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UNIVERSIDAD NACIONAL DE

HUANCAVELICA

(CREADA POR LEY Nº 25265)

FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS, CIVIL Y AMBIENTAL

ESCUELA ACADEMICO PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS

PROYECTO DE INVERSION MINERA

MINADO DE VETAS ANGOSTAS CON SOSTENIMIENTO MECANIZADO EN LA UNIDAD MINERA HUACHOCOLPA UNO DE LA CIA. MINERA CAUDALOSA S.A.

RESPONSABLES : HUACHO RAMOS, Miguel Angel

POMATAY PAQUIYAURI, Amarildo

CURSO : FORMULACION Y EVALUCION DE PROYECTOS MINERO

DOCENTE : Ing. QUISPEALAYA ARMAS, Luís

CICLO : X CICLO

HUANCAVELICA – PERÚ

2014

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RESUMEN

El proyecto minero es trascendental para el futuro de la Región de Huancavelica porque impulsará el desarrollo económico de nuestro pueblo y garantizará un mejor nivel de vida para nuestra gente en la medida que se genere empleo directo e indirecto relacionado a la minería y a otras actividades como la agricultura, ganadería, turismo, tecnología, comercio, etc. También tendrá un impacto dinamizador en la economía de la Región.

Es un proyecto minero con reservas estimadas en 303681.13 toneladas en suMayoría cobre, plomo, zinc y plata. El yacimiento está planificado para operar del tipo subterráneo, y por ello este proyecto está basado en brindar seguridad y extraer al máximo los minerales de las vetas angostas que tiene en este yacimiento. En su operación creará empleos permanentes e indirectos. Es por eso que nosotros tratamos de estudiar este proyecto de tipo polimetálico. Identificando en qué etapa se encuentran sus ventajas y desventajas con la ejecución de este proyecto, de la misma manera identificando en qué etapa se encuentran, comparando cuales son los beneficios que contribuirán a nuestro país, cuales son las ventajas que recibirán los pobladores que se encuentran cercanas a las empresas mineras viendo cuales son las Responsabilidades Sociales en el Perú.

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INTRODUCCIÓN

En el contexto de la disciplina de la Evaluación de Proyectos, se ha desarrollado una serie de metodologías que tienen su origen en la ciencia económica, y que comparan los beneficios y costos de emprender un determinado proyecto de inversión, a fin de decidir sobre la conveniencia de su ejecución.

El PROYECTO MINERO, que ha sido dividida en cuatro capítulos. En el Capítulo I se mencionara la formulación del problema, los objetivos y la justificación del mismo. El Capítulo II, para tratar referente a los Aspectos tecnológicos, la Geología en el que se encuentra nuestro proyecto. Así mismo el estudio de mercado. En el Capítulo III, se explicará todo lo referente a la recolección de datos, ubicación del proyecto, la dimensión del proyecto.

Los minerales explotables como son: esfalerita, galena, galena argentífera, tetraedrita, enargita, tenantita y calcopirita en menor escala, esto representa una reserva total de 303681.13 toneladas con 162 gramos de plata por tonelada, leyes de Zinc con 3.32%, plomo 1.09% y cobre 0.66%. Una inversión de US$ 9137691 dólares en costos tanto de administrativos, personal, equipos, materiales, otros en total, en el Capitulo IV se tomara en cuenta los resultados de los estudios para tomar decisiones y discutir sobre la implementación de sostenimiento mecanizado en las vetas angostas de nuestro yacimiento o no a nuestro proyecto, también se hablara referencialmente acerca de los costos en inversión y flujos de cajas así como su tiempo de ejecución.

Este proyecto ayudará al desarrollo de nuestro país, contribuyendo en gran manera con la economía de nuestro país, sobre todo en las comunidades cercanas a la localización del proyecto. Además de que en se encuentra en Provincias y ayudará a la descentralización que ocurre en nuestro país. Estos proyectos ya se encuentra aprobados, y solo falta su ejecución para la extracción del mineral esto ayudará de gran manera a los pobladores de la zona creando puestos de trabajo de todas las carreras y nosotros como Ingenieros de Minas debemos estar a la altura para la realización de este proyecto.

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INDICE

RESUMENINTRODUCCIONINDICE

CAPITULO I: METODOLOGIA DEL ESTUDIO.

1.1. ANTECEDENTES DEL ESTUDIO

1.2. DESCRIPCION DEL PROBLEMA

1.3. ANALISIS DEL PROBLEMA

1.4. MARCO TEORICO

1.5. TERMINOLOGIAS

1.6. PLANEAMIENTO ESTRATEGICO

1.7. ESTUDIO DE IMPACTO AMBIENTAL

CAPITULO II: ASPECTOS TECNOLIGICOS DEL ESTUDIO GEOLOGICO Y DEL MERCADO.

2.1. ESTUDIO GEOLOGICO

2.1.1. GEOLOGIA LOCAL

2.1.2. GEOLOGIA ESTRUCTURAL

2.1.2. GEOLOGIA ECONOMICA

2.1.3. CALCULO DE RESERVAS

2.1.4. VIDA DE LA MINA

2.2. ESTUDIO DEL MERCADO

2.2.1. PRODUCTO

2.2.2. IMPORTANCIA INDUSTRIAL DEL PRODUCTO

2.2.3 ANALISIS DE LA OFERTA Y LA DEMANDA

2.2.4. PUNTO DE EQUILIBRIO

2.2.5 ANALISIS DE LA COMERCIALIZACION

2.2.6 PRECIOS COTIZACIONES

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CAPITULO III:ESTUDIO TECNOLOGICO DEL PROYECTO MINERO

3.1. ESTUDIO GEOMECANICO DEL YACIMINETO

3.2. DISEÑO DE OPERACIÓN DE LA MINA

3.3. DISEÑO Y CALCULO DE EQUIPOS

3.4. PLANEAMIENTO

3.5. DISEÑO Y CALACULOS DE SERVICIOS AUXILIARES

3.6. MANO DE OBRA

3.7. ESTUDIO DE SEGURIDAD E HIGIENE

3.8. COSTO DE OPERACIÓN

3.9. PROGRAMA DE TRABAJO

CAPITULO IV:ESTUDIO DE LA ORGANIZACIÓN, INVERSION Y EVALUACION DEL PROYECTO

4.1. ORGANIAZACION

4.2. INVERSION Y FIANACIAMIENTO

4.2.1. CALACULO DE LA INVERSION

4.2.2. GANACIAS Y PÉRDIDAS

4.2.3. FLUJO DE FONDOS

4.3. VALOR PRESENTE NETO

4.4. TASA DE RETORNO

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CAPITULO I

CRITERIOS METODOLOGICOS

DEL PROYECTO

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1.1. NOMBRE DEL PROYECTO

“MINADO DE VETAS ANGOSTAS CON SOSTENIMIENTO MECANIZADO

EN LA U.P. HUACHOCOLPA UNO DE LA CIA. MIERA CAUDALOSA S.A.”.

1.2. UBICACIÓN

Departamento /Región: HUANCAVELICAProvincia: HUACHOCOLPADistrito: COMINHUASILocalidad: COMINHUASIRegión Geográfica: SIERRAAltitud: 4250 m.s.n.m.

1.3. ANTECEDENTES DEL ESTUDIO

A NIVEL INTERNACIONAL

Belmar Muñoz, Victor (2003), - MINADO DE VETAS ANGOSTAS EN

MINAS JERAIS DE LA EMPRESA GOLD WORL – BRASIL:

Cuyo objetivo de dicho proyecto era obtener la mayor recuperación

posibles de una veta angosta con contenido de oro, para el cual se

usaba el Sircado para disminuir la dilución del mineral, además que el

sostenimiento era con Split sets para tener mayor espacio de trabajo en

los tajeos de las vetas angostas con contenido de oro y evitar hacer un

excavación mayor para evitar la excesiva dilución del mineral.

A NIVEL NACONAL

JUAN MAYTA LIMA – AREQUIPA (2011)- EXPLOTACION DE

YACIMIENTOS AURIFEROS DE VETAS ANGOSTAS EN LA CIA

MINERA AURIFERA EUGENIA S.A. :

Realizo un proyecto de inversión con la finalidad de extraer al máximo

las menas con contenido de oro que se encontraban en vetas de

angostas de 0.80m de potencia, con estricto control de seguridad y un

sostenimiento con Split set, para estas labores en vetas angostas,

además que el contenido fino de oro desparramado en el piso por el

proceso de extracción era recuperado por aspiradoras de gran potencia.

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Alejandro Enrique Mena Salas (25 de agosto del 2004), -

PLANEAMIENTO DE MINADO SUBTERRANEO PARA VETAS

ANGOSTAS: CASO PRACTICO; mina “Esperanza de Caravelí” de

Compañía Minera Titán S.R.L :

Cuya finalidad de este proyecto fue en planeamiento estratégico y

operativo para la extracción de minerales de vetas angostas con

potencias entre 0.65 y 0. 75 en la mina “Esperanza de Caraveli”,

utilizando sostenimiento con madera y ensanchando el ancho mínimo de

minado, para un adecuado trabajo del personal.

1.4. DESCRIPCION DEL PROBLEMA

La extracción de minerales en vetas angostas es muy complicada, debido a

que el espacio de trabajo es muy reducido con una presencia de alta dilución

del mineral, a causa del ensanchamiento del Ancho Mínimo de Minado, y

además que los sostenimientos con madera reducen más aun el espacio de

trabajo e imposibilitan que las máquinas perforadoras y demás herramientas de

trabajo ingresen con facilidad a estas labores que generalmente están entre

0.50 m a 1.00 m de potencia, como es el caso de la Unidad de Producción

Huachocolpa Uno de la Cia, Minera Caudalosa S.A.

PROBLEMA GENERAL

En resumen el problema central de la Unidad de Producción

Huachocolpa Uno de la CIA. Minera Caudalosa S.A. es la “DIFICIL

EXTRACCION DEL MINERAL DE LAS VETAS ANGOSTAS, A CAUSA

DE QUE EL SOSTENIMIENTO CONVENCIONAL (Madera) REDUCE

MAS EL AREA DE TRABAJO”.

1.5. ANALISIS DEL PROBLEMA

ANALISIS DE CAUSAS: Las principales causas del problema:

Pequeños Espacios de trabajo, a causa de que el sostenimiento con

madera en vetas angostas reduce más el espacio de trabajo.

Ensanchamiento de las vetas angostas a un ancho mínimo de

minado de 1.50 con la finalidad de ganar espacio.

Demora en la extracción de una tonelada de mineral de Zn y Pb.

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Difícil acceso a la labor, tanto para el personal y las herramientas.

Actos y condiciones sub-estándar.

Obreros trabajando en malas posiciones.

ANÁLISIS DE EFECTOS: Los principales efectos del problema:

Baja producción de minerales

Alta dilución del mineral de Zn y Pb

Perdida de horas hombre/guardia por la extracción una TN de

mineral de Zn y Pb.

Altos costos en la producción.

Ocurrencia de Accidentes de trabajo.

Riesgos ergonómicos para el trabajador.

1.6. ARBOL DE CAUSAS Y EFECTOS:

EFECTO FINALAltos costos de produccion

EFECTO DIRECTOBaja recuperacion y produccion de

minerales

EFECTO INDIRECTORiesgos ergonomicos

para el trabajador

EFECTO INDIRECTOOcurrencia de

accidentes de trabajo

EFECTO INDIRECTOPerdida de Horas

Hombre/ Gda

EFECTO INDIRECTOAlta dilucion del

mineral

PROBLEMA GENERALDIFICIL EXTRACCION DEL MINERAL DE LAS VETAS ANGOSTASEN LA U.P. HUACHOCOLPA UNO DE LA CIA. CAUDALOSA S.A.

CAUSA DIRECTAReducida area de trabajo por el

uso de sostenimiento convencional ( Madera)

CAUSA INDIRECTAobreros trabajando en posiciones

incomodas

CAUSA DIRECTAVetas con pontencia menores a

1m

CAUSA INDIRECTAdificil acceso a las labores tanto

para el personal asi como para las herramientas

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1.7. PLANEAMIENTO ESTRATEGICO

MATRIZ FODA

El siguiente cuadro contiene la FODA de nuestro proyecto en la cual se

menciona cuales son nuestra fortalezas, oportunidades, amenazas y

debilidades, para proponer estrategias para cada una de ellas y poderlos

afrontar para un exitosos resultado y una rentabilidad del proyecto “Minado de

vetas angostas en la Unidad Minera Huachocolpa de la Cia. Caudalosa”.

ESTRATEGIAS

FORTALEZAS- prestigio en el mercado- se cuenta con personal calificado y con experiencia- minerales con alta ley

OPOTUNIDADES- Interés de los inversionistas en la minería subterránea.- mayor de menda de minerales por países europeos.

DEBILIDADES- demora en la instalación de sostenimientos.- limitada disponibilidad de Split set- Falta de inversión en sostenimiento

F/D- Orientar las exploraciones hacia zonas con alta ley.- Invertir en sostenimientos mecanizados.

O/D- Desarrollar programas de capacitación respecto a instalación de pernos.- Aplicar nueva tecnología.

AMENAZAS- Caída en los precios de los metales. - posibles accidentes de trabajo.

F/A Establecer nuevos fines y objetivos para mantener el prestigio en el mercado de metales.

O/AReplantear nuestros métodos de extracción para que sea más rentable y seguro.

Misión

Explorar, explotar y procesar material de mina enmarcado dentro de las

respectivas leyes dictadas tanto por el Ministerio de energía y minas y por el

ministerio del Ambiente, estableciendo confiabilidad, sostenibilidad y

competitividad.

Visión

Ser una empresa líder en la Producción y Comercialización de Zn, Pb, Cu en el

país, así mismo ser reconocida y registrada en bolsa de valores de Nueva york,

la generación de utilidades y el cuidado del ambiente al evitar el uso de

madera en los sostenimiento .

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1.8. OBJETIVOS DEL PROYECTO

PROBLEMA CENTRAL OBJETIVO CENTRAL

OBJETIVO CENTRAL

El Objetivo central del presente proyecto consiste en “FACILITAR LA

EXTRACCION DEL MINERAL DE LAS VETAS ANGOSTAS EN LA U.P.

HUACHOCOLPA UNO DE LA CIA. CAUDALOSA S.A.”, con la

implementación de “Elementos de Sostenimiento Mecanizado” orientadas a

una mayor recuperación y producción de mineral.

OBJETIVO ESPECIFICO:

- Aumenta el espacio de trabajo de la labor

- Mejorar el grado de confort del trabajador

- Disminuir la dilución del mineral

- Disminuir la cantidad de accidentes e incidentes

1.9. MARCO TEORICO

1. PARÁMETROS GEOMECÁNICOS PARA LA EXPLOTACIÓN DE

VETAS ANGOSTAS

Estos cálculos parten de la determinación del RMR básico tanto de las

cajas como del mineral el cual debe fluctuar entre 50 - 55, dado que al ser

castigado por la orientación de las fracturas este valor se verá afectado.

Metodología de la evaluación

Consideraciones Geomecánicas para la aplicación de Taladros Largos

en Vetas Angostas. Dentro de las Consideraciones tomados en cuenta son:

Se debe tener un RMR corregido para las cajas mayor o igual a 50

principalmente en la Caja Techo; en el caso de Vetas un RMR

corregido mayor a 45.

DIFICIL EXTRACCION DEL MINERAL DE LAS VETAS ANGOSTAS EN LA U.P.

HUACHOCOLPA UNO DE LA CIA. CAUDALOSA S.A.

FACILITAR LA EXTRACCION DEL MINERAL DE LAS VETAS

ANGOSTAS EN LA U.P. HUACHOCOLPA UNO DE LA

CIA. CAUDALOSA S.A.

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Las rocas presentan una resistencia a la compresión uniaxial

superiores a los 100 Mpa y un RQD que fluctúa entre 50 a 75%.

Las juntas presentan un espaciamiento regular y una apertura

mínima (0.1 – 1 mm), con ligera alteración en los planos de fractura,

de igual manera el agua no afecta demasiado al terreno.

Todas estas consideraciones hacen que el RMR básico supere

ampliamente el valor de 55, el mismo que al ser castigado por la

dirección del fracturamiento sub. paralelo al eje de labor decrece en

valor.

Se manejan en promedio alturas de 50 metros de abertura de nivel a

nivel, considerando que se debe dejar puentes de un espesor mínimo

de 5 mts, los que ayudaran a redistribuir los esfuerzos y ayudar a la

estabilidad de la labor, estos alcances se pueden obtener del

programa Phases2 y del CPillar para el caso de los pilares; los

factores de seguridad que se obtengan siempre deberán ser

superiores a 1, para evitar la presencia de zonas de tensión.

Otra consideración a tener en cuenta es el Radio Hidráulico que se

obtiene, para nuestro caso se tienen valores de 12 – 14, para poder

trabajar en zonas de transición sin sostenimiento, vale decir que

estos valores indican que a la larga el Tajo deberá ser rellenado para

contener las cajas.

De acuerdo a los valores obtenidos del Radio Hidráulico para una

altura total abierta de 50 mts, nos va permitir trabajar en una longitud

que puede variar de 50 a 60 mts.

El By Pass que se va preparar debe prepararse mínimo a 10 mts de

la galería de preparación, para evitar que se vea afectado por la

influencia de los esfuerzos, de preferencia estos deberán ser

construidos en la Caja Piso.

Para el caso de los Draw points que se construyan de igual manera

deben tener una longitud de 10 mts; todos estos factores harán que

se logren factores de seguridad superiores a 1.5 en los pilares.

Se adjunta plano producto de las consideraciones antes descritas.

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Fig.3 Plano Geomecánico

2. INGENIERIA Y DISEÑO PARA VETAS ANGOSTAS

Es importante que la labor propuesta, debe reunir ciertas condiciones:

Geológicas, Geomecánicas y de Ingeniería para considerar aplicable este

método de minado. Tomando entre otros las consideraciones expuestas en el

siguiente cuadro.

Tabla-1 Consideraciones en la Evaluación Tajos

La implementación de Long hole drilling vetas angostas experimentalmente se

inicio con longitudes de nivel de 13 y 15 mts. Los que tuvieron fuertes

problemas de desviación actualmente la longitud entre niveles de perforación

no es mayor a 11 mts. El buzamiento de nuestras vetas tienen un promedio de

75ª una inclinación favorable en el desplazamiento del material dentro del tajo.

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Existe una regular continuidad en la mineralización lo cual hace factible la

aplicación de este sistema. En algunos tramos existen planos de falla y esta

regularmente fracturado por lo que en la etapa de preparación se les identifica

de tal forma que esos tramos quedan como pilares . La potencia minable para

la aplicación de este método es de 1.5 mts a 3.0 mts. La sección de los niveles

de perforación tanto para el desplazamiento del scooptram de limpieza como

del equipo de perforación es de 2.5 mt x2.5 mt. Los slot raise utilizado como

cara libre son preparados con taladros largos a una sección de 2.0 mt x 2.0 mt

aplicando el burn cut hole para su ejecución. Estas chimeneas están ubicadas

a los extremos del tajo de tal forma que la explotación se hace en retirada y en

rebanadas verticales

Fig.2 Secc. Longitudinal – Planta de la Preparación

Para el diseño de la malla de perforación se toma en cuenta: La competencia

de las rocas encajonan tes, presencia de los aspectos estructurales mas

importantes como: geodas, fallas, planos topografía actualizada y el equipo de

perforación disponible

Es importante el levantamiento topográfico de los tajos explotados y de los

taladros perforados, los que nos permite cuantificar la dilución y la desviación

respectivamente.

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Para el diseño de las secciones de perforación se toma en cuenta:

Levantamiento topográfico actualizado, la ubicación de la veta y la estructura

del equipo disponible.

Fig.3 Posición del Equipo para la Perforación3. CICLO DE MINADO PARA VETAS ANGOSTAS

La optimización de los recursos humanos y el mejor aprovechamiento

del uso de los equipos se obtienen si no hay interrupciones significativas en

cada una de las etapas del minado desde la Preparación, Perforación,

Voladura, Limpieza-Extracción y Relleno.

Estas condiciones se han dado para métodos de minado masivo, en cuerpos y

vetas anchas donde es posible aplicar taladros largos, pero pocas veces se

han dado en vetas angostas lo cual nos abre nuevas posibilidades de

mecanización para este tipo de yacimiento.

Preparación para vetas angostas

Para que el ratio de preparación se reduzca es necesario hacer el menor

metraje en las preparaciones esto va afectar directamente en el menor tiempo

de preparación y la reducción de costos por tanto si en la evaluación preliminar

observamos que las condiciones del terreno permiten la perforación negativa

sin problemas relevantes en cuanto a trancamiento de barras y desviaciones

significativas se preparara los niveles de perforación para taladros positivos y

negativos con un nivel de control intermedio, caso contrario todos los niveles

serán preparados para hacer perforación positiva (incluyendo el nivel de

control). Con los inconvenientes señalados , la ventaja que una vez

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preparada la labor para perforación positiva se reducen las perdidas de tiempo

por trancamiento de la columna de perforación.

Es importante conservar los pilares y puentes recomendados por

Geomecánica y Seguridad especialmente el de las intersecciones de la galería

principal con las ventanas de extracción esto facilitara el trabajo con los

scooptram a control remoto.

Es necesario considerar como parte de la preparación la chimenea para el

relleno del tajo posterior al minado no porque es necesario para la siguiente

etapa de minado sino como prevención al estallido de rocas que

ocasionalmente se presenta en este yacimiento.

Las labores programadas cuando toda la perforación es positiva esta dado por:

Tabla 4.Relación de Labores de Preparación

Perforación en vetas angostas

El nivel de perforación debe reunir las condiciones necesarias para una buena

perforación como: sección de acuerdo a la altura del equipo, El techo y piso lo

mas horizontal posibles y limpio de la labor y la cota para el eje de la corredera.

Los indicadores y el abastecimiento de aire, agua, energía eléctrica permiten

un normal trabajo de perforación es decir las condiciones deben darse antes se

empezar la perforación.

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Fig.5 Ptos. Topográficos Ubicados en el techo de la labor

Fig.7 Secc. Transversales marcados en las paredes

Tabla 3 Presiones y Energía de Trabajo

Existe un procedimiento para lograr un buen posicionamiento en el que se toma

en cuenta las características de la estructura del equipo y la sección de la labor

con respecto al punto marcado por topografía este procedimiento es

determinante para lograr la menor desviación.

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Fig.8 Malla de Perforación

Es importante cuantificar el rango de desviación, para ello se lleva la

estadística por operador de tal forma que la capacitación es orientada e incluso

personalizada.

Si el taladro no conserva el taladro luego de la perforación por las condiciones

de la roca, se coloca tuberías de PVC de 2” Φ taponeándolas adecuadamente

luego de la perforación.

En el plano de perforación debe indicarse lo más exacto posible la longitud de

perforación, la presencia de vacíos y agua. Datos necesarios en la voladura.

Los que deben archivarse estrictamente.

Voladura en vetas angostas

Fig.9 Nª de Retardos de Periodo Corto.

La secuencia de la voladura debe realizarse en retirada partiendo de un

extremo en rebanadas verticales en todos los niveles de perforación, esto va

dar estabilidad en el área de trabajo, haciendo que los bloques in situ

trabajaran como enormes pilares, usualmente los disparos son de 3 taladros

por round.

No debe trabajarse bajo ninguna circunstancia sin el plano de levantamiento

topográfico de los taladros y sin la hoja de carga autorizada por el Jefe de

Sección, En el que el disparador registra la cantidad del explosivo utilizado y

resultados del disparo.

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Tomar en consideración las discontinuidades, planos, fallas, zonas de

fracturas especialmente si son paralelas a la caja de ser muy fuertes es

preferible que deba quedar ese parte como pilar.

La distribución de carga especialmente la altura de los tacos luego de una

constante observación debe estandarizarse.

Limpieza en vetas angostas

El operador tiene una buena visión para operar el control remoto hasta

unos 20 mts. De distancia por lo que los ejes de las ventanas se encuentras

ubicados cada 20 mts. Por lo tanto si la secuencia de voladura es en retirada

partiendo de un extremo el operador se ubicara bajo un techo seguro y podrá

manipular el control remoto con bastante comodidad.

Fig. Limpieza del Mineral

La limpieza es llevada a cabo con scooptram a control remoto de 3.5 yd3. Las

ventanas del sector ya explotados deben permanecer cerradas colocándose

letreros por seguridad

Relleno en vetas angostas

En el caso de Minera Cudalosa, es necesario rellenar los espacios

vacíos, para prevenir las reventazones o estallidos, estos vacíos son altamente

necesarios para evitar sacar el desmonte a superficie producto de las

preparaciones.

Sostenimiento en vetas angosta

Actualmente se tienen diversas alternativas para el sostenimiento como

herramientas y materiales. Para remplazar el uso de madera elegimos los

pernos splits set y malla de acero electro soldada, una de las partes

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fundamentales del cambio en el proceso de adecuación fue con nuestro

personal, realizando capacitaciones en el uso de los materiales, trabajo que

nos permitió reducir el ciclo de minado, el costo de nuestra operación y contar

con personal capacitado.

Nuestros costos de minado considerando mano de obra, madera y

explosivos  representan el 73% del total del costo que está en $/Ton 30.

Gradines en Retirada $/Ton 16.9 en 107 guardias, con una productividad

de 0.95 Ton/tarea.

Realce Masivo con sostenimiento de Malla y split Set $/Ton 8.76 en 51

guardias, con una productividad de 2.25 Ton/tarea.

Realce Masivo con sostenimiento de madera $/Ton 8.96 en 64 guardias,

con una productividad de 1.79 Ton/tarea.

4. POSIBLES COSTOS A INCLUIR EN VETAS ANGOSTAS

El costo de minado es de $15.39/ton, con un costo de operación total de

$28.89 /ton, los métodos convencionales con los que se puede comparar son

el Sherenkage y el Over Cut and Fill para vetas angostas y con los que la

diferencia del costo de minado es de: 10.25 y 11.04 $/ton respectivamente.

Los costos que se deben incluir deben ser la mas mínimo optimizando y

reduciendo para obtener utilidades que satisfacen la necesidades de la

empresa.

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Tabla 6.Costos de Operación

El rendimiento de aceros se ve afectado por el tipo de acero utilizado, tanto la

barra como el shank de perforación R-32 son mas caras que el varillaje T-38

por que no es estándar su uso y se debe hacer pedido especial, en cuanto al

rendimiento es menor con la columna R-32 debido a que la diferencia de

diámetros de la broca y la culata de la barra es mayor en la serie T-38 una

diferencia de 3 mm comparado con el R-32.

Tabla 7.Costo Comparativo Aceros T-38 vs. R-32

Con la necesidad de optimizar nuestros proceso de minado, iniciamos el

mejoramiento en el sostenimiento de nuestras labores de minado (corona)

donde generalmente la utilización de la madera era primordial, obteniendo

tiempos prolongados de transporte, preparación, izaje e instalación, teniendo

incidencia sobre los costos de transporte, equipo de corte, equipo de izaje y la

mano de obra en todo el proceso hasta hacer llegar a la labor.

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5. Optimización de explotación en vetas angostas, uso de pernos y

mallas y voladura masiva

Objetivos

1. Optimización de los ciclos de minado en la explotación de vetas angostas y

mejorar la productividad.

2. Uso de pernos y mallas electro soldadas, para el sostenimiento de la corona

en labores con RMR mayores a 45, para incrementar la productividad.

3. Realizar voladuras masivas para evitar realizar ventilación y desatado de

rocas en cada guardia, permitiendo minimizar los ciclos de perforación y

voladura.  

4. Participación integral de las áreas para mejorar procesos.

Recolección de datos

La recolección de datos se ha realizado en tajeos con RMR mayores a 45.

Para iniciar nuestra explotación de corte y relleno ascendente con voladura

masiva y sostenimiento de malla y split set; se ha preparado el tajeo con piso y

corona uniforme; longitud minable 70 metros; altura del piso a la corona de

2.4m, marcado de la Chimenea a ejecutarse a 17m del filo del buzón.

En la chimenea se realizan dos disparos que servirá de cara libre para realizar

la acumulación de taladros en un número de 40 a 50, cada guardia perfora un

tramo de 16 metros para evitar desvíos en la perforación (utilizando atacadores

como guiadores), con una malla de 2 x 1, llegando a disparar 140 taladros por

cada ala en cada corte; luego de la voladura se obtiene 172 Ton de mineral

roto.

Para iniciar la limpieza se realiza el sostenimiento de corona con malla electro

soldada de 4” x 4” de 25 metros de longitud y 2 metros de ancho, utilizándose 2

rollos y 105 split set de 5’, culminado el sostenimiento de corona se inicia la

limpieza con sostenimiento de madera en las cajas en forma sistemática,

llegando a tener una producción de 40 ton/día. Este ciclo se repite en ambas

alas, logrando realizar acumulación de taladros y voladura en un ala y en la

otra limpieza, para mantener ciclado el tajeo.

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De los seguimientos realizados en los diferentes procesos se obtienen los

siguientes resultados:

* Gradines en Retirada,  $/Ton 12.93 en 74 guardias, con una productividad de

1.38 Ton/tarea.

* Realce Masivo con sostenimiento de Malla y split Set, $/Ton 8.76 en 51

guardias, con una productividad de 2.25 Ton/tarea.

* Realce Masivo con sostenimiento de madera,  $/Ton  8.96 en 64 guardias,

con una productividad de 1.79 Ton/tarea.

Aplicación

Se ha realizado análisis de estabilidad de nuestras labores de explotación con

RMR de 35 a 45 y RMR mayor a  45.

Caso 1 RMR 35 a 45

En el caso de la figura Nº 1, se está simulando la labor con una altura de 3.3

mts. para un macizo rocoso con un RMR de 35 a 45, observándose que los

factores de seguridad en general son mayores a 1, solo identificándose

problemas en la parte superior de la caja techo e inferior de la caja piso.

En el caso de la figura Nº 2, se está simulando la labor con una altura de 4.5

mts. con un RMR de 35 a 45 observándose que los factores de seguridad son

bajos menores a 1 en la parte superior de la caja techo y piso.

En el caso de la figura Nº 3, se está simulando la labor con una altura de 5.5

mts. con un RMR de 35 a 45, acá se aprecia que los factores de seguridad

bajan considerablemente en la parte superior aproximadamente de la mitad de

la altura de la labor hacia arriba, estando muy por debajo de 01.

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Caso 2 RMR > 45

En condiciones donde el RMR es > 45 y la altura en 3.3 mts. (ver figura Nº 4),

podemos observar que los factores de seguridad están sobre 1, solo existiendo

problema en el techo donde se encuentra la estructura y en las esquinas de la

parte inferior donde se tiene concentración de esfuerzos.

En condiciones donde el RMR es > 45 y la altura en 4.5 mts. (ver figura Nº 5),

aún los factores de seguridad se mantienen sobre 1 solo teniendo problemas

en las esquinas de la parte inferior.

En condiciones donde el RMR es > 45 y la altura en 5.5 mts. (ver figura Nº 6),

se observa que en la parte superior del tajo los factores de seguridad están por

debajo de 1, lo que indica que ya está comenzado a afectar la estabilidad de la

labor.

De los análisis de estabilidad es recomendable realizar voladuras masivas en

tajeos con RMR > 45.

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6. TIPOS DE SOSTENIMIENTO MECANIZADO

Independientemente del sostenimiento que se coloca en el desarrollo de las

labores de preparación es importante que en los Sub. Niveles de perforación se

coloque, pernos split de 7´ a lo largo de las paredes de la labor en forma

sistemática, especialmente si las cajas presentan planos, fallas, e incluso debe

ir con malla si presenta fracturas. El efecto es que después de la voladura este

sostenimiento trabaja como pilar a lo largo de todo el nivel de perforación

evitando la dilución por desprendimiento de las cajas.

1. PERNOS DE ROCA

Los sistemas de reforzamiento con pernos de roca minimizan las

deformaciones inducidas por el peso muerto de la roca aflojada, así como

también aquellas inducidas por la redistribución de los esfuerzos en la roca

circundante a la excavación. En general, el principio de su funcionamiento es

estabilizar los bloques rocosos y/o las deformaciones de la superficie de la

excavación, restringiendo los desplazamientos relativos de los bloques de roca

adyacentes

26

TIPOS DE PERNOS:

1. PERNOS DE ANCLAJE MECÁNICO

Un perno de anclaje mecánico, consiste en una varilla de acero usualmente

de 16 mm de diámetro, dotado en su extremo de un anclaje mecánico de

expansión que va al fondo del taladro. Su extremo opuesto puede ser de

cabeza forjada o con rosca, en donde va una placa de base que es plana o

cóncava y una tuerca, para presionar la roca. Siempre y cuando la varilla no

tenga cabeza forjada, se pueden usar varios tipos de placas de acuerdo a las

necesidades de instalación requeridas.

Este tipo de pernos es relativamente barato. Su acción de reforzamiento de la

roca es inmediata después de su instalación. Mediante rotación, se aplica un

torque de 135 a 340 MN (100 a 250 lb/pie) a la cabeza del perno, el cual

acumula tensión en el perno, creando la interacción en la roca.

27

Figura 4.5 Perno de anclaje mecánico mostrando todos sus componentes.

Procedimientos de instalación

Primero el equipo técnico de apoyo de mina debe determinar el patrón

adecuado de los pernos, a continuación se perforan los taladros, se colocan

las varillas en los taladros, se fijan los anclajes y luego las placas de

base son ajustadas mecánicamente.

La resistencia de los pernos, su longitud, la colocación de los anclajes, así

como también el contacto de la placa base con la superficie rocosa, son todos

críticos para crear la interación de la roca.

28

El tensionamiento de los pernos de anclaje mecánico es un aspecto importante,

para ello se puede usar una llave de impacto o una perforadora. A medida que

gira la tuerca, se fija el anclaje y la tuerca comienza a empujar al perno

contra la superficie de la roca. Como la tuerca empuja sobre la placa, ésta a su

vez presiona contra la roca, tensionando la varilla. El perno instalado va a

retener esta tensión, haciendo que la placa del perno presione activamente

contra las piezas de roca en la superficie de la excavación; las piezas de roca

en la superficie interactúan con otras piezas creando zonas de interacción. Es

esta interacción la que hace que las piezas de roca actúen como piezas o

bloques más grandes de roca, dando lugar a la creación de una masa

rocosa estable, la misma que interactúa alrededor de la excavación. Si la

varilla perdiera tensión, los pernos de anclaje se volverían ineficaces. En áreas

donde hay oportunidad que caigan piezas pequeñas de roca, el enmallado

debe ser considerado como un elemento adicional.

2. PERNOS DE VARILLA CEMENTADOS O CON RESINA

Consiste en una varilla de fierro o acero, con un extremo biselado, que es

confinado dentro del taladro por medio de cemento (en cartuchos o

inyectados), resina (en cartuchos) o resina y cemento. El anclaje entre la varilla

y la roca es proporcionado a lo largo de la longitud completa del elemento de

refuerzo, por tres mecanismos: adhesión química, fricción y fijación, siendo los

dos últimos mecanismos los de mayor importancia, puesto que la eficacia de

estos pernos está en función de la adherencia entre el fierro y la roca

proporcionada por el cementante, que a su vez cumple una función de

protección contra la corrosión, aumentando la vida útil del perno. De acuerdo

a esta función, en presencia de agua, particularmente en agua ácida, el agente

cementante recomendado será la resina, en condiciones de ausencia de agua

será el cemento.

29

Figura 4.8 Tipos de cartuchos de resina

Procedimientos de instalación

Primero, el equipo técnico de apoyo de mina debe determinar el patrón

adecuado de los pernos, a continuación se perforan los taladros.

30

Cuando se usa inyección de cemento, después de la perforación se introduce

la varilla dentro del taladro. Luego se coloca la pasta de cemento utilizando un

tubo hueco de PVC, que se introduce asegurándolo ligeramente a la varilla.

La pasta se inyecta mediante el uso de una bomba y se va retirando el tubo de

PVC conforme se va inyectando. Finalmente se coloca la placa sin tensionar

el perno. El tensionado se deberá ejecutar como mínimo 48 horas después de

colocado el perno, salvo el uso de acelerantes de fragua. La relación

cemento/agua ideal de la pasta de cemento es de 3.5:1 en peso, lo cual

equivale a 16 litros de agua por 45 kilos de cemento.

Cuando se usa cartuchos de cemento (cemento con aditivos especiales en un

envase plástico), se debe limpiar el taladro, luego se introducen los cartuchos

previamente remojados con agua hasta llenar el taladro. Después se introduce

la varilla hasta unos 50 cm, doblándola ligeramente, a fin que ésta pueda

romper mejor los cartuchos y producir mejor mezcla al momento de introducir

girando la varilla por acción de la perforadora. Finalmente se coloca la placa sin

tensionar el perno, el tensionado se deberá ejecutar como mínimo 48 horas

después de colocado el perno, salvo el uso de acelerantes de fragua.

31

2. SPLIT SETS

Los split sets, conjuntamente con los swellex, representan el más reciente

desarrollo de técnicas de reforzamiento de roca, ambos trabajan por fricción

(resistencia al deslizamiento) a lo largo de toda la longitud del taladro,. Aunque

los dos trabajan con el mismo principio, tienen diferentes mecanismos de

sostenimiento, como veremos más adelante.

Descripción

El split set, consiste de un tubo ranurado a lo largo de su longitud, uno

de los extremos es ahusado y el otro lleva un anillo soldado para mantener la

32

platina. Al ser introducido el perno a presión dentro de un taladro de menor

diámetro, se genera una presión radial a lo largo de toda su longitud contra las

paredes del taladro, cerrando parcialmente la ranura durante este proceso. La

fricción en el contacto con la superficie del taladro y la superficie externa del

tubo ranurado constituye el anclaje, el cual se opondrá al movimiento o

separación de la roca circundante al perno, logrando así indirectamente una

tensión de carga.

El diámetro de los tubos ranurados varía de 35 a 46 mm, con longitudes de 5 a

12 pies. Pueden alcanzar valores de anclaje de 1 a 1.5 toneladas por pie de

longitud del perno, dependiendo principalmente del diámetro de la perforación

efectuada, la longitud de la zona del anclaje y el tipo de la roca.

Procedimientos de instalación

Una vez definido el patrón de los pernos, se perforan los taladros, verificándose

que sean un poco más largos que los pernos. Luego, se hace pasar la placa a

través del tubo ranurado y se coloca el extremo del tubo en la entrada del

33

taladro. Se saca el barreno de la perforadora y se coloca el adaptador o

culatín, acoplándose éste al otro extremo del tubo. Se acciona la perforadora la

cual empuja el tubo hasta pegar la platina contra la roca.

Figura 4.13 Manera de instalación del SPLIT SET.

3. SWELLEX

Descripción

También es un perno de anclaje por fricción, pero en este caso la

resistencia friccional al deslizamiento se combina con el ajuste, es decir, el

mecanismo de anclaje es por fricción y por ajuste mecánico, el cual funciona

como un anclaje repartido.

El perno swellex está formado por un tubo de diámetro original de 41 mm

y puede tener de 0.6 a 12 m de longitud o más (en piezas conectables), el cual

es plegado durante su fabricación para crear una unidad de 25 a 28 mm de

diámetro. Éste es insertado en un taladro de 32 a 39 mm de diámetro.

No se requiere ninguna fuerza de empuje durante su inserción. La varilla es

activada por inyección de agua a alta presión (aproximadamente 30 MPa ó 300

bar) al interior del tubo plegado, el cual infla al mismo y lo pone en contacto con

las paredes del taladro, adaptándose a las irregularidades de la superficie del

taladro, así se consigue el anclaje.

34

Una vez expandido el tubo, se genera una tensión de contacto entre el tubo y la

pared del taladro, produciendo dos tipos de fuerzas: una presión o fuerza radial

perpendicular a su eje y una fuerza de rozamiento estático, en toda su

longitud, cuya magnitud depende de la estructura de la roca y de la dimensión

del taladro.

Procedimientos de instalación

Una vez perforado el taladro, se introduce el tubo en la boquilla del brazo

de instalación por el casquillo de inflado. Luego se introduce el tubo en el

taladro. Hecho esto, mediante la bomba se aplica agua a alta presión para

inflar el tubo, proceso que dura unos pocos segundos. Cuando la presión del

agua llega a 30 MPa, la bomba se para automáticamente, quedando el swellex

expandido en toda su longitud dentro del taladro. Debido al proceso de inflado,

35

la longitud del perno se reduce por contracción, lo cual produce un empuje de

la placa de reparto contra la roca con una tensión axial de 20 KN.

Figura 4.16 Manera de instalación del SWELLEX

CONTROL DE CALIDAD DESPUÉS DE LA INSTALACIÓN

El control de calidad de reforzamiento con pernos de roca debe estar

orientado a lo siguiente:

Verificación de la orientación de los pernos. Verificación de la presión de

las platinas.

Verificación de la capacidad de anclaje de los pernos mediante pruebas

de arranque, utilizando un ensayador de pernos con diferentes

cabezales según el tipo de perno.

Verificación del comportamiento de la masa rocosa de la excavación

reforzada con pernos, mediante observaciones visuales o mediciones de

convergencia.

4. CABLES

Aparte de su fabricación y capacidad de carga, no hay diferencias significativas

entre los pernos de varilla cementados y los cables inyectados con pasta de

cemento. En ellos rigen los mismos principios de funcionamiento, en el caso de

los cables hay que adicionar a la acción del refuerzo, la acción de sujeción de

los bloques rocosos sueltos, sin embargo, en el caso de pequeños bloques

36

rocosos sueltos, los cables son inefectivos, siendo necesario

complementar el sostenimiento con pernos de roca y/o malla y/o concreto

lanzado (shotcrete).

Los cables son elementos de reforzamiento, hechos normalmente de alambres

de acero trenzados, los cuales son fijados con cemento dentro del taladro en la

masa rocosa. El cable comúnmente usado es el denominado “trenzado simple”

conformado por 7 alambres, que en conjunto tienen 5/8” de diámetro, con una

capacidad de anclaje de 25 Ton. Pueden ser usados en cualquier longitud, en

el rango de 5 a 30 m, ya sea en la modalidad de cable simple o doble. Desde

luego hay una gran variedad de cables, destacando en la industria minera

aparte del indicado, los cables destrenzados y los cables bulbados, para

mejorar la adherencia del cable con el cemento.

37

Procedimientos de instalación

Se perfora el taladro con un diámetro de 48 mm en el caso de cable simple o

64

mm en el caso de instalar cable doble. Una vez perforados los taladros, se

disponen de 4 opciones para la instalación de los cables. Previamente, antes

de introducir el cable, se deberá limpiar el taladro con aire a presión eliminando

pequeños fragmentos en el interior del mismo.

Método del tubo respiradero

Éste es el método tradicional para instalar cables de trenzado simple en

taladros ascendentes. La pasta de cemento, que tiene usualmente una relación

agua/cemento alrededor de 0.4, es inyectada en el taladro a través de un tubo

de ¾” de diámetro o más, colocado en el collar del taladro. El aire desfoga a

través de otro tubo de diámetro pequeño (½”), el cual se extiende hacia el

fondo del taladro, encintado al cable. Tanto los tubos como el cable son

38

sellados en el collar del taladro por medio de un tapón de hilachas de algodón o

un mortero de

fraguado rápido. La dirección del recorrido de la pasta de cemento es hacia

arriba

en el taladro. Cuando la pasta de cemento retorne por el tubo respiradero, la

inyección habrá sido completada.

Método del tubo de inyección

Este método es utilizado en taladros ascendentes y descendentes con

cables de trenzado simple. En este caso, se extiende hasta el fondo del taladro,

un tubo de inyección de pasta de cemento de ¾” diámetro o más, que va

encintado al cable.

El cable y el tubo son sujetados dentro del taladro por una cuña de madera

insertada dentro del collar del taladro. La pasta de cemento con relación

agua/cemento de 0.3 a 0.35 si el taladro es ascendente ó 0.3 a 0.45 si el

taladro es descendente, es inyectada hasta el fondo del taladro, de tal manera

que el taladro sea rellenado hasta que la pasta de cemento aparezca en el

collar del taladro. El bombeo es continuo hasta que se observe en el collar una

pasta de cemento consistentemente espesa. Este método presenta ciertas

ventajas respecto al método anterior, que radica principalmente en la evidencia

del llenado del taladro y en que no hay probabilidad que la lechada fluya dentro

de las fracturas rocosas.

Método del tubo retráctil

Utilizado para taladros ascendentes o descendentes, con cables de

trenzado simple. Es un método similar al método del tubo de inyección descrito

arriba, pero sin utilizar la cuña de madera. El tubo de inyección (3/4” o más) es

retirado lentamente desde el fondo del taladro conforme progrese la inyección.

Es importante asegurar que la velocidad de retirada no exceda a la velocidad

de llenado del taladro, así no serán introducidos vacíos de aire. Esto se logra

aplicando manualmente una fuerza para resistir la fuerza de empuje de la

columna de pasta de cemento. La relación agua/cemento de 0.35 para taladros

ascendentes o cualquier consistencia para taladros descendentes es adecuada

para este método.

39

Método de inyección con posterior inserción del cable

El procedimiento para este caso es inyectar pasta de cemento al taladro

y posteriormente insertar el cable, esto es posible solo cuando se dispone de

máquinas de colocar cables, debido a que se requiere una gran fuerza para

empujar el cable dentro del taladro inyectado. En este método y en el método

del tubo retractil, el tubo de inyección es reutilizable.

5. MALLA METÁLICA

La malla metálica principalmente es utilizada para los siguientes tres fines:

Primero, para prevenir la caída de rocas ubicadas entre los pernos de roca,

actuando en este caso como sostenimiento de la superficie de la roca;

segundo,

para retener los trozos de roca caída desde la superficie ubicada entre los

pernos, actuando en este caso como un elemento de seguridad; y tercero,

como refuerzo del shotcrete. Existen dos tipos de mallas: la malla eslabonada y

la malla

Electrosoldada.

40

La malla eslabonada o denominada también malla tejida, consiste de un tejido

de alambres, generalmente de # 12/10, con cocadas de 2”x2” ó 4”x4”,

construida en material de acero negro que puede ser galvanizada para

protegerla de la corrosión.

Por la forma del tejido es bastante flexible y resistente. Esta malla no se presta

para servir de refuerzo al concreto lanzado, por la dificultad que hay en hacer

pasar el concreto por las mallas, no recomendándose para este uso.

Procedimientos de instalación

Para su instalación se debe tener en cuenta los siguientes aspectos

importantes:

Señalar el área donde deberá instalarse la malla.

Desatar todo bloque suelto del área donde se instalará la malla.

Presentar la malla utilizando de ser necesario gatas o puntales.

Anclar definitivamente con pernos de roca.

Asegurar la malla utilizando la misma platina del perno, si éste aún no ha

sido instalado, o arandelas a presión o segunda platina de retén y

tuerca, si el perno ya fue instalado.

Acomodar o moldear la malla a la forma de la superficie de la roca

utilizando ganchos de fierro corrugado de 3/8”, colocados en taladros de

0.5 m de longitud.

Evitar en lo posible superficies con la malla suelta, especialmente

cuando se contempla la aplicación del shotcrete sobre la misma.

Los traslapes entre mallas serán como mínimo 20 cm y deben estar

asegurados con pernos de anclaje, con un amarre inicial de alambre #8.

41

En áreas de altos esfuerzos, deben eliminarse los empalmes

horizontales de la malla metálica en el tercio inferior de los hastiales,

estos traslapes deben efectuarse a una altura mínima de 2.5 m respecto

al nivel del piso.

Los empalmes verticales en estos casos deben reforzarse con varillas

de fierro corrugado de 3/8” y 0.7 m de longitud.

Cuando el uso de la malla es puntual, se puede recortar la malla para su

manipulación sencilla.

La malla es muy propensa a dañarse fácilmente con la voladura, siendo

recomendable reemplazarla, recortando los pedazos dañados y

colocando una nueva.

}

6. CINTAS DE ACERO (STRAPS)

Estos elementos de sostenimiento usualmente tienen 1.8 m de longitud, 10 cm

de ancho y 4 mm de espesor, están provistas de agujeros de 39 mm x 65 mm,

para permitir pasar por ellos los pernos de roca a fin de fijarlos sobre la

superficie de la roca.

A diferencia de la malla metálica, que es utilizada cuando la roca ubicada entre

los pernos presenta bloques pequeños, las cintas son utilizadas típicamente

cuando la roca circundante a la excavación presenta bloques medianos a

grandes.

42

La rigidez de la cinta es un aspecto crítico, especialmente en excavaciones de

formas irregulares, si la cinta es demasiado rígida, no es fácil adaptarla a la

superficie rocosa irregular y por consiguiente no proporciona el sostenimiento

requerido, debiendo considerarse en esta situación el uso de cintas más

delgadas para moldearlas mejor a la superficie irregular de la roca.

7. CONCRETO LANZADO (SHOTCRETE)

Concreto lanzado (shotcrete) es el nombre genérico del concreto cuyos

materiales componentes son: cemento, agregados, agua, aditivos y elementos

de refuerzo, los cuales son aplicados neumáticamente y compactados

dinámicamente a alta velocidad sobre una superficie.

La tecnología del shotcrete comprende los procesos de mezcla seca y de

mezcla

Húmeda. En el proceso de mezcla seca, los componentes del shotcrete seco o

ligeramente pre-humedecidos, son alimentados a una tolva con agitación

continua. El aire comprimido es introducido a través de un tambor giratorio o

caja de alimentación para transportar los materiales en un flujo continuo hacia

la manguera de suministro. El agua es adicionado a la mezcla en la boquilla.

En el proceso de mezcla húmeda, los componentes del shotcrete y el agua son

mezclados antes de la entrega a una unidad de bombeo de desplazamiento

positivo, la cual luego suministra la mezcla hidráulicamente hacia la boquilla,

donde es añadido el aire para proyectar el material sobre la superficie rocosa.

43

Materiales componentes del shotcretey sus proporciones en la mezcla

Los agregados combinados deben presentar una de las graduaciones

mostradas

en el Cuadro 4.1. Cómo regla práctica, los agregados más grandes no deberían

ser más de 16 mm. La experiencia ha mostrado que con agregados de más de

16 mm se incrementa drásticamente el rebote, aproximadamente el 60-70 % de

los agregados sobre 8 mm están contenidos en el rebote. Por otro lado, debe

haber suficiente cantidad de finos, menores de 0.2 mm, para formar una capa

inicial sobre la superficie de la roca.

La práctica y experiencia indica que las proporciones son:- Cemento 20%

- Para mezcla seca 320 - 460 Kg/m3 (menos para shotcrete grueso y

más para el fino)

- Agregados y gruesos 15% al 20%

- Agregados finos 60% al 65%

- Relación agua cemento (mezcla seca): 0.30 - 0.50

- Relación agua cemento (mezcla húmeda): 0.40 - 0.55

Aplicación del shotcrete

El hombre que manipula la boquilla deberá hacerlo del siguiente modo:

La posición de trabajo debe ser tal, que haga posible cumplir con las

especificaciones que se dan a continuación. La Figura 4.27, muestra

algunas de las posiciones de trabajo recomendables.

La distancia ideal de lanzado es de 1 a 1.5 m. El sostener la boquilla

más alejada de la superficie rocosa, resultará en una velocidad inferior

del flujo de los materiales, lo cual conducirá a una pobre compactación y

a un mayor rebote.

44

Respecto al ángulo de lanzado, como regla general, la boquilla debe ser

dirigida perpendicularmente a la superficie rocosa. El ángulo de lanzado

no debe ser menor de 45º.

A fin de distribuir uniformemente el shotcrete, la boquilla debe ser

dirigida perpendicularmente a la superficie rocosa y debe ser rotada

continuamente en una serie de pequeños ovalos o círculos.

45

Cuando se instala shotcrete en paredes, la aplicación debe iniciarse en la base.

La primera capa de shotcrete debe cubrir en lo posible completamente los

elementos de refuerzo. Aplicando el shotcrete desde la parte inferior,

aseguramos que el rebote no se adhiera sobre la superficie rocosa. Este

procedimiento evita que posteriormente se presente el fenómeno del shotcrete

“falso”.

8. CIMBRAS METÁLICAS

Este típico sostenimiento pasivo o soporte es utilizado generalmente para el

sostenimiento permanente de labores de avance, en condiciones de masa

rocosa intensamente fracturada y/o muy débil, que le confieren calidad mala a

muy mala, sometida a condiciones de altos esfuerzos. Para lograr un control

efectivo de la estabilidad en tales condiciones de terreno, las cimbras son

utilizadas debido a su excelente resistencia mecánica y sus propiedades de

deformación, lo cual contrarresta el cierre de la excavación y evita su ruptura

prematura. La ventaja es que este sistema continúa proporcionando soporte

después que hayan ocurrido deformaciones importantes.

46

Las cimbras son construidas con perfiles de acero, según los requerimientos de

la forma de la sección de la excavación, es decir, en forma de baúl, herradura o

Incluso circulares, siendo recomendable que éstos sean de alma llena. Hay dos

tipos de cimbras, las denominadas “rígidas” y las “deslizantes o fluyentes”. Las

primeras usan comúnmente perfiles como la W, H, e I, conformadas por dos o

tres segmentos que son unidos por platinas y pernos con tuerca. Las segundas

usan perfiles como las V y Ù, conformadas usualmente por tres segmentos que

se deslizan entre sí, sujetados y ajustados con uniones de tornillo.

Los accesorios en este sistema de sostenimiento son los tirantes de conexión

de las cimbras, el encostillado y los elementos de bloqueo. Los tirantes pueden

consistir de varillas de fierro corrugado o liso generalmente de 1” de diámetro u

otro elemento estructural. El encostillado puede ser realizado con planchas

metálicas acanaladas y en algunos casos en las minas se utilizan tablones de

madera. Los elementos de bloqueo pueden ser la madera o los bolsacretos,

estos últimos son sacos conteniendo agregados con cemento, los cuales son

rociados con agua para permitir su fraguado una vez colocados entre las

cimbras y la pared rocosa; el concreto débil así formado proporciona un

adecuado bloqueo para transferir las cargas uniformemente sobre las cimbras.

47

Procedimientos de instalación

En primer lugar, en lo que concierne a la evolución de las cargas, es

preferible que el soporte se instale lo antes posible, pues cualquier retraso ya

sea en tiempo o en distancia al frente se traduce en aumentos de la presión

sobre el techo, si prevalecen las cargas de descompresión o roca suelta.

Para iniciar la colocación de un tramo con cimbras, se debe proceder a

asegurar el techo, lo cual se podrá realizar mediante la colocación de shotcrete

temporal o marchavantes de ser necesario.

Todas las cimbras deben estar correctamente apoyadas y sujetas al piso

mediante dados de concreto, debiéndose mantener su verticalidad, para lo cual

se requerirá de ser necesario, asegurar la cimbra anclándola con cáncamos a

las paredes. Las siguientes cimbras a colocar se asegurarán con los tirantes y

se protegerán en forma sistemática con el encostillado.

El bloqueo de la cimbra contra las paredes rocosas es esencial para que pueda

haber una transferencia uniforme de las cargas rocosas sobre las cimbras. Si

no se realiza un buen bloqueo las cimbras no serán efectivas. Por lo tanto es

importante realizar correctamente esta labor.

48

Es muy importante que la instalación sea cimbra por cimbra y no varias cimbras

a la vez, es decir, completar la instalación de una cimbra para comenzar con la

siguiente.

9. GATAS

Constituyen unidades de soporte mecánico de los techos de las

excavaciones, que funcionan a manera de puntales, generalmente utilizadas en

el minado de rocas suaves como es típicamente el minado por frentes largos

en los yacimientos de carbón; sin embargo, en el minado en roca dura tienen

algunas aplicaciones, por ejemplo, como elemento auxiliar antes de la

instalación de los pernos de roca o para la instalación de la malla metálica y en

el minado de vetas de buzamiento echado, tipo manto, para complementar el

sostenimiento del techo con pilares naturales. Aisladamente se utilizan para

soportar bloques o cuñas potencialmente inestables del techo de los tajeos.

Las gatas usualmente utilizadas son las de “fricción” y las “hidráulicas o

neumáticas”. Las primeras funcionan a manera de tubos telescópicos, fijándose

los tubos inferior y superior mediante mecanismos de cuñas o pines con la

ayuda

de un mecanismo expansor para el topeo al techo. Las segundas son

elementos

que tienen características de fluencia a una carga específica, la cual es

complementada por un cilindro de soporte hidráulico o neumático equipado con

válvulas de liberación de presión.

49

Las gatas o puntales que son utilizados como elemento auxiliar antes de la

instalación de los pernos o para la instalación de la malla metálica, son

elementos ligeros que tienen una capacidad de carga de 10 a 15 toneladas.

Las gatas o puntales pesados para soporte de techos tienen una capacidad

portante de 20 a 40 toneladas. Vienen en diferentes longitudes.

Dentro de las modalidades de gatas mencionadas, existe una amplia gama de

tipos, por lo que es importante ceñirse a los procedimientos especificados por

los fabricantes para la instalación y desinstalación de las mismas.

Particularmente se debe tomar muy en cuenta los procedimientos de

desinstalación, desde que en esta actividad representa peligro de caída de

rocas.

1.10. TERMINOLOGIAS

Apertura:

Conjunto de todas las labores de investigación geológica (galerías de

exploración, calicatas, pocillos, socavones, etc.), incluidos los sondeos. El

período de apertura del yacimiento involucra al tiempo que transcurre desde el

comienzo del laboreo minero hasta alcanzar la capacidad de extracción

calculada.

Acceso:

Conjunto de labores principales que enlazan las explotaciones con la

superficie, de vida relativamente larga, y mediante las cuales se ingresa a las

zonas mineralizadas del yacimiento.

A ellas pertenecen los pozos verticales externos e internos (“piques”) y

los inclinados (“chiflones” y “rampas”), las transversales principales

(“cortavetas”) y las galerías direccionales (“socavones” y otros túneles

internos), siendo, en general, todas éstas abiertas en la roca encajante de la

mineralización.

Preparación y Desarrollo:

Conjunto de todas las excavaciones mineras que sirven para adecuar el

yacimiento con vistas a su explotación. Se incluyen todas las labores

necesarias previas al inicio del arranque sistemático, desde las cuales se

50

concreta esta operación. Muchas labores de acceso se convierten en faenas de

preparación, lo que obliga a la ampliación de su sección, la rectificación de su

trazo, atenuación de las curvas e inflexiones de su recorrido y nuevas

interconexiones entre ellas, con el objeto fundamental de facilitar el tránsito de

la maquinaria durante la operación extractiva.

Instalaciones Industriales

Son aquellas que prestan servicios al personal y al proceso que

desarrolla la actividad empresarial, tanto en mina como en planta.

Rodados

Son los bienes destinados al movimiento y transporte de personas,

minerales y mercadería que tienen una vida útil inferior a la de las máquinas de

proceso por un mayor uso intensivo y por estar más expuestos a distintos

riesgos y consecuentemente con primas de seguros elevadas.

Se justificará la incorporación de estos rodados a través del uso previsto en

cada caso. Se indicará el espacio requerido por estos bienes y la ubicación en

mina y en planta.

Muebles y Útiles

Los muebles y útiles corresponden al moblaje de toda la empresa. Estas

adquisiciones se justificarán, en forma global, por secciones (producción de

mina y planta, comercialización y administración) informando sobre las

características generales. Interesa en particular el moblaje y útiles de los

servicios de computación, laboratorio, comunicaciones y sociales (comedores,

primeros auxilios, consultorios y otros).

Infraestructura en Predio Propio

Son obras realizadas en terrenos de la empresa destinadas a la

recepción y distribución de los suministros y servicios de la localidad,

incluyendo viviendas y servicios comunitarios, generalmente, destinados al

personal.

Infraestructura en Predio Ajeno

Se deberán tener en cuenta las obras de infraestructura a realizar por

parte de la empresa en terrenos de terceros.

Inversión.

51

Es el desembolso que hay que realizar para disponer de la estructura del

proyecto, en el orden estático (activo fijo) y dinámico (activo de trabajo) y que la

empresa que lo ejecuta, se compromete a devolver a mediano o largo plazo.

Está destinada a bienes que se usan en varios ciclos de producción.

Las inversiones de activo fijo se van recuperando, de año en año, a

través de las alícuotas de amortización y del valor residual, que queda al final

del período de análisis. La inversión en Activo de Trabajo queda íntegra, ya que

es permanentemente renovada, pero con el mismo nivel económico y se

recupera al fin del proyecto, si no hubo variaciones en los precios de los

insumos, en los costos de producción o en el programa de producción y ventas.

Gasto.

Es la erogación que se realiza con la idea de recuperarla a corto plazo y

está, generalmente, destinada a atender un requerimiento de un ciclo de

producción. En general se recupera a través de ventas. La venta va a devolver

los gastos que requirió.

Costo.

Es el conjunto de gastos relacionados con una determinada producción

o venta; es la cantidad de gastos absorbida por la producción realizada. No

todos los gastos producidos que se registran año a año en las distintas áreas

van a ser costos que se incluyan en el Cuadro de Resultado, ya que algunos se

activarán como activos asimilables (por ej. gastos de puesta en marcha) y otros

como activos de trabajo (por ej. Bienes de Cambio). Los gastos relacionados

directamente con la producción y ventas son costos.

Gastos Conexos a la Importación.

Son los gastos que se suman al valor FOB hasta retirar los bienes de la

aduana. Corresponden a las máquinas, equipos y accesorios y rodados,

comprendiendo: fletes y seguros (éstos con el FOB forman el CIF) y todos los

gastos aduaneros: derechos, tasas, impuestos, contribuciones, honorarios,

transportes, manipuleo, almacenaje, guinche, grúa y otros. Se hace notar que

en este listado no se incluyen los gastos del importador.

Transporte Interno y Montaje de la Maquinaria.

Se ha de incluir el transporte y montaje de cada máquina, equipo o

accesorios, tanto de mina como de planta.

52

Se indicarán los gastos incurridos desde la salida de la Aduana para los bienes

importados o lugar de entrega del importador o proveedor local para los

nacionalizados o nacionales, hasta el ingreso a la mina o a la planta;

generalmente corresponden a flete y seguro en el ámbito nacional y son un

porcentaje del valor CIF.

Muebles y Utiles.

De este rubro corresponde informar sobre el costo de los principales

elementos y en forma global los restantes. Se incluyen aquí, además de los

elementos mencionados en el dimensionamiento físico, el costo de las

herramientas.

Imprevistos.

Se tiene en cuenta la posibilidad de que llevando a cabo el proyecto

surja la necesidad de un rubro de inversión que a la fecha no es detectable. El

porcentaje de este rubro sobre el total de la inversión es pequeño en este nivel

de estudio, no superando normalmente el 2 ó 3% del total establecido.

Gastos de Administración e Ingeniería durante la Instalación.

Son la totalidad de los gastos incurridos mes a mes desde que se decide

iniciar la ejecución del proyecto hasta la instalación y funcionamiento normal de

las máquinas operativas.

La clasificación de estos gastos en administrativos o de ingeniería es

muy amplia.

Gastos de Puesta en Marcha.

Iniciado el programa de producción de la planta con el ingreso del

mineral en bruto al área operativa pasará un tiempo denominado "período de

puesta en marcha" hasta que se alcanza el diseño del producto a nivel de

calidad y costo proyectado. Durante ese tiempo se incurre en gastos unitarios

superiores a los específicos y normales presupuestados para el estado de

régimen.

Patentes y Licencias.

Esta erogación es una inversión cuando se paga por única vez. Cuando

se abona en función de unidades producidas (gasto del área de producción) o

53

vendidas (gasto de comercialización) constituye un gasto en el plan de

explotación (por ejemplo, el pago de "royalty"). Si este rubro se paga en divisas

será un gasto externo.

Infraestructura en Predio Ajeno.

Se deberán tener en cuenta las inversiones realizadas o a realizar en

terrenos de terceros.

Gasto de materia prima comprada.

El gasto de minerales en bruto adquiridos se determina sobre la base de

los volúmenes calculados y los precios unitarios informados en insumos.

Durante el período de análisis, excepcionalmente, se podrá justificar

alguna modificación si se advierte la posibilidad de variación en el precio por

algún concepto que no sea inflacionario; este gasto es variable.

Mano de Obra.

Los gastos de personal, especialmente mano de obra directa e indirecta,

pueden variar en el tiempo por su antigüedad. Se dice que mano de obra

directa es la que se ocupa de la extracción y transformación de la materia

prima, en forma manual o por intermedio de herramientas o atendiendo la

máquina que está realizando la transformación.

1.11. ESTUDIO DE IMPACTO AMBIENTAL

1.11.1. DISPOSICIÓN DE DESECHOS

La eliminación o transformación de los residuos, que se generan en la

actividad urbano-minera- metalúrgica de la zona de estudio, se ha convertido

en uno de los problemas ambientales al que se tiene que hacer frente de

manera urgente.

Existe un paralelismo entre el grado de desarrollo de la población y la

composición de basuras que generan, dependiendo de los hábitos de consumo

y el grado de concienciación de los habitantes y trabajadores ante los

problemas ambientales que estos residuos causan.

En los diferentes lugares, el destino que se les da a estos residuos guarda

estrecha relación con el desarrollo de una política ambiental, de una población

54

y una mina en nuestro caso, según sea el caso en donde se estén generando.

Existen varias formas de deshacerse de estos residuos como por ejemplo:

Vertido incontrolado, en donde se reduce la participación de las personas

involucradas.

Vertido controlado, en donde se puede sacar provecho de estos residuos.

Es así que se puede preparar un compostaje de la materia orgánica, la

incineración en donde se puede obtener la energía calórica y el reciclado que

genera un valor económico del material recuperado.

Estos residuos consistirán básicamente en restos, envases, papeles, desechos

de artículos de aseo personal, etc. La cantidad de residuos sólidos domésticos

generados será variable si se considera una tasa de generación de 0,5

kg/persona/día, como promedio se estima que se generarán del orden de 13,5

TM/mes de residuos domésticos en el área del proyecto y 8 galones mensuales

de aceites residuales.

Los botaderos constituyen focos de contaminación para las poblaciones, no

solo se ha convertido en sitio de proliferación de vectores de enfermedades,

sino que, además, el proceso de descomposición de la basura está generando

gases y líquidos tóxicos que contaminan el aire y suelo, las causas de la

proliferación de botaderos por distintos lugares dentro de la población se debe

a que:

Los pobladores no están capacitados ni entrenados para un manejo adecuado

de los desechos, tanto líquidos como sólidos.

Se carece de un sistema comunitario de recolección de basura.

Se carece de un sistema de control sanitario comunitario

Para superar este problema se demanda urgentemente la realización de las

siguientes acciones:

Reubicación de los botaderos al relleno sanitario.

Formar una Comisión de Control Sanitario (Teniente Gobernador).

Capacitar a la población y organizar un sistema de manejo de desechos y

producción compost (en coordinación con el Teniente Gobernador).

55

1.11.2. INGENIERIA DE CONSTRUCCION DEL RELLENO SANITARIO

La preparación del terreno tiene como objetivo permitir la construcción

de la infraestructura básica del relleno para recibir y disponer los residuos en

una forma ordenada y con el menor impacto posible, así como facilitar las

obras complementarias y las relativas al paisaje.

Los siguientes trabajos son de vital importancia para la preparación del terreno;

se trata de obras sencillas y de bajo costo que pueden ser ejecutadas con

rapidez por los trabajadores de la mina, cumpliendo con los requisitos

sanitarios.

En el terreno se debe preparar un área que sirva de base o suelo de soporte a

los terraplenes que conformarán el relleno.

1.11.3. DISPOSICIÓN DE RELAVES

Para la cancha de relaves se requiere la preparación del suelo, la cual

involucra limpieza y movimiento de tierras, compactación; se está considerando

la construcción de un piso compactado impermeabilizado con material arcilloso

para evitar el contacto directo de los relaves procesados con el suelo. Antes de

vaciar una poza se enjuaga previamente para disminuir el contenido de

cianuro. En lo sucesivo antes de desechar se enjuagará aplicando sulfato

ferroso o hipoclorito de sodio para oxidar los remanentes del cianuro.

Se construirá una poza de recuperación de 1.50 m de ancho, 1.0 m de largo y

0.60 m de profundidad cubierta con geomembrana para recuperar las

soluciones que por rebalses o derrames que pudieran existir, serán bombeadas

al circuito de la planta y juntadas con la solución barren.

La cancha de relaves estará delimitada por un dique perimetral que tendrá 3

mts. de corona con una longitud de 30.

1.11.4. INGENIERIA DEL DEPÓSITO DE RELAVES

A continuación se presentan los lineamientos generales de diseño utilizando

este método:

Los relaves son expuestos a los elementos durante algunos días antes

que la siguiente capa se coloque encima.

56

Los relaves se colocan en capas delgadas como una “torta” de filtro.

La cantidad de cianuro en la solución presente en los poros es reducida

a un valor mínimo mediante la destrucción natural.

Los relaves se descargan por el centro de la tolva de los camiones.

La solución que percola a través de los relaves puede ser colectada en la base

en una capa de drenaje y por medio de drenes de roca de desmonte tipo

delantal en capas en la pila de relaves. Cualquier solución colectada debe ser

recirculada a la planta.

El escurrimiento de la superficie puede ser colectado en pozas y

recirculada a la planta.

Los desmontes son colocados en los taludes finales de la pila de relaves

para reducir los efectos de erosión y polvo.

El plan debe incluir la contención de todas las soluciones provenientes

de los procesos, lo cual puede ser realizado mediante la incorporación

en el diseño de las siguientes características:

Corte y relleno compensados para minimizar los trabajos de movimiento

de tierras.

Colocación de bancos con taludes de 2% en dirección interior para

colectar la solución.

Inclinación lateral de los taludes de 2% hacia la cuneta de colección.

Tuberías perforadas pueden ser instaladas a lo largo del pie del talud

para facilitar el flujo de solución fuera de la pila.

Las cunetas / bermas perimetrales deben ser construidas donde sean

necesarias para prevenir el ingreso de agua a los relaves.

Las pozas de colección superficiales deben ser ubicadas de modo de

manejar el flujo de agua superficial desde la parte superior de los

relaves.

A continuación se presenta una sección transversal que muestra los conceptos

de diseño mencionados anteriormente. Este diseño considera que la filtración

de solución por los relaves sea eliminada virtualmente, debido a que los

drenajes en el manto de roca dirigen la solución al sistema de colección de

donde ésta puede recircularse a la planta de procesos.

57

Los botaderos de desmonte pueden ser generalmente clasificados como Tipo A

y Tipo B. La roca Tipo A consiste en la roca neutra o roca neutralizante del

ácido y ésta puede ser colocada en el talud final y en la parte superior del área.

Los botaderos Tipo B consisten en roca altamente pirítica (ácida) la cual puede

ser colocada en capas dentro del depósito de relaves. La pirita actúa como un

agente intercesor a la alcalinidad de los relaves y como lugares de reacción de

cualquier cianuro residual, y de esta manera se ayudará al proceso de

degradación natural.

1.11.5. IDENTIFICACIÓN DE IMPACTOS AMBIENTALES

Un estudio de Impacto necesita realizar varias tareas, entre las que se incluye

la identificación de impactos, la descripción del medio afectado, la predicción y

estimación de impactos, la selección de la alternativa de aplicación propuesta

de entre las opciones que se hayan valorado para cubrir las demandas

establecidas.

La determinación o identificación de los impactos potenciales del proyecto se

desarrolló mediante un modelo basado en la utilización de matrices causa –

efecto derivadas de la matriz de Leopold.

Tabla 1 Simbología de la Magnitud de Impactos

MAGNITUD

SIMBOLO

Grave G

Moderada M

58

Leve L

Tabla 2: Simbología de la Mitigabilidad de Impactos

MITIGABILIDAD

SIMBOLO

Alta A

Media M

Baja B

1.11.6. IMPACTOS PREVISIBLES AL MEDIO FÍSICO

Uno de los principales impactos negativos de la minería en general es el

gran movimiento de tierras que ocasiona la extracción de los recursos mineros,

altera la topología de la zona en donde se realiza la explotación. Por otro lado,

los procesos de beneficio de los minerales producen residuos altamente

tóxicos, ya sea por los insumos utilizados o por la liberación de sustancias

químicas como resultado del mismo proceso.

La concentración de estos residuos y sustancias ejerce un impacto negativo en

el medio ambiente, lo cual termina por tener graves consecuencias en los

ecosistemas y, eventualmente, en la salud humana. Afortunadamente, el

cambio tecnológico experimentado en el sector ha permitido la creación o

modificación de las técnicas mineras existentes para que se reduzcan estos

impactos ambientales. Asimismo, el diseño de sistemas de manejo ambiental

permite la implementación de ciertas prácticas que ayudan a la prevención y/o

al control de la contaminación.

CALIDAD DE AIRE

Calidad de Aire se consideran la alteración del medio atmosférico por la

presencia de material particulado en suspensión; la presencia de ruido y la

presencia de gases de combustión. La perturbación por ruido quedará limitada

a las áreas de trabajo para las etapas de construcción y de operación.

El material particulado producido en la actividad minera, se genera durante la

extracción, la manipulación del mineral extraído, el transporte por vías sin

59

asfalto, o en la remoción de tierras. El material particulado emitido, conocido

comúnmente como polvo, se presenta en tamaños que varían entre 1 y 1000

µm y su composición química cambia de acuerdo a las características del

material del cual se desprende. Debido a su densidad y a la velocidad de

sedimentación se deposita sobre la vegetación y en la superficie terrestre por la

acción de la gravedad.

El polvo causa serias molestias a las personas que se encuentran expuestas a

los niveles de inmisión habituales de una explotación minera, y puede

desencadenar en ellas enfermedades tales como la silicosis y otras.De igual

forma, puede ocasionar molestias a las poblaciones que se encuentran dentro

del área de influencia de la operación, por la calidad del aire respirable.

El componente aire se califica de magnitud leve con respecto a la totalidad de

las actividades del proyecto; tanto el incremento de emisión de gases como de

material particulado y niveles de ruido tienen una alta mitigabilidad. Para el

parámetro de incremento de emisión de gases el punto crítico corresponde a la

actividad de operación, constituyendo un grave riesgo para la población por los

vapores de mercurio que se generan durante estas operaciones.

Tabla 3. Magnitud y Mitigabilidad de la Calidad de AireMagnitud Mitigabilidad

CALIDAD DE AIRE G M L a m b

Incremento de emisión de Gases 17,65 17,65 64,71 76,47 5,88 17,65

Incremento de material particulado 7,69 28,21 64,10 66,67 7,69 25,64

Tabla 4. Magnitud y Mitigabilidad del Ruido

Magnitud Mitigabilidad

RUIDO G M L A m b

Incremento de los niveles de ruido7,50

20,00

72,50

62,50

12,50 25,00

60

CALIDAD DE SUELO

El componente suelo se califica con magnitud moderada, debido a que la

zona no presenta cualidades edáficas únicas en forma similar al entorno las

misma tiene serias limitaciones para realizar otro tipo de actividades como la

agricultura.

El movimiento de tierras que se efectúa durante la extracción de minerales

puede llegar a convertirse en un problema por las alteraciones que genera en

la topografía de una zona. La explotación minera genera poca contaminación

sobre los suelos, el movimiento de tierras es reducido ya que los mineros

hacen un minado muy selectivo que limita el volumen de material estéril.

En zonas donde hay una mayor mecanización de la explotación minera, donde

se hace uso de compresoras se produce una mayor cantidad de desmonte y

debido al uso de combustible se pueden dar derrames de sustancias químicas.

Aunque es importante mencionar que éste se acumula en los bordes de las

bocaminas creando riesgo de derrumbe. Se observa que se ha dado una gran

remoción de material en las laderas de los cerros, con el consecuente peligro

de derrumbes cuyo riesgo puede ser incrementado por la posible afectación

producida por los sismos ya que la zona es altamente sísmica.

Por otro lado, la deposición de basura y sustancias químicas contaminan los

suelos. Además de los posibles perjuicios que se dan por la contaminación de

lubricantes y combustibles. Si bien es cierto que los suelos al captar las

sustancias tóxicas pueden estabilizarlas y hacerlas inocuas, esta capacidad

tiene un límite.

Para los parámetros de aumento de la afectación del relieve y aumento de la

inestabilidad de taludes los puntos críticos corresponden a las actividades de

perforación y voladura. Para el parámetro de riesgo de afectación de sismos las

actividades críticas son la etapa de operación de los botaderos de desmontes,

y la actividad de perforación. Para el parámetro de alteración de suelos los

puntos críticos corresponden a las actividades de quimbaleteo y cianuración.

Mientras que el riesgo de contaminación de suelos cuenta como puntos críticos

61

las actividades de operación de campamentos, operación de presa de relaves,

así como en las operaciones de quimbaleteo y cianuración.

Tabla 5. Magnitud y Mitigabilidad del Relieve y Geodinámica Magnitud Mitigabilidad

RELIEVE Y GEODINAMICA G M L a m b

Aumento de la afectación del relieve13,64

63,64

22,73

36,36

22,73 40,91

Aumento de la inestabilidad de taludes20,00

60,00

20,00

80,00

10,00 10,00

Aumento de procesos de remoción de masas 0,0060,71

39,29

28,57

57,14 14.29

Riesgo de Afectación por sismos 8,7034,78

56,52

86,96

13,04 0,00

Tabla 6. Magnitud y Mitigabilidad del Suelo

Magnitud Mitigabilidad

SUELO G M L A m b

Alteración de suelos 10,53 31,58 57,89 73,68 15,79 10,53

Aumento de la erosión 0,00 36,36 63,64 90,91 9,09 0,00

Riesgo de Contaminación de suelos 21,05 42,11 36,84 89,47 10,53 0,00

CALIDAD DE AGUA

El agua superficial está constituida por las escorrentías ocasionales que

se generan como consecuencia de precipitaciones extraordinarias en el área,

se califica con magnitud leve, debido a su naturaleza efímera. No hay evidencia

de agua subterránea en la zona. Los puntos críticos de riesgo de

contaminación de aguas corresponden a la actividad de operación de los

campamentos o centros mineros y a las actividades de amalgamación y

cianuración.

Tabla 7. Magnitud y Mitigabilidad de la Calidad de Agua

62

Magnitud Mitigabilidad

CALIDAD DE AGUA G M L A m b

Riesgo de Contaminación de aguas18,75 12,50 68,75 100,00 0,00 0,00

ALTERACION DEL PAISAJEEs un impacto calificado de magnitud moderada debido a que es un

impacto inevitable, y de mitigabilidad media. Los impactos de la etapa de

construcción del proyecto sobre la variable paisajística son irrecuperables para

aquellos que involucren grandes cambios y áreas como el botadero de

desmontes, depósito de relaves, y recuperables para aquellos que involucren

cambios menores y áreas menores. Debido a que estas alteraciones pueden

ser mejoradas en la etapa de plan de cierre este parámetro tiene una

mitigabilidad mediana.

Tabla 8. Magnitud y Mitigabilidad del Paisaje

Magnitud Mitigabilidad

PAISAJE G M L A m b

Alteración del paisaje 11,54 42,31 46,15 34,62 38,46 26,92

63

CAPITULO II

ASPECTOS TECNOLOGICOS DEL ESTUDIO GEOLOGICO Y DEL MERCADO

64

2.1. PROPIEDAD MINERA:

Abarca una extensión superficial de 3565.6 ha (900 km2). Las coordenadas UTM del proyecto minero son:

DIMENSIONES DEL PROYECTO

Cuadro Nº01: FUENTE DEP. GEOLOGIA CIA. CAUDALOSA

LAS COORDENADAS UTM

Cuadro Nº02: FUENTE DEP. GEOLOGIA CIA. CAUDALOSA

2.2. ESTUDIOS GEOLÓGICOS.

2.2.1. Geología General

El proyecto MINERO se ubica en la vertiente Occidental de la Cordillera de los Andes. Está emplazada dentro de un complejo volcánico de edad terciaria siendo su mineralización de tipo polimetálico de origen hidrotermal depositado dentro de fallas y fracturas preexistentes constituyendo vetas poli direccionales.

Este yacimiento en cierto momento fue considerado como un Pórfido de Cobre, en cuya mineralización se encuentra en las vetas con aureolas de alteración mineralizada de hasta 1 m de ancho. Los minerales considerados como MENA son: galena Argentífera (plomo y plata), Esfalerita (zinc), Calcopirita y Enargita (cobre); y como ganga se tiene Pirita, Rodonita, Calcita y Cuarzo.

2.2.2. Geología Regional

Afloran generalmente, rocas ígneas, pero en la parte que las circunda se tiene rocas sedimentarias. La estratigrafía está representada por una secuencia sedimentaria que va del Jurásico Inferior al Terciario. Hacia el

65

Este, ocupando una cuenca paralela a la línea de Costa, se tiene a los volcánicos Calipuy, representados por flujos y brechas piroclásticos de diversa composición, primando hacia la base, rocas ácidas (riolitas, riodacitas y dacitas). Estos volcánicos toman mucha importancia económica en el norte del Perú, ya que son el metalotecto de muchos depósitos minerales con evidente presencia de oro.

El intrusivo de mayor importancia lo constituye el “Batolito Costanero” de edad Cretáceo – Terciario; de composición granodiorítico, con variaciones a diorita, granito y tonalitas. Se emplaza en una franja irregular de dirección NW – SE con un ancho de 20 a 50 km.

La tectónica que afectó a toda la secuencia anterior es de tipo compresiva de rumbo NE-SW, lo que originó plegamientos y fallamientos de orientación NW–SE. Los plegamientos en los sedimentarios son mayormente asimétricos y abiertos, alargados en sus ejes; en los volcánicos los plegamientos son amplios con flancos de inclinaciones suaves. Los intrusivos son mayormente fracturadas en sistemas NW – SE, NE – SW y E – W. (Ver Fig N°2).

FOTOS DEL PROYECTO

66

Figura 1: Geología RegionalFuente: INGEMMET

2.2.3. Geología Local

Presenta un relieve semi agreste a modulado, con una geomorfología acentuada por zonas altas, y laderas, valles, productos del tectonismo, intemperismo y la erosión glaciar.

FOTOS DEL PROYECTO

67

Figura 2: Perforación en Tajeos

Figura 3: Sostenimiento con Split set en Vetas Angostas

2.2.4. Geología Estructural

La zona ha sido plegada e intruida por rocas volcánicas del tipo andesítico, además presenta fracturas notables en la roca por lo que es necesario un sostenimiento adecuado en las labores temporales y permanentes.

68

Fuente: FOTOS – PROYECTO

2.2.5. Geología Económica

ALTERACIONES:

Es un aspecto geológico importante pues evidencia la presencia de depósitos de minerales. En el Proyecto Minero “MINADO DE VETAS ANGOSTAS CON SOSTENIMIENTO MECANIZADO EN LA UNIDAD MINERA HUACHOCOLPA DE LA CIA. CAUDALOSA” se pudo determinar por dos tipos de Alteraciones Hidrotermales:

Propilitización: Tipo de alteración hidrotermal que afecta sobre todo a rocas volcánicas que se vuelven verdes y friables.

Argilitización: Proceso de transformación de minerales y rocas no arcillosos en arcillosos.

MINERALIZACIÓN:

Minerales de Mena:Los minerales explotables en el proyecto minero son: esfalerita, galena, galena argentífera, jamesonita, tetraedrita, enargita, tenantita y calcopirita en menor escala. La esfalerita está asociada a la galena y a la galena argentifera,, es uno de los minerales de mayor importancia por su rendimiento económico en el yacimiento, da hasta 20% de Zn, especialmente en las Vetas de Luz Angélica, Satélite, Sorpresa; solo existe del color rubio acaramelado. La galena al igual que la esfalerita es abundante en la periferia del yacimiento, se le encuentra mayormente diseminada, en muchos casos asociada a la galena argentífera, sus cristales son cúbicos. La galena es importante en el distrito minero por sualto contenido de plata. La jamesonita está asociada a la Galena, galena argentífera.

69

La tetraedrita es uno de los principales minerales de Cobre, se halla asociada a la enargita, se encuentra en forma masiva, caustificada. Alcanza sus máximos valores en la zona central del yacimiento, en especial en la veta Elisa, Almiranta.

Minerales de Ganga:Se hallan asociados a los minerales de MENA, entre los que tenemos cuarzo, pirita, arsenopirita, pirrotita, marcasita, calcita, rodocrosita, rejalgar, oropimente, el cuarzo está diseminado y cristalizado en cristales prismáticos, muestra intercrecimiento con la calcita y rodocrosita, ocurre en casi todas las vetas.

La pirita se halla diseminada y cristalizada en especial en la roca encajonante, mayormente se encuentra asociada a la pirita y marcasita, no es muy frecuente; la rodocrosita está asociada a la calcita, se halla normalmente en las paredes de las vetas que están en la periferia del yacimiento, se asocia a la galena y esfalerita, es indicadora de la presencia de mineral de buena ley, es compacto y de baja temperatura, en algunos casos está cristalizada.

Estructuras mineralizadas.El Proyecto minero consta de 3 Vetas las cuales están determinadas y medidas:

1. VETA LUZ ANGÉLICA2. VETA ZOILA GATA3. VETA ELISA

1. VETA LUZ ANGÉLICA

CARACTERÍSTICAS DE LAS VETAS LUZ ANGÉLICA

Cuadro Nº03: FUENTE DEP. GEOLOGIA CIA. CAUDALOSA

ANÁLISIS QUÍMICO LUZ ANGÉLICA

70

Cuadro Nº04: FUENTE DEP. GEOLOGIA CIA. CAUDALOSA

2. VETA ZOILA GATA

CARACTERÍSTICAS DE LAS VETAS ZOILA GATA

Cuadro Nº05: FUENTE DEP. GEOLOGIA CIA. CAUDALOSA

ANÁLISIS QUÍMICO ZOILA GATA

Cuadro Nº06: FUENTE DEP. GEOLOGIA CIA. CAUDALOSA

71

3. VETA ELISA

CARACTERÍSTICAS DE LAS VETAS VETA ELISA

Cuadro Nº07: FUENTE DEP. GEOLOGIA CIA. CAUDALOSA

ANÁLISIS QUÍMICO VETA ELISA

Cuadro Nº08: FUENTE DEP. GEOLOGIA CIA. CAUDALOSA

2.3. CUBICACIÓN DE RESERVAS

2.3.1. Metodología

Las Reservas de Mineral del Proyecto, se utilizaron las características geológicas mineras de las estructuras mineralizadas (vetas).

2.3.2. Volumen y Tonelaje

Para hallar el tonelaje del mineral se está considerando los siguientes factores:

Mineral: 3.2 Tcs/m3 (peso específico) Desmonte: 2.5 Tcs/m3 (peso específico)

72

2.3.3. Dilución

Para el presente Cálculo de Reservas de Mineral no se está considerando la dilución del mineral, solo estamos estimando veta pura y el promedio del espesor de veta esto es para el mineral Probado, en cuanto al mineral Probable se está castigando con 25% menos en el espesor o ancho del mineral.

2.3.4. Calculo de Leyes

Para la sumatoria del volumen del mineral para hallar el promedio ponderado del espesor o ancho de veta, ley promedio ponderada del volumen del mineral se utilizó las siguientes fórmulas:

Espesor promedio Pot = Σ (tonelaje x espesor)/Σ (tonelaje) Ley promedio Ley = Σ (Ley x tonelaje)/Σ (tonelaje)

2.3.5. Clasificación del Mineral

Se utilizó la siguiente clasificación:

Mineral Probado.- Se considera así por su certeza, donde no existe ningún riesgo de que la veta sea discontinua entre las caras muestreadas.

Mineral Probable.- Se considera así, porque el factor riesgo es mayor que el mineral probado, pero tiene suficientes evidencias geológicas para suponer la continuidad del mineral.

2.4 RESERVA DE MINERAL

Las estimaciones de reservas minerales se calculan en la base de bloques expuestos por sondaje subterráneo en uno o más lados y tener un valor diluido en su sitio corresponde a estar por encima del grado del cut-off ($36.00/ton). Las reservas a las que se resultó ser probadas y probables son extrapoladas entre 15 y 30 metros abajo de la inmersión de la veta.

RESUMEN GENERAL DE CUADRO

DE RESERVAS DEL MINERAL

Cuadro 11: Reservas de Mineral

73

2.5 ZONAMIENTO DEL YACIMIENTO

La mayor o menor proporción en que se encuentran los minerales del distrito Huachocolpa, están sujetos a un orden de temperaturas decrecientes tanto en profundidad como horizontalmente, conforme ascienda el flujo mineralizante a través de las fracturas se va produciendo la precipitación de los diversos minerales, dándose de esta manera un zoneamiento.

Se han reconocido cuatro zonas mineralógicas concéntricas desde el centro hacia sus límites, que son: la de enargita, de transición, de plomo y zinc, y de estibina.3 La primera zona consiste de minerales con alta concentración de Cu y Fe y

baja ley de Ag, tales como la pirita, enargita, tenantita, tetraedrita, las vetas típicas son: Elisa, Gildemeister, 12 de Julio, Santa, etc.

4 La segunda zona es de transición con minerales de Cu y Fe con mayor contenido de Ag es de menor temperatura que la anterior, las vetas que están en esta zona es: Bolognesi, etc.

5 La tercera zona que se halla en la periferia del yacimiento, consiste de minerales de Pb, Zn y alto contenido de Ag, entre ellos tenemos, la esfalerita, galena, galena argentífera, jamesonita, etc., las vetas consideradas dentro de estazona están, la veta Satélite, Sorpresa, Luz Angélica, etc., pertenecen a temperaturas menores de 200° C

Figura 1: Zonamiento de Mineral

74

2.6 ESTUDIO DE MERCADO.

2.6.1. MERCADO CONSUMIDOR.-

Todo negocio satisface toda necesidad y deseo de las empresas,

instituciones o personas, dichos consumidores a satisfacer son empresas

internacionales, y mercados de metales que se tiene en el mundo tales como:

2.6.2.MERCADO COMPETIDOR.-

Tenemos otras empresas o instituciones que satisfacen con la venta de

minerales en la región Huancavelica, dichas empresas son:

Cia. Buenaventura,

Cia. Castrovirreyna,

Cia. Cobriza

Que compiten por el mismo mercado al cual está destinado la producción de

nuestro proyecto en la Unidad Huachocolpa de la Cia. Caudalosa.

Competencia directa:

Las empresas mineras que satisfacen la misma necesidad, al mismo

segmento con la misma tecnología son:

Cia. Buenaventura (julcani),

Cia. Castrovirreyna,

75

Mina marta.

Competencia indirecta:

Las empresas que satisfacen la misma necesidad, a un segmento

distinto con una tecnología diferente son:

Cia. Volcan,

Gold field,

Los Quenuales,

cia. Minera Barrick,

Pan American Silver,

Cia. Minera Milpo

otras empresa mineras del país.

2.6.3. MERCADO PROVEEDOR.-

Constituido por aquellas empresas que suministran materiales y

servicios requeridos por el proyecto. Es importante porque se analiza los

posibles sustitutos, cantidad, calidad y precios de los materiales a usarse en el

proyecto “minado de vetas angostas con sostenimiento mecanizado en la

Unidad minera Huachocolpa de la Cia. Caudalosa”, dichas empresas son:

Aceros corporativos

Prodalam

Prodack spli set

Frirock

Famesa

Exsa

2.6.4. ANALISIS DE OFERTA

La oferta que hace este proyecto es un mayor tonelaje de minerales de

Zn, Pb, Cu, para los próximos 10 años que serán tratados en planta, además

que el mineral extraído de las vetas angostas tiene buena ley.

En comparación con otras empresas de la competencia nuestros minerales

serán de alta ley, y por ello la venta de nuestros concentrado tendrá gran

ventaja en el mercado competidor.

76

Producción del Mineral en la U. O. Huachocolpa de la Cia. Caudalosa.Descripción Año Producción ( Tn)

HISTÓRICO

2004 128 500

2005 131 200

2006 132 600

2007 155 600

2008 172 900

2009 175 400

2010 188 400

2011 211 500

2012 345 500

2013 456 700

2014(*) 403 200

PROYECTADO

2015 415 100

2016 460 000

2017 506 200

2018 551 600

2019 598 600

2020 645 100

2021 686 000

2022 719 100

2023 742 600

2024 778 700

(*) Estimado. Fuente: Dep. Producción Cia. Caudalosa.

77

20052006

20072008

20092010

20112012

20132014

20152016

20172018

20192020

20212022

20232024

0100000200000300000400000500000600000700000800000900000

PRODUCCION

Años

TN d

e M

iner

al /

AÑO

2.6.5. ANALISIS DE LA DEMANDA

La cantidad de elementos sostenimiento mecanizado (Split set) que se

tendrá que usar para hacer posible la realización de este proyecto de inversión

será:

Demanda de elementos de sostenimiento mecanizado

78

Fuente: Dep de contabilidad y costos

Descripción Año

sostenimiento (unidades de Split set)

HISTÓRICO

2004 1310

2005 1360

2006 1350

2007 1610

2008 1760

2009 1820

2010 1920

2011 2110

2012 3970

2013 5430

2014 5010

PROYECTADO

2015 4900

2016 5490

2017 6100

2018 6710

2019 7340

2020 7960

2021 8510

2022 8950

2023 9240

2024 9700

79

20042005

20062007

20082009

20102011

20122013

20142015

20162017

20182019

20202021

20222023

20240

2000

4000

6000

8000

10000

12000

Split set

Años

Unid

edes

de

Split

Set

2.6.6. BALANCE OFERTA – DEMANDA

En base a la oferta y demanda se pronostica las ventas que soportará el

proyecto “MINADO DE VETAS ANGOSTAS CON SOSTENIMINEOT

MECANIZADO EN LA UNIDAD MINERA HUACHOCOLPA DE LA CIA.

CAUDALOSA”, sirve además para determinar la demanda insatisfecha o no

del mercado.

Para analizar si el sostenimiento mecanizado nos va a generar utilidades o

perdidas se realiza el siguiente balance, que nos ayudara a elegir el mas

adecuado para generar utilidades.

OFERTA: el producto a ofrecer son los minerales extraídos por dia de estas

vetas angostas que tiene una potencia promedio de 0.76 m que nos generara

ganancias o ingresos para la empresa.

EXTRACION DE Tn de mineral / DIA

GANANCIAPOR LA VENTA DE MINERAL

25 800

50 1200

75 1500

100 2200

125 2550

150 2990

200 3200

250 4100

80

GRAFICA DE LA CURVA DE LA OFERTA

25 50 75 100 125 150 200 2500

500

1000

1500

2000

2500

3000

3500

4000

4500

CURVA DE LA OFERTA

(TN / DIA)

GANA

NCIA

(Do

lare

s)

DEMANDA:

Los productos que demanda nuestro proyecto será elementos de sostenimiento

mecanizado tales como; split set, mallas electro soldadas, straps, pernos

helicoidales y otros elementos para la voladura, perforación y acarreo que nos

generara uno gastos por cada Tn de mineral extraído en un día.

EXTRACION DE Tn de mineral / DIA

GASTOS POR EXTRACCIONEN VETAS ANGOSTAS

25 2900

50 2500

75 2300

100 2200

125 1500

150 1350

200 700

250 600

Mientras menor cantidad de mineral saquemos el costo de la extracción será

mayor debido a que en ello incluye los costos de herramientas y maquinaria

que se usa para la extracion de un Tn de mineral.

CURVA DE LA DEMANDA

81

25 50 75 100 125 150 200 2500

500

1000

1500

2000

2500

3000

3500

CURVA DE LA DEMANDA

TN / DIA

GAST

OS

POR

SOST

ENIM

IENT

O

2.6.7. PUNTO DE EQUILIBRIO

Para saber el punto en el que la extracción de vetas angostas no genera

ganancia ni pérdida, se analizara los datos obtenidos por la venta de minerales

y el costo por extracción todos ellos referente al minado en vetas angosta en la

Unidad Minera Huachocolpa de la Cia. Caudalosa.

Tn / DIAGANANCIA

POR LA VENTA DE MINERALES

GASTOS POR EXTRACCION EN VETAS

ANGOSTAS

25 800 2900

50 1200 2500

75 1500 2300

100 2200 2200

125 2550 1500

150 2990 1350

200 3200 700

250 4100 600

82

PUNTO DE EQUILIBRIO ENTRE LA GANANCIA Y PÉRDIDA DEL PROYECTO

25 50 75 100 125 150 200 2500

500

1000

1500

2000

2500

3000

3500

4000

4500

800

1200

1500

2200

2550

29903200

4100

2900

25002300 2200

15001350

700 600

PUNTO DE EQUILIBRIO

GANACIAS POR VENTA

GASTOS POR EXTRACCION

TN de mineral /DIA

PREC

IOS

En el análisis del punto de equilibrio se puede observar que nuestro proyecto

será rentable a partir de una producción de minerales superior a las 100 Tn de

minerales por día.

Otro detalle que se observa en el grafico es, que cuanto menor sea el Tn de

extracción de mineral extraído por día, nos costar más su extracción, pero

mientras más Tn de minerales saquemos por dia , el gasto por extracción será

menor.

2.6.10. Precio (Cotizaciones)

El comportamiento de la cotización del Zn, Pb, Cu ha tenido una

dispersión muy acentuada en los años 2013 y 2014, aproximadamente. En los

últimos cinco años hay una tendencia, poco disperso y de pendiente negativa.

Además que según las proyecciones de precio de los metales en los

años venideros estos precios se van mantener casi estables lo que respalda la

inversión en este proyecto minero, y por ende resultara fructífero y generara

utilidades para la empresa.

En el siguiente grafico se observa el comportamiento de los precios de

los metales para los próximos 10 años.

83

Gráfico N° 8: Comportamiento del precio

Descripción AñoPbUS$/lb

ZnUS$/lb

CuUS$/lb

AuUS$/Oz

AgUS$/Oz

HISTÓRICO

2004 0.680 0.896 1.677 998.9 18.62005 0.540 0.905 2.123 1001.3 17.82006 0.630 0.897 1.978 989.87 20.92007 0.840 0.922 2.342 1056.7 19.72008 0.950 0.985 2.421 1105.6 21.62009 1.002 1.150 2.431 1200.5 19.62010 1.030 1.080 3.422 1500.7 23.82011 1.150 1.150 4.132 1890.4 27.42012 1.135 1.050 3.644 1425.6 22.42013 0.934 0.960 3.456 1350.7 19.32014 0.898 0.988 2.963 1221.8 17.4

PROYECTADO

2015 0.750 0.930 2.981 1250.7 17.92016 0.720 0.950 2.765 1310.3 17.12017 0.820 0.923 2.654 1290.5 16.42018 0.835 0.896 2.532 1271.2 17.32019 0.725 0.956 2.987 1240.3 19.62020 0.790 0.914 3.132 1201.4 21.52021 0.840 0.950 2.987 1260.7 19.42022 0.760 0.967 2.675 1300.4 20.52023 0.810 0.910 2.987 1301.7 19.82024 0.780 0.957 3.102 1296.9 20.1

Fuente: bolsa de valores de lima

84

1. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

Los resultados obtenidos en Minera Caudalosa nos indican que este sistema es una buena

alternativa de trabajo.

Los niveles de perforación deben ser bien llevados tratando de lograr que el techo y el piso

sean lo mas horizontal posible, la altura adecuada y limpio de tal forma que se facilite el

emboquillado si la perforación es positiva de tal forma que los taladros que comunican al

nivel superior no tengan problema en la medición y trancamiento de la columna de

perforaciòn.

Debe llevarse archivos en el que se registre: Planos de perforación con sus correcciones,

Planos con el levantamiento de taladros, Hojas de carga, Estos archivos son herramientas

de trabajo.

Llevar la estadística de los parámetros que son indicadores de control.

Es muy importante la Pro actividad por parte de todos los involucrados en la operación

quizás esto es lo más difícil de obtener en la primera etapa.

2. AGRADECIMIENTOS

A la Gerencia de la Empresa Minera Caudalosa que ha permitido en forma constructiva

compartir con el resto de colegas la experiencia lograda con el Método de Minado en Vetas

Angostas

3. BIBLIOGRAFIA

VETAS ANGOSTAS APLICADO EN LA CIA.MINERA GLENCORE

UNIDAD YAULIYACU - Fidel Yalle C. - Setiembre, 2006

INFORMACION TECNICA DE AUTOR ANONIMO – MAUNUAL DE

SOSTENIMIENTO, SIN EDITORIAL, FECHA NI LUGAR. (EXTRAIDO DE

INTERNET) – 62 paginas

ANALISIS DEL ESTADO TECNOLOGICO DE LOS METODOS DE

EXPLOTACION SUBTERRANEA APLICADA EN LAS MINAS DEL PERU –

85

INGEMMET (Ing. Ladisiaus Franz Nemeth, Ing. Manuel Palma Oquendo)-

1983 -1989 – 209 paginas.

Sublevel Stopping Engineering and Planning Session Developers W.A

Hustrtrulid Colorado School of Mines.1993

Narrow Vein Blast Hole Stoping: Current Drilling and Blasting Tecnology,

Yves C.Lizotte, M.Sc.A.,1989.

Excavaciones Subterráneas en Roca, E.Hoek, D.Sc. (Eng)-McGRAW-

HILL.1985