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Las áreas de estos Derechos están comprendidos dentro de las siguientes coordenadas UTM:
ISCAYCRUZ .................................................................... 12,000 Has.
Vértice NW 8, 819,000 N 303,050 EVértice NE 8, 821,000 N 307,700 EVértice SW 8, 797,200 N 312,850 EVértice SE 8, 799,200 N 317,450 E
COCHAQUILLO ...............................................................4,880 Has.
Vértice NW 8,805, 050 N 318,450 EVértice NE 8,806, 700 N 322,000 EVértice SE 8, 795,600 N 327,150 EVértice SW 8, 793,950 N 323,550 E
TOTAL 16,880 Has.
4.4.4 EL YACIMIENTO
En la década de] 60, la Cerro de Pasco Corporation, realizó trabajos de prospección en el área de Chupa, mediante labores subterráneas y sondajes diamantinos. En 1973 el Ministerio de Energía y Minas mediante el boletín No. 26 del Servicio de Geología y Minería, hace una descripción del Prospecto Iscaycruz, mostrando posibilidades económicas.
Entre los años 1979 y 1984 se lleva a cabo un programa de exploración minera en el área de Oyón (860 Km2) a cargo del Instituto Geológico Minero y Metalúrgico (INGEMMET) y las instituciones japonesas Japan International Cooperation Agency (JICA) y Metal Mining Agency of Japan (M.M.A.J. ), en consideración al Convenio de Cooperación Técnica para el desarrollo de los recursos minerales entre los gobiernos de Perú y Japón.
En dicho período se efectuaron dos etapas de trabajos, la primera comprendida entre 1979 - 1981 en la cual se realizaron trabajos de prospección minera detectándose la existencia de una importante zona mineralizada en Iscaycruz; el segundo periodo comprendido entre 1982 -1984 se restringió el área de trabajo al sector más importante comprendida entre las zonas de Limpe y Limpe Sur confirmando buen potencia] de reservas.
En 1986 el Gobierno del Perú; mediante Resolución Suprema No. 034-86-EM/DGM, de fecha 28 de febrero, resolvió, constituir los Derechos Especiales del Estado de "Iscaycruz*' y "Cochaquillo" con 12,000 Has. y 4,880 Has. respectivamente y asignarlos a Minero Perú S. A. para que concluya con su exploración y proceder a su pronta explotación.
Con tal motivo, Minero Perú S. A., elaboró un programa complementario de exploración, mediante galerías subterráneas sobre los cuerpos mineralizados y sondajes Diamantinos con el objeto de verificar las reservas reportadas, otorgándoles la categoría de probadas-probables que permitan la realización del estudio de factibilidad del proyecto.
El 5 de Abril de 1990, queda constituida la empresa minera especial Iscaycruz S. A. con el objeto de poner en producción el Yacimiento, en el que EMEISA viene ejecutando actualmente trabajos geológicos de verificación sobre las reservas cubicadas en años anteriores, en las zonas de Limpe y Limpe Sur.
4.4.4.1 UBICACION
El yacimiento del Iscaycruz se localiza en el flanco Oeste de la Cordillera Occidental de los Andes, cercano a la naciente del río Huaura. Está situado en el distrito de Pachangara, Provincia de Oyón, Departamento de Lima, y se encuentra en línea recta 12 kilómetros al Sureste del pueblo de Oyón.
Las labores mineras están a una altitud comprendida entre los 4,570 y 4,730 msnm, siendo las coordenadas geográficas las siguientes:
Latitud Sur 10°45'Longitud Oeste 76° 44'
4.4.4.2 ACCESO
El acceso al yacimiento, partiendo de la ciudad de Lima, se efectúa a través de la carretera Panamericana Norte hasta la altura de Huaura, donde se toma el desvío y se continúa por un tramo asfaltado hacia Sayán.
Alternativamente, para llegar a Sayán, se puede utilizar el desvío Río Seco-Santa Rosa (Km. 103 Panamericana Norte). De Sayán continúa una carretera afirmada hacia Churín, Oyón, Pampahuay, Iscaycruz. En el recorrido se emplean 8 horas aproximadamente.
CUADRO DE DISTANCIAS
Lima - Río Seco Asfaltado 103.00 Kms.Río Seco - Sayán Parcialmente Asfaltado 64.00 Kms.Sayán - Churín Afirmado 49.00 Kms.Churín - Oyón Afirmado 32.00 Kms.Oyón - Iscaycruz Carrozable 30.00 Kms.
TOTAL 278.00 Kms.
Siguiendo por la ruta Huacho-Huaura-Sayán, la distancia a la mina se incrementa en 46 Kms. haciendo un total de 324 Kms.
4.4.4.3 FISIOGRAFIA Y CONDICIONES CLIMATI CAS
El yacimiento de Iscaycruz se encuentra en un área muy accidentada, con valles y quebradas de fuerte pendiente. En los alrededores de la mina existen varias lagunas de origen glacial.
El clima es el típico de la Sierra alta, tipo "Puna"; frío y seco con variaciones muy extremas de temperatura entre el día y la noche, llegando hasta (-10°C).
Existen 2 estaciones climáticas bien marcadas; una seca y muy fría desde mayo hasta octubre, y otra lluviosa (con precipitaciones de nieve) desde noviembre hasta Abril.
4.4.4.4 RECURSOS HIDROLOGICOS
Las cuencas hidrográficas más importantes que existen en 'el área son las cuencas de las lagunas Mancacuta, Quellaycocha y Tinyag. La hidrología de estas 3 cuencas, de fuertes pendientes y poca extensión, es típica. Las cuencas Mancacuta y Quellaycocha, de dirección NW-SE, drenan en forma transversal hacia el Suroeste por la quebrada Pachangara; y la cuenca Tinyag a pesar de no tener drenaje superficial lo hace en forma subterránea también hacia el Suroeste por la quebrada Yarahuaino.
De las lagunas existentes en el área, es la laguna Quellaycocha la mejor alternativa para el abastecimiento de agua en Iscaycruz, inclusive en períodos extremadamente secos. Otra alternativa importante la constituyen las lagunas Huanda, las cuales pueden ser represadas para garantizar un normal abastecimiento de agua en el área de la mina.
5.0 GEOLOGIA Y RESERVA MINERAL
5.1 GEOLOGIA REGIONAL
5.1.1 GENERALIDADES
E 1 área de Iscaycruz y sus alrededores pertenecen estratigráficamente a la cuenca sedimentaria cretácea (Cobbins, 1973), y está estructuralmente situada en una zona de pliegues y sobrescurrimientos (Wilson, 1967).
Potentes sedimentos de] cretáceo se encuentran ampliamente distribuidos en el área, presentando 3 unidades u horizontes bien definidos: la parte inferior está constituida principalmente por rocas clásticas, tales como areniscas silíceas, calizas y lutitas (Formaciones Oyón, Chimú, Santa, Carhuaz y Farrat); la parte intermedia que consiste de rocas calcáreas asociadas a dolomitas y lutitas (Formaciones Pariahuanca, Chulec, Pariatambo, Jumasha y Celendin) y la parte superior que contiene las capas rojas (Formación Casapalca).
Todas estas formaciones cretáceas han sido cubiertas por los volcánicos terciarios de la Formación Calipuy y han sido intruídas por tonalitas, dacitas y pórfido granítico. (Figuras G-2 y G-3).
Las rocas sedimentarias han sufrido intensos movimientos estructurales como consecuencia de la Orogénesis Andina, formando plegamientos de rumbo NNO-SSE.' Los anticlinales y sinclinales se presentan con intervalos de 2 á 3 Kms. y en algunos casos locales hasta intervalos de 10 metros, de manera que el mismo estrato es repetidamente expuesto en la superficie.El basamento paleozoico, sobre el cual reposa la cuenca sedimentaria, aflora en la parte Este de los Andes. En el flanco Oeste, los sedimentos son cubiertos por volcánicos o son intruídos por el Batolito de la Costa.
5.1.2 ROCAS SEDIMENTARIAS
Las rocas sedimentarias del Cretácico Inferior a Superior, que afloran en la región, de la más antigua a más reciente, son:
Formación Oyón
Aflora en los núcleos de anticlinales (al Este de la Cumbre de Limpe) siguiendo una dirección NNO-SSE.
Consiste de intercalaciones de areniscas de color gris de grano fino, lutitas negras y horizontes de carbón de forma lenticular.
- Formación Chimú
Suprayace concordantemente a la Formación Oyón y consiste de cuarcitas, areniscas y lutitas negras; al tope de esta Formación hay un cambio transicional con la Formación Santa.
Fisiográficamente se caracteriza por formar topografía de relieve alto.
- Formación Santa
Suprayace concordantemente y gradacional a la formación Chimú.
Consiste principalmente de una intercalación de calizas de color gris, calcoarenitas, dolomitas, margas y lutitas negras carbonosas.
Morfológicamente constituyen zonas de relieve suave. 11 espesor es variable y va de 60 á 100 metros.
Formación Carhuaz
Suprayace a la Formación Santa, morfológicamente forma relieve suave y es de color característico (marrón - rojizo) que lo hace inconfundible.
Consiste principalmente de una intercalación de lutitas negras, calizas, areniscas calcáreas y areniscas de grano fino; al tope se encuentra un horizonte de lutitas rojas que sirve como guía.
- Formación Farrat
Suprayace a la Formación Carhuaz y consiste principalmente de areniscas silíceas de grano medio, color amarillo claro.
Su espesor es de 80 á 100 metros.
- Formación Pariahuanca
Suprayace a la Formación Farrat, su espesor es de 80 á 100 metros y consiste principalmente de calizas masivas.
Morfológicamente se le distingue de otras formaciones por su expresión topográfica; forma zonas estrechas, a manera de corredores y zonas prominentes discontinuas.
Formación Chulec
Suprayace a la Formación Pariahuanca y consiste de intercalaciones de margas color marrón claro.
Tiene un espesor aproximado de 200 metros.
Formación Paríatambo
Suprayace a la Formación Chulec y consiste de intercalaciones delgadas de calizas, margas y lutitas, de color gris oscuro a negro por intemperismo.
Formación Jumasha
Las rocas de la Formación Jumasha de] Cretáceo Superior, están distribuidas a lo largo del eje de un sinclinal, con dirección NNO-SSE, en las partes más altas de la secuencia estratigráfica.
Topográficamente forman prominentes cadenas montañosas de calizas masivas y compactas de color gris azulado, con potencia hasta de 1,200 metros.
5.1.3 ROCAS INTRUSIVAS
Al Oeste de la cumbre de Iscaycruz, aproximadamente a 1 Km., aflora un stock de dacita porfirítica de 2.5 kms. por 1.2 Km. cortando a las formaciones Jumasha, Pariatambo, Chulec y Pariahuanca. La alteración producida por este stock es débil.
También existe un sistema de diques de composición dacitica a riolítica, algunos controlados por fallas. Estos diques se emplazan cortando a las formaciones Pariahuanca, Farrat, Carhuaz y a las formaciones Chimú y Oyón. Las relaciones de campo indican que estos diques son posteriores a la mineralización.
Al Este de la Cumbre de Cunsha Punta, aflora un complejo de sills de composición ácida, que se emplazan a lo largo de la formación Oyón y Chimü, los mismos que han sido reconocidos en la Cumbre de Limpe. Estos sills se encuentran intensamente alterados hidrotermalmente, igual que la roca caja; la alteración ha convertido los minerales
originales en cuarzo, sericita y pirofilita, en forma diseminada se encuentra pirita y limonita.
5.1.4 PLEGAMIENTO Y FACTURAMIENTO
En el área de Iscaycruz las estructuras predominantes son: fuerte plegamiento, fallas diagonales a los ejes de plegamiento (cizallas), fallas de tensión y grandes fallas de sobreescurrimiento paralelos a los ejes de plegamiento.
Las estructuras plegadas forman una serie de anticlinales y sinclinales. La formación Chimü se encuentra emplazada en los núcleos de los anticlinales y la formación Jumasha en los ejes de los sinclinales. El rumbo regional de estos plegamientos es NNO SSE, con buzamientos de 700 - 800 OSO y ENE.
El sistema de fallas es intenso, los sistemas de sobreescurrimiento NNO-SSE se ubican al Este del área de estudio y ponen en contacto la formación Jumasha con las capas rojas de la formación Casapalca.
Los sistemas de fallas NE-SO y ONO-ESE (cizalla) se ubican al Norte y Noreste de Iscaycruz' Han sido reconocidas en el socavón sur y al Sur de Cunsha Punta, con desplazamientos del orden de 100 metros.
Los sistemas de fallas tensionales se ubican al Este de Iscaycruz, cortando a las fallas de sobreescurrimiento; dentro de la mina Iscaycruz este tipo de fallamiento se observa en menor grado.
5.2 GEOLOGIA DEL YACIMIENTO
El área de Iscaycruz está localizado geológicamente en la Sub-Provincia polimetálica de los Andes del Perú Central, y localmente en la provincia metalogenetica de los Andes Occidentales. En los alrededores, existen varias minas de plata, plomo y zinc, tales como la mina Raura (Pb-Zn), Uchucchacua (Ag-Zn), Atacocha (Pb-Zn-Ag), Cerro de Pasco (Pb-Zn-Ag), Huarón (Pb-ZnAg) y Santander (Cu-Zn).
Además Iscaycruz está ubicada en el flanco occidental de un anticlinal apretado cuyo plano axial se orienta N 250 0 y se encuentra a 1 km. al Este de la zona mineralizada de Iscaycruz. Este flanco es de alto buzamiento y en el área denominada Limpe presenta una inversión en el buzamiento.
Las secuencias sedimentarias en el área de la mina conforman unidades litoestratigráficas, que de más antigua a la más moderna son: Formaciones Oyón, Chimú, Santa, Carhuaz, Farrat, Pariahuanca, Chulec, Pariatambo y Jusmasha. (Figura G-4).
La formación Oyón, del Cretáceo Inferior, tiene un espesor de 600 a 700 metros y se compone fundamentalmente de areniscas y lutitas con intercalaciones de carbón. La formación Chimú que consiste principalmente de cuarcita y arenisca cuarzosa Suprayace a la formación Oyón. Ambas formaciones se ubican a lo largo del eje del anticlinal.
La formación Santa está situada en el extremo de la zona plegada. Tiene un espesor de 60 a 100 metros, se extiende más de 12 kms. de longitud y está compuesta de calizas de color gris azulado. El buzamiento de esta formación es cercano a la vertical , y constituye parte de los pliegues existentes. Esta formación es
importante porque en ella se emplaza el depósito mineral de Iscaycruz.
Existen cuatro formaciones intermedias entre las formaciones Carhuaz y Jumasha, los que se reconocen como: Formación Farrat, de unos 100 metros de espesor, compuesta de areniscas cuarzosas y calcáreas; la Formación Pariahuanca de aproximadamente 100 metros de espesor, compuesta de caliza gris oscura; Formación Chulec con alrededor de 200 metros de espesor, compuesta mayormente de margas de color gris claras; y la formación Pariatambo, de alrededor de 200 metros de espesor, compuesta de lutitas y calizas de color gris oscuro. En la formación Pariahuanca se ubica la mina Chupa, la cual está cercana al depósito mineral de Iscaycruz.
Al Oeste del área de trabajo se ha reconocido un sinclinal con el eje de dirección NNO-SSE, el mismo que se presenta a lo largo de la formación Jumasha del Cretáceo Superior.
5.2.1 FRACTURAMIENTO
Dos sistemas de fracturamiento son reconocidos en las direcciones NNE-SSO y ONO-ESE, los mismos que forman ángulos con la orientación de los ejes de plegamiento.
Se observan además fallas de escurrimiento y fallas de estratificación, paralelas al rumbo de las capas, las mismas que han tenido corrimientos por varias decenas de metros, que influyen sobre la continuidad de los cuerpos mineralizados.
Existe un fallamiento post-mineral de extensión regional, que en el área de la mina es reconocido en la bocamina del nivel 4690 y en superficie esta evidenciado por un alineamiento con hundimientos o depresiones. Este fallamiento es longitudinal con respecto al rumbo general de las capas sedimentarias y en profundidad afecta la zona mineralizada, la misma que se muestra con un intenso brechamiento.
El fallamiento transversal es de poca intensidad y de menor importancia.
5.2.2 TIPO DE YACIMIENTO
La mineralización de Iscaycruz es del tipo de reemplazamiento metasomático, conformado por minerales de zinc, plomo, plata y cobre. El zinc es el mineral predominante.
5.2.3 MINERALIZACION Y ALTERACION
La zona mineralizada de Iscaycruz se encuentra formando cuerpos o mantos de reemplazamiento de las calizas de la Formación Santa y está emplazada en forma discontínua en una longitud de 12 kms. , desde Canaypata en su extremo Norte, hasta Antapampa en el extremo Sur.
La mineralización en superficie se distribuye en forma de óxidos de hierro y manganeso, provenientes de sulfuros primarios, constituidos principalmente de esfalerita, marmatita y subordinadamente galena y calcopirita. Entre los minerales accesorios se reconoce la pirita, covelita, siderita, calcita, cuarzo, especularita, pirrotita y arsenopirita que se consideran como minerales de ganga.
Depósitos de mineral de pirita masiva, compuestos principalmente de pirita asociada con pirrotita y marcasita, están ocasionalmente enriquecidos con esfalerita y galena.
Los principales minerales del depósito tipo skarn son: la calcopirita, esfalerita, pirita y magnetita; y los principales componentes del skarn son: la tremolíta, el granate, la epidota y
el cuarzo. Se cree que el skarn estaría ocupando la parte central de la mineralización de Iscaycruz.
Las alteraciones más notables de las rocas encajonantes del depósito son: silicificación, sericitización, argilitización, sideritización y dolomitización.
5.2.4 CUERPOS MINERALIZADOS
El yacimiento de Iscaycruz consiste fundamentalmente de 2 cuerpos mineralizados bien definidos y con características propias, a los cuales se les conoce como cuerpo Estela y cuerpo Olga, anteriormente conocidos como cuerpos Este y Oeste respectivamente. Estos cuerpos están emplazados dentro de la formación Santa y se ubican a lo largo de los contactos inferior y superior de dicha formación, respectivamente.
5.2.4.1 CUERPO ESTELA
Se localiza en la base de la formación Santa y ha sido desarrollado en los niveles 4690 y 4570.
El cuerpo Estela es de geometría tabular lenticular, tiene rumbo N 200 0, buza 800 - 850 NE y tiene una potencia variable de 5 a 30 metros.
Tiene mayor contenido de plomo que el cuerpo Olga, aproximadamente en una proporción de 2 a 1.
La mineralización económica está compuesta principalmente por esfalerita y marmatita, encontrándose en menor proporción galena y calcopirita.
En el nivel 4690, ha sido explorado mediante labores mineras como galerías, cruceros, chimeneas; y por sondajes diamantinos tanto de largo y corto alcance, que han permitido definir su forma.
En el nivel 4690, las dimensiones del clavo mineralizado del cuerpo Estela están bien definidas, con un largo de 90 metros y un ancho promedio de 11.00 metros. En el crucero 760-NE y la galería 763-NO, este clavo presenta un anchamiento local y en la parte superior de la estocada 763 NE se ha reconocido un angostamiento notable. (ver Sección Transversal NO 34, Figura NO G-14).
6.4 MINERIA
6.4.1 PLANEAMIENTO MINERO
El plan minero que a continuación se describe se basa en la definición de los siguientes aspectos fundamentales:
- Sistema de extracción de minera] - Acceso a los cuerpos mineralizados - Métodos de explotación y - Equipo minero
La mina Iscaycruz cuenta actualmente con dos cruceros de acceso, uno en el nivel 4,690 y el otro en el nivel 4,570. El primero, conocido como Socavón Norte será el acceso principal a la zona de explotación, complementado con una rampa descendente; y el segundo, conocido como Socavón Sur ha quedado definido como el crucero de extracción principal, luego de compararlo con la alternativa de construir un Pique (Anexo M-2). Ambos cruceros fueron construidos sobre roca cuarcífera de la formación Chimú y serán ampliados a una sección de 3.5 m. x 3.5 m., diseñados para permitir el paso del equipo minero trackless en la zona alta y soportar un flujo mensual de 30,000 TM de mineral y 15,000 TM de desmonte por el crucero de extracción.
Para efectos del planeamiento integral de la mina, se consideró como factor determinante la variabilidad de las condiciones de estabilidad de la masa mineralizada y rocas encajonantes de los cuerpos Olga y Estela, tanto en sentido horizontal como en vertical, lo cual a su vez, define la necesidad de construir labores de acceso y cruceros de extracción para cada cuerpo, conformándose así dos sistemas independientes.
Con fines de explotación los cuerpos mineralizados se han dividido verticalmente mediante niveles cada 60 metros, dando origen al nivel intermedio 4630. Estos niveles irán conectados por rampas de 3.5 x 3.5 m. de sección, con 10 y 12% de gradiente, y servirán de acceso al equipo minero que operará en los tajeos.
Los echaderos de mineral, chimeneas de servicios, chimeneas para relleno hidráulico y chimeneas principales de ventilación irán conectados a las rampas. Su ubicación obedece a la calidad de roca encontrada en la zona de los cuerpos, que en el caso del nivel 4630 es prácticamente desconocida.
El equipo minero se diseñó considerando la necesidad imperiosa de ejecutar el minado en ciclos muy rápidos, debido principalmente a dos factores: la inestabilidad de la roca encajonante y masa mineralizada, y a los escasos frentes de operación, lo cual exige equipos de alta eficiencia para extraer 1,200 TPD de cuatro tajeos simultáneamente.
La secuencia de minado se iniciaría con la explotación ascendente de ambos cuerpos a partir del nivel 4630. Se estima una producción de 15,000 TM/mes de cada zona. Seguidamente se haría la explotación descendente del cuerpo Estela en los niveles 4630 y 4570. Los métodos de minado serán los de Corte y Relleno Ascendente y Descendente (Lámina M-1).
6.4.2 CRITERIOS Y PARAMETROS DE EXPLOTACION
Criterios:
El volumen de mineral, ha de ser íntegramente producido por los tajos.
Durante los cinco primeros años, se explotarían los blocks de mineral que dejen el mayor margen de utilidad operativa.
Para la reposición de minera] extraído, se tomará una relación igual a 1 (uno).
La inversión en equipamiento, que incluye el equipo para ejecutar el programa de exploración y desarrollo se considera que será íntegramente hecho por EMEISA.
Los costos operativos, serán calculados de acuerdo a los precios nacionales.
Los trabajos en preparaciones se han calculado como si fueran hechos por contratistas nacionales, a todo costo, durante la etapa pre-operativa.
PARAMETROS DE EXPLOTACION
Producción de mineral 360,000 TM/Año con leyespromedio de los 10 añosproyectados:Zn - 16.4 %Pb - 1.7 %Ag - 1.4 OZ/TCCu - 0.5 %
Ley de Cabeza 10 % de castigo, debido ala dificultad física deseparar el mineral roto de]relleno.
Recuperación del mineral 95%
Operación Minera Entre las cotas 4,510 y4,730 m.s.n.m., por loque se han efectuado losajustes en el cálculo deaire comprimido y equiposdiese] en función a laaltura.
Métodos de Explotación Con sostenimiento de techo y cajas.
Relleno 70 % RIH y 30 % Detrítico
Perforación Taladros de 3 m. conperforadoras electro-hidráulicos
Voladura 0.55 Kg. ANFO/m3 y 0.98
Kg/metro perforado.
Acarreo de Mineral Con scooptrams eléctricosy diesel de 3.5 yd3.
Extracción de Mineral Con locomotoras eléctricassobre rieles a razón de
1,200 TMD.
Drenaje Por gravedad; no requierebombeo en la primeraetapa del proyecto.
Reservas de Mineral 2.7 millones de toneladasCon 18.9 % Zn.
Mineral Prospectivo 1.17 millones de toneladascon 14.9 % Zn.
Vida de la mina 10 años.
Exploraciones y desarrollos 1,500 m/año
Preparaciones960 m/año
Días laborados por año300
Guardias por día2
Horas por guardia8
Altura promedio deoperación 4,600 m.s.n.m.
CONTROL DE LA ESTABILIDAD DE ROCA EN LA EXPLOTACION
Con la idea de mejorar la estabilidad de las aberturas se recomienda seguir los siguientes criterios:
- Las labores deberían tener una orientación perpendicular al rumbo de los cuerpos.
- Explotación en retirada, dejando selladas las zonas ya explotadas.
- Rapidez en el ritmo de extracción, para perturbar menos al medio circundante.
- La morfología de los dos cuerpos mineralizados y su posición relativa uno de otro, hace prácticamente independiente el minado de cada cuerpo. Sólo alrededor de la sección transversal 34, en un tramo aproximado de 40 m., ambos cuerpos tendrán influencia recíproca. Por este motivo se debe llevar un control sobre la densidad de las excavaciones, sólo en este punto.
6.4.4 METODOS DE EXPLOTACION
6.4.4.1 ALTERNATIVAS DEL METODO DE EXPLOTACION
Desde el punto de vista geomecánico, la calidad del macizo, las aberturas limites y tiempo de autosoporte, las alternativas son:
Cuerpo Olga - Corte y relleno y sus variantes- Cielo abierto- Almacenamiento provisional
- Conjunto de cuadros (Square Set)
Cuerpo Estela - Corte y relleno y sus variantes- Almacenamiento provisional- Square Set (debajo del nivel 4630).
Cada método señalado, salvo el de Corte y Relleno, son segundas alternativas aplicables con ciertas implicancias, debido a la variabilidad geomecánica de los cuerpos tanto en sentido vertical como en horizontal.
6.4.4.2 SELECCION DE ALTERNATIVA
6.4.4.2.1 GENERALIDADES
El proceso para elegir el método adecuado, deberá estar basado en el criterio de] máximo beneficio de la operación, para lo cual se ha de tomar en cuenta factores como alta productividad, máxima extracción de las reservas y buenas condiciones de seguridad.
Los métodos de explotación subterráneos que han de ser comparados son los indicados en la evaluación geomecánica, y se enumeran a continuación:
- Corte y Relleno, con sus variantes - Almacenamiento provisional -Conjunto de cuadros (Square Set)
El método a cielo abierto sugerido en el estudio de Ingeniería Conceptual (BISA) para explotar el cuerpo Olga entre el nivel 4690 y superficie no se ha considerado por dos motivos esenciales:
- La cubierta de material oxidado sobre el cuerpo no ha sido evaluada como reservas; desconociéndose además la altura y volumen de material oxidado. Esto imposibilita determinar el volumen de desbroce requerido y la relación mineral-desmonte. Por otro lado también se desconoce el comportamiento metalúrgico de este mineral.
- Existen labores de preparación en subterráneo, que hacen posible su explotación en forma inmediata, no necesitándose invertir en desbrozar el estéril en superficie, para minarlo a cielo abierto.
En los siguientes acápites se describen los factores considerados en la elección del método.
6.4.4.2.2 CONDICIONES GEOLOGICAS
Buzamiento:
Los 2 cuerpos tienen un buzamiento alto (75°), lo que permite fluir al mineral roto por medio de la gravedad.
Resistencia de la roca:
En ambos cuerpos se presentan resistencias a la compresión uniaxial entre 140 a 15 MPa, con un promedio por debajo de los 100 MPa (MPa = Megapascales), lo que la clasifica como de baja resistencia.
Igual apreciación se tiene para las cajas piso y techo en ambas estructuras.
Aberturas límites:
Como se aprecia en el cuadro No. 6.4-4 las zonas de explotación que necesitan refuerzo en gran escala se ubican preferentemente en el Cuerpo Estela y por debajo del NV 4630, especialmente en la brecha.
Las otras zonas requieren de un refuerzo ocasional o constante, lo cual se logra primero evitando aberturas longitudinales o transversales mayores a la permitida; y segundo reponiendo inmediatamente el material extraído.
6.4.4.2.3 RESERVAS
Las reservas, que son básicamente de minera] de Zinc, indican un yacimiento con una buena cantidad de reservas en tonelaje y ley e igualmente con un ancho de los cuerpos mayor a los 10 m,
Por los dos motivos anteriores, se infiere que el método de minado ha de ser altamente selectivo, que maximice la extracción del tonelaje cubicado (95%) y por último que permita tener un bajo nivel del empleo de mano de obra.
6.4.4.2.4 EVALUACION DE LAS RESERVAS
Desde el punto de vista minero, el valor del mineral es aquél que se define como el resultado de descontar al valor del mineral de cabeza puesto en superficie, todos los costos posteriores.
Estos costos posteriores son:
- Costo de concentración en planta. - Costo del Transporte del concentrado. - Costo de la maquila.
Una forma general de calcular el valor de este mineral, es por medio de la fórmula:
V = (N . C/100 - S - F) ((m-t)/C) - M
donde: V =Valor del mineral de cabeza en superficieN =Precio del metal: 1100 US $/t.ZnC =Ley Zn en el concentrado: 55%S = Maquila: US $190.00/t.concentradoF = Flete: US $28.00/t.concentradoM =Ley de cabeza: 18.9% ZnT =Ley del Relave: 1.9% ZnM =Costo de la concentradora: US $5.7/t. cabeza
por consiguiente el valor es:
V = (110 x 55/100- 190 ~ 28) x (18.9 - 1.9)/55- 5.7
V= US $113. 90/t. Cabeza (US $341 .70/t concentrado, para un ratio de concentración de 3).
6.4.4.2.5 VALOR Y COSTOS DE MINADO
Teniendo el valor unitario de las reservas, es necesario encontrar qué método de los considerados deja el mayor margen operativo.
En el siguiente cuadro se puede apreciar la dilución, costos de minado y el valor final.
US $/t. cabeza
METODO Dilución Ley RC Valor Costo* Valor
% % Zn de cabeza operativo final
C y R 10 17.18 3.5 97.4 8 89.4
Acumulamiento 20 15.75 4.0 85.4 6 79.4
Cnjto. de cuadros 10 17.18 3.5 97.4 15 82.4
El mayor valor ocurre con el método de Corte y Relleno.
*Los costos operativos han sido extraídos del "Manual de métodos de minado subterráneo" (AIME).
6.4.4.2.6 MECANIZACION Y PRODUCTIVIDAD
En minería el término productividad se está convirtiendo en sinónimo de mecanización, es as! que los métodos de minado, se han ido acomodando a los nuevos equipos desarrollados en las últimas décadas.
a) Consideraciones para el Equipo
En principio, la capacidad de] equipo está relacionada al tamaño del mismo, y por lo tanto es sumamente ventajoso seleccionar el equipo más grande.
Sin embargo, este tamaño está limitado por las aberturas que se puedan hacer en subterráneo. Para el caso de Iscaycruz, el tamaño de abertura estará dado por las labores de acceso a los tajeos, que son las rampas, las cuales tienen una sección máxima de 3.5 x 3.5 m.
Otro factor es la capacidad efectiva, la cual está relacionada a la ubicación de las áreas de trabajo, es decir, si están cercanas, lejanas, comunicadas o no, lo cual implicará un mayor o menor tiempo no productivo del equipo.
b) Consideraciones de Labor
Para que la mecanización sea realmente productiva, es necesario que esté relacionada al concepto de utilización óptima, esto quiere decir que el trabajo debe ser, en lo posible, ininterrumpido o no fraccionado.
La mejor forma de conseguirlo, es que el método de explotación permita al equipo desplazarse fácilmente, ya sea en el sitio de] tajeo o de un tajeo a otro. Igualmente, no deberían haber operaciones adicionales en la ruta de trabajo de los equipos.
Para el caso de Iscaycruz, con dos cuerpos independientes y alejados, será necesario concentrar en cada uno de ellos una flota de equipos, con el fin de evitar desplazamientos largos e improductivos.
Es igualmente importante que exista para cada cuerpo, un sólo método de trabajo, con el propósito de evitar la diversidad de equipos y los trabajos en pequeña escala.
c) Consideraciones de Eficiencia
La manera común de medir la eficiencia en minería, es el factor de toneladas por hombre guardia, que están directamente relacionados a perforación, voladura y limpieza o indirectamente al relleno en el proceso productivo.
En esta consideración, para los métodos que se analizan la eficiencia promedio que se pueden conseguir, según el "Underground Mining Methods Handbook (AIME)" son:
METODO EFICIENCIAS OPERACION NORMAL ALTA
Corte y Relleno 10-20 30-40Acumulamiento 5~10 10-15Conjunto de cuadros 1-3 ----
En el corte y relleno, para conseguir dichas eficiencias que son las más altas de los métodos comparados, es imprescindible mecanizar el relleno, preferentemente que sea hidráulico (pulpas de relave).
6.4.4.2.7 SELECCION DEL METODO
Según todos los puntos desarrollados, el método más aparente es el de Corte y Relleno y sus variantes.
Las razones de la elección del método son:
- Debido a la baja resistencia del mineral y las aberturas límites permisibles, se requiere de un medio de sostenimiento durante la explotación, sobre todo en el cuerpo Estela por debajo del NV 4630, requiriendo un techo cementado en la zona de brechas.
- Permite mantener la más alta ley de cabeza posible y recuperar en mayor grado las reservas.
- El valor del mineral puesto en planta (superficie) es el más alto.
- Se puede lograr una mecanización en todas las operaciones unitarias, y obtener las mayores eficiencias, es decir, el mejor empleo de la mano de obra y de los equipos.
Las variantes de método son:
1. Corte y Relleno Ascendente: Cuerpo Olga
Ver Lámina M-2 Cuerpo Estela (del NV 4630 al NV 4730)
2. Corte y Relleno Descendente: Cuerpo Estela (del NV 4630 al NV 4520)
Ver Lámina M-3 y M-3A
6.4.4.2.8 EQUIPO DE MINADO
Las operaciones básicas de minado, para el método de minado escogido se resumen en: Perforación, voladura, limpieza y relleno.
Los equipos para la perforación y limpieza han de estar ligados a las mejores condiciones comparadas.
PERFORACION
Por las dificultades de autosoporte de la roca, la perforación será horizontal, siendo el equipo que consigue el mayor rendimiento el Jumbo electro hidráulico, que puede llegar hasta los 100 m. perforados por hora, con diámetros de hasta 48 mm., y con una productividad sobre la roca in situ de 1 m3/m. perforado (mayor a 3 t/m. perforado).
El equipo neumático, está limitado a los 20 m/hora como promedio.
LIMPIEZA
Si bien el equipo de limpieza no está ligado al método de explotación; sí lo está a la distancia, la capacidad y el tamaño de la abertura.
Partiendo de la abertura mínima de 3.5 x 3.5 m. , que está dada en los accesos, el tamaño de los equipos de limpieza será de 2.0 m. de ancho como promedio.
El uso del equipo LHD, permite integrar los conceptos de distancia y capacidad, en un ritmo más continuo y de fácil desplazamiento en toda la mina.
La máxima capacidad de estos equipos pesados de bajo perfil por razones de tamaño permitido es:
Scooptrams de 2.7 m3 (3.5 Yd3)Camiones de 12 t.
6.4.5 PREPARACION
6.4.5.1 ACCESOS
El acceso al nivel 4630 se hará mediante una rampa de 3.50 m x 3.50 m que se iniciará en el CX-865SO del nivel 4690, bajará con una gradiente de 12% y estará ubicada al Este del cuerpo Estela. En este nivel se iniciará la explotación ascendente de ambos cuerpos para lo cual se construirá otra rampa ubicada al piso del cuerpo Olga, que irá subiendo conforme avance la explotación del mismo.
Para la explotación descendente del minera] ubicado debajo del nivel 4630, se continuará bajando la rampa de Estela hasta el nivel 4570 con el objeto de explotar en esta forma dos niveles simultáneamente en este cuerpo, en el segundo año.
Ambos accesos están ubicados a todo lo largo y alto de los blocks cubicados. Para Olga están en la caja piso y para Estela en la caja techo; en ambos casos a 25 m. de los cuerpos, dejando espacio para el abanico de los accesos secundarios de explotación.
6.4.5.2 SUBNIVELES
Para el arranque de las áreas a explotar en forma ascendente se ha de construir un subnivel a todo lo largo de los blocks, ubicado en la base de dichos blocks; además, estará dentro de la estructura y colindante a la caja piso. La sección máxima será de 8 X 3.5 m y cuando exceda esta sección, los blocks se explotarán mediante cámaras perpendiculares de 4 X 3.5 m hasta las cajas.
En el método descendente a utilizarse en la explotación de] cuerpo Estela, este subnivel de arranque estará ubicado adyacente a la caja techo, en la zona de mineral competente, a partir del cual se harán las cámaras hacia la caja piso.
La sección será de 4 x 3.5 m. y tendrá una gradiente + 1% desde el acceso secundario. Las cámaras tendrán la misma sección.
6.4.5.3 CHIMENEAS
Estas labores, paralelas al buzamiento de la estructura, servirán para la ventilación de los tajos y pase de las líneas de servicios, como agua, energía eléctrica, relleno hidráulico y otros.
Las chimeneas de ventilación en el corte ascendente, se harán dentro de la estructura y a partir del subnivel de arranque; serán hechas manualmente y con una sección de 1 .5 x 1 .5 m. , ubicadas a los extremos de estos subniveles, es decir 2 chimeneas por tajo. En el corte descendente se irán construyendo conforme baje la explotación y estarán dentro del relleno cementado.
Las chimeneas de servicio estarán ubicadas en la rampa, fuera del área de circulación de los equipos y tendrán una sección de 1 .5 m. x 1.5 m.
6.4.5.4 ECHADEROS
Para iniciar las operaciones de explotación, en cada sistema de rampas se construirán dos echaderos de 1 .5 m. x 1 .5 m. , que servirán para extraer mineral y desmonte, los cuales comunicarán al NV. 4570 todos los niveles y subniveles superiores.
Se ubicarán a 10 m. de la rampa; para el cuerpo Olga al Oeste y para Estela al Este.
En cada comunicación a la rampa, se ubicará una parrilla con un área rectangular de 3.0 x 2.5 m. y una abertura de 0.20m. e inclinación de -5%
6.4.5.5 GALERIA DE EXTRACCION
Para cada cuerpo y al pie de los echaderos se ubicarán las galerías de extracción, las cuales se unirán con el Socavón Sur del NV-4570. La sección final tanto de las 2 galerías como del Socavón Sur será de 3.5 x 3.5 m.
6.4.6 EXPLOTACION
6.4.6.1 PERFORACION Y DISPARO.
Tanto en el Corte ascendente como en el descendente, la perforación será horizontal y se ha tomado como promedio, que cada cámara será de 4 x 3.5 m., lo cual aporta 170 t/disparo.
La perforación se hará en 4 cámaras por guardia, con los siguientes rendimientos:
a) 3 ton./metro perforado.b) 1 hora efectiva de perforación por cámara (1 .5 metros perforado/minuto).c) 39 mm. de diámetro de taladro, con una longitud de 3.30m.
El equipo que se ha seleccionado es un Jumbo electro hidráulico de 1 brazo y 3.60 m. de carrera.
Se ha desechado el equipo neumático de perforación, porque sólo se obtienen 0.30 metros perforados/minuto.
Para la voladura o disparo se ha establecido un factor de potencia promedio de 0.55 Kg. ANFO/m3 de roca y una densidad de carga de 0.98 Kg/metro perforado. Los accesorios de voladura serán no eléctricos.
6.4.6.2 ACARREO DE MINERAL
Entre los tajeos y los echaderos de minera] , el acarreo será hecho con equipo de bajo perfil.
Para mantener el ritmo de producción en 1200 t/dia 6 150t/hora de 4 cámaras, es necesario tener:
a) Para distancias menores a 100 m.2 scooptrams eléctricos de 2.7 m1 (3y3)
b) Para distancias entre 100 m. y 300 m. (CR Descendente) 2 scooptrams eléctricos de 5t.(2.7 m3 ó 3112 yd3) 2 Camiones diesel de bajo perfil de 12t. (7 m3)
En el Anexo M-1 se explican las razones de elección del equipo eléctrico, en lugar del equipo a petróleo.
6.4.6.3 RELLENO
Las necesidades de relleno para las 30,000 ton. mensuales es de 7, 900 m3 mes.
Para el relleno de las cavidades de los tajeos se han diseñado 2 fuentes de abastecimiento: hidráulico y detrítico.
a) Hidráulico:
Bombeo de las pulpas de relave hasta los 5,500 m3 de sólidos por mes, que equivalen al 70% del relave producido por la Planta Concentradora. Este relleno será cementado cuando el corte sea descendente en proporciones de arena cemento de 25 a 1 y 12 a 1.
El manipuleo será desde la Planta Concentradora con una bomba de pulpas de 90 m3/hora y 80 kg/cm2. por medio de una tubería de fierro sin costura de 100 mm., cédula 40, y 3000 m. de longitud.
En el caso que se mezcle con cemento, se hará en superficie, sobre la mina, el cual será nuevamente bombeado hasta las labores, con la misma tubería, por medio de una bomba de concreto de 90 M3/hora y 20 kg/cm2.
b) Detrítico
Será el material de superficie, y utilizado para completar el volumen de relleno necesario, hasta los 2,400 m3/mes. Este material ha de ser manipulado con:
- Un Tractor de 4 t. de empuje.- Un cargador frontal de 3.9 m3- 1 camión volquete de 10 m3
El material ha de ser introducido por las chimeneas de los tajos, y esparcido en ellos, por los scooptrams.
6.4.7 SERVICIOS AUXILIARES DE MINA
6.4.7.1 VENTILACION
Para las condiciones de diseño en la mina, es necesario dividir la ventilación en dos sistemas: Principal y Secundario.
El sistema principal deberá mantener el aire, en toda la mina, lo más limpio posible.
El sistema secundario en las labores ciegas, deberá hacer lo mismo.
En ambos casos el aire que ha de entrar, deberá diluir, esencialmente:
a) Humos de los equipos diesel b) Humos de la combustión del ANFO. c) Polvos en suspensión.
En el Sistema Principal, debe existir un caudal de entrada de 4,200 m3/min. (150,000 pcm.) y la velocidad del aire será no mayor a los 6 m/seg. (1200 pies/minuto).
Debido a que la presión de ventilación natural no excederá de los 5 mm. de agua (0.2 pulgadas) y que es necesaria una presión estática de 95 mm. de agua, es obligatorio usar ventilación forzada, por medio de:
-2 ventiladores radiales de 2100 m3/min cada uno, y de 90 mm. de agua de presión estática.
El sistema será por extracción del aire en la parte alta de la mina.
Los cálculos que se han hecho consideran:
-Sobredimensíonamiento de los motores diesel por altura (4,600 m.s.n.m.)
-Aumento del caudal por corrección de altura, tanto por los motores diese] como por el personal.
-Corrección de la presión estática por menor densidad del aire.
En el Sistema Secundario, siguiendo las mismas consideraciones, para una distancia máxima de 250 m.; y con dos frentes, simultáneos, es necesario el siguiente equipo:
-2 ventiladores axiales de 1,700 m3/min y 127 mm. de presión estática.
El sistema será de inyección de aire por medio de ductos plásticos, flexibles, de 1000 mm. de diámetro.
6.4.7.2 AIRE COMPRIMIDO
El consumo de aire comprimido estará limitado a los siguientes usos:
- Carguio del ANFO en los taladros.- Pistones neumáticos de las tolvas.- Perforación con la máquina Raise Borer- Taller de mantenimiento.
El caudal calculado es de 55 m3/min (2,000 pcm) a una presión de 7 bares (100 psi).
Para producir este aire comprimido es necesario el siguiente equipo:
-2 compresores de tornillo (en seco) de 27.5 m3/min, estando el caudal corregido por altura.
La red principal de distribución en la mina se hará con tubería de 200 mm. de diámetro.
6.4.7.3 ALUMBRADO
Para la iluminación personal, se han considerado 150 lámparas a batería de uso individual.
Adicionalmente, los tajeos usarán reflectores; así mismo la galería principal de extracción deberá estar iluminada.
6.4.7.4 AGUA Y DRENAJE
En las operaciones mineras, el uso principal de agua estará en la perforación, regado de la carga rota, en los talleres y casa de compresoras.
El volumen diario que se ha establecido es de:- Perforación de los jumbos : 50 M3- Perforación de] Raise Borer: 150 m3- Regado de carga rota 20 m3- Talleres y compresoras 40 m3- Reserva y Pérdidas 40 m3Total 300 m3/dia
En el cálculo se considera el caso extremo de utilizar el equipo Raise Bore en la preparación de chimeneas.
Para el drenaje de] agua, el caudal que ha de ser evacuado es de 2,000 m3 por día, incluyendo el agua del relleno hidráulico y de las filtraciones.
Todo el drenaje deberá ser por el nivel de extracción (4570), en el cual, la cuneta con revestimiento de concreto, que se ha de construir, tendrá una sección final de 0.3xO.25m., con una gradiente mínima de 3 por mil, en cualquier tramo de la galería.
Para el agua que provenga de cotas superiores al NV. 4570, el drenaje ha de ser por gravedad, debidamente canalizado y entubado desde los tajos y a través de las chimeneas de servicios.
Cuando el agua sea de cotas inferiores al NV.4570, éste ha de ser bombeada hasta este nivel; el caudal máximo, por día, será de 3 1000 m debido a:
Perforación 25 m3Relleno hidráulico 900 m3Regado 5 m3Filtración 70 m3
Total 1000 m3/día
6.4.7.5 MANTENIMIENTO
En la unidad sólo se hará mantenimiento, dejando las reparaciones para talleres fuera de la unidad, mediante pago a terceros.
Para el mantenimiento se tendrán dos bases o procedimientos:
-Preventivo
- Correctivo
Mantenimiento preventivo: Será el trabajo periódico de revisión y/o cambio de materiales en equipos, líneas e instalaciones. La medida periódica de este trabajo estará dado por una unidad de medida en los equipos o por horas u otros en las líneas o instalaciones.
Este trabajo será hecho en la unidad y dará una medida de la disponibilidad mecánica de los mismos.
Mantenimiento correctivo: Debido a no considerar equipos y/o instalaciones en Stand by, es necesario contar con componentes y no con repuestos en el almacén. Cuando ocurra un desperfecto en un componente, sobre todo en el equipo móvil, será cambiado por uno en perfecto estado, y el componente será enviado a reparación, de acuerdo al concepto expresado líneas arriba.
Este mantenimiento dará una medida de la disponibilidad física de los equipos.
El Taller de Mantenimiento estará ubicado en el interior de la mina, en el nivel 4630 y en la formación Chimú, de rocas cuarcíferas.
6.4.7.6 EXTRACCION PRINCIPAL
El nivel de extracción principal será el Nv. 4570, tanto de mineral como de desmonte.
Este nivel consiste en una galería de 3.5 x 3.5 m. (Ver 2.3.5), por el cual circularán dos locomotoras a trolley de 10 t. y cada una con un convoy de 15 carros de descarga lateral de 120p3. El mineral y desmonte serán conducidos al nivel por los echaderos de ambos cuerpos. Por encima de] nivel 4570, la carga rota llegará por gravedad; y por debajo será trasportada por los camiones de bajo perfil hasta un punto de los echaderos, 10 m. por encima del nivel.
La longitud total en el nivel es de 2,000 m. considerando ambos cuerpos; al final del trayecto, y en superficie el mineral será vaciado a una tolva de paso para ser triturado y llevado por una faja de 36" hasta la planta concentradora. En el caso del desmonte el botadero estará en superficie y entre las 2 lagunas Tinyag.
Esta alternativa ha sido elegida luego de haber hecho una comparación con la extracción por pique hasta superficie en la parte central de los blocks de reserva y añadiendo para ambas alternativas el bombeo de las pulpas de relave para el relleno de los tajeos.
Las razones de la elección del sistema por locomotoras en el Nv. 4570 fueron:
- Menor costo de inversión en más de US$ 900,000.
- Costo operativo unitario similar de operación en ambas alternativas.
- Ubicación de la Concentradora en el centro de gravedad del mineral potencial.
- Simplicidad en la construcción dentro del plazo estimado.
En el Anexo M-2 está el detalle de la comparación de las alternativas.
6.4.7.7 ENERGIA ELECTRICA
RELACION DE CARGAS INSTALADAS
EQUIPO CANTD CARGA UNIT. CARGA PARCIAL
Kw. Kw.
Scooptrams Eléct. 2 100 200Jumbos Electro-Hidr. 4 45 180Ventilador Principal 2 60 120Ventilador Auxiliar 2 40 80Locomotora Trolley 2 120 240Raise Borer 1 200 200Bomba Pulpas 1 200 200Bomba Concreto 1 50 50Bomba de Agua 1 25 25Compresoras 2 200 400Talleres, Oficinasy otros 35 35
CARGA TOTAL 1730 Kw.
6.4.8 PLANEAMIENTO DE MINADO
6.4.8.1 SECUENCIA DE MINADO
El minado comenzaría en el nivel intermedio 4630 con la explotación ascendente del cuerpo Estela en toda su longitud y la parte Sur del cuerpo Olga. En ambos casos, el método sería el de Corte y Relleno Ascendente, lo cual permitiría extraer inicialmente mineral de alto valor con el menor costo.
En la siguiente etapa, se explotaría simultáneamente el mineral del cuerpo Estela, ubicado debajo de los niveles 4630 y 4570. En este caso, el método a emplearse sería el de Corte y Relleno Descendente.
Finalmente, a partir del séptimo año, quedarla por explotar la porción de mineral probado sobre el actual mineral prospectivo y el mineral de la parte Norte del Cuerpo Olga sobre el nivel 4630. Esta mezcla daría una ley de 13.5 % Zn. para los años 7 al 10.
6.4.8.2 PROGRAMA DE PRODUCCION
De acuerdo a la secuencia de minado explicada en el punto anterior, se ha estructurado el programa de producción para los 10 años del proyecto.
Esta distribución se aprecia en el cuadro NO 6.4-5
6.4.8.3 PRODUCTIVIDAD DE MINADO
Durante la etapa operativa, las eficiencias establecidas estarán en función del método de explotación y de los siguientes factores:
- Trabajo en mina de 25 días por mes- Producción diaria de 1200 TPD- Personal de explotación- Personal total en la mina, que incluye al personal de explotación, supervisión,
servicios y contratistas.
Las eficiencias, por método de explotación, serán:
CORTE Y RELLENOASCENDENTEDESCENDENTE
Producción diaria 1200 t. 1200 t.Personal de explotación 31 38Personal total 137 144Eficiencia minado (t/h.g) 38.7 31.6Eficiencia de mina (t/h.g. 8.8 8.3
6.4.9 REQUERIMIENTO DE PERSONAL
El personal estará distribuido en cuatro estamentos:
- Supervisores- Empleados- Obreros- Contratistas: Personal para las exploraciones, desarrollos, preparaciones, sostenimiento y relleno detrítico.
En el cuadro No 6.4-6 se podrá apreciar los puestos de trabajo que han de ser cubiertos para el trabajo en dos guardias.
CUADRO No 6.4 - 6
DISTRIBUCION DE PERSONAL
Estamento Ocupación Cantidad
Supervisión - Capitán General de Minas 1- Asistente de Capitán 1- Jefe de Planeamiento 1- Jefe de Sección (mina y taller) 2- Jefe de Guardia 4
Empleado - Secretario 1- Capataz de explotación 2- Capataz de servicios 2- Dibujante 1- Capataz de taller trackless 2
Obreros - Perforistas 4- Manipulador de explosivos 8- Manejo de scooptram 4- Manejo de camiones 8- Locomotoristas 4- Ayudante de locomotorista 4- Bomberos de pulpa 3- Bomberos de] concreto 3- Manipuleo de la pulpa 9- Compresoristas 3- Tuberos y bomberos de agua 4- Carrilanos 4- Parrilleros 4- Control de la ventilación 4- Bodegueros 2- Mantenimiento, rampas y accesos 4- Taller trackless 8
Contratistas - Perforistas 4 (obreros) - Manipuleo de explosivos 8
- Manejo de Scooptram 4- Manejo de Camiones 6- Manejo de Raise Borer 12- Tractorista 1- Palero 1- Chofer del camión volquete 1- Operadores de hormigón 4- Manejo del dumper 4- Mezcladora del hormigón 2
El total de personal que ha de laborar en las operaciones de mina
son:
-Supervisor 9-Empleado 8-Obrero 80
Sub-Total 97-Contratista 47
Total 144 personal
6.4.10 EQUIPO MINERO
El equipo requerido, tanto para la explotación del minera], como 'para realizar los avances y servicios, es descrito en el cuadro NO 6.4-7.
CUADRO NI 6.4 - 7 RELACION DE EQUIPOS
EQUIPO CANT. CARACTERISTICASMETRICAS INGLESAS
-Scooptrams Eléctricos 2 100 Kw y 2.7 m 3 130 Hp y 3.5 yd 3 Diesel 2 155 Kw y 2.7 m3 200 HP y 3.5 yd3
-Camiones de bajo Perfil 4 170 Kw y 6.7 m3 220 HP y 8.8yd3
-Jumbos Electrohi draúlicos 4 45 kw. y 3.6 m. 60 HP y 12 pies.-Camiones Utilitarios 2 40 Kw. y 4.5 t. 65HP y 5.0 t.c.
-Cargadores de ANFO 4 60 Kg/hora 135 lb/hora.
-Ventiladores Principales 2 60 Kw, radiales 80 HP.75,000 c/m.
de 35 m/ 1 y 90 mm. y 3.5 pulgadas
P. estática
- Ventiladores 2 40 Kw, apíales de 50 HP, 60,000 c/m Secundarios de 28 MP3/s y 127mm. Y 5 pulgadas
de P. estática
- Raise Borer 1 200 Kw de 1.5 de 260 Hp, 5 piesdiámetro y 150 m. de diámetro,500de longitud decolumna.
EQUIPO CANT. CARACTERISTICASMETRICAS INGLESAS
-Locomotoras a Trolley 2 120 Kw. y 10 t. 160 HP y 11 t.c.
-Carros Mineros de descarga lateral 30 3.5 m3 c/u 120 pies cúbicos c/u
-Tractor sobre Orugas 1 4t. de empuje 4.5t.c.
-Cargador frontal 1 3.8 m3 5 yds3
-Camión Volquete 1 10 m3 13 yd3
-Bomba a pistones para pulpas 1 200 Kw, 90 m3/h 260HP, 400gal/min y
y 80 bares 1,200 psi.-Bomba a pistones para concreto 1 50 Kw, 90 m3/h 65 Hp, 400gal/min.
y 20 bares y 300 psi.
-Shotcretera 1 6 m3/h. 3.5pies cúbicos por minuto
-Dumpers 2 4 m3 5.3 yd3
-Mezcladoras 1 0.23 m3 8 pies cúbicos
-Empernador de Roca 1 2.20 m. de 7 pies de
empernado empernado
-Compresoras de Tornillo 2 470 litros/segundo 1000 pcm
y 7 bares y 100 psi.
-Bomba para agua 1 25 Kw, 80 m3/h
6.4.11 COSTOS OPERATIVOS DE MINA
NATURALEZA DE COSTO
El gasto anual para las operaciones de minado, excluyendo las Exploraciones y Desarrollo, de acuerdo a la naturaleza del gasto y por el método de explotación, para los años típicos 1 y 3 son:
C.R. Ascendente C.R. Descendente
Mano de Obra 712,800 759,600Suministros 774,000 V695,600Diversos 486,000 486,000
---- --------------Totales (US$) 1’972,800 2'941,200
$/TM 5.48 8.17
Entre estos dos extremos, durante los 10 años del proyecto, los costos anuales proyectados en dólares americanos (Tipo de cambio: S/. 0.80) son:
COSTOS OPERATIVOS DE MINA
ManoAño de Obra Suministros Diversos Totales $/Ton
1 712,800 774,000 486,000 1’972,800 5.482 733 300 1'178,000 486,000 2'397,300 6.663,4y5 759:600 1’695,000 486,000 2'941,200
8.176 754,100 1, 588,000 486,000 2’828,100
7.867, 8,9y10 738,200 1’273,000 486,000 2’497,200
6.94
Total 7’431,800 13'717,000 4'860,000 26'008,8007.22
Prom. 743,180 1’371,700 486,000 2’600,8807.22
………………………………………………………………………………………………
PREPARACION PRECIO UNITARIO$/m
Rampas: 3.5 m x 3.5 m 12% grad. 670Galerías: 4.0 x 3.5 m Horiz. 770Chimeneas: 1.5 m x 1.5 m Vert. e inclinadas. 400Costo de 1 m3 removido 55Sostenimiento sección 3.5 m x 3.5 m 200
Estos precios son a todo costo y comparan con los precios promedio que se pagan actualmente en el mercado. Para el caso de chimeneas, se ha considerado también el precio de contratistas mineros que utilizan el sistema Alimak por ser un medio más rápido que el convencional.
El cálculo de precios para labores típicas se detalla en el anexo No. M-3, apéndice 2.
