UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERÍA
FACULTAD DE INGENIERÍA GEOLOGICA, MINERA Y METALURGICA
REDUCCIÓN DE COSTOS DE ACARREO Y TRANSPORTE EN LA
COMPAÑÍA MINERA PODEROSA S.A., LUEGO DE EJECUTADO EL
“PROYECTO AURORA”
INFORME DE COMPETENCIA PROFESIONAL
PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE:
INGENIERO DE MINAS
ELABORADO POR
VÍCTOR EMILIO RAGAS QUIÑONES
ASESOR
ING. JORGE GUSTAVO DÍAZ ARTIEDA
LIMA – PERÚ
ii
DEDICATORIA
A mi Madre que me dio la vida, por todo el esfuerzo y
sacrifico realizado para sacar a sus hijos adelante, a
mis hermanas y tíos por su incondicional apoyo,
confianza y amor, ustedes contribuyeron a lograr el
sueño más importante de mi vida.
A mi esposa e hijos por su inmenso cariño, amor y
iii
AGRADECIMIENTO
A Compañía Minera Poderosa S.A. en nombre de su
Gerente General Ing. Marcelo Russel Santillana
Salas, por la confianza y por darme la oportunidad de
trabajar en este importante proyecto desde su
iv
RESUMEN
El presente informe resume los trabajos realizados en el proyecto de
reducción de costos realizado en Compañía Minera Poderosa S.A., este
proyecto denominado Cortada Aurora, consiste en la ejecución de un
conjunto de labores mineras con el propósito de minimizar las distancias
de acarreo y transporte, para la reducción de costos.
El proyecto plantea ingresar en una cota inferior de los actuales niveles de
producción y expansión con una cortada de 2.250 m, que nos permitirá
generar rutas más cercanas a la planta de beneficio de minerales,
adecuados circuitos de ventilación, drenaje por gravedad, bajo costo de
transporte en interior mina y superficie, y alternativas de accesos para el
reconocimiento de la profundización de las estructuras mineralizadas.
El proyecto Aurora contempla la ejecución de un conjunto de labores
mineras con el propósito de reducir las distancias de transporte de mineral
y desmonte con equipos diesel para remplazarlo por transporte con
v
El proyecto plantea reducir la distancia de transporte de mineral en
superficie de 9.5 Km a 1.3 km, el cual será remplazado por transporte con
locomotoras eléctricas. La puesta en operación de este importante
proyecto permitió reducir el número de volquetes de 6 a 2, el número de
camiones Dumper de 6 a 3, y el número de scooptrams de 5 a 4.
El proyecto también incluye la ejecución de tres chimeneas Raise borer BR-23, RB-24, RB-25 de 195m, estas chimeneas comunican la mina
Papagayo con la cortada Aurora y servirán para el traspaso de mineral y
desmonte de la mina (Nv-1847) a la cortada Aurora (Nv-1660), la tercera
chimenea será destinada para servicios mina (drenaje y ventilación).
Ademas de la ejecucion de la cortada Aurora y las chimeneas raise borer, este proyecto tambien considera la rehabilitación y puesta en operación
de labores antiguas como la cortada Estrella (Nv-1467) de 3.500 m para
extracción de mineral, y las chimeneas Raise borer RB-6, RB-7 las que puestas en operación servirán para el traspaso de mineral de la cortada
Aurora (Nv-1660) a la cortada Estrella (Nv-1467).
La implementación de este nuevo sistema de extracción y transporte de
mineral en la Unidad Marañón, nos permitirá obtener ahorros anuales de
vi
ÍNDICE DE CONTENIDOS
DEDICATORIA ii
AGRADECIMIENTO iii
RESUMEN iv
ÍNDICE DE CONTENIDOS vi
INTRODUCCIÓN 01
CAPITULO I 1.0 GENERALIDADES - MINA PODEROSA
1.1 UBICACIÓN Y ACCESO 03
1.2 MARCO GEOLÓGICO
1.2.1 Geomorfología 05
1.2.2 Geología regional 05
1.2.3 Geología local 06
1.2.4 Estratigrafía 07
a) Complejo Marañón 07
b) Formación Contaya 08
c) Grupo Ambo 08
d) Grupo Mitu 08
e) Depósitos del cuaternario 08
f) Rocas intrusivas 08
1.2.5 Columna estratigráfica 09
1.2.6 Geología estructural 09
vii
1.2.8 La Veta Jimena 11
a) Orientación Potencia y Leyes. 11
b) Litología. 12
c) Tipo de Yacimiento 13
d) Mineralogía 13
1.2.9 Reservas a diciembre 2008 13
1.3 MINA 14
1.3.1 Preparación 14
1.3.2 Métodos de explotación 14
a) Corte y relleno ascendente (Cut and Fill) 14 b) Tajeo por subniveles (Sublevel Stoping) 15
c) Franjas verticales (Short Wall) 15
1.4 PLANTA DE BENEFICIO 15
1.4.1 Planta Marañon 15
1.4.2 Planta Santa María 15
CAPITULO II
2.0 PROYECTO CORTADA AURORA (Nv-1660)
2.1 SUSTENTACIÓN DEL PROYECTO 16
2.2 IDENTIFICACIÓN DEL PROBLEMA 18
2.2.1 Impulsos internos 18
2.2.2 Impulsos externos 18
2.2.3 Determinación de los problemas 18
2.3 OBJETIVOS 19
2.3.1 Objetivo general 19
2.3.2 Objetivos específicos 19
2.4 SITUACIÓN ANTES DE AURORA 20
2.4.1 Planeamiento de minado 21
2.4.2 Requerimiento de equipos 22
2.4.3 Productividad de los equipos trackless. 23 2.4.4 Sistema de extracción y transporte antes de Aurora 24
2.4.5 Profundización de labores 25
viii
CAPITULO III
3.0 EJECUCIÓN DEL PROYECTO AURORA 28
3.1 LABORES DEL PROYECTO AURORA 29
3.2 COSTO DE LAS LABORES MINERAS 30
3.3 ESTRATEGIAS 31
3.3.1 Localización 31
3.3.2 Organización 31
3.3.3 Parámetros de diseño 32
3.3.4 Desmontera Estrella II 35
3.3.5 Costo de habilitación de desmontera Estrella 35
3.4 VENTILACIÓN 36
3.4.1 Determinación del caudal requerido 36
3.4.2 Selección del ventilador y mangas de ventilación 38
3.4.3 Etapas del sistema de ventilación 39
3.4.4 Costo de ventilación 39
3.5 GEOMECÁNICA 40
5.3.1 Aspectos geológicos 40
3.5.2 Aspectos geomecánicos 40
3.5.3 Aspectos estructurales 41
3.5.4 Geomecánica y soporte proyectado 41
3.5.5 Composición química de la roca 41
3.5.6 Costo de sostenimiento 43
3.6 CICLO DE AVANCE ESTIMADO 43
3.6.1 Perforación (Avance Rápido) 46
3.6.1.1 Determinación de la malla de perforación 46
3.6.1.2 Determinación del número de taladro 47
3.6.1.3 Malla de Perforación cortada Aurora 48
3.7 VOLADURA 49
3.8 LIMPIEZA 50
3.8.1 Scooptram Eléctrico LH 203E 51
3.9 TRANSPORTE CON LOCOMOTORA 53
3.9.1 Selección de la locomotora. 53
ix
3.9.3 Requerimiento de personal 56
3.10 SERVICIOS 57
3.10.1 Sistema de red de aire comprimido 57
3.10.2 Elección del compresor. 57
3.10.3 Descripción de una red. 58
3.10.3.1 Tubería principal 59
3.10.3.2 Tuberías secundarias 59
3.10.3.3 Tuberías de servicio 60
3.10.4 Sistema de abastecimiento de agua 61
3.10.4.1 Características técnicas del reservorio 62
3.10.5 Costo del agua para perforación 62
3.10.6 Costos de servicios mina 62
3.11 SISTEMA DE ABASTECIMIENTO DE ENERGÍA ELÉCTRICA. 63
3.11.1 Costo de las instalaciones eléctricas. 64
3.12 CONTROL DE PÉRDIDAS 64
3.12.1 Riesgos de Gestión 64
3.12.2 Riesgos operacionales 65
3.12.3 Riesgos extra-operacionales 66
CAPITULO IV
4.0 REDUCCIÓN DE EQUIPOS EN MINA Y SUPERFICIE 67
4.1 CALCULO DE LA CAPACIDAD DE QUIPOS DE TRANSPORTE 67
4.1.1 Capacidad de carros Gramby 68
4.1.2 Capacidad de camiones Dumper 68
4.1.3 Capacidad de cuchara del scooptram 69
4.2 PRODUCCIÓN DE EQUIPOS 69
4.2.1 Producción de locomotoras 68
4.2.2 Producción de locomotora Trolley con G.140 71
4.2.3 Producción de dumper y scooptram 71
4.2.3.1 Determinación del número de dumper scooptram 72
4.2.4 Producción de camiones (volquetes) 74
4.3 AHORRO POR TRANSPORTE CON LOCOMOTORA 74
x
CAPITULO V
5.0 EVALUACIÓN ECONÓMICA 76
5.1 INVERSIÓN 77
5.2 AHORRO PROYECTADO 78
I) Reducción en el costo de transporte de mineral - Superficie 78 II) Reducción en el costo de transporte de mineral – Int. Mina 78
III) Simplificación en el sistema de bombeo 78
IV) Reducción en el costo de transporte de desmonte – Int. Mina 79
V) Reducción en el costo de ventilación 79
VI) Consumo de energía 79
5.3 INDICADORES ECONÓMICOS Y FINANCIEROS 80
5.3.1 Valor Presente Neto (VPN) 80
5.3.2 Tasa Interna de Retorno (TIR) 81
6.1.3 Relación Beneficio-Costo (B/C) 82
6.1.4 Periodo de recuperación de la inversión 83
5.4 EVALUACIÓN ECONÓMICA DEL PROYECTO 83
5.4.1 Inversión del proyecto 83
5.4.2 Flujo de caja 83
5.4.3 Ahorro anual 84
5.5 CALCULO DE LOS INDICADORES ECONÓMICOS 85
6.4 ANÁLISIS DE SENSIBILIDAD ECONÓMICA 85
CONCLUSIONES 87
REFERENCIAS BIOGRÁFICAS 89
GLOSARIO 90
xi
LISTADO DE ANEXOS
Anexo 01: COLUMNA ESTRATIGRÁFICA 95
Anexo 02: PRINCIPALES VETAS DE MINA PODEROSA S.A. 96
Anexo 03: RESERVAS, SEGÚN POTENCIA DE VETA (2009 – 2010) 97
Anexo 04: UBICACIÓN DEL PROYECTO 98
Anexo 05: COSTOS DE PRODUCCIÓN POR AÑO 99
Anexo 06: PLANO DEL PROYECTO 100
Anexo 07: SISTEMA DE EXTRACCIÓN ANTES DE AURORA 101
Anexo 08: NUEVO SISTEMA DE EXTRACCIÓN CONCLUIDO EL PROYECTO AURORA 102
Anexo 09: RUTA EN SUPERFICIE DEL NUEVO SISTEMA DE TRANSPORTE DE MINERAL 103
Anexo 10: EVOLUCION DE LOS COSTOS DE LAS ACTIVIDADES DE MINA 104
Anexo 11: COSTO DE LAS LABORES DEL PROYECTO AURORA 105
Anexo 12: VISTA TRIDIMENSIONAL DE LA VETA JIMENA 106
Anexo 13: SECCIÓN TRANSVERSAL DE LA UNIDAD DE PRODUCCIÓN MARAÑON 107
Anexo 14: PRESUPUESTO HABILITACIÓN DE LA DESMONTERA ESTRELLA II 108
Anexo 15: COSTO DE VENTILACIÓN 109
Anexo 16: TIPOS DE SOSTENIMIENTO 110
Anexo 17: COSTOS DE SOSTENIMIENTO 111
Anexo 18: MALLA DE PERFORACIÓN CORTADA AURORA 112
Anexo 19: COSTO DE INFRAESTRUCTURA PARA ABASTECIMIENTO DE AGUA 113
Anexo 20: COSTO DE SERVICIOS MINA 114
Anexo 21: COSTO DE INSTALACIONES ELÉCTRICAS 115
Anexo 22: PERFIL LONGITUDINAL DEL NUEVO SISTEMA DE EXTRACCIÓN 116
Anexo 23: PANORÁMICA DEL NUEVO SISTEMA DE TRANSPORTE CON LOCOMOTORA 117
Anexo 24: TONELADAS DE MINERAL Y DESMONTE A MOVER SEGÚN PROGRAMA 118
Anexo 25: PRODUCCIÓN Y AHORRO POR TRANSPORTE CON LOCOMOTORA 119
xii
LISTADO DE TABLAS
Tabla 01: ACCESO VÍA AÉREA 04
Tabla 02: ACCESO VÍA TERRESTRE 05
Tabla 03: CAPACIDAD DE LOS EQUIPOS TRACKLESS 22
Tabla 04: PRODUCTIVIDAD DE LOS CAMIONES DE BAJO PERFIL 23
Tabla 05: PRODUCTIVIDAD CARGADOR BAJO PERFIL. 23
Tabla 06: RESUMEN DE LABORES DEL PROYECTO AURORA 29
Tabla 07: RESUMEN DEL AHORRO POR TRANSPORTE Y SERVICIOS 30
Tabla 08: PARÁMETROS DE DISEÑO 33
Tabla 09: CALCULO DE VOLÚMENES 35
Tabla 10: CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS DEL VENTILADOR 38
Tabla 11: CAÍDA DE PRESIÓN POR FRICCIÓN EN MANGAS. 38
Tabla 12: ETAPAS DEL SISTEMA DE VENTILACIÓN 39
Tabla 13: CICLO DE MINADO ESTIMADO 44
Tabla 14: DISTANCIA ENTRE TALADROS SEGÚN DUREZA DE LA ROCA (M. Exsa) 48
Tabla 15: FACTOR DE ROCA (M. Exsa) 48
Tabla 16: CARACTERÍSTICAS DEL SCOOPTRAM SANDVIK LH 203E 51
Tabla 17: ESPECIFICACIONES TÉCNICAS DE LA LOCOMOTORA 54
Tabla 18: DETERMINACIÓN DEL NÚMERO DE CARROS G-60 55
Tabla 19: MANO DE OBRA DIRECTA (AVANCE RÁPIDO) 56
Tabla 20: CARACTERÍSTICAS DE LOS COMPRESORES 58
Tabla 21: CONSUMO DE AGUA 61
Tabla 22: CARACTERÍSTICAS DEL TANQUE PREFABRICADO 62
Tabla 23: CAPACIDAD DE CARROS GRAMBY 68
xiii
Tabla 25: ESTUDIO DEL CICLO DE LOCOMOTORA REALIZADO EN AURORA Y ESTRELLA 70
Tabla 26: PRODUCCIÓN DE LOCOMOTORA TROLEY CON G-140 71
Tabla 27: TIEMPO FIJO DE CARGUÍO, DESCARGA Y MANIOBRAS – SCOOP 72
Tabla 28: CÁLCULO DE EQUIPO DE BAJO PERFIL 72
Tabla 29: NÚMERO DE EQUIPOS POR NIVELES DE PRODUCCIÓN 73
Tabla 30: CICLO DE PRODUCCIÓN DE VOLQUETES ANTES DE AURORA 74
Tabla 31: CICLO DE PRODUCCION DE VOLQUETES CON AURORA 74
Tabla 32: RESUMEN DE INVERSIÓN Y COMPONENTES DEL PROYECTO 77
Tabla 33: AHORRO PROYECTADO 78
Tabla 34: INVERSIÓN ANUAL 83
Tabla 35: AHORRO ANUAL 84
Tabla 36: INDICADORES ECONÓMICOS DEL PROYECTO 85
xiv
LISTADO DE FIGURAS
Figura 01: DEPARTAMENTO DE LA LIBERTAD 04
Figura 02: EVOLUCIÓN DE LOS COSTOS DE PRODUCCIÓN 26
Figura 03: COSTO DE EXTRACCIÓN Y LIMPIEZA 26
Figura 04: COSTOS DE SERVICIOS MINA Y SOSTENIMIENTO 27
Figura 05: COSTO DE TRANSPORTE CON VOLQUETE Y LOCOMOTORA 27
Figura 06: PARÁMETROS DE DISEÑO 34
Figura 07: CICLO REAL DE MINADO DE LA CORTADA AURORA 45
Figura 08: DIMENSIONES DEL SCOOPTRAM SANDVIK LH 203E 52
Figura 09: DIMENSIONES DE LA LOCOMOTORA 53
Figura 10: NUMERO DE EQUIPOS POR HORAS DE OPERACIÓN 73
Anexo 11: COSTO DE TRANSPORTE/TON. EN BASE A LA DISTANCIA–LOCOMOTORA 75 Anexo 12: COSTO DE TRANSPORTE/TONELADA EN BASE A LA DISTANCIA–DUMPER 75
Anexo 13: FLUJO DE CAJA DEL PROYECTO AURORA 84
1
INTRODUCCIÓN
El conjunto de estructuras mineralizadas, que trabaja Compañía Minera
Poderosa S.A, están ubicadas en el Batolito de Pataz, en el
Departamento de La Libertad, Perú. Los recursos prospectivos y
potenciales de las vetas conocidas dentro de los derechos mineros de
Poderosa, en este Batolito, se estiman conservadoramente en 6.500.000
onzas de oro. Las onzas de oro obtenidas desde el inicio de las
operaciones, más las reservas probado-probables, llegan a 1.584.000
onzas, en 3.456.000 toneladas cubicadas.
Actualmente la empresa cuenta con dos Plantas de Lixiviación, una en
Vijus, llamada Marañón de 800 TM/día y la Planta Santa María ubicada en
Pataz de 350 TM/día.
La información del modelo geológico actual indica una tendencia de las
estructuras al NW, con cota base en el nivel 1680, lo cual muestra
expectativas en las exploraciones y el desarrollo de proyectos que
2
Al Ingresar en una cota inferior de los niveles de exploración y
explotación, con el desarrollo de una cortada de 2.250 m. ubicada en el
nivel 1660, además de la ejecución de chimeneas las que ubicadas
apropiadamente nos ha permitido reducir la distancia de transporte en
interior mina y superficie, generar sistemas de traspaso de mineral
adecuados, crear circuitos de ventilación con menor resistencia, drenaje
por gravedad, bajo costo de transporte en mina y superficie, y alternativas
de accesos para el reconocimiento de la profundización de las estructuras
mineralizadas.
La alternativa de mejora al sistema de extracción y transporte de mineral,
consistió en evaluar y diseñar un nuevo sistema a partir del proyecto
Aurora, en el cual se contempló desarrollar en una cota inferior a los
actuales niveles de explotación (Nv 1810, 1805, 1800) y futuros (Nv
1780, Nv 1760), una cortada de 2.250m ubicada en el nivel 1660, la
integración mediante chimeneas raise borer de la mina con la cortada Aurora y esta con la cortada Estrella nos permitió reducir la distancia de
transporte en mina y superficie.
La implementación de este nuevo sistema de extracción y transporte de
mineral en la Unidad Marañón, ha permitido obtener ahorros anuales de
3
CAPITULO I
1.0 GENERALIDADES – MINA PODEROSA
1.1 UBICACIÓN Y ACCESO
Compañía Minera Poderosa S.A. se divide en dos unidades
económicamente administrativas: UEA La Libertad y la UEA
Poderosa de Trujillo.
Para este trabajo se realizará una descripción de la UEA Poderosa
de Trujillo, unidad donde se ubica la Mina Papagayo que tiene como
principales estructuras mineralizadas las vetas Jimena y Glorita.
La Mina de Papagayo se ubica entre los parajes de Papagayo y el
Tingo, los que se sitúan en la margen derecha del río Marañón,
distrito y provincia de Pataz, departamento de La Libertad.
Geográficamente se ubica en las coordenadas:
N: 9’147, 178,514
E: 210, 485,250
4
Figura Nº 1: Departamento de La Libertad
Ubicación Compañía Minera Poderosa S.A.
La mina Papagayo es accesible desde la ciudad de Lima mediante:
Tabla N° 1: Acceso vía aérea:
DE A Distancia
(Km)
Tiempo
(hh:mm) MEDIO
Lima Trujillo 560 00:45 Avión
Trujillo Chagual 300 00:40 Avioneta
Chagual Mina 46 00:40 Camioneta
906 02:05
Fuente: Horas de viaje medidas por el Autor
.
5
Tabla N° 2: Acceso vía terrestre:
DE A Distancia
(Km)
Tiempo
(hh:mm) MEDIO
Lima Trujillo 560 07:00 Camioneta
Trujillo Vijus 330 12:00 Camioneta
Vijus Mina 16 00:20 Camioneta
906 17:20
Fuente: Horas de viaje medidas por el Autor
1.2 MARCO GEOLÓGICO
1.2.1 Geomorfología
La cuenca se caracteriza por un relieve abrupto, con
quebradas, ríos encañonados y laderas pronunciadas con
pendientes de hasta 50%, con valles en formación emplazados
en el flanco occidental de la Cordillera Oriental de los Andes,
cuyas aguas discurren de sur a norte conformando las
estribaciones de la cuenca del Marañón.
1.2.2 Geología regional
La zona aurífera está ligada a una franja de rocas intrusivas
conocida como “Batolito de Pataz” que cortan a los esquistos,
filitas y pizarras del Complejo del Marañón.
El Batolito de Pataz se extiende aproximadamente 50 km de
longitud y 3.0 km de ancho, limitado por el NE con el Complejo
del Marañón y por el SW con las rocas sedimentarias
6
En el distrito minero, las zonas de fallas y fracturas
pre-existentes dentro del intrusivo han servido de canales de
circulación de las soluciones mineralizantes hidrotermales,
estas vetas han sido falladas y plegadas en más de dos
eventos tectónicos; razón por la cual se presentan muy
irregulares en su comportamiento estructural y continuidad.
El relleno mineralógico de las estructuras mineralizadas está
constituido por cuarzo lechoso, pirita, arsenopirita,
marmatita-esfalerita, calcopirita, galena, pirrotita y oro en estado nativo y
libre.
1.2.3 Geología local
La zona se halla mayormente cubierta por depósitos
Cuaternario por lo que las zonas y estructuras mineralizadas se
encuentran poco expuestas. Por debajo de la cubierta
Cuaternaria se extiende el Intrusivo de Pataz, de naturaleza
félsica a metafélsica en este se hospedan las vetas auríferas.
Al NE cerca del campamento San Andrés, afloran rocas
metamórficas del Complejo del Marañón, y al SW del Tambo
ocurrencia de arenisca limonitas – volcánicas (capas rojas),
7
1.2.4 Estratigrafía
La estratigrafía comprende rocas del basamento precámbrico
(Complejo Marañón) constituido por más de 1000 m. de
esquistos y filitas, subyacente en discordancia erosional con
una serie meta-volcánica de riolitas, riodacitas y andesitas con
potencias que van de 100 m. a más de 1200 m. Sobreyaciendo
al Complejo Marañón tenemos a la Formación Contaya de
edad Ordoviciana con potencias que alcanzan hasta 600m,
constituido principalmente por secuencias turbiditicas.
El Batolito de Pataz no está en contacto directo con unidades
del Paleozoico Superior y Mesozoico, en su sector noreste está
cubierto por los volcánicos Lavasen.
La columna estratigráfica de la zona de Pataz, muestra rocas
que van desde el precámbrico hasta el cuaternario, este último
poco desarrollado en la zona. Como parte de la columna
estratigráfica tenemos:
a) Complejo Marañón
Las rocas más antiguas de la región se encuentran en el
complejo Marañón que consiste de rocas metamórficas de bajo
grado, filita negra, meta-andesita verdosa y mica-esquisto gris
verdoso. La secuencia tiene un espesor máximo de más de
8
b) Formación Contaya
Esta es la unidad más antigua que sobreyace al complejo
Marañón, consistente en lutitas y pizarras negras o gris oscuras
en capas delgadas, en las cuales se intercalan capas delgadas
de cuarcitas; su espesor máximo es de 500 m.
c) Grupo Ambo
El Grupo Ambo tiene un espesor promedio de 300 m,
alcanzando un máximo de 500 m, consistiendo en areniscas y
lutitas con intercalaciones de conglomerados y restos de
plantas del carbonífero.
d) Grupo Mitu
Las areniscas y conglomerados rojos oscuros del grupo Mitu
tienen un espesor promedio de 200 m, el conglomerado basal
del grupo se compone de elementos sub-redondeados de
caliza, arenisca parda, andesita rosada y areniscas arcósicas.
e) Depósitos del cuaternario
A lo largo de los cauces de los ríos principales aparecen
terrazas extensas, el material del que están compuestas es de
un conglomerado mal clasificado de guijarros.
f) Rocas intrusivas
Las principales rocas intrusivas que afloran extensamente en el
9
1.2.5 Columna estratigráfica (Ver Anexo Nº 01).
1.2.6 Geología estructural
El Batolito de Pataz tiene una forma alongada de dirección
NNW-SSE paralelo al lineamiento andino, es un cuerpo
intrusivo cuya forma lenticular y alargada se debe a su
emplazamiento a lo largo de una gran fractura regional.
Constituido por dioritas-tonalitas, granodioritas con cambios
graduales a monzogranito (edad: 328-329 Ma., Haeberlin, 2000); Su mecanismo principal de deformación es el cizallamiento, debido a un gran contraste de competencia con
las rocas metamórficas adyacentes. De manera que los
sistemas de vetas auríferas (edad: 312-314 Ma., Haeberlin, 2000) en la región de Pataz están ligados espacialmente a la geometría del Batolito, enclavados en las zonas marginales de
este cuerpo intrusivo.
Las áreas mineralizadas se encuentran en Vetas transicionales
relacionados a un campo de esfuerzos entre extensión y cizalla
rellenando fracturas, contactos litológicos, diques y
estratificaciones de orientaciones N-S/45°E, NW-SE/45°E,
ENE/20°S-N. Enlazadas entre sí formando una mega brecha
de cizallamiento. Estas vetas son cortadas y desplazadas por 3
familias de fallas subverticales regionales sincrónicas a la
NNW-10
SSE, la segunda E-W, y la tercera familia NE-SW. Dentro del
relleno de la zona de falla es común la presencia de sericita,
clorita y panizo (gouge). Localmente se observa fragmentos de roca alterada sementada por cuarzo estéril.
En conclusión, el sistema de vetas de la región de Pataz es
interpretado como una circulación de fluidos hidrotermales
dentro de un sistema de fracturas en extensión cuyas aperturas
para el desarrollo de los ore-shoots son probablemente el resultado de la influencia de las fallas transversales sobre los
planos de debilidad relacionados a un evento más temprano
(Daigneault, 2001).
1.2.7 Geología económica
El valle del rio Marañón constituye el límite entre las cordilleras
Occidental y Oriental en el Norte del Perú con caracteres muy
diferentes: mientras que la Cordillera Occidental es producto de
la orogenia andina, en la Cordillera Oriental se observan rasgos
de por lo menos tres ciclos orogénicos desde el Precámbrico.
La paragénesis de las vetas auríferas es simple y repetida. El
relleno más antiguo corresponde a cuarzo lechoso
acompañado de pirita gruesa y arsenopirita (Estadio I); por
reactivación tectónica de las vetas se produce el fracturamiento
11
En una segunda generación (estadio II) ocurre el ascenso de
cuarzo gris de grano fino, esfalerita con exsoluciones de
calcopirita y pirrotita, posteriormente galena con inclusiones de
sulfosales de Sb, el electrum está hospedado principalmente
en la esfalerita, el oro nativo precipita más tarde generalmente
con galena y también en la pirita fracturada, hacia el final de
esta etapa tiene lugar un proceso de re-cristalización a
pequeña escala y nueva deposición de pirita y arsenopirita. En
una etapa tardía se deposita cuarzo con carbonatos.
El volumen de los minerales del estadio I es mucho mayor que
los depositados en el estadio II, sin embargo este estadio es la
etapa aurífera.
1.2.8 La Veta Jimena
Por ser la veta principal de la mina Papagayo, describimos sus
principales características.
a) Orientación Potencia y Leyes.
La veta Jimena tiene una orientación promedio de N320° a
N330°, con buzamientos desde 25° hasta la horizontal NE, la
extensión en el rumbo es de 450 m. y en el plunge es de 550m,
la potencia varía de unos centímetros hasta 3.00 m. con un
promedio de 1.04 m. con una ley promedio de 46 gAu/TM, (Ver
anexo 03). La alteración típica y predominante es la fílica con
12
b) Litología.
La litología predominante es granodiorita y monzogranito, los
ore shoots muestran una geometría irregular elíptica. Los valores más altos se encuentran en las intersecciones de
fracturas con azimut 115° con 45°, si bien, gran parte coincide
con los valles también ocurre en los picos. Es claro que la
relación potencia-ley no es directa, ya que si bien gran parte de
las mayores espesores se encuentran al interior del ore shoot, muchas otras zonas muestran potencias altas con valores
bajos de oro. Sobre el nivel 1987 hasta el nivel 2017 el control
para el emplazamiento del ore shoot es la variación del buzamiento de alto a bajo las que forman domos de extensión,
el mismo comportamiento es observado en la zona inferior del
ore shoot entre los niveles 1897 a 1940, mientras que hacia el norte donde el buzamiento es más regular está controlado por
el cambio de rumbo. Ocurre que esta anomalía está ligada a
fallas secantes de dirección 115° que corresponderían al
sistema de veta La Brava con estructuras subverticales de
dirección 45°. De los dos grandes clavos observados el inferior
(J1) posee una ley promedio de 48.70 g Au/TM para una
potencia de 1.16 m. y el superior (J2) con una potencia de
13
c) Tipo de Yacimiento
Las vetas que se encuentran en Papagayo son de tipo
filoneano, con concentraciones mineralógicas de pirita aurífera
a modo de clavos y cuyo origen se atribuye a procesos
hidrotermales post magmáticos y asociados al emplazamiento
del batolito de Pataz.
d) Mineralogía
El ensamble mineralógico lo constituye una asociación típica
mesotermal de cuarzo-pirita-oro. Este último se observa como
electrum y libre, rellenando las fracturas y contactos de la
galena-pirita. Además de los minerales indicados también son
reconocidos minerales como: Arsenopirita, Calcopirita, etc.
1.2.9 Reservas a diciembre 2008
El Batolito de Pataz se extiende aproximadamente 50 km de
longitud y 3.0 km de ancho. Los recursos prospectivos y
potenciales de las vetas conocidas dentro de los derechos
mineros de Compañía Minera Poderosa en este Batolito, se
estiman conservadoramente en 6.500.000 onzas de oro, las
reservas probado-probables actuales llegan a 1.584.000 onzas,
en 3.456.000 de toneladas cubicadas.
Las reservas probadas, probables y recursos de la mina
14
La evaluación del proyecto se realizó en base a las reservas y
recursos de Jimena 4. Las exploraciones en esta zona han determinado 20.000 y 18.000 onzas de recursos medidos e
indicados respectivamente.
1.3 MINA
Actualmente se viene trabajando las vetas: Jimena, Glorita,
Mercedes, Karola, Choloque, La Lima y Virginia. (Ver Anexo 2).
1.3.1 Preparación
La operación en mina es combinada entre el sistema trakless y convencional, se utiliza rampas como accesos principales y ventanas que comunican a las estructuras mineralizadas en
una diferencia de cota de 20m.
1.3.2 Método de explotación
Los métodos de explotación se han determinado en función de las características del yacimiento, utilizando métodos de
minado convencional y mecanizado (trackless). Las variaciones en la geometría de las vetas, ley, potencia, rumbo, buzamiento,
y la estabilidad de la roca, son las características que se han
evaluado para la elección del método.
a) Corte y relleno ascendente (Cut and Fill ).
El mineral es arrancado por franjas horizontales empezando
por la parte inferior del tajeo avanzando verticalmente. Cuando se ha extraído la franja completa, se rellena el volumen
15
b) Tajeo por subniveles (Sublevel Stopping)
Los subniveles son desarrollados entre los niveles principales, el mineral derribado desde los subniveles cae hacia la zona
vacía y es recuperado desde los Draw-points. La recuperación de los pilares se realiza en la etapa final de minado.
c) Franjas verticales(Short Wall)
Se acumula taladros a lo largo de una franja en la dirección del
buzamiento de la veta, para luego hacer una voladura masiva, el sostenimiento se realiza colocando puntales con Jack pot, cuadros, relleno hidráulico y encribados de madera.
1.4 PLANTA DE BENEFICIO.
Compañía Minera Poderosa cuenta con dos plantas de beneficio:
La Planta Marañón y la Planta de Santa María.
1.4.1. Planta Marañón
La planta Marañón se ubicada en el anexo de Vijus, distrito y provincia de Pataz, tiene una capacidad instalada de 800 TMS/día. El procesamiento consta de tres etapas: cianuración, neutralización y refinación. El proceso de recuperación del oro es por el método de Merrill Crowe con polvo de Zinc.
1.4.2. Planta Santa María
16
CAPITULO II
2.0 PROYECTO CORTADA AURORA (Nv-1660)
2.1 SUSTENTACIÓN DEL PROYECTO
El conjunto de estructuras mineralizadas, que trabaja Compañía
Minera Poderosa S.A, están ubicadas en el Batolito de Pataz, en el
Departamento de La Libertad. (Ver anexos 02 y 04).
Los recursos prospectivos y potenciales de las vetas conocidas
dentro de los derechos mineros de Poderosa en este Batolito, se
estiman conservadoramente en 6.500.000 onzas de oro. Las onzas
de oro obtenidas desde el inicio de las operaciones, más las
reservas probado-probables actuales, llegan a 1.584.000 onzas, en
3.456.000 de toneladas cubicadas.
La información del modelo geológico actual indica una tendencia de
las estructuras al NW, con cota base en el nivel 1680, lo cual
muestra expectativas en las exploraciones y el desarrollo de
17
La profundización de las estructuras mineralizadas, ha
incrementaron los costos en transporte, drenaje, ventilación y
energía. La extracción de mineral y desmonte es ascendente y todos
estos factores han determinado una demora en los ciclos de minado.
La productividad de la extracción y transporte de mineral disminuyó
progresivamente en los últimos años, provocando un incremento en
el costo de estas actividades. (Ver Anexo 05).
La información del modelo geológico, muestra que la mineralización
tiende a profundizar, incrementando la distancia de acarreo a
medida que se avanza con el desarrollo de la mina, a ello se debe
adicionar los 9.50 km de distancia que existe entre el nivel de
extracción (Nv. 1987) y Planta Marañón (Nv. 1289), estos factores
han determinado un incremento progresivo de los costos de acarreo
y transporte, influyendo negativamente en la productividad.
Al ingresar en una cota inferior de los niveles de producción y
expansión, con el desarrollo de una cortada de 2,250 m, nos permitió
reducir las distancias de acarreo con dumper, generar rutas más
cercanas a la planta de tratamiento, simplificación de los circuitos de
ventilación, drenaje por gravedad, bajar los costos de transporte en
interior mina y superficie, y alternativas de accesos para el
reconocimiento de la profundización de las estructuras
18
2.2 IDENTIFICACIÓN DEL PROBLEMA
La técnica utilizada para la identificación del problema ha sido el
Control y registro de datos.
Identificando de esta forma las deficiencias internas y externas
2.2.1 Impulsos internos
La profundización de la mineralización.
Distancia recorrida por equipos trackless.
Incremento del número de equipos trackless.
Incremento del costo de mineral transportado.
Distancia a planta.
Mayor número de camiones en el transporte de
mineral en superficie.
Incremento del número de equipos de bombeo.
Mayor número de ventiladores y de mayor capacidad.
2.2.2 Impulsos externos
El alto costo de producción mina.
Falta de posicionamiento de equipos de exploración
diamantina cercanos a la profundización de las vetas.
2.2.3 Determinación de los problemas
El sistema actual de extracción y transporte.
El sistema actual de bombeo.
19
2.3 OBJETIVOS
2.3.1 Objetivo general
El objetivo es implementar para el año 2012 un sistema de acarreo y
transporte con alta productividad, medido en términos de bajo costo por tonelada, de 10.55 US$/Ton a 4.6 US$/Ton, mediante una
adecuada ubicación de rutas de transporte y sistemas de traspaso de mineral, una apropiada elección de equipos que reduzcan las
distancias de acarreo y transporte hacia la Planta de tratamiento de minerales. Para ello debemos ubicarnos en el menor tiempo en las
cotas inferiores a la zona de Jimena 3, 4, 5 y 6, actuales zonas de explotación y exploración y con mayor certeza en recursos, con el
objetivo de reducir los costos de operación en 10.16 $/onza,
mejorando la ventilación, drenaje, transporte, y ahorro de energía.
Una vez cumplido el primer objetivo, desarrollar un programa de exploraciones, para reconocer e incrementar nuestros recursos. El
proyecto plantea implementar en el año 2012, un sistema de extracción y transporte con alta productividad, medido en términos
de bajo costo por tonelada.
2.3.2 Objetivos específicos
Reducir las distancias de las rutas de acarreo y transporte
con equipos diesel en superficie e interior mina.
Reducir drásticamente el número de equipos LHD en
interior mina, optimizando su utilización.
Mejorar la ventilación, actualmente la cobertura se
20
de este proyecto al 100%, con circuitos de ventilación con
menor resistencia y aprovechamiento del tiro natural.
Explorar las zonas de cotas próximas al nivel 1660,
reconociendo las estructuras geológicas para incrementar
las reservas y acceder a nuevas zonas mineralizadas
(cámaras DDH).
Simplificar el sistema de bombeo, aprovechando el
drenaje por gravedad (ahorro 0.68 US$/Oz-mes).
Reducir el consumo de energía, por reducción del número
de ventiladores y equipos de bombeo de agua.
La implementación del nuevo sistema de extracción y transporte de
mineral en la Unidad Marañón, nos permitirá obtener ahorros
anuales de US$ 1.4 millones de dólares.
2.4 SITUACIÓN ANTES DE AURORA
En los años 2008 y 2009 la extracción y el transporte de mineral
representaba el 20% del costo de minado; por ello se planteó un
agresivo plan de reducción de costos para convertirlos en ahorros y
poder revertirlos en inversiones de crecimiento. A partir de ello, se
realizó el análisis del sistema de acarreo y transporte, para identificar
las deficiencias y proponer alternativas de mejora basadas en una
alta productividad medida en términos de bajo costo por tonelada;
mediante una adecuada selección de sistemas de traspaso de
21
El nuevo sistema de acarreo y transporte da énfasis a reducir la
distancia de recorrido y el número de equipos trackless en interior
mina, también se reducirá drásticamente la distancia de transporte
con volquetes en superficie, remplazándoles por transporte con
locomotora troley cuyo costo es más económico. (Ver Anexo 08, 09).
A continuación detallaremos la situación actual año 2008-2009.
2.4.1 Planeamiento de minado
El programa de producción se establece día a día, semanal,
mensual y para un año de operaciones, es decir a corto plazo.
Para ello se toman en cuenta los siguientes parámetros:
Reservas de mineral accesible.
Las reservas de mineral parcialmente accesibles, en
caso sea requerido para completar el plan anual.
La capacidad de producción.
La capacidad de tratamiento.
El programa de avances lineales (preparación,
exploración, desarrollos).
Levantamiento topográfico del mes anterior, la
información geológica y de leyes de corte.
Labores de preparación requeridas para el acceso a
los bloques de explotación.
En el programa de producción se establece el tonelaje y la
22
2.4.2 Requerimiento de equipos
Para el acarreo y transporte de mineral y desmonte se cuenta
con los siguientes equipos.
05 Scooptram diesel de 2.2 Yd3
06 Camiones de bajo perfil de 16 Ton.
05 Volquetes para el transporte de mineral a planta.
Tabla Nº 3: Capacidad de equipos trackless.
IDENT-ACTIVO MARCA POTENCIA (HP)
DUMPER JDT 415 JARVIS CLARK 155
DUMPER MUL 6600 Nº 2 NORMET 87
DUMPER VAR 1060 Nº 2 NORMET 151
415 LHD TAMROCK 155
DUMPER 415 R&d TAMROCK 155
416 LHD TAMROCK 155
DUMPER 417 SANDVIK 210
CAPACIDAD CAMIONES DE BAJO PERFIL 1068
IDENT-ACTIVO MARCA POTENCIA
(HP)
SCOOP TORO 151D 4 TAMROCK 82
SCOOP TORO 151D 5 TAMROCK 82
SCOOP EJC 115D TAMROCK 137
SCOOP TORO 151D 6 TAMROCK 82
SCOOP TORO 151D 7 SANDVIK 95
CAPACIDAD CARGADORES DE BAJO PERFIL 478
CAPACIDAD TOTAL 1546
06 camiones de bajo perfil, con capacidad total de 1,068 HP. 05 cargadores de bajo perfil, con una capacidad de 478 HP.
23
2.4.3 Productividad de los equipos trackless.
La productividad de camiones de bajo perfil es de 12.10 Ton/h y
de cargadores de bajo perfil es de 26.03 Ton/h.
Tabla N° 4: Productividad de los camiones de bajo perfil.
IDENT-ACTIVO BRUTASTON OPERACIÓN HORAS DE TMB / HOP (Ton/hr) CICLO (hr)
DUMPER JDT 415 4555 370 12,31 0,82
DUMPER MUL 6600 Nº 2 1820 148 12,30 0,49
DUMPER VAR 1060 Nº 2 5850 440 13,30 0,75
415 LHD 7067 598 11,82 0,86
DUMPER 415 R&D 6275 567 11,07 0,90
416 LHD 4692 450 10,43 0,96
DUMPER 417 5455 403 13,54 0,74
TOTAL 35.714 2.976 12.10 0,81
Fuente: Control de Operaciones
Tabla Nº 5: Productividad cargador bajo perfil.
IDENT-ACTIVO TONELADAS BRUTAS OPERACIÓNHORAS DE TMB / HOP (Ton/hr) CICLO (hr)
SCOOP TORO 151D 4 11.014 472 23,33 0,12
SCOOP TORO 151D 5 14.508 564 25,72 0,12
CSCOOP EJC 115D 11.527 370 31,15 0,11
SCOOP TORO 151D 6 13.824 554 24,95 0,12
SCOOP TORO 151D 7 15.229 609 25,01 0,12
TOTAL 66.102 2.569 26,03 0,12
24
2.4.4 Sistema de extracción y transporte antes de Aurora
El sistema de extracción consta de las siguientes etapas.
Transporte c/dumper de mina a OP-1000
El mineral que se produce en los diferentes niveles de la
mina (1760, 1800, 1805, 1810, 1826, 1827 y 1847), es
transportado con dumper por rampas de pendiente (+12%)
hacia la OP-1000 cuyo echadero se ubica en el Nv 2010.
Mina a OP 1000:
Distancia: 1.8 km.
Rampa 12 %(+).
Acarreo con dumper.
Transporte c/locomotora de OP-1000 a Túnel Papagayo
El mineral así acumulado en la OP-1000, es trasladado
mediante una locomotora a troley por la CR Jimena (Nv
1987) de 1.446 metros hasta el túnel Papagayo.
OP 1000 a Túnel Papagayo.
Distancia: 1.446 km.
Cortada 1/5000
Transporte con locomotora.
Transporte c/volquetes de Papagayo a Planta Marañón.
Del Túnel Papagayo es transportado mediante volquetes por
carretera una distancia de 9,5 kilómetros hasta la planta de
25
Túnel Papagayo a Planta Marañón
Distancia 9.50 Km.
Carretera 6% (-).
Transporte con volquetes.
2.4.5 Profundización de labores
Las operaciones mineras se van profundizando requiriendo
mayor número de equipos trackless para el acarreo de mineral,
mayor consumo de energía y mayor cantidad de equipos de
bombeo de agua de mina. La extracción de mineral y desmonte
es ascendente, todos estos factores han determinado una
demora en los ciclos de minado, incrementado los costos en
transporte, ventilación, drenaje y energía.
2.4.6 Incremento de costos de las actividades en mina
Los costos de las actividades de bombeo de agua de mina,
ventilación, sostenimiento, limpieza, extracción, transporte con
locomotora y volquete, incluyendo el costo de inversión, se
26
Figura Nº 2: Evolución de los Costos de Producción
Fuente. Dpto. Costos y Presupuestos
Figura Nº 3: Costo de Extracción y Limpieza
Fuente: Dpto. de Costos y Presupuestos
Geología Mina Planta Serv. Generales
2004 7.07 42.56 16.73 26.61
2005 4.48 39.98 16.71 25.97
2006 8.09 44.95 17.05 33.13
2007 10.08 49.06 18.31 36.79
2008 10.52 54.12 19.02 38.12
0 10 20 30 40 50
60 Variación de los Costos de Producion ($/Ton)
2004 2005 2006 2007 2008
Limpieza 6.03 6.19 7.78 8.10 8.26
Extracción 3.80 3.86 4.22 4.46 4.97
0.00 1.00 2.00 3.00 4.00 5.00 6.00 7.00 8.00 9.00
27
Figura Nº 4: Costos de Servicios Mina y Sostenimiento
Fuente. Dpto. Costos y Presupuestos
Figura Nº 5: Costo de transporte con Volquete y Locomotora ($/Ton)
Fuente. Dpto. Costos y Presupuestos
2004 2005 2006 2007 2008
Sostenim 5.31 4.28 4.04 4.39 4.57
Serv Mina 5.38 4.09 4.08 4.39 4.68
0.00 2.00 4.00 6.00 8.00 10.00 12.00
Costos de Serv. Mina y Sostenimiento ($/Ton)
2004 2005 2006 2007 2008
Tran Volq 4.82 5.06 5.52 6.02 6.23
Trans Loco 2.23 2.20 2.25 2.47 2.38
0.00 2.00 4.00 6.00 8.00 10.00
28
CAPITULO III
3.0 EJECUCIÓN DEL PROYECTO AURORA
La Cortada Aurora tendrá una longitud de 2.250m, con una sección típica
3.0 x 3.0m, iniciándose en el nivel 1660 (Galería Norte, zona de Karola),
cerca de la comunicación de los RB-6 y RB-7 en el Nv-1660; el rumbo de
la labor se encuentra ubicado en el eje del Batolito de Pataz, esta nos
permitirá un posicionamiento adecuado para estimar reservas de mineral
respaldando la proyección de crecimiento según el plan estratégico.
Para reducir los costos de transporte de mineral proveniente de las zonas
actuales de explotación Jimena 4, 5, 6 y Glorita 2 (zonas con mayor
potencial de recursos), se planteó acceder por un nivel inferior.
Los costos de transporte y servicios (bombeo y extracción) se habían
incrementando al trabajar zonas de niveles inferiores (1780 al
NV-1847), para reducir estos costos era necesario acceder a través de una
cortada en el Nv-1660, para ubicarnos estratégicamente por debajo de las
29
La inversión del Proyecto Cortada Aurora se estima en $ 3.116.477 (ver
Tabla Nº 32) con un periodo de ejecución de 36 meses a partir de
Diciembre 2008. El proyecto estará operativo a partir del mes de
diciembre del año 2011 y permitirá un ahorro de US$ 1’419,706 anuales
por mineral transportado con respecto a la operación actual.
La nueva alternativa busca dar valor agregado a las probabilidades de las
exploraciones para incrementar los recursos minerales, y se orienta de
acuerdo a la proyección de crecimiento en los siguientes 5 años.
3.1 LABORES DEL PROYECTO AURORA
Tabla Nº 6: Resumen de labores del Proyecto Aurora
Nivel Labores-CR Aurora I Método D1 D2 Longitud (m)
1660 CR Aurora (1) Trackless 3.00 3.0 2,250
1660 ESCM Polvorín Auxiliar (2) Convencional 2.70 2.7 30 1660 ESCM Transf.. (22 x18 mt) Convencional 3.00 3.5 396
1660 ESCM Refugio (22) Convencional 3.00 3.0 66
1660 Cambios 1.5x2.0x15.0m (22) Convencional
1660 CH Pocket RB 23 Raise Borer 1.80 1.8 195
1660 CH Camino/Servicios RB 24 Raise Borer 1.80 1.8 195
1660 CH Drenaje RB 25 Raise Borer 1.80 1.8 195
Total 3,327
30
3.2 COSTO DE LAS LABORES MINERAS (Ver Anexo Nº 11)
3.2.1 Ahorro proyectado
Para reducir los costos el proyecto plantea acceder a través de
una cortada (Nv 1660) por debajo de los actuales niveles de
producción y exploración.
Tabla Nº 7: Resumen del ahorro por transporte y servicios
Ítem Descripción Costo actual 2009 US$/TMT
Costo esperado 2012 US$/TMT
Ahorro esperado 2012 US$/TMT
1. Bombeo 1.24 1.10 0.14
2. Extracción 9.92 4.18 5.74
3. Transporte 5.90 5.69 0.21
Total 17.06 10.97 6.09
31
3.3 ESTRATEGIAS
Para la ejecución de este proyecto las áreas responsables de la
ingeniería básica de cada especialidad lo conforma Planeamiento e
Ingeniería, Operaciones Mina y demás áreas involucradas.
3.3.1 Localización
El proyecto permitirá ubicarnos debajo de Jimena 4, en el nivel 1660
actual zona de profundización y explotación de la mina Papagayo,
siendo el punto de inicio en la Galería Norte del Nv 1660 mina
Choloque. (Ver Anexo 12,13)
3.3.2 Organización
Este proyecto involucra directamente a las áreas de Operaciones
Mina, Planeamiento Ingeniería y Proyectos, Mantenimiento y
Energía, Control de Pérdidas y Medio Ambiente.
a) Superintendencia de Mina
Es el responsable de la ejecución del proyecto, encargado de
coordinar, dirigir, ejecutar y supervisar las labores mineras, de
acuerdo a las especificaciones técnicas del proyecto a través del jefe
de zona y el contratista asignado.
b) Superintendencia de Mantenimiento y Energía
Es el área encargada de realizar todas las gestiones necesarias para
la ejecución del proyecto, desde el punto de vista de provisión de
equipos y suministro de energía, asimismo deberá orientar, evaluar y
32
c) Superintendencia de Control de Pérdidas y Medio Ambiente
Es el área encargada de verificar que el diseño cumpla los requisitos
de seguridad de acuerdo al Reglamento de Seguridad e Higiene
Minera del Ministerio de Energía y minas y Reglamento Interno de
Seguridad de CMPSA y las mejores practicas de Seguridad.
d) Superintendencia de Planeamiento, Ingeniería y Proyectos
Es el área encargada de elaborar el diseño y especificaciones
técnicas, además de la elaboración y evaluación del proyecto, bajo
el perfil establecido, determinando los recursos que sean necesarios,
a través de sus departamentos.
3.3.3 Parámetros de diseño
La Cortada Aurora tendrá una longitud de 2,250m, con una sección
típica 3.0 x 3.0m, iniciándose en la Galería Norte, cota 1660 en la
zona de Karola, cerca de la comunicación de las RB-6 y RB-7 las
que servirán para el traspaso de mineral de la cortada Aurora
(Nv-1660) a la Cortada Estrella (Nv-1467). El rumbo de la cortada Aurora
33
Tabla Nº 8. Parámetros de Diseño
CARACTERÍSTICAS MEDIDAS OBSERVACIONES
Sección regular 3,00m x 3.00m
Referida al cuadro tipo de sostenimiento Anexo Nº 16
Longitud 2.250m Línea recta
Gradiente topográfica 5/1000
Tipo de Roca Ígnea
Referida al cuadro tipo de sostenimiento Anexo Nº 16
Factor de fricción Kx10-1º 150 Labor con obstrucción
pequeña.
Equipo de limpieza Scooptram eléctrico
2.2 Yd3
Equipo de transporte Locomotora trolley 6 ton
Equipo de acarreo Carros mineros G60
Equipo de perforación Jumbo electrohidráulico Perforación húmeda
Explosivo a utilizar AN/FO
Velocidad mínima del aire 45 m/min 25 m/min. mínima
Manga de ventilación Tela poliéster de 36", estructura flexible
Tramos de 15m, peso 600gr/m2, factor de fricción 20x10-1º,
Tiempo de ventilación 35 minutos 0.58 horas
34
Figura Nº 6: Sección Típica
35
3.3.4 Desmontera Estrella II
Se construirá un nuevo depósito de desmonte denominado Estrella II
con una capacidad aproximada en su primera etapa de 60,000 m3,
considerando los siguientes componentes: Dique de contención,
canal de coronación, canal de derivación de agua superficial,
sistema de subdrenaje, y acondicionamiento del vaso del depósito.
El volumen de desmonte que generará se ha determinado en 26,709
m3, por ello la habilitación de la desmontera Estrella II es uno de los
trabajos preliminares del proyecto, la cual servirá también para
depositar el desmonte que se generará en la mina, cambiando así la
evacuación de desmonte con Dumper a extracción con locomotora.
Tabla Nº 9: Calculo de volúmenes
NIVEL Labores Cortada Aurora D1 D2 Avance(m) Volumen(m3)
1660 CR Aurora (1) 3,00 3,00 2250 20250
1660 ESCM Polvorín Auxiliar (2) 2,70 2,70 30 219
1660 ESCM Transf.. (22 x18 mt) 3,00 3,50 396 4158
1660 ESCM Refugio (22) 3,00 3,00 66 594
1660 Cambios 1.5x2.0x15.0m (22) 0
1660 CH Pocket (RB 23) 1,80 1,80 195 496
1660 CH Camino/Servicios (RB-24) 1,80 1,80 195 496
1660 CH Pocket (RB 25) 1,80 1,80 195 496
3,327 26,709
Fuente: Dpto. de Proyectos.
36
3.4 VENTILACIÓN
La ventilación tiene por misión el suministro de aire fresco con el
objeto de lograr condiciones ambientales y termo-ambientales
adecuadas para todo el personal, como también para atender la
operación de los equipos, por ello será muy importante manejar
correctamente los parámetros que intervienen en la ventilación.
Por tratarse de una labor ciega en todo su recorrido, cuya longitud
total en su primera etapa será de 2.250m, y que además contempla
labores auxiliares como cámaras de acumulación y carguío, cámaras
de ventilación, refugios, bodega de servicios, subestaciones
eléctricas, pozas de sedimentación y chimeneas; para el desarrollo
de la Cortada Aurora en el nivel 1660, se utilizará ventilación
mecánica, con ventiladores eléctricos de alta presión (doble etapa).
En la etapa de su ejecución aplicaremos una ventilación forzada con
mangas circulares flexibles de 36” de diámetro, iniciándose con
ventilación impelente desde el inicio de la labor, donde se tomará el
aire fresco que ingresa por la bocamina de la mina Choloque.
3.4.1 Determinación del caudal requerido
De acuerdo a las características de la labor, equipos, cantidad de
personal, dilución de los gases producto de las voladuras se ha
determinado utilizar ventiladores axiales eléctricos de alta presión,
de caudal fijo instalados en serie, la transferencia del caudal será
37
Cálculo del caudal según el número de personas.
Q1=q x N (m3/min)
Dónde:
Q1=cantidad de aire necesario para el personal
q = volumen de aire necesario por hombre (m3/min), depende
de la altitud.
N = número de personas trabajando.
Q1= 4 x 15= 60 (m3/min) = 2,120 cfm
a) Calculo del caudal según el uso de explosivos.
Q2= (100 x 0.04 x K)/(0.008 x T)
Dónde:
Q2= Cantidad de aire para diluir contaminantes por el uso de
explosivos (m3/min)
K= kilogramos de explosivo
T= tiempo mínimo de ventilación
Q2= (100x0.04x40)/(0.008x60) = 333 (m3/min) = 11,770 cfm.
b) Calculo de caudal según HP de equipos
Q 3 = K x N
Dónde:
Q 3 = Cantidad de aire para el uso de equipo diesel (m3/min)
K= Cantidad de aire necesario por cada HP (3m3/min)
N= Número total de HP generado por todo los equipos.
Q 3 = 3 x 140 = 420 (m3/min) = 14, 832 cfm
38
3.4.2 Selección del ventilador y mangas de ventilación
Utilizando la tabla de Monograma, Grafico de Presión de Fricción
Para Mangas de Ventilación
Tabla Nº 10: Características técnicas del ventilador
VAV – 32 – 14 – 3450 – II – A Código de AIRTEC
Caudal de aire 30,000 cfm
Presión Total (PT) 16,13” c.a.
Presión Dinámica (PD) 1,61 c.a.
Presión Estática (SP) 10,55 c.a.
Potencia del Motor 75 HP
RPM motor 3.500
Diámetro Interno del Ventilador 32” de diámetro
Motor / Potencia Trifásico/75 HP
Fuente: Dpto. de Ventilación
Tabla N°. 11: Caída de presión por fricción en mangas.
Longitud (m) Caída de presión (*) Manga Observaciones
30.28 0.90 CA 36” Manga flexible
2,250 61” CA 36” Manga flexible
Fuente: Dpto. de Ventilación
Número de ventiladores: 61”/10.55” = 6 ventiladores de 30.000
39
3.4.3 Etapas del sistema de ventilación
El sistema de ventilación por tratarse de una labor ciega tendrá las
siguientes etapas:
Tabla Nº. 12: Etapas del sistema de ventilación
ETAP
A VENTILACIÓN – UBICACIÓN
CAUDA L (CFM)
PRESIÓN ESTÁTICA DEL
VENTILADOR (C.A.)
DIÁMETRO - LONGITUD
I acceso bocamina 01 impelente en 30.000 10.55” 36” - 355 m
II enseriado a los 355m 30.000 01 impelente 10.55” 36” - 710 m
III enseriado a los 710m 30.000 01 impelente 10.55” 36” - 1065 m
IV enseriado a los 1,065 01 impelente
m
30.000 10.55” 36” - 1042 m
V enseriado a los 1,420 01 impelente
m
30.000 10.55” 36” - 2060 m
VI enseriado a los 1,775 01 impelente
m
30.000 10.55”
Fuente: Dpto. de Ventilación
40
3.5 GEOMECÁNICA
3.5.1 Aspectos geológicos
Los aspectos litológicos de la zona abarcan fundamentalmente rocas
intrusivas de composición dioritica y granodioritas.
3.5.2 Aspectos geomecánicos
Los índices geomecánicos en las rocas intrusivas varían RMR de 45 a 65, y en rocas de baja competencia como las zonas de alteración,
rocas metavolcanicas donde la roca presenta intenso fracturamiento se tiene índices RMR de 35 a 45.
En resumen se tiene las siguientes calidades de macizo rocoso:
TIPO II:
• RMR : 60-70.
• Litología: Granodiorita. • Alteración: Ligeramente. • Longitud: 1.825m (81.1%)
TIPO III:
• RMR : 45-50.
• Litología: Monzogranito/Granodiorita, Zona de influencia con la veta (zona de contacto con la estructura)
• Alteración: Moderadamente. • Longitud: 365m (16.2%)
TIPO IV:
• RMR : 30-40.
41
3.5.3 Aspectos estructurales
Por su dirección, la Cortada Aurora atraviesa sistemas de fallas con buzamiento entre 50º a 60º y estructuras que en mayor proporción
serán perpendiculares al rumbo de la labor.
Así mismo se debe indicar que de acuerdo al avance se deberá
controlar permanentemente la columna litológica para ir previniendo
niveles de estallidos de rocas.
3.5.4 Geomecánica y soporte proyectado
El soporte estimado va a depender del monitoreo que se realice
durante el desarrollo de la excavación. Como punto de inicio,
utilizaremos lo proyectado en el cuadro de tipos de sostenimiento.
(Ver Anexo 16: Tipos de sostenimiento).
3.5.5 Composición química de la roca
La Cortada Aurora se construirá en roca compuesta principalmente
por:
Diorita.- la diorita puede contener químicamente impurezas
como: apatita, cuarzo, magnetita, pirita, etc.
La apatita.- es un mineral con cristales de cuarzo hexagonales y
dureza 5 en la escala de Mohs su composición química es
Ca5(PO4)3(F,Cl,OH), color pardo o verduzco, densidad 3.2
42
El cuarzo.- es un mineral compuesto de sílice (SiO2), es incoloro
en estado puro y es uno de los componentes de la arena, es
estable en reacción con ácidos, densidad de 2.6 gr/ml,
solubilidad de 0.012g en 100g de agua.
La magnetita.- es un mineral de hierro constituido por oxido
ferroso-férrico (Fe3O4). Se caracteriza por tener momentos
magnéticos de los distintos cationes de fierro del sistema que se
encuentran fuertemente acoplados, tiene una densidad relativa
de 5.2 gr/ml.
La pirita.- es un mineral del grupo de los sulfuros cuya fórmula
química es FeS2 (tiene un 53.4% de azufre y un 46.4% de
hierro), frecuentemente macizo, granular fino, algunas veces
subfibroso; insoluble en agua, por calentamiento posibilidad de
formar agua acida en presencia de oxígeno y agua.
Tonalita.- La tonalita es una roca intrusiva de gránulos gruesos.
Se compone esencialmente de cuarzo, plagioclasas que son
los feldespatos que tienen sodio y calcio y hornblenda que
contiene aluminio. Es una roca estable y no reacciona en
presencia de ácidos.
De acuerdo a los aspectos litológicos, la cortada atraviesa
principalmente formaciones de dioritas, que tienen como
impureza a la pirita, la cual puede generar aguas acidas
siempre que se encuentre en contacto con el oxigeno y el
43
También alberga tonalitas, areniscas y pizarras, en virtud de
que la pizarra contiene el cuarzo, micas, minerales de arcilla y
feldespatos, La composición química de ella depende de la
cantidad de mineral contenido en la roca, sin embargo, son
estables y muy poco reaccionan en presencia de agua y
oxigeno. Por la presencia de pirita se realizaran los análisis
cinéticos en los primeros 100m de avance, el deposito de
desmonte se diseñará considerando estas apreciaciones.
3.5.6 Costo de sostenimiento (Ver Anexo Nº 17)
3.6 CICLO DE AVANCE ESTIMADO
Para la ejecución del proyecto fueron necesarios los siguientes equipos:
06 perforadoras Jack Leg, 03 perforando y 03 en stand by,
operativas, en buenas condiciones con accesorios, empalmes,
lubricadora y sistema de paso directo tipo venturi.
01 scooptram eléctrico de 2.2 yd3.
01 locomotora troley de 6 Tm de capacidad.
12 carros mineros G-60.
Por la importancia del proyecto, se implementó “el avance rápido”, que
consiste en realizar de 3 a 4 disparos diarios en el mismo frente, para ello
la perforación de realiza con tres perforadoras en paralelo, tres perforistas
y 2 ayudantes. El número total de taladros perforados es de 49 con una
velocidad de perforación de 1.8 pies/min, la utilización de An/Fo como
44
En la Tabla 13, se muestra el CICLO DE AVANCE ESTIMADO: 06 h: 34 min. Y en la Figura 07, se muestra el CICLO REAL DE AVANCE ALCANZADO: 05 h: 06 min, que permitieron realizar hasta 4 disparos por día, en los primeros 1000 m de cortada.
Tabla Nº 13: Ciclo de minado estimado
Proyecto Cortada Aurora Sección: 3.00 x 3.00
Item Actividad/Subactividad Unid Cantidad Tiempo Unid
1.0 Desatado
1.1 Desatar per 2 00:30:00 hr
2.0 Perforación
2.1 Longitud de la barra pies 6.00
2.2 Perforación efectiva pies 5.50
2.3 Diámetro de taladro pulg 36
2.4 Eficiencia de perforación 0.90
2.5 Eficiencia de voladura 0.90
2.6 Avance por disparo 1.46
2.7 Pintar la malla y gradiente 00:10:00
2.8 Preparar equipo 00:16:00
2.9 Perforar 01:46:00
2.10 Retirar equipo 00:10:00
3.0 voladura
3.1 Taladros a disparar 46
3.2 Preparar cebo 00:05:00
3.3 Cebar 00:10:00
3.4 Cargar taladros 00:26:00
3.5 Preparar equipo de carguío 00:10:00
45
4.0 Sostenimiento
4.1 Instalar perno helicoidal 7 pies 01:00:00
5.0 Limpieza
5.1 material 39
5.2 limpiar 01:00:00
6.0 Ventilación 00:30:00
Ciclo proyectado 06:34:00 Horas
Fuente: Dpto. de Proyectos.
Figura Nº 07: Ciclo real de minado de la Cortada Aurora.
Con el avance rápido se optimizó el ciclo de minado alcanzando un ciclo de 5 h: 06 min, el cual nos permitió realizar hasta 4 disparos por día, este avance fue posible hasta los 1000 m, cuando
la distancia de acarreo fue aumentando se incrementó también el ciclo de minado.
Marcado gradiente y malla Instalación equipo de perforació n Perforació n Limpieza de taldros + Carguío Amarre +
chispeo Detonación Ventilación Regado +desatado Limpieza
CICLO (5,00 Hr) 0.17 0.27 1.92 0.30 0.17 0.10 0.50 0.50 1.08
0.17 0.27 1.92 0.30 0.17 0.10 0.50 0.50 1.08 0.00 0.40 0.80 1.20 1.60 2.00
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3.6.1 Perforación (Avance Rápido)
El ciclo de minado comprende:
Perforación
Voladura
Limpieza y Acarreo
Por la importancia del proyecto, para el cumplimiento de las metas
programadas se implementó el “Avance Rápido”, que consistió en
realizar más de tres disparos por día en el mismo frente.
Para la perforación se utilizaron tres máquinas perforadoras Jack Leg, con tres perforistas y dos ayudantes, manteniendo tres maquinas perforadoras operativas en stand by.
3.6.1.1 Determinación de la malla de perforación
Para estimar los costos de perforación se estableció una malla
de perforación teórica, que en el campo se fue optimizando.
DATOS:
Labor minera: frontón
Sección típica: 3.00 x 3.00 m.
Roca semidura: granodiorita
Equipo de perforación: maquina Jack Leg.
Longitud de la barra de perforación: 6 pies.
Eficiencia de perforación: 90%
Longitud de perforación: 5.4 pies
47
Velocidad de perforación: optimizado 1.8 ft/min.
Numero de taladros perforados: 49
Número de taladros de alivio: 03
Número de taladros cargados: 46
El método de arranque utilizado fue el “corte en paralelo”, que
consiste en perforar taladros horizontales paralelos, cuyo
principio se orienta a la creación de un hueco central cilíndrico
denominado arranque el cual sirve de cara libre interior para la
salida de los demás taladros, para crear esta cara libre se
consideraron tres taladros de alivio.
3.6.1.2 Determinación del número de taladros
La voladura es un proceso tridimensional, en el cual las
presiones generadas por los explosivos confinados dentro de
los taladros perforados en la roca, originan una zona de alta
concentración de energía que produce dos efectos dinámicos:
fragmentación y desplazamiento.Los factores que tienen mayor
influencia en los resultados de una voladura son: factores de
roca, del explosivo y de la geometría del disparo.
Al no contar con una ecuación que nos determine el número
exacto de taladros para realizar un disparo optimo, hemos
recurrido a algunas formulas empicas, para obtener una malla
de perforación teórica, la cual se debió optimizar en el terreno
48
Utilizando la fórmula:
N° T = ( P/dt ) + ( c x s )
Donde:
P = perímetro de la sección del crucero o galería en metros.
P = 4 √ A
dt = distancia entre los taladros periféricos que se estima de
acuerdo a la dureza de la roca.
Tabla N° 14: Distancia entre taladros según dureza de la roca (M. EXSA)
DUREZA DE LA ROCA DISTANCIA ENTRE TALADROS PERIFÉRICOS (m)
Tenaz 0.50 a 0.55
Media 0.6 a 0.65
Friable 0.70 a 0.75
s: Dimensiones de la sección de la labor
c: Coeficiente o factor de roca
Tabla N° 15: Factor de roca (Manual EXSA)
DUREZA DE LA ROCA COEFICIENTE O FACTOR DE ROCA “C”
Tenaz 2.00
Media 1.50
Friable 1.00
Aplicando la formula:
P = 4 x 3 = 12 S = 9 C = 2 dt = 0.39
N°T = (P/dt) + (c x s)
N°T = (12/0.39) + (2 x 9) = 49
