UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO
SEDE - HUAMACHUCO
FACULTAD DE INGENIERÍA
ESCUELA ACADÉMICO PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS
“REDUCCIÓN DE COSTOS OPERATIVOS MEDIANTE LA
ESTANDARIZACIÓN DE MALLA DE PERFORACIÓN - VOLADURA,
PARA LABORES HORIZONTALES: SECCIÓN 4.0 m. x 4.0 m., MINA
SOCORRO - UCHUCCHACUA.”
TESIS
PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE:
INGENIERO DE MINAS
Autores:
Br. CORREA NAMOC, LUIS JHONATAN. Br. IPARRAGUIRRE TANDAYPAN, LUIS ARMANDO
Asesor:
Ing. SOLIO MARINO ARANGO RETAMOZO
TRUJILLO – PERÚ 2016
Jurados
Ing. GALVÁN MALDONADO, ALBERTO CIPRIANO Código CIP N° 49937
(Presidente)
Ing. GAMARRA REYES, FILOMENO BILMER Código CIP N° 22843
(Secretario)
Ing. ARANGO RETAMOZO, SOLIO MARINO Código CIP N° 041484
Dedicatoria
A Dios.
Por su infinita bondad y amor, por tener a mi familia unida, por darme salud, la fe, fortaleza, sabiduría que fueron indispensables para lograr mí objetivo.
A mis Padres.
Jovino y Maura, por ser el mejor ejemplo; gracias por la vida, por su apoyo, consejos, comprensión, amor, ayuda en los momentos difíciles, por inculcarme valores y principios, transmitirme el coraje para cumplir con mis objetivos; para ustedes es cada triunfo, éste es uno más, el más importante hasta hoy pero no el último.
A mi Hermana.
Mirella, por estar siempre orgullosa de mí, apoyándome en todo momento, espero en lo posterior no defraudarte.
A mi Esposa e Hija.
Zaida, por la paciencia y el respaldo, por cumplir el rol de Padre y Madre cuando me ausento, gracias por tu amor; Ariadne, por ser mi motivación para salir adelante, por la alegría necesaria para cumplir mis objetivos; porque ustedes forman parte de mis sueños. Las Amo.
Luis Jhonatan Correa Namoc.
A mis padres Filomeno y María, por su amor y apoyo incondicional, por sus cuidados, por haberme guiado y educado por el camino correcto, por ser mi motivación y mejores consejeros para conseguir todo lo logrado.
A mi hermana Carmela, Wilmer, Marino por su apoyo en todo momento y a todos mis hermanos que sus consejos me han hecho una mejor persona día a día.
A mi novia Vanessa Reyes Burgos, por su apoyo y entusiasmo, sus palabras de aliento y motivación, su paciencia y su amor, y sobre todo por creer en mí.
Agradecimientos
Nuestro profundo agradecimiento a la Universidad Nacional de Trujillo – Sede Huamachuco,
a la Facultad de Ingeniería, en especial a la Escuela de Ingeniería de Minas, por la formación recibida. A los Docentes, por compartir sus conocimientos y formarnos como buenos
profesionales y personas, en especial al Ingeniero Solio Arango, por su tiempo y dedicación para el presente trabajo. A nuestros Compañeros de clase, por el apoyo y buenos momentos compartidos en las aulas.
Resumen
Esta tesis se titula “Reducción De Costos Operativos Mediante La Estandarización De Malla
De Perforación - Voladura, Para Labores Horizontales: Sección 4.0 m. x 4.0 m., Mina Socorro - Uchucchacua.” Y tiene como objetivo probar que es factible reducir costos operativos, a través de la estandarización de malla de perforación y voladura, mediante el uso de estándares óptimos de trabajo en las operaciones unitarias de minado que son la perforación, voladura, carguío, acarreo y sostenimiento, buscando una estabilidad y éxito en el ciclo de minado.
Con la presente tesis buscamos encontrar un estándar de malla, para hacer más rentable económicamente la operación; para iniciar la investigación se ha definido una población de estudio conformada por 4 labores horizontales, Galería 665 (Gal 665), Crucero 7296 (Cx 7296), Crucero 7200 (Cx 7200) y Crucero 7424 (Cx 7424).
Inicialmente se buscará antecedentes de estas labores, como reportes diarios de perforación, vales de pedido de explosivos, entre otros. El fin será realizar un levantamiento de información del ciclo de minado en esas labores, analizando los costos en las operaciones unitarias de perforación, voladura, carguío, acarreo y sostenimiento.
Seguidamente, buscaremos un estándar de malla de perforación y voladura, y ponerla en práctica para poder analizar los costos en cada una de las operaciones unitarias.
Finalmente, haremos un contraste de los costos anteriores con los costos actuales, donde se exponen los beneficios obtenidos por la implementación de un estándar de malla y la reducción de costos planteada.
Abstract
This thesis is entitled "Reducing operating costs by standardizing Malla Drilling - blasting,
Horizontal for work: Section 4.0 M x 4.0 M, Mina Socorro - Uchucchacua." And its active target
show that it is possible to reduce operating costs A to drilling and blasting mesh standardization
using standards of the unit mining operations OPTIMOS work that they are the drilling, blasting,
loading, transport and maintenance, the pursuit of stability and success in the mining cycle.
With this thesis we seek FINDING A standard mesh, for the most economically profitable reserves
the operation; Paragraph begins Research defined study population consisting of 4 horizontal
working, Gallery 665 (Gal665), Cruise 7296 (Cx7296), Cruise 7200 (Cx7200) and Cruise 7424
(Cx7424).
Initially Background These tasks, daily reports as explosives poll Order vouchers, among
others, will be sought. UN is gathering information Perform cycle of mining in the ESA work,
analysis of costs Operations Unit drilling, blasting, loading, hauling and support.
Then we found standardize drilling and blasting mesh and implement paragraph feed · analyze
the costs in each of the unit operations.
Finally, we make a contrast of the above costs with the costs obtained with the implementation
of the proposed mesh where the benefits obtained by the application of the mesh, reducing costs
Tabla de Contenido JURADOS ... III DEDICATORIA ... IV AGRADECIMIENTOS ... V RESUMEN ... VI ABSTRACT ... VII TABLA DE CONTENIDO ... VIII LISTA DE TABLAS ... XI LISTA DE FIGURAS ... XII
CAPITULO I
INTRODUCCIÓN ... 1
1.1 REALIDAD PROBLEMÁTICA. ... 1
1.2 ANTECEDENTES BIBLIOGRÁFICOS. ... 3
1.3 MARCO TEÓRICO. ... 4
1.3.1 Compañía de Minas Buenaventura. ... 4
1.3.1.1 U.P. Uchucchacua. ... 5
1.3.1.2 Ubicación. ... 6
1.3.1.3 Geología Local y Regional.... 6
1.3.1.4. Geología Estructural. ... 14
1.3.1.5. Geología Económica. ... 18
1.3.2. TÉRMINOS MINEROS. ... 23
1.3.3. FRAGMENTACIÓN. ... 25
1.3.4. EQUIPOS DE CARGUÍO Y ACARREO. ... 25
1.3.5. EQUIPOS DE SOSTENIMIENTO.... 25
1.3.6. PERNO SPLIT SET. ... 26
1.3.7. PARÁMETROS GEOMÉTRICOS DE PERFORACIÓN Y VOLADURA. ... 26
1.3.8. EXPLOSIVOS. ... 27
1.3.10. COSTOS. ... 31
1.3.10.1. Conceptos Básicos. ... 31
1.3.10.2. Tipo de Costos. ... 33
1.3.11. CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA RMR.... 33
1.3.12. MODELO CALVIN J.KONYA. ... 34
1.4 JUSTIFICACIÓN DEL PROBLEMA. ... 35
1.5 ENUNCIADO DEL PROBLEMA ... 36
1.6 HIPÓTESIS. ... 36 1.7 OBJETIVOS. ... 36 1.7.1 Objetivo General. ... 36 1.7.2 Objetivos Específicos. ... 37 CAPITULO II DISEÑO DE INVESTIGACIÓN ... 38 2.1 MATERIAL DE ESTUDIO. ... 38 2.1.1 Universo... 38 2.1.2 Muestra... 38 2.2 MÉTODO Y PROCEDIMIENTO ... 38 2.2.1 Método. ... 38 2.2.2 Procedimiento de investigación. ... 40
2.2.2.1 Recopilación y análisis de información: Perforación y voladura. ...40
2.2.2.2 Establecer parámetros de perforación y voladura. ...59
2.2.2.3 Realizar pruebas de campo. ...70
CAPITULO III 3.2 ANÁLISIS ECONÓMICO. ... 94
b) Costos de voladura. ... 97
c) Costos de carguío. ... 98
d) Costos de acarreo. ... 99
e) Costos de sostenimiento. ... 100
f) Costos de seguridad. ... 101
g) Costos de otros en mano de obra. ... 103
CAPITULO IV CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES ... 105
4.1 CONCLUSIONES. ... 105
CAPITULO V REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS ... 106
Lista de tablas
Tabla 01. Pedido de explosivo para la malla anterior... 42
Tabla 02. Avance promedio y factor de carga con la malla anterior. ... 42
Tabla 03. Parámetros de perforación reales. ... 71
Tabla 04. Pedido de explosivo para la malla propuesta. ... 74
Tabla 05. Avance promedio y factor de carga con la malla propuesta. ... 74
Lista de figuras
Figura 01. Diagrama Causa - Efecto. ... 2
Figura 02. Mapa de Operaciones. ... 5
Figura 03. Mapa de Ubicación y Acceso ... 7
Figura 04. Geología Regional. ... 8
Figura 05. Columna Estratigráfica Regional. ... 9
Figura 06. Geología Estructural. ... 15
Figura 07. Plano Geológico y Corte Transversal. ... 16
Figura 08. Clasificación del macizo rocoso. ... 34
Figura 09. División de Secciones. ... 35
Figura 10. Procedimiento de investigación. ... 39
Figura 11. Diseño de malla anterior. ... 41
Figura 12. Vista Perfil de perforación anterior. ... 41
Figura 13. Resultado de fragmentación con la malla anterior. ... 43
Figura 14. Costo Horario de Equipo Jumbo S1D. ... 45
Figura 15. Costo herramientas y materiales. ... 46
Figura 16. Eficiencia de perforación con Jumbo. ... 47
Figura 17. Costo total de perforación... 47
Figura 18. Costo total de Voladura. ... 48
Figura 19. Costo Horario de Equipo Scoop CAT R1300G. ... 49
Figura 20. Eficiencia de Limpieza. ... 50
Figura 21. Costo total de carguío. ... 50
Figura 22. Costo Horario de Equipo Dumper MT2010. ... 51
Figura 23. Costo de acarreo. ... 52
Figura 25. Costo Horario de Equipo BOLTER DS311. ... 53
Figura 27. Eficiencia en sostenimiento. ... 55
Figura 28. Costo total de sostenimiento. ... 55
Figura 29. Costo Total de Implementos de Seguridad. ... 56
Figura 30. Costo Total en Mano de Obra. ... 57
Figura 31. Resumen de Costos con la malla anterior. ... 58
Figura 32. Distribución de burden según cuadrantes. ... 63
Figura 33. Distribución de radios según cuadrantes. ... 65
Figura 34. Distribución de espaciamientos según cuadrantes. ... 66
Figura 35. Diseño de malla propuesta. ... 72
Figura 36. Vista Perfil de diseño de malla propuesta. ... 72
Figura 37. Diseño carguío por taladro. ... 73
Figura 38. Fragmentación promedio. ... 75
Figura 39. Costo Horario de Equipo Jumbo S1D - Después. ... 79
Figura 40. Costo Herramientas Y Materiales - Después. ... 80
Figura 41. Eficiencia de perforación con Jumbo - Después. ... 81
Figura 42. Costo total de perforación - Después. ... 81
Figura 43. Costo total de Voladura - Después. ... 82
Figura 44. Costo Horario de Equipo Scoop CAT R1300G - Después. ... 83
Figura 45. Eficiencia de Limpieza - Después. ... 84
Figura 46. Costo total de carguío - Después. ... 84
Figura 47. Costo Horario de Equipo Dumper MT2010 - Después. ... 85
Figura 48. Costo de acarreo – Después. ... 86
Figura 49. Costo Total de acarreo - Después... 86
Figura 50. Costo Horario de Equipo BOLTER DS311 - Después. ... 87
Figura 51. Costo Herramientas y Materiales en sostenimiento - Después. ... 88
Figura 53. Costo Total de Sostenimiento - Después. ... 89
Figura 54. Costo Total de Implementos de Seguridad - Después. ... 90
Figura 55. Costo Total en Mano de Obra - Después. ... 91
Figura 56. Resumen de Costos con la malla propuesta. ... 92
Figura 57. Cuadro comparativo del diseño anterior y el propuesto. ... 93
Figura 58. Cuadro comparativo costos del diseño anterior y el propuesto. ... 95
Figura 59. Gráfico de barras comparativo en costos de perforación. ... 96
Figura 60. Gráfico de barras comparativo en costos de voladura... 97
Figura 61. Gráfico de barras comparativo en costos de carguío. ... 98
Figura 62. Gráfico de barras comparativo en costos de acarreo. ... 99
Figura 63. Gráfico de barras comparativo en costos de sostenimiento. ... 101
Figura 64. Gráfico de barras comparativo en costos de seguridad. ... 102
Figura 65. Gráfico de barras comparativo en costos de otros en mano de obra. ... 103
CAPITULO I INTRODUCCIÓN 1.1 Realidad Problemática.
En toda operación minera es importante el cumplimiento de los objetivos programados, así como el esfuerzo por la reducción de costos operativos, ya que se debe ajustar al máximo debido a la situación actual del precio de los metales.
En mina Socorro – U.P. Uchucchacua, el resultado del programa de avance mensual en labores 4.0 m. x 4.0 m., no se está cumpliendo con los objetivos trazados y debido a esto se tiene un elevado factor de carga por el uso inadecuado del consumo de explosivo. Todo se está produciendo porque no se cuenta con una malla estándar de perforación y voladura, lo cual acarrea problemas, tales como:
- Incumplimiento del avance programado, se tiene un programa mensual elaborado por Planeamiento Mina y Geología, el cuál no se está cumpliendo.
- Deficiencias en la perforación, falta de paralelismo de los taladros, longitud incompleta de los taladros perforados, variaciones en la inclinación de los taladros, inadecuada cara libre o insuficientes taladros de alivio, inadecuado espaciamiento y burden. La deficiencia en la perforación está directamente relacionado a la falta de la demarcación o delineado de la malla de perforación (pintado de los puntos de perforación que conforman la malla de perforación).
- Inadecuada columna explosiva, consumo excesivo de explosivo, se detectó que a los taladros se les cargaba a más 75% de la columna explosiva llegándose incluso al 100% de la columna. Esto lo realizaban creyendo que así “se aseguraba obtener un buen
disparo”, y en otros casos se deja mucha longitud de taladro vacío 50%. Siendo lo adecuado variar la carga de acuerdo al tipo de taladro.
- Sobrerotura de sección, debido al no control de carga operante en el contorno de la sección es que se producen daños del macizo rocoso produciendo inestabilidad, lo cual necesita mayor sostenimiento y mayor volumen de material roto a transportar.
- Costos, los problemas antes mencionados, intervienen directamente en los costos unitarios de perforación y voladura, y en todo el ciclo de minado, haciendo que éstos incrementen.
Lo explicado constituye un problema y es por ello que realizamos el presente estudio.
Figura 01. Diagrama Causa - Efecto. Fuente: Los Autores
1.2 Antecedentes Bibliográficos.
Respecto a estudios realizados referido a la reducción de costos operativos mediante la estandarización de malla de perforación y voladura tenemos:
Según la tesis de Sánchez Y. (2012) Pág. N° 02, “Optimización en los Procesos de Perforación y Voladura en el Avance de Rampa en la Mina Bethzabeth – Ecuador”. Menciona que: A partir de un modelo matemático, se obtendrá una malla de perforación técnica, ajustada a las características físico – mecánicas del macizo rocoso, consiguiendo óptimos tiempos de perforación, número adecuado de barrenos y cantidad exacta de sustancia explosiva, para tener un avance en el tiempo programado; con esto se minimizarán costos de operación y el tiempo de avance de la rampa.
Según el curso – taller de Ponce, F. (2011) Pág. N° 03, “Perforación y Voladura de Rocas en Minería y Construcción – Técnicas y Reducción de Costos”. Menciona que: La perforación y voladura de rocas son actividades primarias que determinan la productividad e influyen en gran parte la rentabilidad de sus operaciones, van en paralelo en la optimización y la implementación de nuevos procesos de producción mediante mejores estándares y bajos costos, lo que permite comprender, controlar y efectuar una toma de decisiones adecuada, tanto a nivel estratégico como operativo.
Según la tesis de Jáuregui, O. (2009) Pág. N° 71, “Reducción de los Costos Operativos en mina, mediante la optimización de los estándares de las operaciones unitarias de Perforación y Voladura", Concluye que: Los principales factores de éxito para concretar la optimización de los estándares de perforación y voladura y en general del ciclo de minado, son el seguimiento y control operativo, la capacitación y creación de conciencia de los trabajos en los temas de optimización de la perforación y voladura debe darse de manera
constante, la mayor reducción de costo operativo se obtuvo en la operación unitaria de sostenimiento 0.96 $/TM (56% de reducción total), seguido por la perforación 0.37 $/TM (21.76% de la reducción total), en voladura 0.2$/TM (16.47% de la reducción total) y la limpieza – acarreo 0.09 $/TM (5.77% de la reducción total).
Según la tesis de LEDEZMA, F. (2009) Pág. N° 44, Concluye que: Es de suma importancia llevar el control de la sección, para evitar el movimiento innecesario de material no programado; lo cual nos daría un ahorro significativo. Si no se utiliza el control de voladura a los costos generados por la sobre rotura, hay que sumar los problemas de dilución, que es una pérdida significativa del valor del mineral.
Según la tesis de Baldeón, Z. (2011). Pág. N° 62, Concluye que: “La gestión en las operaciones de transporte y acarreo para el incremento de la productividad en Cía. Minera Condestable S.A., se da conociendo el ciclo de las operaciones (carguío y transporte), y se puede calcular la flota o equipos requeridos a mínimo costo unitario y/o máxima producción en la unidad de tiempo.”
1.3 Marco Teórico.
1.3.1 Compañía de Minas Buenaventura.
Es una empresa minera productora de metales preciosos más grande del Perú e importante poseedor de derechos mineros. Se encuentra comprometida con la explotación, tratamiento, y exploración de oro, plata y demás metales.
Actualmente opera diversas minas en el Perú:
Participación al 100%: Orcopampa, Uchucchacua, Julcani, Mallay y Breapampa. Interés Controlador: La Zanja, Tantahuatay, Colquijirca y Marcapunta. Interés Minoritario: Yanacocha y Cerro Verde.
Figura 02. Mapa de Operaciones. Fuente: Portal Buenaventura
1.3.1.1 U.P. Uchucchacua.
La Unidad Productora Uchucchacua, realiza su operación de manera subterránea en las minas Socorro, Carmen y Huantajalla, por el método de explotación de Corte y Relleno Ascendente, extrayendo minerales como Plata, Zinc y Plomo en este orden de importancia.
1.3.1.2 Ubicación.
La mina se sitúa en la vertiente occidental de los andes, corresponde al Distrito y Provincia de Oyón del Departamento de Lima. Se ubica alrededor de las siguientes coordenadas: GEOGRÁFICAS: 10º 37´ 2” Latitud Sur. 6º 41´ 6” Longitud Oeste. UTM: Este: 315 661,905 Norte: 8 825 820,151 Sistema PSAD: 56 Zona: 18
La mina se encuentra a una altitud que está entre los 4,300 a 5,000 m.s.n.m. La vía de acceso más corta es Lima - Sayán – Churín – Oyón - Uchucchacua, con 322 Km. Por carretera. Otra alternativa de acceso es el que une Lima – La Oroya – Cerro de Pasco de 320 Km. asfaltado y de Cerro de Pasco - Uchucchacua de 70 Km. de carretera afirmada, totalizando 390 Km.
1.3.1.3 Geología Local y Regional.
Las rocas predominantes en la columna estratigráfica corresponden a las sedimentarias del cretáceo, sobre ellas se tiene a los volcánicos terciarios, e intruyendo a las anteriores se observan dos tipos de intrusivos. Coronando la secuencia figuran depósitos aluviales y morrenicos.
Figura 03. Mapa de Ubicación y Acceso Fuente: Oficina Planeamiento Mina Uchucchacua.
Figura 04. Geología Regional. Fuente: Oficina Geología Mina Uchucchacua.
Figura 05. Columna Estratigráfica Regional. Fuente: Oficina Geología Mina Uchucchacua.
1.3.1.3.1. Sedimentarios.
a) Grupo Goyllarisquizga.
Aflora entre la laguna Patón y Uchucchacua, al NW y SE de éste centro minero y ocupando algo más del 50 % del área observada; en él se ha diferenciado cinco unidades asignadas al cretáceo inferior.
i. Formación Oyón. (Ki-o).
Conformado por una intercalación de lutitas gris oscuras, areniscas y capas carbonosas antracíticas muy disturbadas. Se reconoce una potencia de 400 m. aflorando al NW Oyón. Se le asigna al valanginiano.
ii. Formación Chimú. (Ki-Chim)
Constituido por cuarcitas blancas con una porción superior de calizas con capas arcillosas y lechos carbonosos. Tiene una potencia de 400 a 600 m., se le observa a lo largo del eje del anticlinal de Patón. Se le ubica en el valanginiano.
iii. Formación Santa. (Ki-sa)
Está representado por una serie de 120 m. de calizas, lutitas azul grisáceas, y ocasionales nódulos de chert. Aflora al Oeste y Norte de la laguna Patón; se le considera del valanginiano.
iv. Formación Carhuaz. (Ki-ca)
Es una alternancia de areniscas finas y lutitas marrón amarillento y una capa superior de arenisca de grano fino y color rojo brillante. Su potencia es
de 600 m. y su edad corresponde al valanginiano superior a barremiano. Aflora en el flanco oeste del anticlinal de Patón.
v. Formación Farrat. (Ki-f)
Representado por areniscas blancas con estratificaciones cruzadas, 20 a 50 m. de espesor; aflora al Nor-oeste de la laguna Patón. Pertenece al aptiano.
b) Grupo Machay
i. Formación Pariahuanca. (Ki-Ph)
Formado por un paquete de 50 m. de espesor consistente en calizas grises; afloran al Nor-oeste de la laguna Patón. Se le asigna al aptiano superior. ii. Formación Chulec. (Ki-Ch)
Consta de 200 m. de margas, lutitas y calizas en característica estratificación delgada, que en superficie intemperizada tiene una coloración marrón amarillento. Aflora al Nor-oeste de Patón; se le ubica en el albiano inferior.
iii. Formación Pariatambo. (Ki-pt)
Constituido por lutitas negras carbonosas y calizas bituminosas plegadas, se sospecha con contenido de vanadio (J.J. Wilson). Tiene una potencia de 50 m. y hacia el techo existe una alternancia con bancos delgados de sílex. Están expuestas al Oeste y Nor-oeste de Patón; su edad es del albiano medio.
iv. Formación Jumasha. (Ki-j)
Potente secuencia de calizas gris claro en superficie intemperizada y gris oscuro en fractura fresca. Constituye la mayor unidad calcárea del Perú Central; se le subdivide en tres miembros limitados por bancos finos de calizas margosas beige.
- Jumasha Inferior. (J-i)
Alternancia de calizas nodulosas con sílex y calizas margosas que alcanzan los 570 m. de potencia. Se le ubica en el albiano superior-turoniano.
- Jumasha Medio. (J-m)
Calizas grises alternadas con calizas nodulosas y algunos horizontes margosos. Se le estima 485 m. de grosor y se le asigna al turoniano. - Jumasha Superior. (J-s)
Calizas de grano fino con una base de esquistos carbonosos, coronados por calizas margosas beige. Se le estima una potencia de 405 m. y se le ubica en el turoniano superior. Es el techo del Jumasha. v. Formación Celendín. (Ks-c)
Es una alternancia de calizas margosas, margas blancas y lutitas calcáreas nodulares marrón, que sobreyacen concordantemente al Jumasha. Se ha diferenciado dos miembros ubicados entre el coniaciano y santoniano.
- Celendín Inferior. (C-i)
Conformado por calizas margosas amarillentas en alternancia con lutitas calcáreas de un grosor de 100 m. que en la base se muestran finamente estratificadas.
- Celendín Superior. (C-s)
Está formado por lutitas y margas marrón grisáceo de 120 m. de potencia.
Ambos miembros afloran flanqueando al anticlinal de Cachipampa, al oeste y Este de Uchucchacua.
vi. Formación Casapalca. (Kti-ca)
Sobreyace ligeramente discordante sobre el Celendín y está constituido por lutitas, areniscas y conglomerados rojizos, con ocasionales horizontes lenticulares de calizas grises.
Su suavidad y fácil erosión ha permitido la formación de superficies llanas tal como se observa en Cachipampa. Se le estima una potencia de 1,000 m. y su edad probable es post-santoniano.
1.3.1.3.2. Volcánicos.
a) Volcánicos Calipuy. (Ti-Vca)
Se encuentran discordantemente sobre la Formación Casapalca y es un conjunto de derrames andesíticos y piroclásticos de edad terciaria. Su espesor es estimado en 500 m. y aflora al Norte de la zona de Uchucchacua.
1.3.1.3.3. Intrusivos.
Pórfidos de dacita, forman pequeños stocks de hasta 30 m, de diámetro, también se tiene diques y apófisis de dacita distribuidos irregularmente en el flanco occidental del valle, afectando a las calizas Jumasha-Celendín principalmente en las áreas de Carmen, Socorro, Casualidad y Plomopampa; los intrusivos forman aureolas irregulares de metamorfismo de contacto en las calizas.
1.3.1.3.4. Cuaternarios.
a) Depósitos Morrénicos. (Q-mo).
A cotas mayores de 3,800 msnm, el área sufrió los afectos de la glaciación pleistocénica, formando valles en “U” en cuyo fondo y laderas se depositaron morrenas que en varios casos represaron el hielo fundido, tal como la laguna Patón. Por otro lado, en Cachipampa las morrenas muy extendidas cubren a las capas rojas; estos depósitos están conformados por un conjunto pobremente clasificado de cantos grandes en matriz de grano grueso a fino generalmente anguloso y estriado.
1.3.1.4. Geología Estructural.
Los principales rasgos estructurales comprenden a pliegues, sobre-escurrimientos, fallas y fracturamiento.
Figura 06. Geología Estructural. Fuente: Oficina Geología Mina Uchucchacua.
Figura 07. Plano Geológico y Corte Transversal. Fuente: Oficina Geología Mina Uchucchacua.
1.3.1.4.1. Pliegues.
Se tienen los anticlinales de Cachipampa, Pacush y Patón formando por sedimentos cretácicos, en una orientación NW-SE, inclinados hacia su flanco occidental.
1.3.1.4.2. Sobre-encurrimientos.
Se tiene el sobre-escurrimiento de Colquicocha, que pliega a la formación Jumasha sobre la formación Celendín hacia el NW, el sobre-escurrimiento Mancacuta que pliega a la formación Chimú sobre las margas Celendín.
1.3.1.4.3. Fallas.
El área ha sido afectada por numerosas fallas en diversas etapas. A nivel regional, se observa que las fallas de mayor magnitud son transversales al plegamiento y se desplazan en ese sentido, aunque también los movimientos verticales son importantes. Las fallas principales presentes son: Falla Puntachacra NS / 78°E, Falla Uchucchacua N30°E / 80°NW, Falla Cachipampa N55°E / 85°NW, Falla Socorro N40°E / 82°NW, Falla Mancacuta N45°E / 85°NW, Falla Rosa S80°E / 80°SW (sinextral), Falla Socorro 1 N85°W / 60°NE, Falla Andrea EW / 83°S y la Falla Sandra EW/ 80°N.
La U.P. Uchucchacua presentan 4 sistemas de fallas importantes: primer sistema de N a S con buzamiento 78° E, segundo sistema de N 30°- 60° E, con buzamiento 82°NW, tercer sistema de E a W con buzamiento 83°S y cuarto sistema de N 80°- 85° W con buzamiento 70°NE. Estos sistemas incluyen las fallas principales y tensionales portadoras de la mineralización y sistemas de diaclasas propios del fracturamiento de los paquetes de estratos de caliza. Estos sistemas de fallamiento de acuerdo a las zonas de explotación pueden ser agrupados del siguiente modo:
Mina Socorro
Falla Gina-Socorro N74°W / 16°NE, Eliana Norte N40°W / 16°SE, Regina N64°E / 20°NW, Veta Deissy N80°W / 75°NE y Giovana-Norte N40°E / 85°NW.
Mina Huantajalla-Casualidad
Falla Casualidad N37°W / 85°NE, Veta Ramal 3A N60°W / 60°SW, Veta Mariana N80°E/ 70°SE, Veta Sarita N73°W / 75°SW, Veta Sarita Tensional S63°W / 75°NW
1.3.1.4.4. Fracturamiento.
Localmente, se ha determinado tres sistemas de fracturas. El primero tiene rumbo NE-SW, predominante en las zonas de Socorro y Casualidad. El segundo, en Carmen, de rumbo EW. El tercer sistema de fracturas se encuentra indistintamente en las tres zonas, con rumbo NW-SE.
Actualmente se vienen explotando las minas Carmen, Socorro y Huantajalla, las cuales presentan diferentes sistemas estructurales de control mineralógico.
1.3.1.5. Geología Económica.
La U.P. Uchucchacua es un depósito hidrotermal epigenético del tipo de relleno de fracturas (vetas), las cuales también fueron canales de circulación y reemplazamiento metasomático de soluciones mineralizantes que finalmente formaron cuerpos de mineral. La presencia de intrusivos ácidos como pequeños stocks y diques, sugieren la posible existencia de concentraciones u ore bodies de mineral del tipo de metasomatismo de contacto especialmente de zinc.
La mineralización económica comercial es básicamente de plata, como subproducto se extrae zinc, se observa además una amplia gama de minerales de ganga muchos de rara naturaleza. Las estructuras se emplazan en rocas calcáreas del cretácico superior y
son de diversa magnitud, asociadas a ellas se encuentran cuerpos de reemplazamiento irregulares y discontinuos. En la zona de Casualidad y Socorro SW hay evidencia de skarn mineralizado.
El área mineralizada se encuentra en un perímetro de 4 x 1,5 km. y para efectos de operación se le ha dividido en tres zonas Socorro, Carmen y Huantajalla.
a) Hidrotermal.
i. Marmolización.
Alrededor de los intrusivos y en las cajas de las vetas cuando ellas se aproximan a estos, se cree que este último caso es un detalle negativo en la presencia de mineral económico, lo que no está plenamente comprobado. ii. Granatización.
Como producto de la intrusión de los pequeñas apófisis, diques, se tiene en las aureolas del skarn; se relaciona además este tipo de alteración con la mineralización de silicatos de manganeso de los cuerpos de reemplazamiento, tipificándolos como skarn distal.
iii. Silicificación.
Las mineralizaciones de los cuerpos de reemplazamiento muchas veces forman aureolas delgadas de silicificación en la caliza encajonante, lo mismo que cuando ésta es englobada en “caballos” y fragmentos grandes. iv. Mineralogía.
Es compleja, con una rica variedad de minerales tanto de mena como de ganga, entre los que tenemos:
- Minerales de Mena.
Galena, Proustita, Argentita, Pirargirita, Plata Nativa, Esfalerita, Marmatita, Jamesonita, Polibasita, Boulangerita, Chalcopirita, Covelita, Jalpaita, Estromeyerita, Golfieldita.
Según estudio de Bisa (Noviembre 2011), se han reportado nuevas especies de minerales de plata, como son: Diaforita, Pearceita, Freibergita, Miargirita, Uchucchacuita, Smithita, Tetrahedrita, Pirquitasita, Canfieldita, Freieslebenita.
- Minerales de Ganga.
Pirita, Alabandita, Rodocrosita, Calcita, Pirrotita, Fluorita, Psilomelano, Pirolusita, Johansonita, Bustamita, Arsenopirita, Marcasita, Magnetita, Estibina, Cuarzo, Oropimente, Rejalgar, Benavidesita, Tefroita y Yeso. b) Mineralización.
i. Procesos.
El proceso de mineralización en Uchucchacua fue sumamente complejo, sin embargo, se hace un intento de interpretación en siete etapas:
- Plegamiento regional, sobrescurrimiento, falla Uchucchacua. - Fracturamiento en sistemas N-S, WNW-E.
- Desplazamiento de fallas Cachipampa, Socorro, disloque de intrusiones, de vetas Rosa y Sandra, formación de fracturas tensionales al norte de falla Socorro (Luceros), veta Rosa (Rosa 2, 3, Claudia, Victoria, etc.) y
Sandra (Violeta, Plomopampa, Jacqueline, etc.), brechamiento en la caja norte de veta Rosa.
- Mineralización etapa 2, en fracturas tensionales de Socorro (Luceros), de Sandra y en menor proporción en la veta Rosa (Irma Viviana, Rosa Norte, etc.).
- Mineralización etapa 3 en brecha de veta Rosa (Irma Viviana, Rosa Norte, etc.) y sus tensionales al SE (Rosa 2, Claudias, Victorias, etc). - Reapertura de fracturas y deposición tardía de minerales de etapa 4. - Oxidación supérgena de minerales por aguas de percolación.
ii. Tipos.
En Uchucchacua se presentan tres tipos: - Relleno de Fracturas.
Rellenadas por las soluciones hidrotermales toman la configuración en rosario. El relleno mineralógico es mayormente de sulfuros tales como galena, blenda, pirita, plata roja, alabandita, también calcita, rodocrosita, en menor cantidad presentan silicato.
La mineralización se dispone en bolsonadas de diversa longitud con zonas de ensanchamiento y adelgazamiento en los bordes, en algunos casos son filones de fisura de muy limitada extensión.
- Reemplazamiento Metasomático.
Este proceso ha sido favorecido por las calizas del Jumasha Medio e Inferior como cajas de las fracturas en Uchucchacua, dando lugar al reemplazamiento por sulfuros y silicatos de metales económicos como
plata y zinc, formando cuerpos irregulares muy relacionados a las vetas, con dimensiones entre 30 a 140 m. de longitud, alrededor de 150 m. de altura y de 4 a 30 m. de ancho.
En profundidad el reemplazamiento es mucho más irregular y tienden a ser controlados por planos de estratificación.
- Metasomatismo de Contacto.
La presencia de intrusivos en el distrito minero determina la existencia de skarn en sus dos tipos, endoskarn y exoskarn mineralizados predominantemente con blenda oscura, Chalcopirita y Galena Argentifera de grano grueso que se disemina con granate del tipo grosularia, presentan también una configuración irregular alrededor de los intrusivos, están constituidos por diseminaciones y vetillas de mineral cualitativamente inferiores a las vetas y reemplazamientos. iii. Veta Gina Socorro
Esta es la estructura mineralizada que motiva el presente estudio, esta estructura está formada por el relleno mineral de fracturas tipo rosario de rumbo N35°- 45°E y buzamiento subvertical, con potencias que varían de 1.0 a 4.5 m. y en algunos tramos o inflexiones se presenta la formación de cuerpos de 4 hasta 16 m. de potencia y en forma localizada la potencia puede alcanzar los 22 m. La longitud reconocida desarrollada alcanza aproximadamente 1 km. y con una amplitud vertical desarrollada de 300 m. aproximadamente, apreciándose acompañada de estructuras satélites o ramales sub paralelos, los que también presentan un comportamiento tipo
rosario, pero cuyas longitudes no logran alcanzar más de 200 m. en promedio con algunas excepciones mayores como la estructura Lilia. La composición mineralógica está compuesta principalmente por esfalerita, galena, marmatita, alabandita, platas rojas, pirita y calcita.
1.3.2. Términos mineros. 1.3.2.1. Estándar.
Es el modelo, patrón o referencia a seguir. En minería se aplica este término a los estándares de gestión de los procesos productivos en las empresas mineras aplicándose por ejemplo en la automatización de los procesos de perforación y voladura, planes mineros y control de flotas de carguío y acarreo.
1.3.2.2. Perforación.
Es la primera operación en la preparación de una voladura. Su propósito es el de abrir en la roca huecos cilíndricos destinados a alojar al explosivo y sus accesorios iniciadores, denominados taladros o Blast Holes.
1.3.2.3. Perforación de Calidad.
Para que se lleve a cabo una perforación de calidad, debe existir una buena simetría de los taladros, una adecuado Stemming (Longitud y Calidad) y sobre todo un buen paralelismo; tomando en cuenta éstas consideraciones obtendremos buena fragmentación (reduce costos en el proceso), buen avance (reduce costo por metro por metro cúbico roto), y un perfil adecuado de la labor (crea menos condiciones inseguras).
1.3.2.4. Equipos de Perforación.
En Mina Socorro, en el nivel 3850 para realizar la perforación de frentes se emplea el siguiente jumbo:
a) Atlas coopco boomer S1D
El Boomer S1 D es un equipo hidráulico diésel de perforación frontal de un brazo, adecuado para galerías y túneles. Tiene un brazo BUT 29 flexible y un martillo COP que optimizan la productividad. La unidad de potencia hidráulica diésel proporciona una extraordinaria flexibilidad, empleándose el motor diésel tanto para desplazamiento como para perforación.
1.3.2.5. Voladura.
De acuerdo a los criterios de la mecánica de rotura, la voladura es un proceso tridimensional, en el cual las presiones generadas por explosivos confinados dentro de taladros perforados en la roca, originan una zona de alta concentración de energía que produce dos efectos dinámicos: fragmentación y desplazamiento.
1.3.2.6. Voladura Controlada.
El principio para que se dé una voladura controlada, es la reducción del factor de acoplamiento perimetral para limitar la sobre rotura y costos de sostenimiento posterior al disparo, es decir, se debe eliminar la rotura radial, a favor de una rotura planar. Para ello, dos cargas cercanas se disparan simultáneamente, produciendo una grieta de tensión que determina el plano de corte, En esta grieta se infiltran los gases de explosión con efecto de cuña, expandiéndola hasta provocar la ruptura, ésta ruptura se extiende de taladro a taladro hasta provocar el corte planar periférico.
1.3.3. Fragmentación.
Es un proceso de fracturamiento o corte de la roca por medio de la perforación y voladura comprende a la acción de un explosivo y a la consecuente respuesta de la masa de roca circundante, involucrando factores de tiempo, energía, ondas de presión, mecánica de rocas y otros, en un rápido y complejo mecanismo de interacción.
1.3.4. Equipos de carguío y acarreo.
a) Scoop Cat R1300G.
El cargador subterráneo R1300G está diseñado para una alta producción, carga y empuje de bajo costo por tonelada en aplicaciones mineras subterráneas. Su diseño compacto con rendimiento ágil, construcción sólida y mantenimiento simplificado aseguran una excelente productividad, larga duración y bajos costos de operación. Diseñado para ser cómodo y productivo, fabricado para durar.
b) Dumper Atlas Coopco MT 2010.
Es un camión de interior de 20 toneladas métricas desarrollado para operaciones subterráneas de pequeña a mediana escala y avance a alta velocidad. Las características estándar de este vehículo lo convierten en uno de los camiones mineros más extraordinarios de su clase.
1.3.5. Equipos de sostenimiento. a) Bolter Sandvik DS311
Es el bolter más compacto en el mercado para roca, con la mejor relación a la mecanización del proceso de atornillado garantiza la integridad del perno eficiente y duradero. La máquina es operada por un solo hombre, y se utiliza para el refuerzo de rocas en minas subterráneas con secciones transversales pequeñas y medianas.
1.3.6. Perno Split Set.
Es un tipo de sostenimiento de perno metálico considerado TEMPORAL, que trabajan por fricción (resistencia al deslizamiento) trabajan a lo largo de toda la longitud del taladro. El Split set, consiste de un tubo ranurado a lo largo de su longitud, uno de los extremos es ahusado y el otro lleva un anillo soldado para mantener la platina.
1.3.7. Parámetros Geométricos de Perforación y Voladura. 1.3.7.1. Malla.
Es la forma en que se distribuyen los taladros de una voladura, considerando básicamente a la relación burden y espaciamiento y su directa vinculación con la profundidad de los taladros.
1.3.7.2. Burden.
También denominada piedra, bordo o línea de menor resistencia a la cara libre. Es la distancia desde el pie o eje del taladro a la cara libre perpendicular más cercana. También la distancia entre filas de taladros en una voladura. Se considera el parámetro más determinante de la voladura. Depende básicamente del diámetro de perforación, de las propiedades de la roca, altura de banco y las especificaciones del explosivo a emplear.
1.3.7.3. Espaciamiento.
Es la distancia entre taladros de una misma fila que se disparan con un mismo retardo o con retardos diferentes y mayores en la misma fila.
1.3.7.4. Diámetro del Taladro.
Es el diámetro con el que se construye el barreno de perforación este depende principalmente del equipo que se emplea para su construcción.
1.3.7.5. Longitud del Taladro.
La longitud de taladro tiene marcada influencia en el diseño total de la voladura y es factor determinante en el diámetro, burden y espaciado. Es la profundidad con la que se ha perforado el macizo rocoso con barras de diferentes longitudes.
1.3.7.6. Taco.
Normalmente el taladro no se llena en su parte externa o collar, la que se rellena con arcilla o cartón, que tiene la función de retener a los gases generados durante la detonación, sólo durante fracciones de segundo, suficientes para evitar que estos gases fuguen como un soplo por la boca del taladro y más bien trabajen en la fragmentación y desplazamiento de la roca en toda la longitud de la columna de carga explosiva.
1.3.8. Explosivos.
Los materiales explosivos se definen, como sustancias químicas, liquidas, solidas, gaseosas o mesclas de ellas; las cuales por acción de calor, roce, chispa, impacto o combinación de ellos (reacciones químicas de óxido-reducción), son iniciadas.
Luego de su iniciación, se desarrolla un proceso de detonación que libera en una fracción de microsegundo, a elevadas temperaturas, grandes cantidades de gases que se expanden rápidamente, generando elevadas presiones y esfuerzos que afectan el medio que rodea.
En voladura de rocas, la energía liberada por la detonación de los explosivos, produce cuatro efectos básicos: fragmentación de la roca, desplazamiento de la roca, vibración del terreno y onda expansiva.
1.3.8.1. ANFO.
Es un material no explosivo por si solo que consiste del 94% de nitrato de amonio en glóbulos y el 6% de aceite combustible, es insensible a un detonador, por sí solo no causa detonación; el ANFO para que detone, se requiere de un sistema de iniciación adecuada que consiste de una carga iniciadora compuesta por un explosivo multiplicador o alto adherida un detonador.
Debido a la estructura micro cristalina y micro porosa del prill, este puede absorber hasta 11 % del diésel Nº 2 (solamente 5.6% es necesario para un buen desempeño). El ANFO genera una baja velocidad con una moderada presión de detonación, esto resulta en una buena energía que empuja a la roca.
1.3.8.2. Emulex 80.
Emulsión encartuchada formulada para ser utilizada en el carguío de taladros positivos por su excelente consistencia y, gracias a su alto poder rompedor, es apropiada para ser empleada como cebo o primera carga de columna en taladros de diámetros pequeños a intermedios en trabajos de minería subterránea, tajo abierto, obras civiles y canteras. Gracias a su excelente resistencia al agua puede ser utilizada en taladros húmedos e inundados ofreciendo buenos resultados de fragmentación. Dado el bajo nivel de gases que genera esta emulsión, reduce los tiempos muertos para reingreso a las operaciones.
1.3.8.3. Dinamita 45%.
Dinamita envuelta en papel parafinado que brinda un alto rendimiento y, gracias a su bajo poder rompedor, es ideal para trabajar en taladros de voladura controlada. Por su plasticidad permite un buen acoplamiento y brinda una baja resistencia al agua, lo que permite su uso recomendado para taladros sin presencia de agua.
1.3.8.4. Dinamita 65%.
Dinamita envuelta en papel parafinado que brinda un alto rendimiento y, gracias a su buen poder rompedor, es ideal para trabajar en taladros de difícil carguío. Por su plasticidad permite un buen acoplamiento y brinda una buena resistencia al agua, lo que permite su uso en taladros sumergidos.
1.3.8.5. Detonador No Eléctrico Exsanel.
Estos sistemas se caracterizan por emitir una onda de choque de baja velocidad (aproximadamente 2000 m/s) que se propaga a través de un tubo de plástico en cuyo interior contiene una película delgada de explosivo de 20 mg/m, la cual es transmitida hacia el detonador. La reacción no es violenta, es relativamente silenciosa y no causa interrupción ni al explosivo ni al taco.
- Cápsula detonante de aluminio, con elemento de retardo y sello antiestático. - Conector plástico J, para unir el tubo de choque a una línea troncal de cordón
detonante.
- Etiqueta, que indica el periodo de retardo del detonador y el tiempo nominal de detonación.
1.3.8.6. Carmex.
El carmex es un accesorio de voladura y está compuesto por los siguientes componentes: un Fulminante Común Nº 8, un tramo de Mecha de Seguridad, un Conector para Mecha Rápida y un Block de sujeción, que viene a ser un seguro de plástico, cuya función es asegurar la Mecha Rápida al Conector para Mecha Rápida.
1.3.8.7. Cordón detonante 3P.
El cordón detonante pentacord 3P, es un accesorio de voladura, que posee características como: alta velocidad de detonación, facilidad de manipuleo y seguridad. Está formado por un núcleo de pentrita (PENT), el cual está recubierto con fibras sintéticas y forrado con un material plástico. En el caso de los cordones reforzados, se utiliza adicionalmente hilos y resinas parafinadas para dotar al producto de una mayor resistencia a la abrasión y tracción.
1.3.9. Software. 1.3.9.1. Split Desktop.
El software Split- Desktop permite cuantificar la roca fragmentada producto de la voladura. Para el análisis se importa imágenes en formatos jpg, tiff.
Estas imágenes pueden ser de la pila del material volado, camiones en acarreo, pila de lixiviación, una vez que las imágenes son tomadas y guardadas en un ordenador, el software Split-desktop tiene cinco pasos progresivos para el análisis de cada imagen. - El programa le permite determinar la escala de la imagen tomada en campo. - Delimitación automática de los fragmentos de cada una de las imágenes que se
procesan.
- Calculo de la distribución de tamaño basado en los fragmentos delineados. - Mostrar resultados de distribución de tamaño en gráficos.
1.3.10. Costos.
1.3.10.1. Conceptos Básicos.
Para hablar de costos tenemos que tener claro los conceptos básicos, las diferencias entre gastos, costos, precios, precios unitarios, cotización, utilidad, presupuesto y riesgo.
1.3.10.1.1. Gasto.
Es todo el flujo de efectivo que se refleja en la caja de la empresa para el pago de salarios, servicios, compra de insumos, etcétera.
1.3.10.1.2. Costo.
Es el gasto económico generado por la producción de algún bien, o la oferta de algún servicio, el cual supone una ganancia.
1.3.10.1.3. Precio.
Es el monto del producto del servicio proporcionado por la empresa. Se establece de acuerdo con el comportamiento del mercado y debe cumplir con las expectativas tanto de la empresa especializada como las del cliente.
1.3.10.1.4. Precios Unitarios.
Son aquéllos que conoce el cliente y deben contener los conceptos de costos, riesgos y utilidad. Englobados, deberán ser iguales al precio establecido por el órgano de gobierno de la organización.
1.3.10.1.5. Utilidad.
Es la diferencia entre el costo de la empresa especializada y el precio establecido al cliente. Se maneja en cantidades absolutas o en porcentajes.
1.3.10.1.6. Cotización.
Es el documento con el cual el proveedor o el contratista oficializan el detalle del servicio, material u obra, así como el precio, condiciones de pago y tiempo de entrega.
1.3.10.1.7. Presupuesto.
Son los gastos de la empresa especializada en cuanto a las necesidades propias y a los servicios prestados al cliente. Estos pueden ser proyectos de inversión, ordenados y calendarizados de acuerdo con los lineamientos emitidos por la misma empresa especializada, y las dependencias gubernamentales normativas y a las que el cliente requiera informar.
1.3.10.1.8. Riesgo.
En el presente estudio, el riesgo se define como el costo de uno o varios eventos no programados que actúan en contra de los intereses de la empresa especializada. Éstos pueden ser desde déficits de tiempo hasta siniestros de gran magnitud con pérdidas humanas. Si los riesgos son del conocimiento de la empresa especializada de acuerdo con las características de la intervención que se va a ejecutar, deberán ser calculados y considerados tanto en la cotización como en los programas operativos; sin embargo, existen riesgos internos imponderables que afectan los resultados de la empresa. Por esta razón, deberán calcularse e incluirse en el programa operativo y en el costo.
1.3.10.2. Tipo de Costos.
Los costos de dividen en Costos Fijos y Costos Variables.
1.3.9.2.1 Costos Fijos.
Son aquéllos costos que se debe afrontar independientemente de la cantidad de obra que esté efectuando. Básicamente son:
- Costo de Administración. - Costo Financiero.
- Amortizaciones y Depreciaciones - Impuestos.
- Mano de Obra Indirecta.
1.3.9.2.2 Costos Variables.
Son los costos que varían de acuerdo con la cantidad de obra generada. Los principales conceptos son:
- Mano de Obra Directa.
- Materiales e Insumos (Explosivos, Neumáticos, Energía, etc.) - Transporte.
1.3.11. Clasificación Geomecánica RMR.
Para clasificar geomecánicamente a la masa rocosa, se utilizó la información del mapeo geomecánico de la masa rocosa realizada en las labores subterráneas del Nv. 3990 hasta el Nv. 3710 y del logueo geotécnico de los testigos de las perforaciones diamantinas convencionales realizadas como parte de la exploración del yacimiento en profundidad.
Se utiliza como criterio principal el criterio de clasificación geomecánica de Bieniawski (RMR – Valoración del Macizo Rocoso – 1989), y como criterios complementarios los de Barton y Colaboradores (Sistema Q – 1974) y Marinos & Hoek (GSI – Geological Strength Index – 2002).
Los valores de resistencia compresiva de la roca intacta, Los valores del índice de calidad de la roca (RQD) fueron tomados directamente durante el logueo de los testigos rocosos diamantinos y del registro lineal de discontinuidades en la masa rocosa de las labores subterráneas, utilizando la relación propuesta por Priest & Hudson (1986), teniendo como parámetro de entrada principal la frecuencia de fracturamiento por metro lineal.
Figura 08. Clasificación del macizo rocoso. Fuente: Área de Geología – U.P. Uchucchacua.
1.3.12. Modelo Calvin J. Konya.
La base teórica que se ha utilizado para desarrollar este trabajo de investigación es en base al modelo para túneles de Calvin J. Konya, el cual es un método para obtener un diseño de malla de perforación para labores subterráneas.
Para facilitar los cálculos, Calvin J. Konya ha divido el frente de avance en 5 secciones diferentes, cada una de estas secciones deben ser tratadas en forma especial durante los cálculos; estas secciones son las siguientes:
Figura 09. División de Secciones. Fuente: Los Autores.
Donde:
A: Taladros de corte o arranque.
B: Taladros de ayuda o auxiliares.
C: Taladros de corona.
D: Taladros cuadradores o hastiales. E: Taladros de piso o arrastres.
1.4 Justificación del Problema.
La Perforación y Voladura, son las operaciones en las que se generan mayores costos, debido al alto valor de los insumos y materiales que se requieren. Todo ello conlleva a un gran impacto en la productividad y economía de la operación, por este motivo si el
proceso de voladura produce un resultado deficiente, entonces la productividad del ciclo de minado se ve reducida.
En la Mina Socorro – Uchucchacua, no se tiene definido un estándar de malla de perforación y voladura. El presente trabajo de investigación está enfocado a implementar un estándar, el cual busca reducir los costos operativos, mediante el cumplimiento de la malla diseñada, disminución del factor de carga, reducción del consumo de explosivo y mejorar los avances.
1.5 Enunciado del Problema
¿Cuál es el estándar de malla de perforación y voladura, que permitirá reducir costos operativos en labores horizontales de sección 4.0 m. x 4.0 m. en Mina Socorro – Uchucchacua?
1.6 Hipótesis.
El estándar de malla de perforación y voladura diseñada en base al modelo teórico de Calvin J. Konya, de acuerdo al macizo rocoso permitirá:
Reducir los costos operativos en labores horizontales de sección 4.0 m. x4.0 m. en Mina Socorro – Uchucchacua.
1.7 Objetivos.
1.7.1
Objetivo General.Reducción de costos operativos, mediante la estandarización de malla de perforación y voladura en secciones 4.0 m. x 4.0 m.
1.7.2 Objetivos Específicos.
- Obtener mayor avance.
- Reducir el factor de carga (Kg/ml)
- Reducir la sobrerotura de la sección en un 5%. - Obtener una mejor granulometría (P80 = 6 pulg.)
CAPÍTULO II
DISEÑO DE INVESTIGACIÓN 2.1 Material de Estudio.
2.1.1 Universo.
El universo de investigación está conformado por el conjunto de labores mineras subterráneas de avance de sección 4.0 m x 4.0 m; donde presenta un macizo rocoso cuyos valores de RMR oscilan entre 40 - 60 (Roca tipo III), donde se aplicará el estándar de malla de perforación y voladura.
2.1.2 Muestra.
La muestra de investigación está delimitada por las labores que son prioridad de acuerdo al plan mensual y también las denominadas como labores críticas de sección 4.0 m x 4.0 m. tales como: Gal 665, Cx 7200, Cx 7296 y Cx 7424.
2.2 Método y Procedimiento
2.2.1 Método.
Figura 10. Procedimiento de investigación. Fuente: Los Autores.
2.2.2 Procedimiento de investigación.
2.2.2.1 Recopilación y análisis de información: Perforación y voladura.
Se realizó la recopilación de información de perforación y voladura; mediante la búsqueda de antecedentes, en donde se ha encontrado reportes diarios de perforación y voladura de diferentes secciones, y la relación del consumo de explosivo y avances, que nos han sido proporcionados por el responsable del área de Perforación y Voladura de Compañía Buenaventura, que a continuación detallamos:
a) Malla de perforación y voladura.
El área de Perforación y Voladura de Compañía Buenaventura proporcionó un diseño de malla utilizado para roca tipo III, con una longitud de perforación de 14’; este diseño es utilizado por algunos operadores de jumbo, debido a que no existe un estándar en toda la unidad minera.
Dicho diseño de malla de perforación y voladura presenta:
Taladros perforados: 44
Taladros cargados: 37
Tamaño de barreno: 14 pies
Eficiencia de perforación: 90%
Perforación efectiva: 3.84 m
Metros perforados: 168.96
Figura 11. Diseño de malla anterior.
Fuente: Área de Perforación y Voladura Cía. Buenaventura.
Figura 12. Vista Perfil de perforación anterior. Fuente: Los Autores.
b) Pedido de Explosivo.
El pedido de la cantidad de explosivo que se solicita en el polvorín es variable, debido a la falta de control al generar los vales; se hizo la recopilación de varios pedidos, y se obtuvo la siguiente muestra:
Tabla 01. Pedido de explosivo para la malla anterior. Fuente: Los Autores.
c) Factor de avance y factor de carga.
Se ha realizado la recopilación de reportes diarios de avance de las labores de estudio de sección 4.0 m x 4.0 m, teniendo como resultados:
Tabla 02. Avance promedio y factor de carga con la malla anterior. Fuente: Los Autores.
Longitud Cargada (m) Kg Arranque 3.5 5.6 1 4 4 22.4 4 Ayud. Arranq 1 3.0 4.8 1 4 4 19.2 4 Ayud. Arranq 2 3.0 4.8 1 4 4 19.2 4 Ayud. Arranq 3 2.8 4.5 1 4 4 17.9 4 Ayud. Arranq 4 2.8 4.5 1 4 4 17.9 4 Ayud. Corona 2.5 4.0 1 3 3 12.0 3 Corona (5 Cañas) 2 6 9 5 10 30 Hastial 2.5 4.0 1 4 4 16.0 4 Arrastre +Cuneta 9 5 5 47 Alivios 3 0 44 #Cartuchos 0 47 37 30 37 Kg 125 10.11 4.53 2.37
5 Sacos 45 Cartuchos 37 Cartuchos 30 Cartuchos
CARGUÍO CON ANFO, ROCA TIPO 3, SECCIÓN 4.0 X 4.0m Y BARRA 14 PIES
UBICACIÓN
EXPLOSIVO POR TALADRO
Total Taladros Taladros Cargados EXPLOSIVO TOTAL EXAMON-P Emulex80 1 1/4x12 Emulex80 1 1/2x12 Semexsa65 1 1/8x7
PEDIDO A REALIZAR AL POLVORIN
Semexsa45 7/8x7 EXAMON-P (kg) Emulex80 1 1/4x12
Total Taladros Perforados Total Taladros Cargados
Semexsa65 1 1/8x7
Semexsa45 7/8x7
CONTRATISTA ZONA TIPO DE
VOLADURA LABOR TIPO DE ROCA
Promedio de AVANCE (m)
Factor de Carga (Kg/m)
CONGEMIN SOCORRO FRENTE CX 7200 TIPO 3 2.92 48.83
CONGEMIN SOCORRO FRENTE CX 7226 TIPO 3 2.90 50.49
CONGEMIN SOCORRO FRENTE CX 7424 TIPO 3 2.91 49.62
CONGEMIN SOCORRO FRENTE GL 665 TIPO 3 2.94 49.25
2.92 49.55
d) Fragmentación.
En la toma de datos, se realizó un levantamiento a la fragmentación que se obtiene con el diseño de malla anterior, teniendo este como referencia para cuando se establezca el estándar de perforación y voladura. La fragmentación no debe ser superior a las 6’’ ni menor a 4”.
A continuación, se presenta una muestra de la recolección de datos realizada por el área de perforación y voladura de Compañía Minera Buenaventura.
Figura 13. Resultado de fragmentación con la malla anterior. Fuente: Área de Perforación y Voladura Cía. Buenaventura.
LABOR FRENTE
TIPO DE CEBO Semexsa 65
EXPLOSIVO Anfo
CARGA COLUMNA Anfo
TIPO DE ROCA III
F10 0.44 F20 0.97 F30 1.54 F40 2.13 F50 2.78 F60 3.39 F70 4.05 F80 4.82 F90 5.93 Topsize (99,95%) 10.57 % Pasante Tamaño (Pulg.)
e) Costos en operaciones.
A continuación, se detalla los costos en las operaciones unitarias generadas por el diseño de malla anterior.
- Costos de Perforación:
Por lo regular, los costos de perforación dependen de tres aspectos importantes: los costos diarios del equipo, los costos diarios de herramientas y suministros, y el tiempo empleado en la perforación (eficiencias); este costo será expresado en dólares por metro de avance ($/m).
Figura 14. Costo Horario de Equipo Jumbo S1D. Fuente: Los Autores.
EQUIPO JUMBO MARCA ATLAS COPCO MODELO S1D
215000 4
5 9.67
13500 25
12
VALOR TASA TASA TASA DE CONSUMO CONSUMO CONSUMO VIDA UTIL PRECIO PRECIO PRECIO PRECIO K INTERES SEGUROS RESCATE COMBUSTIBLE LUBRICANTES GRASAS LLANTAS COMBUSTIBLE LUBRICANTE GRASAS LLANTAS
gl/hr gl/hr lbr/hr hrs $/gl $/gl $/lb $/jgo
0.000222 9.00% 4.00% 20.00% 75% 1.5 0.125 0.05 2300 2.7 6 3.5 6400
VALOR DE VALOR PERIODO DE COSTO COSTO COSTO COSTO DE COSTO DE
ADQUISICION DEPRECIABLE DEPRECIACIÓN COMBUSTIBLE LUBRICANTES GRASAS FILTROS LLANTAS
$ $ hrs $/hr $/hr $/hr $/hr $/hr $/hr $/hr $/hr $/hr
607500 558100 13500 41.34 12.15 5.40 33.75 4.05 0.75 0.18 3.90 2.78
104.30
SEGURO
COSTO HORARIO DE EQUIPO ($/h) =
COSTO DE COSTO DE POSESIÓN MANTENIMIENTO Y REPARACIÓN DATOS Valor de adquisicion Vida económica en años Vida económica en horasDisparos por Dia Horas efecticvas de Trabajo
Dias efectivos al mes Meses por año
COSTO HORARIO DE QUIPO
JUMBO
CÁLCULO VALOR DE RESCATE $ 43000Figura 15. Costo herramientas y materiales. Fuente: Los Autores.
CONSUMO POR PRECIO VIDA UNIDADES COSTO PARCIAL COSTO TOTAL GUARDIA ($) UTIL VIDA UTIL ($) ($)
PERFORACIÓN DE TALADROS A CARGAR
4.00 Unidad 2.42 60 Dias 0.040 0.161 4.00 Unidad 3.62 60 Dias 0.060 0.241 4.00 Unidad 10.61 60 Dias 0.177 0.707 554.40 Unidad 63.36 3500 Pies 0.018 10.036 554.40 Pies 226.27 30000 Pies 0.008 4.181 554.40 Pies 159.08 7000 Pies 0.023 12.599 554.40 Pies 70.54 7000 Pies 0.010 5.587
PERFORACIÓN DE TALADROS DE ALIVIO
37.8 Pies 252.61 7000 Pies 0.0361 1.3641 37.8 Pies 104.58 7000 Pies 0.0149 0.5647 HERRAMIENTAS 1.00 Unidad 14.93 180 Dias 0.083 0.083 1.00 Unidad 6.75 100 Dias 0.068 0.068 1.00 Unidad 7.42 106 Dias 0.070 0.070 1.00 Unidad 0.5 60 Dias 0.008 0.008 100.00 Metros 2.04 210 Dias 0.010 0.971 4.00 Unidad 1.67 60 Dias 0.028 0.111 6.00 Metros 6.3 60 Dias 0.105 0.630 0.16 Galones 7.07 1 Galon 7.070 1.131 10.00 Unidad 0.64 1 Disparo 0.640 6.400 0.15 Galones 10.41 1 Galon 10.410 1.562 1.00 Unidad 11.45 270 Dias 0.042 0.042 2.00 Unidad 17.27 30 Dias 0.576 1.151 2.00 Unidad 18.79 30 Dias 0.626 1.253 2.00 Unidad 21.82 30 Dias 0.727 1.455 1.00 Unidad 84.07 180 Dias 0.467 0.467 4.00 Unidad 1.82 15 Dias 0.121 0.485 38.00 Unidad 0.46 1 Disparo 0.460 17.480 5.00 Unidad 0.78 1 Disparo 0.780 3.900 72.710
24.91
BROCA ESCAREADORA DE BOTONES DE 4" x 12°, 102MM, 7721-6602 BROCA ESCAREADORA DE BOTONES DE 4" x 12°, 102MM, 7721-6602
COMBA DE ACERO FORJADO DE 12 LB
TACOS DE ARCILLA ( 1 1/2 X 8)
TUBO DE PVC PARTIDO POR LA MITAD DE ½" X 3 MTS BARRETILLA DE 6'
BARRETILLA DE 8' BARRETILLA DE 10'
CARGADOR MANUAL DE ANFO AB BLASTING ATACADOR DE EUCALIPTO DE 1" Diametro x 10' MANGUERA ANTIESTATICA
ACEITE MOBIL ALMO 527
TUBO DE PVC PARTIDO POR LA MITAD DE ½" X 2 MTS PINTURA ESMALTE COLOR AMARILLO LUCERO LLAVE STILSON DE 14"
LAMPA TIPO CUCHARA MINERA NRO. 603/604.NRO.2/206
ACOPLE R38 TOPE CENTRAL 7994-3655-00 / BA-350029 / 90000168 BROCA DE BOTONES DE 1-3/4", 7733-4545-S45 / BA-110180/ 9050 REDUCCION DE TUBO DE FIERRO NEGRO DE 4-1/4" A 4" REDUCCION DE TUBO FIERRO NEGRO DE 2" A 3/4"
BARRA DE PERFORACION HORIZONTAL, 7854373720/ BA-220027 SHANK ADAPTER, HYDRASTAR 300 R-38 BA-450150 REDUCCION DE TUBO FIERRO NEGRO DE 1" A 3/4"
UNIDAD
SUMINISTROS Y MATERIALES
COSTO HERRAMIENTAS Y MATERIALES ($/m) = PICO MINERO DE DOBLE PUNTA.(SIN MANGO)
MANGO DE 36" PARA PICO
MANGUERA DE JEBE Y LONA DE 1", 200 PSI (50 MT)
ABRAZADERA DE FIERRO GALVANIZADO DE 1" CON DOS PERNOS
Figura 16. Eficiencia de perforación con Jumbo. Fuente: Los Autores.
Figura 17. Costo total de perforación. Fuente: Los Autores.
ROCA TIPO III SECCIÓN 4.0 X 4.0 Unidades 44 metros 3.8 min 1.5 metros/min 2.53 min 0.7 min 0.3 min 66 min 30.8 min 13.2 min 15 min 125.00 min 20 min 145.00 Hrs
2.42
TOTAL TIEMPO PARA PERFORAR CON JUMBO
TOTAL TIEMPO DE PERFORACIÓN FRENTETIEMPO DE POSICIONAMIENTO DEL EQUIPO SEGÚN EJES TOTAL TIEMPO MUERTO
VELOCIDAD PROMEDIO DE PERFORACION
TIEMPO PROMEDIO DE PERFORACION POR TALADRO TIEMPO DE CAMBIO DE TALADRO A TALADRO TIEMPO MUERTO PROMEDIO POR TALADRO TIEMPO DE PERFORACIÓN NETA FRENTE TOTAL TIEMPO CAMBIO DE TALADRO
TOTAL TIEMPO PROMEDIO CAMBIO DE BROCAS Y ESCAREADORA
EFICIENCIA DE PERFORACION CON JUMBO
DESCRIPCIÓN NUMERO DE TALADROS LONGITUD DE PERFORACIÓN UNIDAD 252.05
111.27
RESULTADOS
COSTO TOTAL DE PERFORACION POR FRENTE ($)
- Costos de Voladura:
Para calcular el costo del explosivo utilizado por metro de avance, involucramos aspectos como: el precio unitario del material explosivo, la cantidad que se necesita para disparar un frente, y el peso de éstos.
Figura 18. Costo total de Voladura. Fuente: Los Autores.
ITEM
DESCRIPCION
PRECIO UNIDADES CANTIDAD
PESO
COSTO
001 DINAMITA 7/8" X 7" SEMEXSA 45% 2.25 US$/kg 30 2.37 5.333
002 DINAMITA 1 1/8" X 7" SEMEXSA 65% 2.54 US$/kg 37 4.551 11.560
003 EMULEX 80 1 1/4" X 12" 2.29 US$/kg 47 12.502 28.630
004 EXAMON P 0.75 US$/kg 125 125 93.750
005 CORDON DETONANTE 3P 0.21 US$/m 42 - 8.820
006 EXANEL 4.8 Metros 1.3 US$/pieza 37 - 48.100
007 MECHA RAPIDA DE IGNICION Z-19 0.4 US$/m 0.5 - 0.200
008 CARMEX CON CONECTOR 2.10 Metros 0.66 US$/pieza 2 - 1.320
