje mecánico, consiste en una varilla de acero usualmente
de 16 mm de diámetro, dotado en su extremo de un anclaje mecánico de
expansión que va al fondo del taladro. Su extremo opuesto puede ser de
cabeza forjada o con rosca, en donde va una placa de base que es plana o
cóncava y una tuerca, para presionar la roca. Siempre y cuando la varilla no
tenga cabeza forjada, se pueden usar varios tipos de placas de acuerdo a las
necesidades de instalación requeridas.
Este tipo de pernos es relativamente barato. Su acción de reforzamiento de la
roca es inmediata después de su instalación. Mediante rotación, se aplica un
torque de 135 a 340 MN (100 a 250 lb/pie) a la cabeza del perno, el cual
acumula tensión en el perno, creando la interacción en la roca.
27
Figura 4.5 Perno de anclaje mecánico mostrando todos sus componentes.
Procedimientos de instalación
Primero el equipo técnico de apoyo de mina debe determinar el patrón
adecuado de los pernos, a continuación se perforan los taladros, se colocan
las varillas en los taladros, se fijan los anclajes y luego las placas de
base son ajustadas mecánicamente.
La resistencia de los pernos, su longitud, la colocación de los anclajes, así
como también el contacto de la placa base con la superficie rocosa, son todos
críticos para crear la interación de la roca.
28
El tensionamiento de los pernos de anclaje mecánico es un aspecto importante,
para ello se puede usar una llave de impacto o una perforadora. A medida que
gira la tuerca, se fija el anclaje y la tuerca comienza a empujar al perno
contra la superficie de la roca. Como la tuerca empuja sobre la placa, ésta a su
vez presiona contra la roca, tensionando la varilla. El perno instalado va a
retener esta tensión, haciendo que la placa del perno presione activamente
contra las piezas de roca en la superficie de la excavación; las piezas de roca
en la superficie interactúan con otras piezas creando zonas de interacción. Es
esta interacción la que hace que las piezas de roca actúen como piezas o
bloques más grandes de roca, dando lugar a la creación de una masa
rocosa estable, la misma que interactúa alrededor de la excavación. Si la
varilla perdiera tensión, los pernos de anclaje se volverían ineficaces. En áreas
donde hay oportunidad que caigan piezas pequeñas de roca, el enmallado
debe ser considerado como un elemento adicional.
2. PERNOS DE VARILLA CEMENTADOS O CON RESINA
Consiste en una varilla de fierro o acero, con un extremo biselado, que es
confinado dentro del taladro por medio de cemento (en cartuchos o
inyectados), resina (en cartuchos) o resina y cemento. El anclaje entre la varilla
y la roca es proporcionado a lo largo de la longitud completa del elemento de
refuerzo, por tres mecanismos: adhesión química, fricción y fijación, siendo los
dos últimos mecanismos los de mayor importancia, puesto que la eficacia de
estos pernos está en función de la adherencia entre el fierro y la roca
proporcionada por el cementante, que a su vez cumple una función de
protección contra la corrosión, aumentando la vida útil del perno. De acuerdo
a esta función, en presencia de agua, particularmente en agua ácida, el agente
cementante recomendado será la resina, en condiciones de ausencia de agua
será el cemento.
29
Figura 4.8 Tipos de cartuchos de resina
Procedimientos de instalación
Primero, el equipo técnico de apoyo de mina debe determinar el patrón
adecuado de los pernos, a continuación se perforan los taladros.
30
Cuando se usa inyección de cemento, después de la perforación se introduce
la varilla dentro del taladro. Luego se coloca la pasta de cemento utilizando un
tubo hueco de PVC, que se introduce asegurándolo ligeramente a la varilla.
La pasta se inyecta mediante el uso de una bomba y se va retirando el tubo de
PVC conforme se va inyectando. Finalmente se coloca la placa sin tensionar
el perno. El tensionado se deberá ejecutar como mínimo 48 horas después de
colocado el perno, salvo el uso de acelerantes de fragua. La relación
cemento/agua ideal de la pasta de cemento es de 3.5:1 en peso, lo cual
equivale a 16 litros de agua por 45 kilos de cemento.
Cuando se usa cartuchos de cemento (cemento con aditivos especiales en un
envase plástico), se debe limpiar el taladro, luego se introducen los cartuchos
previamente remojados con agua hasta llenar el taladro. Después se introduce
la varilla hasta unos 50 cm, doblándola ligeramente, a fin que ésta pueda
romper mejor los cartuchos y producir mejor mezcla al momento de introducir
girando la varilla por acción de la perforadora. Finalmente se coloca la placa sin
tensionar el perno, el tensionado se deberá ejecutar como mínimo 48 horas
después de colocado el perno, salvo el uso de acelerantes de fragua.
31
2. SPLIT SETS
Los split sets, conjuntamente con los swellex, representan el más reciente
desarrollo de técnicas de reforzamiento de roca, ambos trabajan por fricción
(resistencia al deslizamiento) a lo largo de toda la longitud del taladro,. Aunque
los dos trabajan con el mismo principio, tienen diferentes mecanismos de
sostenimiento, como veremos más adelante.
Descripción
El split set, consiste de un tubo ranurado a lo largo de su longitud, uno
de los extremos es ahusado y el otro lleva un anillo soldado para mantener la
32
platina. Al ser introducido el perno a presión dentro de un taladro de menor
diámetro, se genera una presión radial a lo largo de toda su longitud contra las
paredes del taladro, cerrando parcialmente la ranura durante este proceso. La
fricción en el contacto con la superficie del taladro y la superficie externa del
tubo ranurado constituye el anclaje, el cual se opondrá al movimiento o
separación de la roca circundante al perno, logrando así indirectamente una
tensión de carga.
El diámetro de los tubos ranurados varía de 35 a 46 mm, con longitudes de 5 a
12 pies. Pueden alcanzar valores de anclaje de 1 a 1.5 toneladas por pie de
longitud del perno, dependiendo principalmente del diámetro de la perforación
efectuada, la longitud de la zona del anclaje y el tipo de la roca.
Procedimientos de instalación
Una vez definido el patrón de los pernos, se perforan los taladros, verificándose
que sean un poco más largos que los pernos. Luego, se hace pasar la placa a
través del tubo ranurado y se coloca el extremo del tubo en la entrada del
33
taladro. Se saca el barreno de la perforadora y se coloca el adaptador o
culatín, acoplándose éste al otro extremo del tubo. Se acciona la perforadora la
cual empuja el tubo hasta pegar la platina contra la roca.
Figura 4.13 Manera de instalación del SPLIT SET.
3. SWELLEX
Descripción
También es un perno de anclaje por fricción, pero en este caso la
resistencia friccional al deslizamiento se combina con el ajuste, es decir, el
mecanismo de anclaje es por fricción y por ajuste mecánico, el cual funciona
como un anclaje repartido.
El perno swellex está formado por un tubo de diámetro original de 41 mm
y puede tener de 0.6 a 12 m de longitud o más (en piezas conectables), el cual
es plegado durante su fabricación para crear una unidad de 25 a 28 mm de
diámetro. Éste es insertado en un taladro de 32 a 39 mm de diámetro.
No se requiere ninguna fuerza de empuje durante su inserción. La varilla es
activada por inyección de agua a alta presión (aproximadamente 30 MPa ó 300
bar) al interior del tubo plegado, el cual infla al mismo y lo pone en contacto con
las paredes del taladro, adaptándose a las irregularidades de la superficie del
taladro, así se consigue el anclaje.
34
Una vez expandido el tubo, se genera una tensión de contacto entre el tubo y la
pared del taladro, produciendo dos tipos de fuerzas: una presión o fuerza radial
perpendicular a su eje y una fuerza de rozamiento estático, en toda su
longitud, cuya magnitud depende de la estructura de la roca y de la dimensión
del taladro.
Procedimientos de instalación
Una vez perforado el taladro, se introduce el tubo en la boquilla del brazo
de instalación por el casquillo de inflado. Luego se introduce el tubo en el
taladro. Hecho esto, mediante la bomba se aplica agua a alta presión para
inflar el tubo, proceso que dura unos pocos segundos. Cuando la presión del
agua llega a 30 MPa, la bomba se para automáticamente, quedando el swellex
expandido en toda su longitud dentro del taladro. Debido al proceso de inflado,
35
la longitud del perno se reduce por contracción, lo cual produce un empuje de
la placa de reparto contra la roca con una tensión axial de 20 KN.
Figura 4.16 Manera de instalación del SWELLEX
CONTROL DE CALIDAD DESPUÉS DE LA INSTALACIÓN
El control de calidad de reforzamiento con pernos de roca debe estar
orientado a lo siguiente:
Verificación de la orientación de los pernos. Verificación de la presión de
las platinas.
Verificación de la capacidad de anclaje de los pernos mediante pruebas
de arranque, utilizando un ensayador de pernos con diferentes
cabezales según el tipo de perno.
Verificación del comportamiento de la masa rocosa de la excavación
reforzada con pernos, mediante observaciones visuales o mediciones de
convergencia.
4. CABLES
Aparte de su fabricación y capacidad de carga, no hay diferencias significativas
entre los pernos de varilla cementados y los cables inyectados con pasta de
cemento. En ellos rigen los mismos principios de funcionamiento, en el caso de
los cables hay que adicionar a la acción del refuerzo, la acción de sujeción de
los bloques rocosos sueltos, sin embargo, en el caso de pequeños bloques
36
rocosos sueltos, los cables son inefectivos, siendo necesario
complementar el sostenimiento con pernos de roca y/o malla y/o concreto
lanzado (shotcrete).
Los cables son elementos de reforzamiento, hechos normalmente de alambres
de acero trenzados, los cuales son fijados con cemento dentro del taladro en la
masa rocosa. El cable comúnmente usado es el denominado “trenzado simple”
conformado por 7 alambres, que en conjunto tienen 5/8” de diámetro, con una
capacidad de anclaje de 25 Ton. Pueden ser usados en cualquier longitud, en
el rango de 5 a 30 m, ya sea en la modalidad de cable simple o doble. Desde
luego hay una gran variedad de cables, destacando en la industria minera
aparte del indicado, los cables destrenzados y los cables bulbados, para
mejorar la adherencia del cable con el cemento.
37
Procedimientos de instalación
Se perfora el taladro con un diámetro de 48 mm en el caso de cable simple o
64
mm en el caso de instalar cable doble. Una vez perforados los taladros, se
disponen de 4 opciones para la instalación de los cables. Previamente, antes
de introducir el cable, se deberá limpiar el taladro con aire a presión eliminando
pequeños fragmentos en el interior del mismo.
Método del tubo respiradero
Éste es el método tradicional para instalar cables de trenzado simple en
taladros ascendentes. La pasta de cemento, que tiene usualmente una relación
agua/cemento alrededor de 0.4, es inyectada en el taladro a través de un tubo
de ¾” de diámetro o más, colocado en el collar del taladro. El aire desfoga a
través de otro tubo de diámetro pequeño (½”), el cual se extiende hacia el
fondo del taladro, encintado al cable. Tanto los tubos como el cable son
38
sellados en el collar del taladro por medio de un tapón de hilachas de algodón o
un mortero de
fraguado rápido. La dirección del recorrido de la pasta de cemento es hacia
arriba
en el taladro. Cuando la pasta de cemento retorne por el tubo respiradero, la
inyección habrá sido completada.
Método del tubo de inyección
Este método es utilizado en taladros ascendentes y descendentes con
cables de trenzado simple. En este caso, se extiende hasta el fondo del taladro,
un tubo de inyección de pasta de cemento de ¾” diámetro o más, que va
encintado al cable.
El cable y el tubo son sujetados dentro del taladro por una cuña de madera
insertada dentro del collar del taladro. La pasta de cemento con relación
agua/cemento de 0.3 a 0.35 si el taladro es ascendente ó 0.3 a 0.45 si el
taladro es descendente, es inyectada hasta el fondo del taladro, de tal manera
que el taladro sea rellenado hasta que la pasta de cemento aparezca en el
collar del taladro. El bombeo es continuo hasta que se observe en el collar una
pasta de cemento consistentemente espesa. Este método presenta ciertas
ventajas respecto al método anterior, que radica principalmente en la evidencia
del llenado del taladro y en que no hay probabilidad que la lechada fluya dentro
de las fracturas rocosas.
Método del tubo retráctil
Utilizado para taladros ascendentes o descendentes, con cables de
trenzado simple. Es un método similar al método del tubo de inyección descrito
arriba, pero sin utilizar la cuña de madera. El tubo de inyección (3/4” o más) es
retirado lentamente desde el fondo del taladro conforme progrese la inyección.
Es importante asegurar que la velocidad de retirada no exceda a la velocidad
de llenado del taladro, así no serán introducidos vacíos de aire. Esto se logra
aplicando manualmente una fuerza para resistir la fuerza de empuje de la
columna de pasta de cemento. La relación agua/cemento de 0.35 para taladros
ascendentes o cualquier consistencia para taladros descendentes es adecuada
para este método.
39
Método de inyección con posterior inserción del cable
El procedimiento para este caso es inyectar pasta de cemento al taladro
y posteriormente insertar el cable, esto es posible solo cuando se dispone de
máquinas de colocar cables, debido a que se requiere una gran fuerza para
empujar el cable dentro del taladro inyectado. En este método y en el método
del tubo retractil, el tubo de inyección es reutilizable.
5. MALLA METÁLICA
La malla metálica principalmente es utilizada para los siguientes tres fines:
Primero, para prevenir la caída de rocas ubicadas entre los pernos de roca,
actuando en este caso como sostenimiento de la superficie de la roca;
segundo,
para retener los trozos de roca caída desde la superficie ubicada entre los
pernos, actuando en este caso como un elemento de seguridad; y tercero,
como refuerzo del shotcrete. Existen dos tipos de mallas: la malla eslabonada y
la malla
Electrosoldada.
40
La malla eslabonada o denominada también malla tejida, consiste de un tejido
de alambres, generalmente de # 12/10, con cocadas de 2”x2” ó 4”x4”,
construida en material de acero negro que puede ser galvanizada para
protegerla de la corrosión.
Por la forma del tejido es bastante flexible y resistente. Esta malla no se presta
para servir de refuerzo al concreto lanzado, por la dificultad que hay en hacer
pasar el concreto por las mallas, no recomendándose para este uso.
Procedimientos de instalación
Para su instalación se debe tener en cuenta los siguientes aspectos
importantes:
Señalar el área donde deberá instalarse la malla.
Desatar todo bloque suelto del área donde se instalará la malla.
Presentar la malla utilizando de ser necesario gatas o puntales.
Anclar definitivamente con pernos de roca.
Asegurar la malla utilizando la misma platina del perno, si éste aún no ha
sido instalado, o arandelas a presión o segunda platina de retén y
tuerca, si el perno ya fue instalado.
Acomodar o moldear la malla a la forma de la superficie de la roca
utilizando ganchos de fierro corrugado de 3/8”, colocados en taladros de
0.5 m de longitud.
Evitar en lo posible superficies con la malla suelta, especialmente
cuando se contempla la aplicación del shotcrete sobre la misma.
Los traslapes entre mallas serán como mínimo 20 cm y deben estar
asegurados con pernos de anclaje, con un amarre inicial de alambre #8.
41
En áreas de altos esfuerzos, deben eliminarse los empalmes
horizontales de la malla metálica en el tercio inferior de los hastiales,
estos traslapes deben efectuarse a una altura mínima de 2.5 m respecto
al nivel del piso.
Los empalmes verticales en estos casos deben reforzarse con varillas
de fierro corrugado de 3/8” y 0.7 m de longitud.
Cuando el uso de la malla es puntual, se puede recortar la malla para su
manipulación sencilla.
La malla es muy propensa a dañarse fácilmente con la voladura, siendo
recomendable reemplazarla, recortando los pedazos dañados y
colocando una nueva.
}
6. CINTAS DE ACERO (STRAPS)
Estos elementos de sostenimiento usualmente tienen 1.8 m de longitud, 10 cm
de ancho y 4 mm de espesor, están provistas de agujeros de 39 mm x 65 mm,
para permitir pasar por ellos los pernos de roca a fin de fijarlos sobre la
superficie de la roca.
A diferencia de la malla metálica, que es utilizada cuando la roca ubicada entre
los pernos presenta bloques pequeños, las cintas son utilizadas típicamente
cuando la roca circundante a la excavación presenta bloques medianos a
grandes.
42
La rigidez de la cinta es un aspecto crítico, especialmente en excavaciones de
formas irregulares, si la cinta es demasiado rígida, no es fácil adaptarla a la
superficie rocosa irregular y por consiguiente no proporciona el sostenimiento
requerido, debiendo considerarse en esta situación el uso de cintas más
delgadas para moldearlas mejor a la superficie irregular de la roca.
7. CONCRETO LANZADO (SHOTCRETE)
Concreto lanzado (shotcrete) es el nombre genérico del concreto cuyos
materiales componentes son: cemento, agregados, agua, aditivos y elementos
de refuerzo, los cuales son aplicados neumáticamente y compactados
dinámicamente a alta velocidad sobre una superficie.
La tecnología del shotcrete comprende los procesos de mezcla seca y de
mezcla
Húmeda. En el proceso de mezcla seca, los componentes del shotcrete seco o
ligeramente pre-humedecidos, son alimentados a una tolva con agitación
continua. El aire comprimido es introducido a través de un tambor giratorio o
caja de alimentación para transportar los materiales en un flujo continuo hacia
la manguera de suministro. El agua es adicionado a la mezcla en la boquilla.
En el proceso de mezcla húmeda, los componentes del shotcrete y el agua son
mezclados antes de la entrega a una unidad de bombeo de desplazamiento
positivo, la cual luego suministra la mezcla hidráulicamente hacia la boquilla,
donde es añadido el aire para proyectar el material sobre la superficie rocosa.
43
Materiales componentes del shotcretey sus proporciones en la mezcla
Los agregados combinados deben presentar una de las graduaciones
mostradas
en el Cuadro 4.1. Cómo regla práctica, los agregados más grandes no deberían
ser más de 16 mm. La experiencia ha mostrado que con agregados de más de
16 mm se incrementa drásticamente el rebote, aproximadamente el 60-70 % de
los agregados sobre 8 mm están contenidos en el rebote. Por otro lado, debe
haber suficiente cantidad de finos, menores de 0.2 mm, para formar una capa
inicial sobre la superficie de la roca.
La práctica y experiencia indica que las proporciones son:- Cemento 20%
- Para mezcla seca 320 - 460 Kg/m3 (menos para shotcrete grueso y
más para el fino)
- Agregados y gruesos 15% al 20%
- Agregados finos 60% al 65%
- Relación agua cemento (mezcla seca): 0.30 - 0.50
- Relación agua cemento (mezcla húmeda): 0.40 - 0.55
Aplicación del shotcrete
El hombre que manipula la boquilla deberá hacerlo del siguiente modo:
La posición de trabajo debe ser tal, que haga posible cumplir con las
especificaciones que se dan a continuación. La Figura 4.27, muestra
algunas de las posiciones de trabajo recomendables.
La distancia ideal de lanzado es de 1 a 1.5 m. El sostener la boquilla
más alejada de la superficie rocosa, resultará en una velocidad inferior
del flujo de los materiales, lo cual conducirá a una pobre compactación y
a un mayor rebote.
44
Respecto al ángulo de lanzado, como regla general, la boquilla debe ser
dirigida perpendicularmente a la superficie rocosa. El ángulo de lanzado
no debe ser menor de 45º.
A fin de distribuir uniformemente el shotcrete, la boquilla debe ser
dirigida perpendicularmente a la superficie rocosa y debe ser rotada
continuamente en una serie de pequeños ovalos o círculos.
45
Cuando se instala shotcrete en paredes, la aplicación debe iniciarse en la base.
La primera capa de shotcrete debe cubrir en lo posible completamente los
elementos de refuerzo. Aplicando el shotcrete desde la parte inferior,
aseguramos que el rebote no se adhiera sobre la superficie rocosa. Este
procedimiento evita que posteriormente se presente el fenómeno del shotcrete
“falso”.
8. CIMBRAS METÁLICAS
Este típico sostenimiento pasivo o soporte es utilizado generalmente para el
sostenimiento permanente de labores de avance, en condiciones de masa
rocosa intensamente fracturada y/o muy débil, que le confieren calidad mala a
muy mala, sometida a condiciones de altos esfuerzos. Para lograr un control
efectivo de la estabilidad en tales condiciones de terreno, las cimbras son
utilizadas debido a su excelente resistencia mecánica y sus propiedades de
deformación, lo cual contrarresta el cierre de la excavación y evita su ruptura
prematura. La ventaja es que este sistema continúa proporcionando soporte
después que hayan ocurrido deformaciones importantes.
46
Las cimbras son construidas con perfiles de acero, según los requerimientos de
la forma de la sección de la excavación, es decir, en forma de baúl, herradura o
Incluso circulares, siendo recomendable que éstos sean de alma llena. Hay dos
tipos de cimbras, las denominadas “rígidas” y las “deslizantes o fluyentes”. Las
primeras usan comúnmente perfiles como la W, H, e I, conformadas por dos o
tres segmentos que son unidos por platinas y pernos con tuerca. Las segundas
usan perfiles como las V y Ù, conformadas usualmente por tres segmentos que
se deslizan entre sí, sujetados y ajustados con uniones de tornillo.
Los accesorios en este sistema de sostenimiento son los tirantes de conexión
de las cimbras, el encostillado y los elementos de bloqueo. Los tirantes pueden
consistir de varillas de fierro corrugado o liso generalmente de 1” de diámetro u
otro elemento estructural. El encostillado puede ser realizado con planchas
metálicas acanaladas y en algunos casos en las minas se utilizan tablones de
madera. Los elementos de bloqueo pueden ser la madera o los bolsacretos,
estos últimos son sacos conteniendo agregados con cemento, los cuales son
rociados con agua para permitir su fraguado una vez colocados entre las
cimbras y la pared rocosa; el concreto débil así formado proporciona un
adecuado bloqueo para transferir las cargas uniformemente sobre las cimbras.
47
Procedimientos de instalación
En primer lugar, en lo que concierne a la evolución de las cargas, es
preferible que el soporte se instale lo antes posible, pues cualquier retraso ya
sea en tiempo o en distancia al frente se traduce en aumentos de la presión
sobre el techo, si prevalecen las cargas de descompresión o roca suelta.
Para iniciar la colocación de un tramo con cimbras, se debe proceder a
asegurar el techo, lo cual se podrá realizar mediante la colocación de shotcrete
temporal o marchavantes de ser necesario.
Todas las cimbras deben estar correctamente apoyadas y sujetas al piso
mediante dados de concreto, debiéndose mantener su verticalidad, para lo cual
se requerirá de ser necesario, asegurar la cimbra anclándola con cáncamos a
las paredes. Las siguientes cimbras a colocar se asegurarán con los tirantes y
se protegerán en forma sistemática con el encostillado.
El bloqueo de la cimbra contra las paredes rocosas es esencial para que pueda
haber una transferencia uniforme de las cargas rocosas sobre las cimbras. Si
no se realiza un buen bloqueo las cimbras no serán efectivas. Por lo tanto es
importante realizar correctamente esta labor.
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Es muy importante que la instalación sea cimbra por cimbra y no varias cimbras
a la vez, es decir, completar la instalación de una cimbra para comenzar con la
siguiente.
9. GATAS
Constituyen unidades de soporte mecánico de los techos de las
excavaciones, que funcionan a manera de puntales, generalmente utilizadas en
el minado de rocas suaves como es típicamente el minado por frentes largos
en los yacimientos de carbón; sin embargo, en el minado en roca dura tienen
algunas aplicaciones, por ejemplo, como elemento auxiliar antes de la
instalación de los pernos de roca o para la instalación de la malla metálica y en
el minado de vetas de buzamiento echado, tipo manto, para complementar el
sostenimiento del techo con pilares naturales. Aisladamente se utilizan para
soportar bloques o cuñas potencialmente inestables del techo de los tajeos.
Las gatas usualmente utilizadas son las de “fricción” y las “hidráulicas o
neumáticas”. Las primeras funcionan a manera de tubos telescópicos, fijándose
los tubos inferior y superior mediante mecanismos de cuñas o pines con la
ayuda
de un mecanismo expansor para el topeo al techo. Las segundas son
elementos
que tienen características de fluencia a una carga específica, la cual es
complementada por un cilindro de soporte hidráulico o neumático equipado con
válvulas de liberación de presión.
49
Las gatas o puntales que son utilizados como elemento auxiliar antes de la
instalación de los pernos o para la instalación de la malla metálica, son
elementos ligeros que tienen una capacidad de carga de 10 a 15 toneladas.
Las gatas o puntales pesados para soporte de techos tienen una capacidad
portante de 20 a 40 toneladas. Vienen en diferentes longitudes.
Dentro de las modalidades de gatas mencionadas, existe una amplia gama de
tipos, por lo que es importante ceñirse a los procedimientos especificados por
los fabricantes para la instalación y desinstalación de las mismas.
Particularmente se debe tomar muy en cuenta los procedimientos de
desinstalación, desde que en esta actividad representa peligro de caída de
rocas.
1.10. TERMINOLOGIAS
Apertura:
Conjunto de todas las labores de investigación geológica (galerías de
exploración, calicatas, pocillos, socavones, etc.), incluidos los sondeos. El
período de apertura del yacimiento involucra al tiempo que transcurre desde el
comienzo del laboreo minero hasta alcanzar la capacidad de extracción
calculada.
Acceso:
Conjunto de labores principales que enlazan las explotaciones con la
superficie, de vida relativamente larga, y mediante las cuales se ingresa a las
zonas mineralizadas del yacimiento.
A ellas pertenecen los pozos verticales externos e internos (“piques”) y
los inclinados (“chiflones” y “rampas”), las transversales principales
(“cortavetas”) y las galerías direccionales (“socavones” y otros túneles
internos), siendo, en general, todas éstas abiertas en la roca encajante de la
mineralización.
Preparación y Desarrollo:
Conjunto de todas las excavaciones mineras que sirven para adecuar el
yacimiento con vistas a su explotación. Se incluyen todas las labores
necesarias previas al inicio del arranque sistemático, desde las cuales se
50
concreta esta operación. Muchas labores de acceso se convierten en faenas de
preparación, lo que obliga a la ampliación de su sección, la rectificación de su
trazo, atenuación de las curvas e inflexiones de su recorrido y nuevas
interconexiones entre ellas, con el objeto fundamental de facilitar el tránsito de
la maquinaria durante la operación extractiva.
Instalaciones Industriales
Son aquellas que prestan servicios al personal y al proceso que
desarrolla la actividad empresarial, tanto en mina como en planta.
Rodados
Son los bienes destinados al movimiento y transporte de personas,
minerales y mercadería que tienen una vida útil inferior a la de las máquinas de
proceso por un mayor uso intensivo y por estar más expuestos a distintos
riesgos y consecuentemente con primas de seguros elevadas.
Se justificará la incorporación de estos rodados a través del uso previsto en
cada caso. Se indicará el espacio requerido por estos bienes y la ubicación en
mina y en planta.
Muebles y Útiles
Los muebles y útiles corresponden al moblaje de toda la empresa. Estas
adquisiciones se justificarán, en forma global, por secciones (producción de
mina y planta, comercialización y administración) informando sobre las
características generales. Interesa en particular el moblaje y útiles de los
servicios de computación, laboratorio, comunicaciones y sociales (comedores,
primeros auxilios, consultorios y otros).
Infraestructura en Predio Propio
Son obras realizadas en terrenos de la empresa destinadas a la
recepción y distribución de los suministros y servicios de la localidad,
incluyendo viviendas y servicios comunitarios, generalmente, destinados al
personal.
Infraestructura en Predio Ajeno
Se deberán tener en cuenta las obras de infraestructura a realizar por
parte de la empresa en terrenos de terceros.
Inversión.
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Es el desembolso que hay que realizar para disponer de la estructura del
proyecto, en el orden estático (activo fijo) y dinámico (activo de trabajo) y que la
empresa que lo ejecuta, se compromete a devolver a mediano o largo plazo.
Está destinada a bienes que se usan en varios ciclos de producción.
Las inversiones de activo fijo se van recuperando, de año en año, a
través de las alícuotas de amortización y del valor residual, que queda al final
del período de análisis. La inversión en Activo de Trabajo queda íntegra, ya que
es permanentemente renovada, pero con el mismo nivel económico y se
recupera al fin del proyecto, si no hubo variaciones en los precios de los
insumos, en los costos de producción o en el programa de producción y ventas.
Gasto.
Es la erogación que se realiza con la idea de recuperarla a corto plazo y
está, generalmente, destinada a atender un requerimiento de un ciclo de
producción. En general se recupera a través de ventas. La venta va a devolver
los gastos que requirió.
Costo.
Es el conjunto de gastos relacionados con una determinada producción
o venta; es la cantidad de gastos absorbida por la producción realizada. No
todos los gastos producidos que se registran año a año en las distintas áreas
van a ser costos que se incluyan en el Cuadro de Resultado, ya que algunos se
activarán como activos asimilables (por ej. gastos de puesta en marcha) y otros
como activos de trabajo (por ej. Bienes de Cambio). Los gastos relacionados
directamente con la producción y ventas son costos.
Gastos Conexos a la Importación.
Son los gastos que se suman al valor FOB hasta retirar los bienes de la
aduana. Corresponden a las máquinas, equipos y accesorios y rodados,
comprendiendo: fletes y seguros (éstos con el FOB forman el CIF) y todos los
gastos aduaneros: derechos, tasas, impuestos, contribuciones, honorarios,
transportes, manipuleo, almacenaje, guinche, grúa y otros. Se hace notar que
en este listado no se incluyen los gastos del importador.
Transporte Interno y Montaje de la Maquinaria.
Se ha de incluir el transporte y montaje de cada máquina, equipo o
accesorios, tanto de mina como de planta.
52
Se indicarán los gastos incurridos desde la salida de la Aduana para los bienes
importados o lugar de entrega del importador o proveedor local para los
nacionalizados o nacionales, hasta el ingreso a la mina o a la planta;
generalmente corresponden a flete y seguro en el ámbito nacional y son un
porcentaje del valor CIF.
Muebles y Utiles.
De este rubro corresponde informar sobre el costo de los principales
elementos y en forma global los restantes. Se incluyen aquí, además de los
elementos mencionados en el dimensionamiento físico, el costo de las
herramientas.
Imprevistos.
Se tiene en cuenta la posibilidad de que llevando a cabo el proyecto
surja la necesidad de un rubro de inversión que a la fecha no es detectable. El
porcentaje de este rubro sobre el total de la inversión es pequeño en este nivel
de estudio, no superando normalmente el 2 ó 3% del total establecido.
Gastos de Administración e Ingeniería durante la Instalación.
Son la totalidad de los gastos incurridos mes a mes desde que se decide
iniciar la ejecución del proyecto hasta la instalación y funcionamiento normal de
las máquinas operativas.
La clasificación de estos gastos en administrativos o de ingeniería es
muy amplia.
Gastos de Puesta en Marcha.
Iniciado el programa de producción de la planta con el ingreso del
mineral en bruto al área operativa pasará un tiempo denominado "período de
puesta en marcha" hasta que se alcanza el diseño del producto a nivel de
calidad y costo proyectado. Durante ese tiempo se incurre en gastos unitarios
superiores a los específicos y normales presupuestados para el estado de
régimen.
Patentes y Licencias.
Esta erogación es una inversión cuando se paga por única vez. Cuando
se abona en función de unidades producidas (gasto del área de producción) o
53
vendidas (gasto de comercialización) constituye un gasto en el plan de
explotación (por ejemplo, el pago de "royalty"). Si este rubro se paga en divisas
será un gasto externo.
Infraestructura en Predio Ajeno.
Se deberán tener en cuenta las inversiones realizadas o a realizar en
terrenos de terceros.
Gasto de materia prima comprada.
El gasto de minerales en bruto adquiridos se determina sobre la base de
los volúmenes calculados y los precios unitarios informados en insumos.
Durante el período de análisis, excepcionalmente, se podrá justificar
alguna modificación si se advierte la posibilidad de variación en el precio por
algún concepto que no sea inflacionario; este gasto es variable.
Mano de Obra.
Los gastos de personal, especialmente mano de obra directa e indirecta,
pueden variar en el tiempo por su antigüedad. Se dice que mano de obra
directa es la que se ocupa de la extracción y transformación de la materia
prima, en forma manual o por intermedio de herramientas o atendiendo la
máquina que está realizando la transformación.
1.11. ESTUDIO DE IMPACTO AMBIENTAL
1.11.1. DISPOSICIÓN DE DESECHOS
La eliminación o transformación de los residuos, que se generan en la
actividad urbano-minera- metalúrgica de la zona de estudio, se ha convertido
en uno de los problemas ambientales al que se tiene que hacer frente de
manera urgente.
Existe un paralelismo entre el grado de desarrollo de la población y la
composición de basuras que generan, dependiendo de los hábitos de consumo
y el grado de concienciación de los habitantes y trabajadores ante los
problemas ambientales que estos residuos causan.
En los diferentes lugares, el destino que se les da a estos residuos guarda
estrecha relación con el desarrollo de una política ambiental, de una población
54
y una mina en nuestro caso, según sea el caso en donde se estén generando.
Existen varias formas de deshacerse de estos residuos como por ejemplo:
Vertido incontrolado, en donde se reduce la participación de las personas
involucradas.
Vertido controlado, en donde se puede sacar provecho de estos residuos.
Es así que se puede preparar un compostaje de la materia orgánica, la
incineración en donde se puede obtener la energía calórica y el reciclado que
genera un valor económico del material recuperado.
Estos residuos consistirán básicamente en restos, envases, papeles, desechos
de artículos de aseo personal, etc. La cantidad de residuos sólidos domésticos
generados será variable si se considera una tasa de generación de 0,5
kg/persona/día, como promedio se estima que se generarán del orden de 13,5
TM/mes de residuos domésticos en el área del proyecto y 8 galones mensuales
de aceites residuales.
Los botaderos constituyen focos de contaminación para las poblaciones, no
solo se ha convertido en sitio de proliferación de vectores de enfermedades,
sino que, además, el proceso de descomposición de la basura está generando
gases y líquidos tóxicos que contaminan el aire y suelo, las causas de la
proliferación de botaderos por distintos lugares dentro de la población se debe
a que:
Los pobladores no están capacitados ni entrenados para un manejo adecuado
de los desechos, tanto líquidos como sólidos.
Se carece de un sistema comunitario de recolección de basura.
Se carece de un sistema de control sanitario comunitario
Para superar este problema se demanda urgentemente la realización de las
siguientes acciones:
Reubicación de los botaderos al relleno sanitario.
Formar una Comisión de Control Sanitario (Teniente Gobernador).
Capacitar a la población y organizar un sistema de manejo de desechos y
producción compost (en coordinación con el Teniente Gobernador).
55
1.11.2. INGENIERIA DE CONSTRUCCION DEL RELLENO SANITARIO
La preparación del terreno tiene como objetivo permitir la construcción
de la infraestructura básica del relleno para recibir y disponer los residuos en
una forma ordenada y con el menor impacto posible, así como facilitar las
obras complementarias y las relativas al paisaje.
Los siguientes trabajos son de vital importancia para la preparación del terreno;
se trata de obras sencillas y de bajo costo que pueden ser ejecutadas con
rapidez por los trabajadores de la mina, cumpliendo con los requisitos
sanitarios.
En el terreno se debe preparar un área que sirva de base o suelo de soporte a
los terraplenes que conformarán el relleno.
1.11.3. DISPOSICIÓN DE RELAVES
Para la cancha de relaves se requiere la preparación del suelo, la cual
involucra limpieza y movimiento de tierras, compactación; se está considerando
la construcción de un piso compactado impermeabilizado con material arcilloso
para evitar el contacto directo de los relaves procesados con el suelo. Antes de
vaciar una poza se enjuaga previamente para disminuir el contenido de
cianuro. En lo sucesivo antes de desechar se enjuagará aplicando sulfato
ferroso o hipoclorito de sodio para oxidar los remanentes del cianuro.
Se construirá una poza de recuperación de 1.50 m de ancho, 1.0 m de largo y
0.60 m de profundidad cubierta con geomembrana para recuperar las
soluciones que por rebalses o derrames que pudieran existir, serán bombeadas
al circuito de la planta y juntadas con la solución barren.
La cancha de relaves estará delimitada por un dique perimetral que tendrá 3
mts. de corona con una longitud de 30.
1.11.4. INGENIERIA DEL DEPÓSITO DE RELAVES
A continuación se presentan los lineamientos generales de diseño utilizando
este método:
Los relaves son expuestos a los elementos durante algunos días antes
que la siguiente capa se coloque encima.
56
Los relaves se colocan en capas delgadas como una “torta” de filtro.
La cantidad de cianuro en la solución presente en los poros es reducida
a un valor mínimo mediante la destrucción natural.
Los relaves se descargan por el centro de la tolva de los camiones.
La solución que percola a través de los relaves puede ser colectada en la base
en una capa de drenaje y por medio de drenes de roca de desmonte tipo
delantal en capas en la pila de relaves. Cualquier solución colectada debe ser
recirculada a la planta.
El escurrimiento de la superficie puede ser colectado en pozas y
recirculada a la planta.
Los desmontes son colocados en los taludes finales de la pila de relaves
para reducir los efectos de erosión y polvo.
El plan debe incluir la contención de todas las soluciones provenientes
de los procesos, lo cual puede ser realizado mediante la incorporación
en el diseño de las siguientes características:
Corte y relleno compensados para minimizar los trabajos de movimiento
de tierras.
Colocación de bancos con taludes de 2% en dirección interior para
colectar la solución.
Inclinación lateral de los taludes de 2% hacia la cuneta de colección.
Tuberías perforadas pueden ser instaladas a lo largo del pie del talud
para facilitar el flujo de solución fuera de la pila.
Las cunetas / bermas perimetrales deben ser construidas donde sean
necesarias para prevenir el ingreso de agua a los relaves.
Las pozas de colección superficiales deben ser ubicadas de modo de
manejar el flujo de agua superficial desde la parte superior de los
relaves.
A continuación se presenta una sección transversal que muestra los conceptos
de diseño mencionados anteriormente. Este diseño considera que la filtración
de solución por los relaves sea eliminada virtualmente, debido a que los
drenajes en el manto de roca dirigen la solución al sistema de colección de
donde ésta puede recircularse a la planta de procesos.
57
Los botaderos de desmonte pueden ser generalmente clasificados como Tipo A
y Tipo B. La roca Tipo A consiste en la roca neutra o roca neutralizante del
ácido y ésta puede ser colocada en el talud final y en la parte superior del área.
Los botaderos Tipo B consisten en roca altamente pirítica (ácida) la cual puede
ser colocada en capas dentro del depósito de relaves. La pirita actúa como un
agente intercesor a la alcalinidad de los relaves y como lugares de reacción de
cualquier cianuro residual, y de esta manera se ayudará al proceso de
degradación natural.
1.11.5. IDENTIFICACIÓN DE IMPACTOS AMBIENTALES
Un estudio de Impacto necesita realizar varias tareas, entre las que se incluye
la identificación de impactos, la descripción del medio afectado, la predicción y
estimación de impactos, la selección de la alternativa de aplicación propuesta
de entre las opciones que se hayan valorado para cubrir las demandas
establecidas.
La determinación o identificación de los impactos potenciales del proyecto se
desarrolló mediante un modelo basado en la utilización de matrices causa –
efecto derivadas de la matriz de Leopold.
Tabla 1 Simbología de la Magnitud de Impactos
MAGNITUD
SIMBOLO
Grave G
Moderada M
58
Leve L
Tabla 2: Simbología de la Mitigabilidad de Impactos
MITIGABILIDAD
SIMBOLO
Alta A
Media M
Baja B
1.11.6. IMPACTOS PREVISIBLES AL MEDIO FÍSICO
Uno de los principales impactos negativos de la minería en general es el
gran movimiento de tierras que ocasiona la extracción de los recursos mineros,
altera la topología de la zona en donde se realiza la explotación. Por otro lado,
los procesos de beneficio de los minerales producen residuos altamente
tóxicos, ya sea por los insumos utilizados o por la liberación de sustancias
químicas como resultado del mismo proceso.
La concentración de estos residuos y sustancias ejerce un impacto negativo en
el medio ambiente, lo cual termina por tener graves consecuencias en los
ecosistemas y, eventualmente, en la salud humana. Afortunadamente, el
cambio tecnológico experimentado en el sector ha permitido la creación o
modificación de las técnicas mineras existentes para que se reduzcan estos
impactos ambientales. Asimismo, el diseño de sistemas de manejo ambiental
permite la implementación de ciertas prácticas que ayudan a la prevención y/o
al control de la contaminación.
CALIDAD DE AIRE
Calidad de Aire se consideran la alteración del medio atmosférico por la
presencia de material particulado en suspensión; la presencia de ruido y la
presencia de gases de combustión. La perturbación por ruido quedará limitada
a las áreas de trabajo para las etapas de construcción y de operación.
El material particulado producido en la actividad minera, se genera durante la
extracción, la manipulación del mineral extraído, el transporte por vías sin
59
asfalto, o en la remoción de tierras. El material particulado emitido, conocido
comúnmente como polvo, se presenta en tamaños que varían entre 1 y 1000
µm y su composición química cambia de acuerdo a las características del
material del cual se desprende. Debido a su densidad y a la velocidad de
sedimentación se deposita sobre la vegetación y en la superficie terrestre por la
acción de la gravedad.
El polvo causa serias molestias a las personas que se encuentran expuestas a
los niveles de inmisión habituales de una explotación minera, y puede
desencadenar en ellas enfermedades tales como la silicosis y otras.De igual
forma, puede ocasionar molestias a las poblaciones que se encuentran dentro
del área de influencia de la operación, por la calidad del aire respirable.
El componente aire se califica de magnitud leve con respecto a la totalidad de
las actividades del proyecto; tanto el incremento de emisión de gases como de
material particulado y niveles de ruido tienen una alta mitigabilidad. Para el
parámetro de incremento de emisión de gases el punto crítico corresponde a la
actividad de operación, constituyendo un grave riesgo para la población por los
vapores de mercurio que se generan durante estas operaciones.
Tabla 3. Magnitud y Mitigabilidad de la Calidad de AireMagnitud Mitigabilidad
CALIDAD DE AIRE G M L a m b
Incremento de emisión de Gases 17,65 17,65 64,71 76,47 5,88 17,65
Incremento de material particulado 7,69 28,21 64,10 66,67 7,69 25,64
Tabla 4. Magnitud y Mitigabilidad del Ruido
Magnitud Mitigabilidad
RUIDO G M L A m b
Incremento de los niveles de ruido7,50
20,00
72,50
62,50
12,50 25,00
60
CALIDAD DE SUELO
El componente suelo se califica con magnitud moderada, debido a que la
zona no presenta cualidades edáficas únicas en forma similar al entorno las
misma tiene serias limitaciones para realizar otro tipo de actividades como la
agricultura.
El movimiento de tierras que se efectúa durante la extracción de minerales
puede llegar a convertirse en un problema por las alteraciones que genera en
la topografía de una zona. La explotación minera genera poca contaminación
sobre los suelos, el movimiento de tierras es reducido ya que los mineros
hacen un minado muy selectivo que limita el volumen de material estéril.
En zonas donde hay una mayor mecanización de la explotación minera, donde
se hace uso de compresoras se produce una mayor cantidad de desmonte y
debido al uso de combustible se pueden dar derrames de sustancias químicas.
Aunque es importante mencionar que éste se acumula en los bordes de las
bocaminas creando riesgo de derrumbe. Se observa que se ha dado una gran
remoción de material en las laderas de los cerros, con el consecuente peligro
de derrumbes cuyo riesgo puede ser incrementado por la posible afectación
producida por los sismos ya que la zona es altamente sísmica.
Por otro lado, la deposición de basura y sustancias químicas contaminan los
suelos. Además de los posibles perjuicios que se dan por la contaminación de
lubricantes y combustibles. Si bien es cierto que los suelos al captar las
sustancias tóxicas pueden estabilizarlas y hacerlas inocuas, esta capacidad
tiene un límite.
Para los parámetros de aumento de la afectación del relieve y aumento de la
inestabilidad de taludes los puntos críticos corresponden a las actividades de
perforación y voladura. Para el parámetro de riesgo de afectación de sismos las
actividades críticas son la etapa de operación de los botaderos de desmontes,
y la actividad de perforación. Para el parámetro de alteración de suelos los
puntos críticos corresponden a las actividades de quimbaleteo y cianuración.
Mientras que el riesgo de contaminación de suelos cuenta como puntos críticos
61
las actividades de operación de campamentos, operación de presa de relaves,
así como en las operaciones de quimbaleteo y cianuración.
Tabla 5. Magnitud y Mitigabilidad del Relieve y Geodinámica Magnitud Mitigabilidad
RELIEVE Y GEODINAMICA G M L a m b
Aumento de la afectación del relieve13,64
63,64
22,73
36,36
22,73 40,91
Aumento de la inestabilidad de taludes20,00
60,00
20,00
80,00
10,00 10,00
Aumento de procesos de remoción de masas 0,0060,71
39,29
28,57
57,14 14.29
Riesgo de Afectación por sismos 8,7034,78
56,52
86,96
13,04 0,00
Tabla 6. Magnitud y Mitigabilidad del Suelo
Magnitud Mitigabilidad
SUELO G M L A m b
Alteración de suelos 10,53 31,58 57,89 73,68 15,79 10,53
Aumento de la erosión 0,00 36,36 63,64 90,91 9,09 0,00
Riesgo de Contaminación de suelos 21,05 42,11 36,84 89,47 10,53 0,00
CALIDAD DE AGUA
El agua superficial está constituida por las escorrentías ocasionales que
se generan como consecuencia de precipitaciones extraordinarias en el área,
se califica con magnitud leve, debido a su naturaleza efímera. No hay evidencia
de agua subterránea en la zona. Los puntos críticos de riesgo de
contaminación de aguas corresponden a la actividad de operación de los
campamentos o centros mineros y a las actividades de amalgamación y
cianuración.
Tabla 7. Magnitud y Mitigabilidad de la Calidad de Agua
62
Magnitud Mitigabilidad
CALIDAD DE AGUA G M L A m b
Riesgo de Contaminación de aguas18,75 12,50 68,75 100,00 0,00 0,00
ALTERACION DEL PAISAJEEs un impacto calificado de magnitud moderada debido a que es un
impacto inevitable, y de mitigabilidad media. Los impactos de la etapa de
construcción del proyecto sobre la variable paisajística son irrecuperables para
aquellos que involucren grandes cambios y áreas como el botadero de
desmontes, depósito de relaves, y recuperables para aquellos que involucren
cambios menores y áreas menores. Debido a que estas alteraciones pueden
ser mejoradas en la etapa de plan de cierre este parámetro tiene una
mitigabilidad mediana.
Tabla 8. Magnitud y Mitigabilidad del Paisaje
Magnitud Mitigabilidad
PAISAJE G M L A m b
Alteración del paisaje 11,54 42,31 46,15 34,62 38,46 26,92
63
CAPITULO II
ASPECTOS TECNOLOGICOS DEL ESTUDIO GEOLOGICO Y DEL MERCADO
64
2.1. PROPIEDAD MINERA:
Abarca una extensión superficial de 3565.6 ha (900 km2). Las coordenadas UTM del proyecto minero son:
DIMENSIONES DEL PROYECTO
Cuadro Nº01: FUENTE DEP. GEOLOGIA CIA. CAUDALOSA
LAS COORDENADAS UTM
Cuadro Nº02: FUENTE DEP. GEOLOGIA CIA. CAUDALOSA
2.2. ESTUDIOS GEOLÓGICOS.
2.2.1. Geología General
El proyecto MINERO se ubica en la vertiente Occidental de la Cordillera de los Andes. Está emplazada dentro de un complejo volcánico de edad terciaria siendo su mineralización de tipo polimetálico de origen hidrotermal depositado dentro de fallas y fracturas preexistentes constituyendo vetas poli direccionales.
Este yacimiento en cierto momento fue considerado como un Pórfido de Cobre, en cuya mineralización se encuentra en las vetas con aureolas de alteración mineralizada de hasta 1 m de ancho. Los minerales considerados como MENA son: galena Argentífera (plomo y plata), Esfalerita (zinc), Calcopirita y Enargita (cobre); y como ganga se tiene Pirita, Rodonita, Calcita y Cuarzo.
2.2.2. Geología Regional
Afloran generalmente, rocas ígneas, pero en la parte que las circunda se tiene rocas sedimentarias. La estratigrafía está representada por una secuencia sedimentaria que va del Jurásico Inferior al Terciario. Hacia el
65
Este, ocupando una cuenca paralela a la línea de Costa, se tiene a los volcánicos Calipuy, representados por flujos y brechas piroclásticos de diversa composición, primando hacia la base, rocas ácidas (riolitas, riodacitas y dacitas). Estos volcánicos toman mucha importancia económica en el norte del Perú, ya que son el metalotecto de muchos depósitos minerales con evidente presencia de oro.
El intrusivo de mayor importancia lo constituye el “Batolito Costanero” de edad Cretáceo – Terciario; de composición granodiorítico, con variaciones a diorita, granito y tonalitas. Se emplaza en una franja irregular de dirección NW – SE con un ancho de 20 a 50 km.
La tectónica que afectó a toda la secuencia anterior es de tipo compresiva de rumbo NE-SW, lo que originó plegamientos y fallamientos de orientación NW–SE. Los plegamientos en los sedimentarios son mayormente asimétricos y abiertos, alargados en sus ejes; en los volcánicos los plegamientos son amplios con flancos de inclinaciones suaves. Los intrusivos son mayormente fracturadas en sistemas NW – SE, NE – SW y E – W. (Ver Fig N°2).
FOTOS DEL PROYECTO
66
Figura 1: Geología RegionalFuente: INGEMMET
2.2.3. Geología Local
Presenta un relieve semi agreste a modulado, con una geomorfología acentuada por zonas altas, y laderas, valles, productos del tectonismo, intemperismo y la erosión glaciar.
FOTOS DEL PROYECTO
67
Figura 2: Perforación en Tajeos
Figura 3: Sostenimiento con Split set en Vetas Angostas
2.2.4. Geología Estructural
La zona ha sido plegada e intruida por rocas volcánicas del tipo andesítico, además presenta fracturas notables en la roca por lo que es necesario un sostenimiento adecuado en las labores temporales y permanentes.
68
Fuente: FOTOS – PROYECTO
2.2.5. Geología Económica
ALTERACIONES:
Es un aspecto geológico importante pues evidencia la presencia de depósitos de minerales. En el Proyecto Minero “MINADO DE VETAS ANGOSTAS CON SOSTENIMIENTO MECANIZADO EN LA UNIDAD MINERA HUACHOCOLPA DE LA CIA. CAUDALOSA” se pudo determinar por dos tipos de Alteraciones Hidrotermales:
Propilitización: Tipo de alteración hidrotermal que afecta sobre todo a rocas volcánicas que se vuelven verdes y friables.
Argilitización: Proceso de transformación de minerales y rocas no arcillosos en arcillosos.
MINERALIZACIÓN:
Minerales de Mena:Los minerales explotables en el proyecto minero son: esfalerita, galena, galena argentífera, jamesonita, tetraedrita, enargita, tenantita y calcopirita en menor escala. La esfalerita está asociada a la galena y a la galena argentifera,, es uno de los minerales de mayor importancia por su rendimiento económico en el yacimiento, da hasta 20% de Zn, especialmente en las Vetas de Luz Angélica, Satélite, Sorpresa; solo existe del color rubio acaramelado. La galena al igual que la esfalerita es abundante en la periferia del yacimiento, se le encuentra mayormente diseminada, en muchos casos asociada a la galena argentífera, sus cristales son cúbicos. La galena es importante en el distrito minero por sualto contenido de plata. La jamesonita está asociada a la Galena, galena argentífera.
69
La tetraedrita es uno de los principales minerales de Cobre, se halla asociada a la enargita, se encuentra en forma masiva, caustificada. Alcanza sus máximos valores en la zona central del yacimiento, en especial en la veta Elisa, Almiranta.
Minerales de Ganga:Se hallan asociados a los minerales de MENA, entre los que tenemos cuarzo, pirita, arsenopirita, pirrotita, marcasita, calcita, rodocrosita, rejalgar, oropimente, el cuarzo está diseminado y cristalizado en cristales prismáticos, muestra intercrecimiento con la calcita y rodocrosita, ocurre en casi todas las vetas.
La pirita se halla diseminada y cristalizada en especial en la roca encajonante, mayormente se encuentra asociada a la pirita y marcasita, no es muy frecuente; la rodocrosita está asociada a la calcita, se halla normalmente en las paredes de las vetas que están en la periferia del yacimiento, se asocia a la galena y esfalerita, es indicadora de la presencia de mineral de buena ley, es compacto y de baja temperatura, en algunos casos está cristalizada.
Estructuras mineralizadas.El Proyecto minero consta de 3 Vetas las cuales están determinadas y medidas:
1. VETA LUZ ANGÉLICA2. VETA ZOILA GATA3. VETA ELISA
1. VETA LUZ ANGÉLICA
CARACTERÍSTICAS DE LAS VETAS LUZ ANGÉLICA
Cuadro Nº03: FUENTE DEP. GEOLOGIA CIA. CAUDALOSA
ANÁLISIS QUÍMICO LUZ ANGÉLICA
70
Cuadro Nº04: FUENTE DEP. GEOLOGIA CIA. CAUDALOSA
2. VETA ZOILA GATA
CARACTERÍSTICAS DE LAS VETAS ZOILA GATA
Cuadro Nº05: FUENTE DEP. GEOLOGIA CIA. CAUDALOSA
ANÁLISIS QUÍMICO ZOILA GATA
Cuadro Nº06: FUENTE DEP. GEOLOGIA CIA. CAUDALOSA
71
3. VETA ELISA
CARACTERÍSTICAS DE LAS VETAS VETA ELISA
Cuadro Nº07: FUENTE DEP. GEOLOGIA CIA. CAUDALOSA
ANÁLISIS QUÍMICO VETA ELISA
Cuadro Nº08: FUENTE DEP. GEOLOGIA CIA. CAUDALOSA
2.3. CUBICACIÓN DE RESERVAS
2.3.1. Metodología
Las Reservas de Mineral del Proyecto, se utilizaron las características geológicas mineras de las estructuras mineralizadas (vetas).
2.3.2. Volumen y Tonelaje
Para hallar el tonelaje del mineral se está considerando los siguientes factores:
Mineral: 3.2 Tcs/m3 (peso específico) Desmonte: 2.5 Tcs/m3 (peso específico)
72
2.3.3. Dilución
Para el presente Cálculo de Reservas de Mineral no se está considerando la dilución del mineral, solo estamos estimando veta pura y el promedio del espesor de veta esto es para el mineral Probado, en cuanto al mineral Probable se está castigando con 25% menos en el espesor o ancho del mineral.
2.3.4. Calculo de Leyes
Para la sumatoria del volumen del mineral para hallar el promedio ponderado del espesor o ancho de veta, ley promedio ponderada del volumen del mineral se utilizó las siguientes fórmulas:
Espesor promedio Pot = Σ (tonelaje x espesor)/Σ (tonelaje) Ley promedio Ley = Σ (Ley x tonelaje)/Σ (tonelaje)
2.3.5. Clasificación del Mineral
Se utilizó la siguiente clasificación:
Mineral Probado.- Se considera así por su certeza, donde no existe ningún riesgo de que la veta sea discontinua entre las caras muestreadas.
Mineral Probable.- Se considera así, porque el factor riesgo es mayor que el mineral probado, pero tiene suficientes evidencias geológicas para suponer la continuidad del mineral.
2.4 RESERVA DE MINERAL
Las estimaciones de reservas minerales se calculan en la base de bloques expuestos por sondaje subterráneo en uno o más lados y tener un valor diluido en su sitio corresponde a estar por encima del grado del cut-off ($36.00/ton). Las reservas a las que se resultó ser probadas y probables son extrapoladas entre 15 y 30 metros abajo de la inmersión de la veta.
RESUMEN GENERAL DE CUADRO
DE RESERVAS DEL MINERAL
Cuadro 11: Reservas de Mineral
73
2.5 ZONAMIENTO DEL YACIMIENTO
La mayor o menor proporción en que se encuentran los minerales del distrito Huachocolpa, están sujetos a un orden de temperaturas decrecientes tanto en profundidad como horizontalmente, conforme ascienda el flujo mineralizante a través de las fracturas se va produciendo la precipitación de los diversos minerales, dándose de esta manera un zoneamiento.
Se han reconocido cuatro zonas mineralógicas concéntricas desde el centro hacia sus límites, que son: la de enargita, de transición, de plomo y zinc, y de estibina.3 La primera zona consiste de minerales con alta concentración de Cu y Fe y
baja ley de Ag, tales como la pirita, enargita, tenantita, tetraedrita, las vetas típicas son: Elisa, Gildemeister, 12 de Julio, Santa, etc.
4 La segunda zona es de transición con minerales de Cu y Fe con mayor contenido de Ag es de menor temperatura que la anterior, las vetas que están en esta zona es: Bolognesi, etc.
5 La tercera zona que se halla en la periferia del yacimiento, consiste de minerales de Pb, Zn y alto contenido de Ag, entre ellos tenemos, la esfalerita, galena, galena argentífera, jamesonita, etc., las vetas consideradas dentro de estazona están, la veta Satélite, Sorpresa, Luz Angélica, etc., pertenecen a temperaturas menores de 200° C
Figura 1: Zonamiento de Mineral
74
2.6 ESTUDIO DE MERCADO.
2.6.1. MERCADO CONSUMIDOR.-
Todo negocio satisface toda necesidad y deseo de las empresas,
instituciones o personas, dichos consumidores a satisfacer son empresas
internacionales, y mercados de metales que se tiene en el mundo tales como:
2.6.2.MERCADO COMPETIDOR.-
Tenemos otras empresas o instituciones que satisfacen con la venta de
minerales en la región Huancavelica, dichas empresas son:
Cia. Buenaventura,
Cia. Castrovirreyna,
Cia. Cobriza
Que compiten por el mismo mercado al cual está destinado la producción de
nuestro proyecto en la Unidad Huachocolpa de la Cia. Caudalosa.
Competencia directa:
Las empresas mineras que satisfacen la misma necesidad, al mismo
segmento con la misma tecnología son:
Cia. Buenaventura (julcani),
Cia. Castrovirreyna,
75
Mina marta.
Competencia indirecta:
Las empresas que satisfacen la misma necesidad, a un segmento
distinto con una tecnología diferente son:
Cia. Volcan,
Gold field,
Los Quenuales,
cia. Minera Barrick,
Pan American Silver,
Cia. Minera Milpo
otras empresa mineras del país.
2.6.3. MERCADO PROVEEDOR.-
Constituido por aquellas empresas que suministran materiales y
servicios requeridos por el proyecto. Es importante porque se analiza los
posibles sustitutos, cantidad, calidad y precios de los materiales a usarse en el
proyecto “minado de vetas angostas con sostenimiento mecanizado en la
Unidad minera Huachocolpa de la Cia. Caudalosa”, dichas empresas son:
Aceros corporativos
Prodalam
Prodack spli set
Frirock
Famesa
Exsa
2.6.4. ANALISIS DE OFERTA
La oferta que hace este proyecto es un mayor tonelaje de minerales de
Zn, Pb, Cu, para los próximos 10 años que serán tratados en planta, además
que el mineral extraído de las vetas angostas tiene buena ley.
En comparación con otras empresas de la competencia nuestros minerales
serán de alta ley, y por ello la venta de nuestros concentrado tendrá gran
ventaja en el mercado competidor.
76
Producción del Mineral en la U. O. Huachocolpa de la Cia. Caudalosa.Descripción Año Producción ( Tn)
HISTÓRICO
2004 128 500
2005 131 200
2006 132 600
2007 155 600
2008 172 900
2009 175 400
2010 188 400
2011 211 500
2012 345 500
2013 456 700
2014(*) 403 200
PROYECTADO
2015 415 100
2016 460 000
2017 506 200
2018 551 600
2019 598 600
2020 645 100
2021 686 000
2022 719 100
2023 742 600
2024 778 700
(*) Estimado. Fuente: Dep. Producción Cia. Caudalosa.
77
20052006
20072008
20092010
20112012
20132014
20152016
20172018
20192020
20212022
20232024
0100000200000300000400000500000600000700000800000900000
PRODUCCION
Años
TN d
e M
iner
al /
AÑO
2.6.5. ANALISIS DE LA DEMANDA
La cantidad de elementos sostenimiento mecanizado (Split set) que se
tendrá que usar para hacer posible la realización de este proyecto de inversión
será:
Demanda de elementos de sostenimiento mecanizado
78
Fuente: Dep de contabilidad y costos
Descripción Año
sostenimiento (unidades de Split set)
HISTÓRICO
2004 1310
2005 1360
2006 1350
2007 1610
2008 1760
2009 1820
2010 1920
2011 2110
2012 3970
2013 5430
2014 5010
PROYECTADO
2015 4900
2016 5490
2017 6100
2018 6710
2019 7340
2020 7960
2021 8510
2022 8950
2023 9240
2024 9700
79
20042005
20062007
20082009
20102011
20122013
20142015
20162017
20182019
20202021
20222023
20240
2000
4000
6000
8000
10000
12000
Split set
Años
Unid
edes
de
Split
Set
2.6.6. BALANCE OFERTA – DEMANDA
En base a la oferta y demanda se pronostica las ventas que soportará el
proyecto “MINADO DE VETAS ANGOSTAS CON SOSTENIMINEOT
MECANIZADO EN LA UNIDAD MINERA HUACHOCOLPA DE LA CIA.
CAUDALOSA”, sirve además para determinar la demanda insatisfecha o no
del mercado.
Para analizar si el sostenimiento mecanizado nos va a generar utilidades o
perdidas se realiza el siguiente balance, que nos ayudara a elegir el mas
adecuado para generar utilidades.
OFERTA: el producto a ofrecer son los minerales extraídos por dia de estas
vetas angostas que tiene una potencia promedio de 0.76 m que nos generara
ganancias o ingresos para la empresa.
EXTRACION DE Tn de mineral / DIA
GANANCIAPOR LA VENTA DE MINERAL
25 800
50 1200
75 1500
100 2200
125 2550
150 2990
200 3200
250 4100
80
GRAFICA DE LA CURVA DE LA OFERTA
25 50 75 100 125 150 200 2500
500
1000
1500
2000
2500
3000
3500
4000
4500
CURVA DE LA OFERTA
(TN / DIA)
GANA
NCIA
(Do
lare
s)
DEMANDA:
Los productos que demanda nuestro proyecto será elementos de sostenimiento
mecanizado tales como; split set, mallas electro soldadas, straps, pernos
helicoidales y otros elementos para la voladura, perforación y acarreo que nos
generara uno gastos por cada Tn de mineral extraído en un día.
EXTRACION DE Tn de mineral / DIA
GASTOS POR EXTRACCIONEN VETAS ANGOSTAS
25 2900
50 2500
75 2300
100 2200
125 1500
150 1350
200 700
250 600
Mientras menor cantidad de mineral saquemos el costo de la extracción será
mayor debido a que en ello incluye los costos de herramientas y maquinaria
que se usa para la extracion de un Tn de mineral.
CURVA DE LA DEMANDA
81
25 50 75 100 125 150 200 2500
500
1000
1500
2000
2500
3000
3500
CURVA DE LA DEMANDA
TN / DIA
GAST
OS
POR
SOST
ENIM
IENT
O
2.6.7. PUNTO DE EQUILIBRIO
Para saber el punto en el que la extracción de vetas angostas no genera
ganancia ni pérdida, se analizara los datos obtenidos por la venta de minerales
y el costo por extracción todos ellos referente al minado en vetas angosta en la
Unidad Minera Huachocolpa de la Cia. Caudalosa.
Tn / DIAGANANCIA
POR LA VENTA DE MINERALES
GASTOS POR EXTRACCION EN VETAS
ANGOSTAS
25 800 2900
50 1200 2500
75 1500 2300
100 2200 2200
125 2550 1500
150 2990 1350
200 3200 700
250 4100 600
82
PUNTO DE EQUILIBRIO ENTRE LA GANANCIA Y PÉRDIDA DEL PROYECTO
25 50 75 100 125 150 200 2500
500
1000
1500
2000
2500
3000
3500
4000
4500
800
1200
1500
2200
2550
29903200
4100
2900
25002300 2200
15001350
700 600
PUNTO DE EQUILIBRIO
GANACIAS POR VENTA
GASTOS POR EXTRACCION
TN de mineral /DIA
PREC
IOS
En el análisis del punto de equilibrio se puede observar que nuestro proyecto
será rentable a partir de una producción de minerales superior a las 100 Tn de
minerales por día.
Otro detalle que se observa en el grafico es, que cuanto menor sea el Tn de
extracción de mineral extraído por día, nos costar más su extracción, pero
mientras más Tn de minerales saquemos por dia , el gasto por extracción será
menor.
2.6.10. Precio (Cotizaciones)
El comportamiento de la cotización del Zn, Pb, Cu ha tenido una
dispersión muy acentuada en los años 2013 y 2014, aproximadamente. En los
últimos cinco años hay una tendencia, poco disperso y de pendiente negativa.
Además que según las proyecciones de precio de los metales en los
años venideros estos precios se van mantener casi estables lo que respalda la
inversión en este proyecto minero, y por ende resultara fructífero y generara
utilidades para la empresa.
En el siguiente grafico se observa el comportamiento de los precios de
los metales para los próximos 10 años.
83
Gráfico N° 8: Comportamiento del precio
Descripción AñoPbUS$/lb
ZnUS$/lb
CuUS$/lb
AuUS$/Oz
AgUS$/Oz
HISTÓRICO
2004 0.680 0.896 1.677 998.9 18.62005 0.540 0.905 2.123 1001.3 17.82006 0.630 0.897 1.978 989.87 20.92007 0.840 0.922 2.342 1056.7 19.72008 0.950 0.985 2.421 1105.6 21.62009 1.002 1.150 2.431 1200.5 19.62010 1.030 1.080 3.422 1500.7 23.82011 1.150 1.150 4.132 1890.4 27.42012 1.135 1.050 3.644 1425.6 22.42013 0.934 0.960 3.456 1350.7 19.32014 0.898 0.988 2.963 1221.8 17.4
PROYECTADO
2015 0.750 0.930 2.981 1250.7 17.92016 0.720 0.950 2.765 1310.3 17.12017 0.820 0.923 2.654 1290.5 16.42018 0.835 0.896 2.532 1271.2 17.32019 0.725 0.956 2.987 1240.3 19.62020 0.790 0.914 3.132 1201.4 21.52021 0.840 0.950 2.987 1260.7 19.42022 0.760 0.967 2.675 1300.4 20.52023 0.810 0.910 2.987 1301.7 19.82024 0.780 0.957 3.102 1296.9 20.1
Fuente: bolsa de valores de lima
84
1. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
Los resultados obtenidos en Minera Caudalosa nos indican que este sistema es una buena
alternativa de trabajo.
Los niveles de perforación deben ser bien llevados tratando de lograr que el techo y el piso
sean lo mas horizontal posible, la altura adecuada y limpio de tal forma que se facilite el
emboquillado si la perforación es positiva de tal forma que los taladros que comunican al
nivel superior no tengan problema en la medición y trancamiento de la columna de
perforaciòn.
Debe llevarse archivos en el que se registre: Planos de perforación con sus correcciones,
Planos con el levantamiento de taladros, Hojas de carga, Estos archivos son herramientas
de trabajo.
Llevar la estadística de los parámetros que son indicadores de control.
Es muy importante la Pro actividad por parte de todos los involucrados en la operación
quizás esto es lo más difícil de obtener en la primera etapa.
2. AGRADECIMIENTOS
A la Gerencia de la Empresa Minera Caudalosa que ha permitido en forma constructiva
compartir con el resto de colegas la experiencia lograda con el Método de Minado en Vetas
Angostas
3. BIBLIOGRAFIA
VETAS ANGOSTAS APLICADO EN LA CIA.MINERA GLENCORE
UNIDAD YAULIYACU - Fidel Yalle C. - Setiembre, 2006
INFORMACION TECNICA DE AUTOR ANONIMO – MAUNUAL DE
SOSTENIMIENTO, SIN EDITORIAL, FECHA NI LUGAR. (EXTRAIDO DE
INTERNET) – 62 paginas
ANALISIS DEL ESTADO TECNOLOGICO DE LOS METODOS DE
EXPLOTACION SUBTERRANEA APLICADA EN LAS MINAS DEL PERU –
85
INGEMMET (Ing. Ladisiaus Franz Nemeth, Ing. Manuel Palma Oquendo)-
1983 -1989 – 209 paginas.
Sublevel Stopping Engineering and Planning Session Developers W.A
Hustrtrulid Colorado School of Mines.1993
Narrow Vein Blast Hole Stoping: Current Drilling and Blasting Tecnology,
Yves C.Lizotte, M.Sc.A.,1989.
Excavaciones Subterráneas en Roca, E.Hoek, D.Sc. (Eng)-McGRAW-
HILL.1985
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