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UNIVERSIDAD NACIONAL SAN CRISTOBAL DE HUAMANGA CARRERA PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS

INFORME DE PRÁCTICAS PRE PROFESIONALES ELABORADO POR:

CAMACHO GUTIÉRREZ, Anderson Hamedt PERIODO: AGOSTO 2017- DICIEMBRE 2017 AYACUCHO – PERU 2018


DEDICATORIA El presente trabajo es dedica a mi familia, que siempre estuvieron apoyándome, a mi madre Julia Gutiérrez Flores y mi padre Pedro Camacho Becerra, son ustedes una muestra de que con constancia todo se puede, los quiero. A mi querida Facultad de Ingeniería de Minas de la Universidad Nacional de San Cristóbal de Huamanga, gracias a los ingenieros por sus experiencias compartidas, por su paciencia, a ustedes nos debemos.

I


AGRADECIMIENTOS Eternamente

agradecido

con

la

compañía

minera

CONSORCIO

MINERO

HORIZONTE, por la oportunidad de desarrollar mis prácticas pre profesionales y desarrollarme como persona y profesional, en especial con la Ing. Noelia Valencia Meléndez, quien fue la persona que me dio la oportunidad de pertenecer a su equipo de trabajo. A la Contrata Minera Cristóbal, al Ing. Javier Cristóbal Valer, gerente general de la contrata, que desde mi primer día en mina me dio todas las facilidades para desarrollar mis prácticas pre profesionales. A todos los ingenieros de la Contrata Minera Cristóbal, agradecido por compartir conmigo sus experiencias y el apoyo constante que recibí.

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INDICE DEDICATORIA ........................................................................................... I AGRADECIMIENTOS ................................................................................ II INDICE DE ILUSTRACIONES ................................................................. VII INDICE DE TABLAS ............................................................................... VIII INDICE DE CATALOGOS ........................................................................ IX RESUMEN ................................................................................................. X INTRODUCCION ...................................................................................... XI CAPITULO I ............................................................................................... 1 1.1. OBJETIVO GENERAL.................................................................... 1 1.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS .......................................................... 1 1.3. ALCANCE DEL INFORME ............................................................. 1 1.4. CRONOGRAMA DE PRÁCTICAS ................................................. 1 CAPITULO II .............................................................................................. 2 MARCO TEÓRICO .................................................................................... 2 2.1. INFORMACIÓN GENERAL ............................................................ 2 2.1.1. Ubicación .................................................................................. 2 2.1.2. Accesibilidad ............................................................................. 2 2.1.3. Reseña histórica ....................................................................... 3 2.1.4. Datos de la empresa contratista ............................................... 3 2.2. OPERACIÓN MINA ........................................................................ 4 2.2.1. MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN. .............................................. 4 2.2.2. APLICACIÓN DEL MÉTODO CORTE Y RELLENO ................ 4 2.2.3. CICLO DE MINADO ................................................................. 7 2.2.3.1. VENTILACION .................................................................... 7 2.2.3.2. DESATADO: ..................................................................... 10 2.2.3.3. LIMPIEZA .......................................................................... 11 2.2.3.4. SOSTENIMIENTO ............................................................ 12 III


2.2.3.5. PERFORACIÓN ................................................................ 21 2.2.3.6. VOLADURA: ..................................................................... 22 2.2.3.7. VOLADURA CONTROLADA ............................................ 23 CAPÍTULO III ........................................................................................... 26 METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN ............................................. 26 3.1. TIPO DE DISEÑO DE INVESTIGACIÓN. .................................... 26 3.2. MATERIAL. ................................................................................... 26 3.1.1. Población. ............................................................................... 26 3.3. MÉTODOS.................................................................................... 26 3.1.2. Técnicas de recolección de datos y análisis de datos. .......... 26 3.1.3. Procedimientos ....................................................................... 26 A. FORMULAS QUE UTILIZAREMOS PARA EN EL CONTROL DE TIEMPOS DE LIMPIEZA ........................................................ 27 B. FORMULAS QUE USAREMOS EN EL CONTROL DE TIEMPOS DEL BOLTER .............................................................. 28 C. FORMULAS QUE USAREMOS EN EL CONTROL DE TIEMPOS DE LA PERFORACIÓN .............................................. 29 D. FORMULAS PARA LA COMPARACIÓN DE MALLAS DE PERFORACIÓN ........................................................................... 30 CAPITULO IV ........................................................................................... 31 ACTIVIDADES REALIZADAS Y CONTROL DE TIEMPOS .................... 31 4.1. CONTROL DE TIEMPOS PARA LIMPIEZA CON SCOOPTRAM SC 94 .................................................................................................... 31 4.2. CONTROL DE TIEMPOS DEL BOOLTER SOTENIMIENTO GAL 4045 NV 2300 ZONA MILAGROS CENTRO ....................................... 35 4.3. CONTROL DE TIEMPOS PERFORACIÓN, JUMBO DD311 GAL 4045 NV 2300 ZONA MILAGROS CENTRO JUA 50 12ft GUARDIA A Y GUARDIA B .......................................................................................... 37 4.4. ANÁLISIS DE LA MALLA DE PERFORACIÓN GAL 4045 NV 2300 ZONA MILAGROS CENTRO SECCIÓN 3.5m X 4m RMR 30-4045 IV


4.5. CÁLCULO DE COSTO POR DISPARO ...................................... 50 CAPITULO V ............................................................................................ 51 CONCLUSIONES .................................................................................... 51 CAPITULO VI ........................................................................................... 52 RECOMENDACIONES ............................................................................ 52 BIBLIOGRAFÍA ........................................................................................ 53 ANEXO ..................................................................................................... 54 1. GEOLOGÍA REGIONAL .................................................................. 55 1.1. ESTRATIGRAFÍA. ..................................................................... 55 1.1.1. PRECÁMBRICO .................................................................. 55 1.1.2. PALEOZOICO INFERIOR ................................................... 55 1.1.3. PALEOZOICO SUPERIOR .................................................. 56 1.1.4. TRIÁSICO – JURÁSICO ...................................................... 56 1.1.5. CRETÁCEO ......................................................................... 57 1.2. ROCAS INTRUSIVAS ............................................................... 58 1.2.1. BATOLITO DE PATAZ ........................................................ 58 1.2.2. INTRUSIVOS TERCIARIOS ................................................ 58 1.3. CONSIDERACIONES REGIONALES ....................................... 62 1.3.1. PARAGÉNESIS ................................................................... 62 1.3.2. MINERALOGÍA EN LA ZONA ............................................. 63 1.4. GEOLOGÍA LOCAL ...................................................................... 63 1.5.1. EL BATOLITO DE PATAZ ...................................................... 64 1.5.2. MORFOLOGÍA........................................................................ 66 1.6. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL ....................................................... 67 1.6.1. Plegamiento ............................................................................ 67 1.6.2. Fracturamiento ........................................................................ 67 1.6.3. Fallamiento ............................................................................. 67 1.7. GEOLOGÍA ECONÓMICA ........................................................... 68 V


1.7.1. Mineralogía ............................................................................. 68 1.7.2. Estructuras Mineralizadas ...................................................... 68 1.7.3. CLASIFICACIÓN DE MINERALES ........................................ 69 1.8. YACIMIENTO ............................................................................... 70 1.8.1. CARACTERÍSTICAS .............................................................. 70 1.8.2. TIPO Y FORMA DEL YACIMIENTO ...................................... 70 2. CATÁLOGOS .................................................................................. 72 3. FOTOS DE ALGUNOS TRABAJOS REALIZADOS ....................... 76

VI


INDICE DE ILUSTRACIONES Ilustración 1 Ubicación y vías de acceso a Consorcio Minero Horizonte Fuente [7]..... 2 Ilustración 2 método corte y relleno ascendente mecanizado Fuente: [3] ..................... 6 Ilustración 3 requerimiento de aire Fuente [3] ................................................................... 9 Ilustración 4 sistema de ventilación impelente Fuente [3].............................................. 10 Ilustración 5 Limpieza con scooptram Fuente propia. ................................................... 11 Ilustración 6 procedimiento para armado de cuadro de madera Fuente [8] ................ 15 Ilustración 7 tipos de cuadros Fuente [8] ........................................................................ 16 Ilustración 8 lanzado de shotcrete Fuente propia ................................................................. 18 Ilustración 9 malla soldada Fuente propia ...................................................................... 19 Ilustración 10 perno splite set Fuente [8] ......................................................................... 20 Ilustración 11 mecanismo de anclaje del split set Fuente [8] ........................................ 20 Ilustración 12Jumbo AXERA DD113 Fuente propia ...................................................... 22 Ilustración 13 cargado de taladros Fuente propia Trabajadores realizando el trabajo de carguío de taladros. ...................................................................................................... 25 Ilustración 14 amarre de circuito de voladura Fuente propia Amarre del circuito de voladura, uso de cinta aislante en el empalme para ahorro de pentacord................... 25 Ilustración 15 distribución de tiempo scooptram Fuente propia ................................... 34 Ilustración 16 Malla de perforación para per sección 3.5x4m2 fuente propia .............. 46 Ilustración 17 mapa geológico regional Fuente [5] ......................................................... 59 Ilustración 18 Leyenda del mapa geológico regional Fuente [5] ................................... 60 Ilustración 19 columna estatigráfica Fuente [5] ............................................................... 61 Ilustración 20 leyenda de columna estatigráfica Fuente [5] ........................................... 62 Ilustración 21 geología local Fuente [5] ........................................................................... 64 Ilustración 22 batolito de pataz Fuente [5] ....................................................................... 65 Ilustración 23 leyenda batolito de pataz Fuente [5] ........................................................ 66 Ilustración 24 morfología Fuente [5] ................................................................................. 67 Ilustración 25 geología del yacimiento Fuente [3]........................................................... 71

VII


INDICE DE TABLAS Tabla 1 Método de corte y relleno Fuente [3] .............................................................. 5 Tabla 2 Ventajas del breasting Fuente: [3] .................................................................. 7 Tabla 3 Tabla geomecánica Fuente [8] ..................................................................... 13 Tabla 4 Shotcrete Fuente [8] ..................................................................................... 17 Tabla 5 Toma de tiempos de limpieza con scooptram Fuente propia ....................... 32 Tabla 6 Análisis estadístico de limpieza Fuente propia ............................................. 32 Tabla 7 Análisis estadístico de la limpieza Fuente propia ......................................... 33 Tabla 8 Datos generales del proceso de limpieza Fuente propia .............................. 33 Tabla 9 Toma de tiempos de sostenimiento con bolter Fuente propia ...................... 35 Tabla 10 Análisis estadístico de sostenimiento ......................................................... 36 Tabla 11 Análisis estadístico del sostenimiento Fuente propia ................................. 36 Tabla 12 TOMA DE TIEMPOS DE LA PERFORACIÓN GUARDIA A FUENTE PROPIA ..................................................................................................................... 38 Tabla 13 Análisis estadístico de perforación Fuente propia ...................................... 39 Tabla 14 Análisis estadístico de la perforación guardia A Fuente propia .................. 39 Tabla 15 TOMA DE TIEMPOS DE LA PERFORACIÓN GUARDIA B FUENTE PROPIA ..................................................................................................................... 41 Tabla 16 Análisis estadístico de perforación Fuente propia ...................................... 42 Tabla 17 Análisis estadístico de la perforación guardia B Fuente propia .................. 42 Tabla 18 Comparación de resultados de perforación Guardia A y Guardia B Fuente propia ........................................................................................................................ 44 Tabla 19 CONTROL DE TIEMPOS GUARDÍA A Y GUARDIA B Fuente propia ....... 44 Tabla 20 CONTROL DE TIEMPOS GUARDÍA A Y GUARDIA B EN PORCENTAJES Fuente propia ............................................................................................................ 45 Tabla 21 Factor de potencia y carga según malla pasaporte CMH Fuente CMH ...... 47 Tabla 22 Malla del pasaporte según CMH Fuente CMH ........................................... 47 Tabla 23 Malla desarrollada en campo Fuente propia .............................................. 48 Tabla 24 total de semexsa y exsablock Fuente propia .............................................. 49 Tabla 25 Factor de potencia y carga según malla efectuada en campo Fuente propia .................................................................................................................................. 49 Tabla 26 comparación de malla según pasaporte y malla real en campo Fuente propia ........................................................................................................................ 49 Tabla 27 comparación de mallas de perforación CMH y malla real aplicada en campo Fuente propia ............................................................................................................ 50 Tabla 28 Comparación de costos entre malla según pasaporte y malla real en campo Fuente propia ............................................................................................................ 50

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INDICE DE CATALOGOS Catálogo 1Especificaciones técnicas del Exsanel. Fuente [10] ................................. 72 Catálogo 2Especificaciones técnicas del Pentacord. Fuente [10] ............................. 73 Catálogo 3Especificaciones técnicas del explosivo Semexa 45% 7/8” x 7” Fuente [10] .................................................................................................................................. 74 Catálogo 4Especificaciones técnicas del Exsablock. Fuente [10] ............................. 75

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RESUMEN En el presente informe detallaremos el proceso de la realización de prácticas pre profesional, para poner en práctica la teoría aprendida en la universidad, siendo el objetivo principal el de obtener el grado de bachiller en ciencias de la Ingeniería de Minas. Daremos un breve resumen de la Compañía CMH (Consorcio Minero Horizonte), el ciclo de minado, parte de los trabajos que realiza la contrata minera Cristóbal. Dentro de las actividades realizadas, una de ellas fue el control de tiempos, el proceso de limpieza con SCOOPTRAM en la GAL 4045 NV 2300, tuvo una duración de 4 horas, el principal motivo de demora fue el tráfico de vehículos, siendo el tiempo promedio de acarreo de 3minutos20segundos/ciclo. El proceso de sostenimiento con equipo BOOLTER en la GAL 4045 NV 2300, tuvo una duración de 45 minutos siendo el tiempo promedio del ciclo 1minuto55segundos/ciclo. El proceso de perforación con JUMBO en la GAL 4045 NV 2300 Guardia A, duró 2horas15minutos. El proceso de perforación en la GAL 4045 NV 2300 Guardia B, duró 2horas. Se realizaron 4 rimados para la perforación en ambas guardias, los cuales tuvieron un tiempo de 2minutos y 30 segundos cada uno. Tiempo promedio del ciclo de perforación para la Guardia A 124seg/ciclo. Tiempo promedio del ciclo de perforación para la Guardia B 121seg/ciclo. Se dará verá que la aplicación de la malla real aplicada en campo es mucho mas rápida en desarrollar y también se verá que al aplicar dicha malla tendremos un ahorro de 54.79$/d. Terminaremos con las conclusiones y recomendaciones las actividades realizadas en dichas prácticas.

X


INTRODUCCION Los distintos trabajos realizados en calidad de practicante han servido para conocer los movimientos y problemas que se presentan en las operaciones mineras, obteniendo la experiencia que servirá para desarrollarme como profesional, con la formación de criterios básicos y sólidos. Esta empresa tiene labores que van desde convencional, semi mecanizado y mecanizado debido a que en sus inicios de operación era netamente convencional con una infraestructura de secciones reducidas (chimeneas, galerías y cruceros). Otra de sus razones es la complejidad de sus vetas principales (vetas tipo rosario). Como estudiante quise poner en práctica la parte teórica aprendida en la universidad, y poder así adquirir un poco de experiencia.

XI


CAPITULO I 1.1. OBJETIVO GENERAL Realizar las prácticas pre profesionales como requisito para poder optar el grado de bachiller en ciencias de la Ingeniería de minas.

1.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS a. Recolectar toda la información sobre la mina y los datos académicos para la sustentación del informe. b. Aplicar la metodología para la realización del informe. c. Desarrollo del informe con los datos obtenidos en el trabajo. d. Analizar de los resultados y así poder terminar en las conclusiones.

1.3. ALCANCE DEL INFORME El presente informe es el primer paso a la introducción al campo laboral, yo como practicante estuve en el área de operaciones mina, mi trabajo principal fue la de apoyar en la supervisión de los trabajos de limpieza sostenimiento y perforación y voladura, la compañía tenía ciertas normas, el cual impedían el ingreso de celulares, o de tener practicantes en las contratas, pero por un mutuo acuerdo con mi jefe de guardia y residente, pude tomar el control de tiempos de dichos procesos, en una específica labor la GAL 4045 NV 2300 en la zona milagros Centro, para poder compararlos con el tiempo promedio en el cual se demoran en realizar dichos procesos.

1.4. CRONOGRAMA DE PRÁCTICAS CRONOGRAMA DE PRÁCTICAS AGOSTOSETIEMBRESETIEMBRE OCTUBRE Inducción en el Apoyo en la área de supervisión operaciones, del TJ 4185, reconocimiento TJ 3975, TJ de labores. 4200

OCTUBRENOVIEMBRE Apoyo en la supervisión del BP 5050, CX4565, TJ 4185, TJ 3975, TJ 4200

NOVIEMBREDICIEMBRE Apoyo en la supervisón de la GL 4045, RP 4105, TJ 4185, TJ 4185, TJ 3975, TJ 4200,BP 5050, CX4565

1


CAPITULO II MARCO TEÓRICO 2.1. INFORMACIÓN GENERAL 2.1.1. Ubicación El área de operación de CMH (Unidad Parcoy – Concesión Acumulación Parcoy Nº 1) se encuentra en el Distrito Minero de Parcoy que pertenece a la provincia de Patáz; Departamento de La Libertad, en las coordenadas: 77° 36’ Longitud Oeste; 08° 00’ Latitud Sur. A una altitud de 2600 a 4100 msnm. 2.1.2. Accesibilidad El acceso a la Unidad se realiza por vía aérea Lima – aeropuerto de Pías, en un tiempo aproximado de 1 hora 20 minutos y por vía terrestre el acceso es por carretera afirmada, con las siguientes distancias: TRUJILLO - CHAGUAL = 340 Km. CHAGUAL - PARCOY = 60 Km.

Ilustración 1 Ubicación y vías de acceso a Consorcio Minero Horizonte Fuente [7]

2


2.1.3. Reseña histórica Desde 1934 hasta 1960, Eulogio Fernandini, fundador del Sindicato Minero Parcoy desarrolló en el área la mina subterránea más grande del país, la cual se convirtió en pionera del proceso de cianuración. El sindicato dejó de operar en el año 60, al agotarse los recursos minerales que podía explotarse económicamente con la tecnología de la época. En 1978, Rafael Navarro Grau y Jaime Uranga deciden procesar los relaves del área y fundan el Consorcio Minero Horizonte, a pesar de que ellos eran empresarios agrarios y no mineros. Para la realización de sus proyectos adquieren

los

derechos

mineros

que

correspondían

al

sindicato

y

posteriormente tramitan nuevos petitorios. Actualmente el Consorcio Minero Horizonte posee más de veinticinco mil hectáreas de petitorios en la zona. [7] 2.1.4. Datos de la empresa contratista CONTRATA MINERA CRISTOBAL, Empresa Contratista Especializada en Minería Subterránea, con más de 16 años de experiencia en el rubro. Brindando asesoría en minería subterránea y servicios mineros integrales como explotación, preparación, operación y desarrollo de minería convencional y mecanizada. [4] 

Representante: JAVIER CRISTÓBAL VALER

Cargo: GERENTE GENERAL – DIRECTOR EJECUTIVO

Teléfono: 266-4266

RUC: 20428671369

Razón Social: CONTRATA MINERA CRISTOBAL E.I.R.L.

Tipo Empresa: Empresa Individual de Resp. Ltda

Condición: Activo

Fecha Inicio Actividades: 03 / Julio / 1999

Actividad Comercial: Exp. Otras Minas y Canteras. 3


Residente de mina: HAROLD CASANA

Celular: 955955813

Dirección Legal: Jr. Sevilla Nro. 283

Distrito / Ciudad: Santiago de Surco

Departamento: Lima, Perú

2.2. OPERACIÓN MINA Se hará un análisis correspondiente al método utilizado, así como los procesos de perforación y voladura con los que se trabaja en la empresa con el fin de hacer mejorar continuas que permitan un mayor desarrollo y efectividad en nuestra operación. 2.2.1. MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN. El método de explotación que se aplica en Consorcio Minero Horizonte S. A. es el método "Corte y Relleno Ascendente Mecanizada" con relleno hidráulico y detrítico, usando equipos de bajo perfil según la dimensión del tajeo. En la Unidad Minera Parcoy de Consorcio Minero Horizonte S.A. se presentan condiciones geológicas y geomecánicas no tan apropiadas para poder aplicar este método, pero si nos brinda ventajas de adaptabilidad en método de Corte y Relleno a las condiciones de este Yacimiento, dando como resultado uno de los métodos con menos costo y de mayor seguridad. [7] 2.2.2. APLICACIÓN DEL MÉTODO CORTE Y RELLENO Para entender mejor su aplicación, se realiza una comparación entre las condiciones necesarias para utilizar el método de corte y relleno, y las compararemos con las condiciones que tienen específicamente la unidad Parcoy y poder así notar los beneficios de la aplicación de dicho método. [3]

4


Condiciones para el método C y R

Caso particular en la Unidad Parcoy  Buzamiento: Las estructuras en los

 Buzamiento pronunciado

niveles superiores presentan un buzamiento de promedio de 40º y en los niveles inferiores tiende a  El mineral debe tener buena Ley

69º.  Regularidad: La composición del relleno

mineral

es

bastante

homogénea tanto en vertical como  Disponibilidad

de

material

de relleno

en horizontal.  Potencia: La potencia varia de 0.5 a 10 m., es decir es de tipo Rosario presentándose un adelgazamiento y ensanchamiento.

 Las cajas del yacimiento pueden ser irregulares y no competentes

 Comportamiento Estructuralmente

de las

Cajas: cajas

son

alteradas y por eso son muy inestables, principalmente en la caja techo. Tabla 1 Método de corte y relleno Fuente [3]

Explicación del método El modo de ingreso a los tajos es por medio de la utilización de una rampa basculante, es decir, es una rampa de donde los niveles provenientes de este, cortan en medio de la mineralización obteniendo dos lados (Lado Norte y Sur), dicha rampa comienza con una gradiente negativa de 15% y una longitud de 40m antes de llegar al tajo. [3]

5


Ilustración 2 método corte y relleno ascendente mecanizado Fuente: [3]

Aplicación de breasting y sus ventajas Para la explotación se utiliza el breasting, ya que ello permite perforaciones horizontales y obtener mayor control de nuestra voladura, y a través de procesos repetitivos avanzan hacia los pisos superiores hasta alcanzar una gradiente máxima de 15%, la rampa inicial es rebatida, después de concluir el corte horizontal del tajeo y que posteriormente para brindarle la estabilidad necesaria es rellenada con relleno hidráulico y detrítico. [3]

6


Ventajas de la utilización de breasting

 La altura del rebaje o tajeo se reduce después del disparo haciendo más fácil el desatado del techo y mejorando la estabilidad.  Permite controlar fácilmente la dilución y pérdida de mineral de valor, ya que su flexibilidad se presta para disparos que corten el rebaje justamente en el límite del cuerpo de mineral.  La perforación horizontal es más eficiente cuanto mayor sea el tamaño del disparo (en disparos pequeños hay que perforar y limpiar muchas veces seguidas), por lo que es importante el ancho del tajeo, que de ninguna manera puede ser más amplio que el cuerpo del mineral.  Los equipos de perforación pueden ser estándar, con los jumbos se puede conseguir altas velocidades de perforación y buen nivel de paralelismo.

 El mejor resultado de la perforación horizontal se obtiene con jumbos y con relleno hidráulico (relave) al que puede hacerse llegar muy cerca al techo del tajo (0,5 hasta 1,0 m), con lo que puede aumentar la altura del corte al facilitarse la perforación en tajos altos.

 Incrementa la productividad al permitir aumentar la mecanización.  Incrementa la seguridad al reducir la altura de los cortes y mejorar su estabilidad. Tabla 2 Ventajas del breasting Fuente: [3]

2.2.3. CICLO DE MINADO 2.2.3.1. VENTILACION La ventilación en la mina es muy importante para el ciclo de minado para lograr el acondicionamiento del aire que circula a través de las labores subterráneas, siendo su objetivo principal el proporcionar un ambiente seguro, saludable y en lo posible cómodo para los trabajadores. [9]

7


El objetivo de la ventilación es: 

Proveer el aire necesario para la vida y normal desempeño de los hombres y buen funcionamiento de las máquinas y equipos.

Diluir y extraer los gases asfixiantes, tóxicos y/o inflamables que se generan esporádica y permanentemente en la mina.

Control de las concentraciones de polvos nocivos para la salud y perjudiciales para el funcionamiento de las máquinas y equipos mineros, mediante filtración, humidificación, dilución y extracción.

Control de la temperatura ambiente de la mina mediante calefacción o refrigeración.

Control de flujos de aire en la mina en casos de incendios subterráneos.

REQUERIMIENTO DE AIRE Según el Decreto Supremo 024-2016-EM, en el artículo 247, da a conocer cuánto de aire se necesita por hombre a otras altitudes: 

De 0 a 1500 msnm el aire necesario será de 3 m3/min

De 1500 a 3000 msnm, aumentara en 40% que será igual a 4 m3/min.

De 3000 a 4000 msnm, aumentara en 70% que será igual a 5 m3/min.Sobre los 4000 msnm aumentara en 100% que será igual a 6 m3/min.

8


Ilustraciรณn 3 requerimiento de aire Fuente [3]

9


Para la unidad de Consorcio minero horizonte, se trabaja con ventiladores de tipo axiales, las cuales cumplen funciones específicas siendo principales secundarias o auxiliares operando en sus frentes con un sistema impelente. [3]

Ilustración 4 sistema de ventilación impelente Fuente [3]

Explicación de requerimiento de ventiladores axiales y no centrífugos: La elección se debe principalmente a 2 parámetros: 

El alto costo de los ventiladores centrífugos.

La baja capacidad de caudal de aire que puede proporcionar el centrífugo, siendo mucho menor a la capacidad de un ventilador axial. 2.2.3.2. DESATADO:

El desatado de rocas se realiza de manera manual para altura menores de 3.5 m. con barretillas de 6, 8, 10, 12, pies y siguiendo los PETS (Procedimiento Escrito de Trabajo Seguro) para desatado de rocas, en los casos que la altura de desatado sea mayor a 5m y el terreno se muestre inestable se usa Skyler a control remoto para el desatado, sin exponer al personal y trabajar en una zona segura. [1]

10


2.2.3.3. LIMPIEZA La extracción es mecanizada empleándose scooptrams diesel de 2.5 Yd3 hasta de 6 Yd3, estos mismos acceden al tajo desde rampas desarrolladas en la caja piso de la veta, y donde la sección de la galería permita el paso o esté realizado para este tipo de equipo, para luego cargarlas y ser transportados por equipos de bajo perfil de hasta 16 TM. Para la limpieza, cada vez se está considerando más el uso de equipo pesado de bajo perfil por su eficiencia y mejoras en la productividad de la empresa, estos equipos tienen su área de trabajo bien definida por donde transitan libremente sin la interrupción del otro equipo. [1]

Ilustración 5 Limpieza con scooptram Fuente propia.

Limpieza del scoop en GAL 4045.

11


2.2.3.4. SOSTENIMIENTO El sostenimiento es una de las operaciones unitarias más importantes, ya que de ésta depende la seguridad de las personas y de los equipos que trabajan en las diferentes labores subterráneas. Consiste en brindar a la masa rocosa un soporte igual o superior a las presiones que esta ejerce sobre la labor aperturada, esto es debido a la tendencia constante de ordenamiento y acomodo de la masa rocosa con los movimientos suscitados a través del tiempo. En Consorcio Minero Horizonte se presentan en las estructuras diferentes tipos de roca razón por la cual se está utilizando diferentes tipos de sostenimiento. El sostenimiento se aplica de acuerdo al tipo de roca, y para ello el Departamento de Geomecánica ha elaborado una cartilla para lograr una mejor identificación de la roca y en ella clasifica la roca desde la Muy Mala (tipo V) hasta la Muy Buena (tipo I) como se muestra en la tabla siguiente.[8] TIPO

CLASE

COLOR

ROCA

R.M.R.

ALGUNAS

TIPO DE

CARACTERISTICA

SOSTENIMIENTO PARA

S DE LA ROCA

EXCAVACIÓN

Roca dura con muy Generalmente no requiere pocas

fracturas

ligera BUENA

II

VERDE

61-80

y ningún tipo

de

alteración, sostenimiento,

excepto

húmeda en algunos algunos pernos. casos. Roca medianamente

REGULAR -A

dura,

VERDE III – A

CLARO

con

cantidad 51-60

Pernosesporádico,

regular espaciados a 1.50 m c/u. se

fracturas, ligeramente alterada, húmeda.

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Roca medianamente dura,

con

regular longitud

cantidad

REGULAR III – B

de con

(cementados

resina),

o

espaciado

A

fracturas,

MA

presencia se algunas requiere se puede utilizar fallas

-B

Pernos sistemáticos 7’ de

RI

41-50

y

con

menores, malla

ligera a moderada alteración, húmedo –

LLO

cada 1.5 m, si el terreno lo

electrosoldada,

alternativamente una capa

mojado. Roca

suave

fracturada,

con

algunas

IV – A

ANA

panizadas,

RAN

moderada a fuerte

JA

31-40

de

con

goteos en fracturas y

Roca

suave

o

1 a 1.5 m, con malla de refuerzo y una capa de shotcrete

de

2”

de

espesor.

múltiples

ROJO

21-30

muy Pernos sistemáticos de 7’ con a

fracturada,

IV – B

(cementados

fallas.

DO

MALA-B

longitud

fallas con resina), espaciado de

alteración, MALA-A

muy Pernos sistemáticos 7’ de

8’

de

fallas (cementados

longitud o

con

panizadas,

resina), espaciados cada 1

fuertemente

m, con malla de refuerzo y

alterada, con goteo o flujo constante de Roca

muy

suave

intensamente

Cimbras

espaciadas a 1 m con

fracturada, fallada y vigas MUY MALA

V

MARRÓ N

0-20

alterada,

con flujo

continuo de agua.

metálicas,

reticuladas

marchavantes

si

requerido.

Tabla 3 Tabla geomecánica Fuente [8]

13

y e


a) SOSTENIMIENTO CONVENCIONAL i.

CUADROSDEMADERA

Tipos de cuadros Los cuadros de madera se utilizaron en el sostenimiento dela mina en CMH desde los inicios cuando aún era explotada como minería convencional por el Sindicato Minero Parcoy (SIMPAR) y por la minería artesanal el cual se continúa utilizando en la actualidad en los tajos angostos. El espaciamiento máximo aplicando la teoría de PROTODYANOKOV para los cuadros es 1.10m. Los tipos de cuadros son: [8] 

Cuadro cónico

Cuadro cojo

Cuadro cacho de toro

Cuadro pata de gallo

14


Ilustraciรณn 6 procedimiento para armado de cuadro de madera Fuente [8]

15


Ilustraciรณn 7 tipos de cuadros Fuente [8]

16


b) SOSTENIMIENTO MECANIZADO En el sostenimiento mecanizado se realiza la instalación de pernos, la combinación de perno y malla, y en algunos casos junto con shotcrete, con grosores donde la geomecánica de la roca requiera para su estabilidad. Esta actividad del shotcrete se realiza en forma de retirada, después de la limpieza de la carga, o antes de esta si la labor es considerablemente alta, formando una cama o plataforma con la carga en donde se pueda parar el operador a distancias requeridas. [8] i.

CONCRETO LANZADO – SHOTCRETE Es un método muy utilizado para el sostenimiento de labores en Consorcio Minero Horizonte el concreto es lanzado a presión, para fortalecer mejor las labores, en dosificaciones que se requiere para cada tipo de roca, estas dosificaciones son: COMPOSICIÓN

CANTIDAD

Arena gruesa

1 m3 (1,650 kg.)

Cemento

10 bolsas (425 kg.)

Fibra metálica

1 ½ bolsas (30 kg.)

Aditivo

9 litros

Agua

180 litros Tabla 4 Shotcrete Fuente [8]

17


Ilustración 8 lanzado de shotcrete Fuente propia

Lanzador de shotcrete con robot Alpha 20, en forma perpendicular. ii.

MALLA ELECTROSOLDADA Consiste en colocar y fijar la malla con el apoyo de pernos, este deberá quedar fijada por el contorno y lo más pegado posible de las entradas y salientes de la superficie de la labor para poder desempeñar mejor su trabajo, la malla también puede ser usada para evitar un excesivo rebote cuando se lanza la mezcla de cemento y a la vez apoya la resistencia al concreto. [8]

18


Ilustración 9 malla soldada Fuente propia

iii.

SPLIT SET Consiste de un tubo ranurado a lo largo de su longitud con uno de sus extremo ahusado y el otro lleva un anillo soldado para mantener la platina, generalmente es usado cuando las características geomecánica de la roca son de regular a mala. Para la instalación del Split set se requiere perforar un taladro con un diámetro igual 38 mm en el cual será insertado el perno a presión ya sea con maquina perforada manual con su adaptador para Split set o con el Small Bolter. Se instala a presión debido a que el diámetro del Split set es mayor (39,5 mm) que la del taladro realizado, a medida que va ingresando el perno la ranura que tiene se va cerrando en toda su longitud produciendo en anclaje de la roca mediante la fricción que se presenta entre la roca y las paredes del Split set (resistencia al deslizamiento). [8]

19


Ilustración 10 perno splite set Fuente [8]

La resistencia que ofrece cada Split set varía entre 1 a 1.5 toneladas por pie de longitud, dependiendo esto del tipo de roca y el diámetro de taladro perforado óptimo. [8]

Ilustración 11 mecanismo de anclaje del split set Fuente [8]

20


2.2.3.5. PERFORACIÓN La perforación es la operación minera unitaria de mayor incidencia dentro de la minería en donde se tiene que realizar taladros en el macizo rocoso de un frente de una labor sea esta en Exploración, Explotación o Preparación, siguiendo un parámetro ya estipulado como una malla de perforación, la cual es diseñada en función de las propiedades del mismo tales como: RQD, RMR, Q de Barton. La finalidad de la perforación es realizar excavaciones donde se pueda alojar la carga explosiva a usarse en la voladura, pero también se realizan perforaciones de alivio que ayudara en la mejora de la voladura, creando caras libres necesarias para la facturación de la roca. La perforación se realiza con equipos neumáticos, como son el caso de las perforadoras tipo JACK LEG marca Toyo (marca japonesa), Seko (marca china), Atlas Copco (sondeos) y RNP, que se usa en Consorcio Minero Horizonte, ya que por su versatilidad y facilidad de adaptarse a cualquier tipo de terreno y en situaciones poco cómodas es muy requerida y puede ser usada en forma que realice taladros horizontales e inclinados ya que el macizo rocoso es de dureza variable. Esta máquina se adecua en roca dura y roca suave., es apropiado para el lavado del taladro en rocas suaves, esto principalmente para que la perforación resulte eficaz, y poder mantener el fondo del taladro constantemente limpio, usa barras cónicas de 4’, 6’ y 8’ de longitud con brocas de diámetros de 38 mm y 40 mm. Actualmente también se están usando perforación mecanizada como es el caso de los Jumbos de un brazo. En todas las labores ya sea de producción desarrollo, se hace el uso de voladura controlada, haciendo el uso del pre corte en todas las mallas de perforación. [8] Los factores que tienen influencia determinante en los resultados de un disparo son tres: El macizo rocoso, el explosivo, la geometría del disparo. Se realiza un

21


seguimiento de perforación y voladura en las diferentes labores de la Mina recolectando los datos de campo y realizando sus respectivos cálculos. Para la perforación de tajos, rampas, cx, by pass, se utiliza jumbos en caso sean sección de gran dimensión, de no ser así se utiliza maquina chica (Jack leg). [8] Barrenos  

Jumbo Barrenos de 8, 10, 12 pies de longitud Jack leg Barrenos de 4, 6 y 8 pies de longitud.

Diámetros  

Rimado : 102 mm Produccion: 45mm

Ilustración 12Jumbo AXERA DD113 Fuente propia

Inicio de la perforación en la GAL 4045 NV 2300 ZONA Milagros Centro

2.2.3.6. VOLADURA: Para la voladura de los diferentes frentes ya sean de desarrollo, preparación o explotación se usan los siguientes explosivos, accesorios de voladura: [8] 22


a) DINAMITA ENCARTUCHADA semexsa 45% 1-1/8”x12”, para los taladros de producción. b) DINAMITA ENCARTUCHADA exsablock 1-1/8x8, para taladros del precorte. c) FANEL d) PENTACORD e) CARMEX f) MECHA RÁPIDA 2.2.3.7. VOLADURA CONTROLADA Voladura controlada A diferencia de los taladros de voladura normal, los de voladura controlada deben espaciarse de tal modo, que las fracturas creadas se dirijan a los puntos de menor resistencia, es decir de taladro a taladro, alineándose para formar un plano de corte, con lo que se disminuye o elimina la formación de fracturas radiales. Entre sus condiciones fundamentales tenemos: 1. Relación de espaciamiento a burden inversa a la normal; es decir menor espaciamiento que burden, usualmente: E = 0,5 a 0,8 B. 2. Explosivo de mucho menor diámetro que el del taladro para que la relación de desacoplamiento sea mayor que la convencional de 2,1 a 1. 3. Carga explosiva linear distribuida a todo lo largo del taladro preferentemente con cartuchos acoplables como los de Exsacorte, o en ciertos casos carga amortiguada con espaciadores. 4. Taco inerte solamente para mantener el explosivo dentro del taladro, no para confinarlo. 5. Empleo de explosivo de baja potencia y velocidad, brisance, como el Exacorte, Exsasplit o Exsablock. 6. Disparo simultáneo de todos los taladros de la línea de corte, sin retardos entre sí, y sólo después de la voladura principal. (Es conveniente un intervalo mínimo de 60 a 100 ms entre el último taladro de la voladura principal y los taladros de la línea de corte periférica). 23


7. Mantener el alineamiento y paralelismo de los taladros, de acuerdo al diseño del corte a realizar, de lo contrario no hay buen resultado. [10]

a. VOLADURA DE PRECORTE Consiste en crear en el cuerpo de roca una discontinuidad o plano de fractura (grieta continua) antes de disparar la voladura principal o de producción, mediante una fila de taladros generalmente de pequeño diámetro, muy cercanos, con cargas explosivas desacopladas y disparos instantánea. El disparo de los taladros de precorte también puede hacerse simultáneamente con los de producción, pero adelantándonos una fracción de tiempo de 90 a 120 ms, el disparo es pues en dos etapas. [10] b. VOLADURA CONTROLADA EN TRABAJOS SUBTERRÁNEOS La voladura convencional en túneles y otros trabajos de subsuelo, además de dejar perfiles irregulares según el sistema de diaclasamiento de la roca, normalmente afecta a la estructura remanente a profundidades que pueden llegar hasta 2 m maltratándola y debilitándola según su tipo y condición, lo que puede tener consecuencias de inestabilidad o desprendimiento con el tiempo. Este maltrato es mayor cuando se dispara con cargas excesivas, o cuando no se mantiene una adecuada secuencia de encendidos y los taladros salen casi simultáneamente. En obras de ingeniería de cierta consideración, como los túneles de irrigación o de hidroeléctricas, que deben ser estables y que usualmente se cementan, el perfil periférico irregular es inconveniente, debiendo ejecutarse adecuadamente para obtener una pared final de superficie lisa. Para evitar este maltrato y obtener paredes de corte liso se emplean métodos de voladura periférica controlada.[10]

24


IlustraciĂłn 13 cargado de taladros Fuente propia Trabajadores realizando el trabajo de carguĂ­o de taladros.

IlustraciĂłn 14 amarre de circuito de voladura Fuente propia Amarre del circuito de voladura, uso de cinta aislante en el empalme para ahorro de pentacord.

25


CAPÍTULO III METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN 3.1. TIPO DE DISEÑO DE INVESTIGACIÓN. La investigación realizada se puede clasificar, según el objeto de estudio, Es descriptiva/aplicativa ya que es la utilización de los conocimientos en la práctica, para aplicarlos, en provecho del estudio.

3.2. MATERIAL. 3.1.1. Población. Se tomará como muestra la labor GL 4045 en donde realiza trabajos del nivel 2300 de la mina Milagros, UEA Parcoy, Consorcio Minero Horizonte.

3.3. MÉTODOS. 3.1.2. Técnicas de recolección de datos y análisis de datos. Para recolectar datos Para llevar a cabo este trabajo se revisará la bibliografía relacionada al método de explotación y control de operaciones. Se recopilará información de las operaciones, mostrando en forma práctica los resultados. Las técnicas fueron: 

Primarias, en ésta investigación se ha tomado información escrita y oral que ha sido recopilada directamente del campo de investigación.

Secundarias, la información que ha sido recopilada y transcrita en alguno de los casos de muchos autores, informes, internet, del campo de la minería y para ello se tomó en cuenta trabajos de investigaciones.

3.1.3. Procedimientos La realización de las prácticas se contemplará las siguientes partes:

26


a. Una inducción de los trabajos que realiza la contrata, en favor a la compaùía minera CMH. b. Descripción de los procesos del ciclo de minado. c. Control de tiempos los procesos de limpieza, sostenimiento y perforación. d. Comparación de costos entre la malla de pasaporte otorgada por la compaùía CMH y una malla realiza en campo.

A. FORMULAS QUE UTILIZAREMOS PARA EN EL CONTROL DE TIEMPOS DE LIMPIEZA a. Capacidad real de cuchara: đ??śđ?‘…đ??ś =

đ?‘Łđ?‘œđ?‘™. đ?‘?đ?‘˘đ?‘?â„Ž ∗ đ?‘“đ?‘™đ?‘™ ‌ ‌ ‌ đ?‘’đ?‘? đ?‘ °1 đ??š. đ?‘’

Donde: 

CRC: Cantidad real de la cuchara (TMS).



Volumen de cuchara: Dado por el fabricante (m3).



Fll: Factor de llenado que depende del tamaĂąo del mineral, estado de la mĂĄquina, pericia del operador, etc. Oscila entre 0.5 a 0.8



F.e: Factor de esponjamiento del mineral roto, es decir espacios vacĂ­os entre trozos; estĂĄ dado por el p.e, grado de fragmentaciĂłn, humedad, etc.

27


b. Volumen total extraído: 𝑉𝑜𝑙. 𝑡𝑜𝑡. = 𝐶𝑅𝐶 ∗ (#𝑐𝑢𝑐ℎ𝑎𝑟𝑎𝑑𝑎𝑠⁄𝑐𝑎𝑚𝑖𝑜𝑛) ∗ (#𝑐𝑎𝑚𝑖𝑜𝑛𝑒𝑠) … … 𝑒𝑐 𝑁° 2 c. Cálculo de factor de sobre rotura: Basados en los resultados observados en el campo. 𝐴 ∗ 𝐿. 𝑎𝑣𝑎𝑛𝑐𝑒 ∗ 𝐹𝑒 ∗ 𝐹𝑠 = 𝑉𝑜𝑙. 𝑇𝑜𝑡 … … 𝑒𝑐 𝑁° 3 d. Producción por hora: 𝑃𝑟𝑜𝑑.⁄ℎ𝑜𝑟𝑎 = 𝐶𝑅𝐶 ∗ 𝑃𝑒 ∗ 𝑅𝑒𝑛𝑑.⁄ℎ𝑜𝑟𝑎 ∗ 𝐸𝑓𝑖𝑐 … … 𝑒𝑐 𝑁° 4

B. FORMULAS QUE USAREMOS EN EL CONTROL DE TIEMPOS DEL BOLTER a. 𝑽𝒆𝒍𝒐𝒄𝒊𝒅𝒂𝒅 𝒅𝒆 𝒑𝒆𝒓𝒇𝒐𝒓𝒂𝒄𝒊ó𝒏: 𝒎⁄𝒉𝒓 … … … 𝑒𝑐 𝑁° 5

b. 𝑹𝒆𝒏𝒅𝒊𝒎𝒊𝒆𝒏𝒕𝒐 𝒈𝒆𝒏𝒆𝒓𝒂𝒍 𝒅𝒆𝒍 𝒃𝒐𝒐𝒍𝒕𝒆𝒓: 𝑅𝑑 = 𝑚⁄ℎ𝑟 … … … 𝑒𝑐 𝑁° 6 c. Cálculo del tiempo efectivo: Tiempo total de perforación por guardia: 𝑁𝑡 ∗ 𝑙𝑜𝑛𝑔. 𝑇𝑎𝑙 … … … 𝑒𝑐 𝑁° 7 𝑉. 𝑃 d. Tiempo improductivo: Tiempo total – Tiempo efectivo= Tiempo improductivo … … … 𝑒𝑐𝑢𝑎𝑐𝑖ó𝑛 𝑁° 8 e. Cálculo de eficiencia:

𝐸𝑓𝑖𝑐𝑖𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎 = (

𝑇𝑃 ) ∗ 100% … … … 𝑒𝑐 𝑁° 9 𝑇𝑇

28


C. FORMULAS QUE USAREMOS EN EL CONTROL DE TIEMPOS DE LA PERFORACIĂ“N a. Velocidad de perforaciĂłn: đ?‘‰đ?‘’đ?‘™. đ?‘?đ?‘’đ?‘&#x;đ?‘“. = đ?‘šâ „â„Žđ?‘&#x; ‌ ‌ ‌ đ?‘’đ?‘? đ?‘ ° 10

b. Velocidad de penetraciĂłn: đ?‘‰đ?‘’đ?‘™. đ?‘?đ?‘’đ?‘›đ?‘’đ?‘Ąđ?‘&#x;đ?‘Žđ?‘?đ?‘–Ăłđ?‘› =

đ??żđ?‘œđ?‘›đ?‘”đ?‘–đ?‘Ąđ?‘˘đ?‘‘ đ?‘‘đ?‘’ đ?‘?đ?‘Žđ?‘&#x;đ?‘&#x;đ?‘Ž ‌ ‌ ‌ đ?‘’đ?‘? đ?‘ ° 11 đ?‘‡đ?‘–đ?‘’đ?‘šđ?‘?đ?‘œ đ?‘’đ?‘› đ?‘&#x;đ?‘’đ?‘?đ?‘œđ?‘&#x;đ?‘&#x;đ?‘’đ?‘&#x;đ?‘™đ?‘œ

c. Rendimiento general del Jumbo: đ?‘…đ?‘‘ =

đ?‘?đ?‘–đ?‘’đ?‘ â „đ?‘Ąđ?‘Žđ?‘™ ‌ ‌ ‌ đ?‘’đ?‘? đ?‘ ° 12 â„Žđ?‘&#x;â „đ?‘Ąđ?‘Žđ?‘™

d. CĂĄlculo del tiempo efectivo: Tiempo total de perforaciĂłn por guardia: đ?‘ đ?‘Ą ∗ đ?‘™đ?‘œđ?‘›đ?‘”. đ?‘Ąđ?‘Žđ?‘™ ‌ ‌ ‌ đ?‘’đ?‘? đ?‘ ° 13 đ?‘‰. đ?‘ƒ e. Tiempo improductivo: đ?‘‡đ?‘–đ?‘’đ?‘šđ?‘?đ?‘œ đ?‘‡đ?‘œđ?‘Ąđ?‘Žđ?‘™ − đ?‘‡đ?‘–đ?‘’đ?‘šđ?‘?đ?‘œ đ?‘’đ?‘“đ?‘’đ?‘?đ?‘Ąđ?‘–đ?‘Łđ?‘œ = đ?‘‡đ?‘–đ?‘’đ?‘šđ?‘?đ?‘œ đ?‘–đ?‘šđ?‘?đ?‘&#x;đ?‘œđ?‘‘đ?‘˘đ?‘?đ?‘Ąđ?‘–đ?‘Łđ?‘œ ‌ ‌ ‌ đ?‘’đ?‘? đ?‘ ° 14

f. CĂĄlculo de eficiencia: Demora real de perforaciĂłn=DR Tiempo efectivo de trabajo=TE đ??¸đ?‘“đ?‘–đ?‘?đ?‘–đ?‘’đ?‘›đ?‘?đ?‘–đ?‘Ž =

đ?‘‡đ??¸ ∗ 100% ‌ ‌ ‌ đ?‘’đ?‘? đ?‘ ° 15 đ??ˇđ?‘…

29


D. FORMULAS PARA LA COMPARACIĂ“N DE MALLAS DE PERFORACIĂ“N

a) Factor de carga: đ?‘“đ?‘? =

đ?‘ °đ??śđ?‘Žđ?‘&#x;đ?‘Ąđ?‘˘đ?‘?â„Žđ?‘œđ?‘ đ?‘Ľđ?‘ƒđ?‘’đ?‘ đ?‘œ ‌ ‌ ‌ đ?‘’đ?‘? đ?‘ ° 16 đ??´đ?‘Ľâ„Žđ?‘Ľđ??żđ?‘ƒđ?‘Ľ0.9

A= Ancho h= Alto LP= Longitud de perforaciĂłn b) Factor de potencia: đ?‘“đ?‘? =

đ?‘ °đ??śđ?‘Žđ?‘&#x;đ?‘Ąđ?‘˘đ?‘?â„Žđ?‘œđ?‘ đ?‘Ľđ?‘ƒđ?‘’đ?‘ đ?‘œ ‌ ‌ ‌ đ?‘’đ?‘? đ?‘ ° 17 đ??´đ?‘Ľâ„Žđ?‘Ľđ??żđ?‘ƒđ?‘Ľ0.9đ?‘Ľđ?‘‘đ?‘’đ?‘›đ?‘ đ?‘–đ?‘‘đ?‘Žđ?‘‘



Peso Semexsa 1-1/8x12�=0.205kg



Peso Exsablock 1-1/8x8�=0.125kg

c) Densidad: Mineral = 2.8 Desmonte = 2.6

30


CAPITULO IV ACTIVIDADES REALIZADAS Y CONTROL DE TIEMPOS 4.1. CONTROL DE TIEMPOS PARA LIMPIEZA CON SCOOPTRAM SC 94 Zona: Milagros

Labor: GL 4045

centro

Sección: 3.5x4m2 Long. Avance:3.5m

Hora inicio:

8:30 am

Hora de fin:

12:30 pm

Duración:

4 hrs

Flota de camiones disponibles:

3 camiones (25/tn)

Capacidad cuchara:

3.5 yd3

Toma de tiempos: #Ciclo

Cargar

V. cargado

Descarga

V. Vacío

Tiempo

Dist.

ciclo

Recorrida

1

00:00:25

00:01:10

00:00:27

00:01:00

00:03:02

150

2

00:00:28

00:01:12

00:00:30

00:01:14

00:03:24

150

3

00:00:30

00:01:09

00:00:30

00:01:06

00:03:15

150

4

00:00:25

00:01:15

00:00:27

00:01:04

00:03:11

150

5

00:00:35

00:01:10

00:00:35

00:01:06

00:03:26

150

6

00:00:35

00:01:10

00:00:28

00:01:14

00:03:27

150

7

00:00:28

00:01:14

00:00:30

00:01:00

00:03:12

150

8

00:00:35

00:01:12

00:00:35

00:01:00

00:03:22

150

9

00:00:25

00:01:25

00:00:27

00:01:12

00:03:29

150

10

00:00:30

00:01:15

00:00:35

00:01:18

00:03:38

150

11

00:00:25

00:01:10

00:00:30

00:01:04

00:03:09

150

12

00:00:25

00:01:14

00:00:30

00:01:11

00:03:20

150

13

00:00:28

00:01:10

00:00:33

00:01:00

00:03:11

150

14

00:00:28

00:01:14

00:00:35

00:01:06

00:03:23

150

15

00:00:25

00:01:12

00:00:27

00:01:11

00:03:15

150

31


16

00:00:27

00:01:25

00:00:28

00:01:00

00:03:20

150

17

00:00:27

00:01:20

00:00:25

00:01:18

00:03:30

150

18

00:00:25

00:01:10

00:00:27

00:01:00

00:03:02

150

19

00:00:25

00:01:15

00:00:35

00:01:18

00:03:33

150

20

00:00:25

00:01:10

00:00:30

00:01:13

00:03:18

150

21

00:00:27

00:01:16

00:00:28

00:01:00

00:03:11

150

22

00:00:35

00:01:12

00:00:27

00:01:13

00:03:27

150

23

00:00:28

00:01:14

00:00:35

00:01:14

00:03:31

150

24

00:00:30

00:01:18

00:00:25

00:01:13

00:03:26

150

25

00:00:25

00:01:10

00:00:27

00:01:12

00:03:14

150

26

00:00:28

00:01:10

00:00:35

00:01:11

00:03:24

150

27

00:00:25

00:01:12

00:00:33

00:01:00

00:03:10

150

28

00:00:25

00:01:15

00:00:25

00:01:13

00:03:18

150

29

00:00:30

00:01:20

00:00:27

00:01:04

00:03:21

150

30

00:00:35

00:01:10

00:00:35

00:01:04

00:03:24

150

Media

00:00:28

00:01:14

00:00:30

00:01:18

00:03:20

4500m

Tabla 5 Toma de tiempos de limpieza con scooptram Fuente propia

Resultados de la estadística: 

Media: 3min 20seg

Desviación estándar: σ= +/-09seg

Moda: 3min 24seg

Intervalo de clases

Marca de clase F. Absoluta ni

F. Relativa

F. Acumuladas

li

ls

x

fi

Ni

Fi

0:03:02

0:03:10

0:03:06

3

0.1

3

10%

0:03:10

0:03:17

0:03:14

8

0.26666667

11

37%

0:03:17

0:03:24

0:03:21

10

0.33333333

21

70%

0:03:24

0:03:32

0:03:28

7

0.23333333

28

93%

0:03:32

0:03:39

0:03:35

2

0.06666667

30

100%

n=total=30

1

Tabla 6 Análisis estadístico de limpieza Fuente propia

32


Campana de Gauss del ciclo 12

10

FRECUENCIA

10

10

8

8

7

8

7

6 4 2

3 2

3

2

0 0:03:06

0:03:14

0:03:21

0:03:28

0:03:35

TIEMPOS Histograma+Hoja1!$S$8

Poligono de frecuencia

Tabla 7 Análisis estadístico de la limpieza Fuente propia

La campana de Gauss del ciclo, representa los tiempos del ciclo de limpieza, agrupados en categorías de tiempos promedio, y la tendencia promedio de sostenimiento muestra que 3min21seg. es más frecuente pues aparece 10 veces. a. Cálculo para la guardia: El tiempo promedio de la limpieza es de 3horas y 30 minutos a 4 horas, según el estándar de la contrata. Tiempo promedio de acarreo

3 minutos 20segundos/ ciclo

Total de horas de acarreo

2 .67 hr efectivas

Rendimiento horario

17.98 viajes/hora

Distancia recorrida

9000 Área sección (A):12.83m2 Peso específico (P.e): 2.8 Tn/m3

Factor de esponjamiento (F.e): 30% estándar 8 camionadas realizadas Factor de sobre rotura (F.s): ¿? Tabla 8 Datos generales del proceso de limpieza Fuente propia

33


b. Capacidad real de cuchara: đ??śđ?‘…đ??ś =

2.68đ?‘š3 ∗ 0.7 = 1.44 1.3

c. Volumen total extraĂ­do: đ?‘‰đ?‘œđ?‘™. đ?‘Ąđ?‘œđ?‘Ą. = 1.44 ∗ 6 ∗ 8 = 69.12đ?‘š3 d. CĂĄlculo de factor de sobre rotura: Basados en los resultados observados en el campo. 12.83 ∗ 3.5 ∗ 1.3 ∗ đ??šđ?‘ = 69.12đ?‘š3 đ??šđ?‘  = 1.18 ≅ 18% đ?‘Ąđ?‘œđ?‘›đ?‘’đ?‘™đ?‘Žđ?‘—đ?‘’â „đ?‘?đ?‘–đ?‘?đ?‘™đ?‘œ = 1.44 ∗ 6 ∗ 2.8 = 24.192 đ?‘‡đ?‘œđ?‘›đ?‘’đ?‘™đ?‘Žđ?‘—đ?‘’ đ?‘Ąđ?‘œđ?‘Ąđ?‘Žđ?‘™ đ?‘’đ?‘Ľđ?‘Ąđ?‘&#x;đ?‘ŽĂ­đ?‘‘đ?‘œ = 24.192 ∗ 8 = 193.536 e. ProducciĂłn por hora: đ?‘ƒđ?‘&#x;đ?‘œđ?‘‘.â „â„Žđ?‘œđ?‘&#x;đ?‘Ž = đ??śđ?‘…đ??ś ∗ đ?‘ƒđ?‘’ ∗ đ?‘…đ?‘’đ?‘›đ?‘‘.â „â„Žđ?‘œđ?‘&#x;đ?‘Ž ∗ đ??¸đ?‘“đ?‘–đ?‘? đ?‘ƒđ?‘&#x;đ?‘œđ?‘‘.â „â„Žđ?‘œđ?‘&#x;đ?‘Ž = 1.44đ?‘š3 ∗ 2.8 ∗ 17.98 ∗ 80% = 57.99 đ?‘‡đ?‘€đ?‘†â „â„Žđ?‘&#x;

DistribuciĂłn del tiempo del ciclo scooptram Cargado 14% Viaje vacĂ­o 34%

Viaje cargado 37%

Descarga 15%

IlustraciĂłn 15 distribuciĂłn de tiempo scooptram Fuente propia

34


Observaciones: 

Hay mucho tráfico en el tránsito de camiones, al momento del carguío.

EL operador es experimentado, casi 8 años de experiencia y está capacitado.

Los tiempos promedios de limpieza son de 3horas y 30 minutos a 4 horas.

4.2. CONTROL DE TIEMPOS DEL BOOLTER SOTENIMIENTO GAL 4045 NV 2300 ZONA MILAGROS CENTRO Perno usado: Split set Longitud: 7 pies Hora de inicio:

1:30 pm

Hora de fin:

2:05 pm 45 min

Duración:

T. emboquille

T. perf.

Cambio de

T.

Colocación

Tiempo de

barra

empernado

d perno

ciclo

1

0:00:12

0:01:00

0:00:04

0:00:20

0:00:10

0:01:46

2

0:00:15

0:01:02

0:00:04

0:00:24

0:00:13

0:01:58

3

0:00:12

0:01:05

0:00:04

0:00:25

0:00:12

0:01:58

4

0:00:14

0:00:58

0:00:04

0:00:25

0:00:14

0:01:55

5

0:00:15

0:00:56

0:00:04

0:00:30

0:00:13

0:01:58

6

0:00:15

0:00:59

0:00:04

0:00:22

0:00:12

0:01:52

7

0:00:12

0:01:01

0:00:04

0:00:23

0:00:13

0:01:53

8

0:00:15

0:01:04

0:00:04

0:00:25

0:00:13

0:02:01

9

0:00:13

0:01:00

0:00:04

0:00:21

0:00:14

0:01:52

10

0:00:14

0:01:00

0:00:04

0:00:22

0:00:11

0:01:51

11

0:00:12

0:00:59

0:00:04

0:00:25

0:00:12

0:01:52

12

0:00:14

0:01:02

0:00:04

0:00:27

0:00:12

0:01:59

13

0:00:13

0:00:59

0:00:04

0:00:26

0:00:13

0:01:55

14

0:00:14

0:01:02

0:00:04

0:00:24

0:00:13

0:01:57

Prom.

00:00:14

00:01:00

00:00:04

00:00:24

00:00:12

00:01:55

Tabla 9 Toma de tiempos de sostenimiento con bolter Fuente propia

35


Resultados de la estadística: 

Media: 1min 55seg

Desviación estándar: σ= +/-04seg

Moda: 1min 58seg Marca de clase

Intervalo de clases li 0:01:46 0:01:51 0:01:55 0:01:59

ls 0:01:51 0:01:55 0:01:59 0:02:02

x 0:01:49 0:01:53 0:01:57 0:02:00

F. Absoluta

F. Relativa

ni

fi 0.14285714 0.28571429 0.42857143 0.14285714 1

2 4 6 2 n=total=14

F. Acumuladas Ni 2 6 12 14

Fi 14% 43% 86% 100%

Tabla 10 Análisis estadístico de sostenimiento

Campana de Gauss del ciclo 7 6

FRECUENCIA

5 4 3 2 1 0

0:01:49

0:01:53

0:01:57

0:02:00

TIEMPOS Histograma

Polígono de frecuencia

Tabla 11 Análisis estadístico del sostenimiento Fuente propia

La campana de Gauss del ciclo, representa los tiempos del ciclo de sostenimiento, agrupados en categorías de tiempos promedio, y la tendencia promedio de sostenimiento muestra que 1min 57seg. es más frecuente pues aparece 6 veces. 36


CĂ LCULOS: a. đ?‘˝đ?’†đ?’?đ?’?đ?’„đ?’Šđ?’…đ?’‚đ?’… đ?’…đ?’† đ?’‘đ?’†đ?’“đ?’‡đ?’?đ?’“đ?’‚đ?’„đ?’ŠĂłđ?’?: đ?&#x;?đ?&#x;?đ?&#x;‘. đ?&#x;’đ?’„đ?’Žâ „đ?&#x;?đ?&#x;?đ?&#x;“đ?’”đ?’†đ?’ˆ = đ?&#x;?. đ?&#x;–đ?&#x;” đ?’„đ?’Žâ „đ?’”đ?’†đ?’ˆ đ?‘‰đ?‘’đ?‘™đ?‘œđ?‘?đ?‘–đ?‘‘đ?‘Žđ?‘‘ đ?‘‘đ?‘’ đ?‘?đ?‘’đ?‘&#x;đ?‘“đ?‘œđ?‘&#x;đ?‘Žđ?‘?đ?‘–Ăłđ?‘› = 66.80 đ?‘šâ „â„Žđ?‘&#x; b. đ?‘šđ?’†đ?’?đ?’…đ?’Šđ?’Žđ?’Šđ?’†đ?’?đ?’•đ?’? đ?’ˆđ?’†đ?’?đ?’†đ?’“đ?’‚đ?’? đ?’…đ?’†đ?’? đ?’ƒđ?’?đ?’?đ?’?đ?’•đ?’†đ?’“: 7đ?‘“đ?‘Ąâ „đ?‘Ąđ?‘Žđ?‘™ 2.13đ?‘šâ „đ?‘Ąđ?‘Žđ?‘™ đ?‘…đ?‘‘ = = 0.033â„Žđ?‘&#x;â „đ?‘Ąđ?‘Žđ?‘™ 0.033â„Žđ?‘&#x;â „đ?‘Ąđ?‘Žđ?‘™ đ?‘…đ?‘‘ = 66.68 đ?‘šâ „â„Žđ?‘&#x; c. CĂĄlculo del tiempo efectivo: Tiempo total de perforaciĂłn por guardia: đ?‘ đ?‘Ą ∗ đ?‘™đ?‘œđ?‘›đ?‘”. đ?‘‡đ?‘Žđ?‘™ 14 ∗ 2.13đ?‘š = = 0.45â„Žđ?‘&#x; ≅ 26.8 đ?‘šđ?‘–đ?‘›â „đ?‘™đ?‘Žđ?‘?đ?‘œđ?‘&#x; đ?‘‰. đ?‘ƒ 66.80 đ?‘šâ „â„Žđ?‘&#x; d. Tiempo improductivo: Tiempo total – Tiempo efectivo= 45min-26.8min=18.2min e. CĂĄlculo de eficiencia: Demora de sostenimiento: 45min Tiempo efectivo de sostenimiento: 26.8min đ??¸đ?‘“đ?‘–đ?‘?đ?‘–đ?‘’đ?‘›đ?‘?đ?‘–đ?‘Ž = (

26.8 ) ∗ 100% = 59.5% 45

Observaciones: 

El tiempo promedio de sostenimiento es 50 minutos, y las demoras suelen suceder por problemas de presiĂłn de agua.

4.3. CONTROL DE TIEMPOS PERFORACIĂ“N, JUMBO DD311 GAL 4045 NV 2300 ZONA MILAGROS CENTRO JUA 50 12ft GUARDIA A Y GUARDIA B En este capĂ­tulo tomaremos los tiempos de una misma labor pero en dos diferentes guardias, para hacer una comparaciĂłn de sus resultados. GUARDIA A Hora de inicio

2:15 pm

Hora de fin

4:30 pm

DuraciĂłn

2horas 15 minutos

Longitud de perforaciĂłn prom.

3.6 m

Se realizaron 4 rimados para la perforaciĂłn, los cuales tuvieron un tiempo de 2minutos y 30 segundos cada uno. 37


#Taladro

Posicionamiento y emboquillado

Perforaciรณn

longitud de perforaciรณn m

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26

00:00:25 00:00:20 00:00:17 00:00:19 00:00:17 00:00:19 00:00:21 00:00:20 00:00:24 00:00:20 00:00:17 00:00:19 00:00:17 00:00:19 00:00:20 00:00:19 00:00:21 00:00:20 00:00:24 00:00:19 00:00:21 00:00:20 00:00:24 00:00:21 00:00:20

00:01:40 00:01:35 00:01:50 00:01:55 00:01:35 00:01:45 00:01:35 00:01:40 00:01:50 00:01:45 00:01:50 00:01:55 00:01:35 00:01:45 00:01:50 00:01:45 00:01:35 00:01:30 00:01:50 00:01:45 00:01:35 00:01:50 00:01:50 00:01:35 00:01:50

3.64 3.58 3.7 3.6 3.65 3.7 3.59 3.7 3.58 3.62 3.67 3.49 3.59 3.66 3.47 3.7 3.49 3.59 3.66 3.47 3.7 3.62 3.67 3.49 3.6

27

00:00:22

00:01:40

3.58

Posicionamiento y emboquillado

Perforaciรณn

longitud de perforaciรณn m

28 29 30 31 32 33 34 35 36 37 38 39 40 41 42 43 44 45 46 47 48 49 50 51

00:00:17 00:00:21 00:00:20 00:00:20 00:00:24 00:00:20 00:00:17 00:00:25 00:00:20 00:00:21 00:00:20 00:00:24 00:00:19 00:00:21 00:00:20 00:00:24 00:00:21 00:00:20 00:00:22 00:00:17 00:00:19 00:00:21 00:00:20 00:00:24 00:00:20

00:01:40 00:01:35 00:01:40 00:01:40 00:01:50 00:01:45 00:01:50 00:01:45 00:01:50 00:01:35 00:01:40 00:01:50 00:01:45 00:01:35 00:01:40 00:01:50 00:01:45 00:01:50 00:01:40 00:01:40 00:01:45 00:01:55 00:01:50 00:01:50 00:01:44

3.64 3.58 3.7 3.6 3.65 3.58 3.62 3.45 3.58 3.62 3.58 3.49 3.64 3.58 3.54 3.6 3.65 3.58 3.59 3.6 3.58 3.62 3.67 3.49 3.600182

Tiempo/Tal

00:02:04

#Taladro

Media

Tabla 12 TOMA DE TIEMPOS DE LA PERFORACIร“N GUARDIA A FUENTE PROPIA

38


Resultados de la estadística: 

Media: 2min 04seg

Desviación estándar: σ= +/-07 seg

Moda: 1min 56seg Intervalo de clases

Marca de clase

F. Absoluta

F. Relativa

ni

fi

li

ls

x

0:01:50 0:01:55 0:01:59 0:02:04 0:02:08 0:02:12

0:01:55 0:01:59 0:02:04 0:02:08 0:02:12 0:02:17

0:01:53 0:01:57 0:02:02 0:02:06 0:02:10 0:02:15

4 9 7 13 7 11 n=total 51

F. Acumuladas Ni

0.07843137 0.17647059 0.1372549 0.25490196 0.1372549 0.21568627 1

Fi 4 13 20 33 40 51

8% 25% 39% 65% 78% 100%

Tabla 13 Análisis estadístico de perforación Fuente propia

Campana de Gauss de la perforación Guardia A 14

13 13

12

FRECUENCIA

10

9 9

8

7

7 7

7

6

4 4

4

2 0 0:01:53

0:01:57

0:02:02

0:02:06

0:02:10

TIEMPOS Histograma+Hoja1!$S$8

Poligono de frecuencia

Tabla 14 Análisis estadístico de la perforación guardia A Fuente propia

La campana de Gauss del ciclo, representa los tiempos del ciclo de perforación de la Guardia a, agrupados en categorías de tiempos promedio, y la tendencia promedio de perforación muestra que 2min 06seg. es más frecuente pues aparece 13 veces. 39


CĂ LCULOS: Ciclo del Jumbo = 2min4seg=124seg a. Velocidad de perforaciĂłn: 2.9đ?‘?đ?‘š đ?‘‰đ?‘’đ?‘™. đ?‘?đ?‘’đ?‘&#x;đ?‘“. = 360đ?‘?đ?‘šâ „124 = đ?‘ đ?‘’đ?‘” đ?‘‰đ?‘’đ?‘™. đ?‘?đ?‘’đ?‘&#x;đ?‘“. = 104.4 đ?‘šâ „â„Žđ?‘&#x; b. Velocidad de penetraciĂłn: đ?‘‰đ?‘’đ?‘™. đ?‘?đ?‘’đ?‘›đ?‘’đ?‘Ąđ?‘&#x;đ?‘Žđ?‘?đ?‘–Ăłđ?‘› =

360đ?‘?đ?‘š = 2.9đ?‘?đ?‘šâ „đ?‘ đ?‘’đ?‘” 124đ?‘ đ?‘’đ?‘”

c. Rendimiento general del Jumbo: 12đ?‘?đ?‘–đ?‘’đ?‘ â „đ?‘Ąđ?‘Žđ?‘™ 3.6 đ?‘…đ?‘‘ = = 0.034â„Žđ?‘&#x;â „đ?‘Ąđ?‘Žđ?‘™ 0.034 đ?‘…đ?‘‘ = 105.88 đ?‘šâ „â„Žđ?‘&#x; d. CĂĄlculo del tiempo efectivo: Tiempo total de perforaciĂłn por guardia: đ?‘ đ?‘Ą ∗ đ?‘™đ?‘œđ?‘›đ?‘”. đ?‘Ąđ?‘Žđ?‘™ 51 ∗ 3.6đ?‘š = = 1.76â„Žđ?‘&#x; ≅ 1â„Žđ?‘&#x;45đ?‘šđ?‘–đ?‘›36đ?‘ đ?‘’đ?‘”â „đ??żđ?‘Žđ?‘?đ?‘œđ?‘&#x; đ?‘‘đ?‘’ đ?‘Ąđ?‘&#x;đ?‘Žđ?‘?đ?‘Žđ?‘—đ?‘œ đ?‘‰. đ?‘ƒ 104.4 đ?‘šâ „â„Žđ?‘&#x; e. Tiempo improductivo: đ?‘‡đ?‘–đ?‘’đ?‘šđ?‘?đ?‘œ đ?‘‡đ?‘œđ?‘Ąđ?‘Žđ?‘™ − đ?‘‡đ?‘–đ?‘’đ?‘šđ?‘?đ?‘œ đ?‘’đ?‘“đ?‘’đ?‘?đ?‘Ąđ?‘–đ?‘Łđ?‘œ = 2.25 − 1.76 0.49 ≅ 30đ?‘šđ?‘–đ?‘› f. CĂĄlculo de eficiencia: Demora real de perforaciĂłn=2.25hr Tiempo efectivo de trabajo=1.76hr đ??¸đ?‘“đ?‘–đ?‘?đ?‘–đ?‘’đ?‘›đ?‘?đ?‘–đ?‘Ž =

1.76 ∗ 100% = 78.22 ≅ 78% 2.25

GUARDIA B Hora de inicio

2:15 pm

Hora de fin

4:15 pm

DuraciĂłn

2horas

Longitud de perforaciĂłn prom.

3.58 m

Se realizaron 4 rimados para la perforaciĂłn, los cuales tuvieron un tiempo de 2minutos y 30 segundos cada uno.

40


#Taladro

Posicionamiento y emboquillado

Perforaciรณn

1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 17 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26

00:00:17 00:00:19 00:00:17 00:00:19 00:00:20 00:00:20 00:00:21 00:00:20 00:00:24 00:00:20 00:00:17 00:00:19 00:00:19 00:00:17 00:00:19 00:00:20 00:00:19 00:00:21 00:00:20 00:00:17 00:00:19 00:00:17 00:00:19 00:00:20 00:00:21 00:00:20

00:01:40 00:01:35 00:01:50 00:01:35 00:01:35 00:01:40 00:01:50 00:01:45 00:01:50 00:01:40 00:01:40 00:01:50 00:01:40 00:01:40 00:01:40 00:01:35 00:01:40 00:01:35 00:01:30 00:01:50 00:01:45 00:01:35 00:01:50 00:01:50 00:01:35 00:01:50

longitud de perforaciรณn m 3.58 3.62 3.45 3.58 3.62 3.58 3.49 3.64 3.58 3.62 3.67 3.49 3.7 3.59 3.66 3.47 3.7 3.49 3.59 3.66 3.47 3.7 3.62 3.67 3.49 3.6

#Taladro

Posicionamiento y emboquillado

27 28 29 30 31 32 33 34 35 36 37 38 39 40 41 42 43 44 45 46 47 48 49 50 51 Media Tiempo/Tal

00:00:22 00:00:17 00:00:17 00:00:19 00:00:17 00:00:19 00:00:20 00:00:17 00:00:25 00:00:20 00:00:21 00:00:20 00:00:24 00:00:17 00:00:19 00:00:17 00:00:19 00:00:20 00:00:20 00:00:22 00:00:17 00:00:19 00:00:17 00:00:19 00:00:20 00:00:19 00:02:01

Perforaciรณn 00:01:40 00:01:40 00:01:35 00:01:50 00:01:40 00:01:40 00:01:35 00:01:40 00:01:45 00:01:50 00:01:35 00:01:40 00:01:50 00:01:45 00:01:35 00:01:40 00:01:50 00:01:35 00:01:40 00:01:50 00:01:45 00:01:50 00:01:40 00:01:40 00:01:50 00:01:42

longitud de perforaciรณn m 3.59 3.6 3.58 3.62 3.67 3.49 3.58 3.62 3.67 3.49 3.59 3.66 3.49 3.64 3.58 3.54 3.6 3.65 3.58 3.59 3.6 3.58 3.62 3.67 3.49 3.589615

Tabla 15 TOMA DE TIEMPOS DE LA PERFORACIร“N GUARDIA B FUENTE PROPIA

41


Resultados de la estadística: 

Media: 2min 01seg

Desviación estándar: σ= +/-07 seg

Moda: 1min 57seg

li 0:01:50 0:01:54 0:01:58 0:02:02

ls 0:01:54 0:01:58 0:02:02 0:02:06

Marca de clase x 0:01:52 0:01:56 0:02:00 0:02:04

0:02:06 0:02:10

0:02:10 0:02:14

0:02:08 0:02:12

Intervalo de clases

F. Absoluta

F. Relativa

ni

F. Acumuladas

3 18 12 2

fi 0.05882353 0.35294118 0.23529412 0.03921569

12 4 51

0.23529412 0.07843137 1

Ni

Fi 3 21 33 35

6% 41% 65% 69%

47 51

92% 100%

Tabla 16 Análisis estadístico de perforación Fuente propia

Campana de Gauss de la perforación Guardia B 20

18

FRECUENCIA

18 15

12

12

12

12

10 5

4

3

4

2

3

2

0 0:01:52

0:01:56

0:02:00

0:02:04

0:02:08

0:02:12

TIEMPOS

HISTOGRAMA

POLÍGONO DE FRECUENCIA

Tabla 17 Análisis estadístico de la perforación guardia B Fuente propia

La campana de Gauss del ciclo, representa los tiempos del ciclo de perforación de la Guardia B, agrupados en categorías de tiempos promedio, y la tendencia promedio de perforación muestra que 1min 56seg. es más frecuente pues aparece 18 veces.

42


CĂ LCULOS: Ciclo del Jumbo = 2min1seg=121seg a. Velocidad de perforaciĂłn: đ?‘‰đ?‘’đ?‘™. đ?‘?đ?‘’đ?‘&#x;đ?‘“. = 358đ?‘?đ?‘šâ „121 =

2.96đ?‘?đ?‘š đ?‘ đ?‘’đ?‘”

đ?‘‰đ?‘’đ?‘™. đ?‘?đ?‘’đ?‘&#x;đ?‘“. = 106.56 đ?‘šâ „â„Žđ?‘&#x; b. Velocidad de penetraciĂłn: đ?‘‰đ?‘’đ?‘™. đ?‘?đ?‘’đ?‘›đ?‘’đ?‘Ąđ?‘&#x;đ?‘Žđ?‘?đ?‘–Ăłđ?‘› =

358đ?‘?đ?‘š = 2.96đ?‘?đ?‘šâ „đ?‘ đ?‘’đ?‘” 121đ?‘ đ?‘’đ?‘”

c. Rendimiento general del Jumbo: đ?‘…đ?‘‘ =

12đ?‘?đ?‘–đ?‘’đ?‘ â „đ?‘Ąđ?‘Žđ?‘™ 3.58 = 0.033â„Žđ?‘&#x;â „đ?‘Ąđ?‘Žđ?‘™ 0.033

đ?‘…đ?‘‘ = 108.48 đ?‘šâ „â„Žđ?‘&#x; d. CĂĄlculo del tiempo efectivo: Tiempo total de perforaciĂłn por guardia: đ?‘ đ?‘Ą ∗ đ?‘™đ?‘œđ?‘›đ?‘”. đ?‘Ąđ?‘Žđ?‘™ 51 ∗ 3.58đ?‘š = = 1.71â„Žđ?‘&#x; ≅ 1â„Žđ?‘&#x;42đ?‘šđ?‘–đ?‘›36đ?‘ đ?‘’đ?‘”â „đ??żđ?‘Žđ?‘?đ?‘œđ?‘&#x; đ?‘‘đ?‘’ đ?‘Ąđ?‘&#x;đ?‘Žđ?‘?đ?‘Žđ?‘—đ?‘œ đ?‘‰. đ?‘ƒ 106.56 đ?‘šâ „â„Žđ?‘&#x; e. Tiempo improductivo: đ?‘‡đ?‘–đ?‘’đ?‘šđ?‘?đ?‘œ đ?‘‡đ?‘œđ?‘Ąđ?‘Žđ?‘™ − đ?‘‡đ?‘–đ?‘’đ?‘šđ?‘?đ?‘œ đ?‘’đ?‘“đ?‘’đ?‘?đ?‘Ąđ?‘–đ?‘Łđ?‘œ = 2 − 1.71 0.29 ≅ 17đ?‘šđ?‘–đ?‘›24đ?‘ đ?‘’đ?‘” f. CĂĄlculo de eficiencia: Demora real de perforaciĂłn=2hr Tiempo efectivo de trabajo=1.71hr đ??¸đ?‘“đ?‘–đ?‘?đ?‘–đ?‘’đ?‘›đ?‘?đ?‘–đ?‘Ž =

1.71 ∗ 100% = 85 ≅ 85% 2

43


Comparación de resultados 35 30 25 20 15 10 5 0

30.3

29.4

1.77

1.74 1

2

3

Rendimiento de perforación (Tal/HR)

4

Velocidad de perforación(m/min)

Tabla 18 Comparación de resultados de perforación Guardia A y Guardia B Fuente propia

La tabla 18, representa el rendimiento de perforación y velocidad de perforación de la Guardia A y Guardia B. Del cual podemos observar que a mayor velocidad de perforación mayor será el rendimiento de perforación. Observaciones:   

Se vio que la GUARDIA B tuvo menos demoras operativas. Básicamente las demoras en la guardia A fue por la presión de agua, ya que ese día hubo perforación diamantina. El tiempo promedio de perforación es de 2 horas. COMPARACIÓN DE CONTROL DE TIEMPOS GUARDIA A Y GUARDIA B 1.48

1.44

HORAS

1.50

1.00 0.49 0.50

0.28

0.29

0.27

0.00 1

2

3

4

GUARDIAS TIEMPO POSICIONAMIENTO+EMBOQUILLADO

TIEMPO PERFORACIÓN

DEMORAS OPERATIVAS

Tabla 19 CONTROL DE TIEMPOS GUARDÍA A Y GUARDIA B Fuente propia

44


La tabla 19, representa la distribución de las horas utilizadas para la perforación en la Guardia A (2horas, 15min) y Guardia B (2horas), agrupadas en tres categorías, posicionamiento+emboquillado, perforación y demoras operativas.

COMPARACIÓN DE CONTROL DE TIEMPOS GUARDIA A Y GUARDIA B

PORCENTAJES

72%

66%

80% 60% 40% 20%

22%

13%

15%

13%

0% 1

2 GUARDIAS

TIEMPO POSICIONAMIENTO+EMBOQUILLADO

TIEMPO PERFORACIÓN

DEMORAS OPERATIVAS Tabla 20 CONTROL DE TIEMPOS GUARDÍA A Y GUARDIA B EN PORCENTAJES Fuente propia

La tabla 20, representa la distribución de las horas utilizadas para la perforación en la Guardia A (2horas, 15min) y Guardia B (2horas), agrupadas en tres categorías, posicionamiento+emboquillado, perforación y demoras operativas, representadas en porcentajes del tiempo total utilizado.

4.4. ANÁLISIS DE LA MALLA DE PERFORACIÓN GAL 4045 NV 2300 ZONA MILAGROS CENTRO SECCIÓN 3.5m X 4m RMR 30-40 En este capítulo compararemos la malla estándar establecida por la compañía, con la malla de perforación desarrollada en el campo y ver la diferencia de costos que se produce. A continuación la malla pasaporte otorgada por la compañía.

45


Ilustraciรณn 16 Malla de perforaciรณn para per secciรณn 3.5x4m2 Fuente CMH

46


Rendimiento

Longitud de avance

Unid.

12 ft Factor de carga

1.81

Kg/m3

Factor de potencia

0.70

Kg/tn

Tabla 21 Factor de potencia y carga según malla pasaporte CMH Fuente CMH

La tabla 21, representa la cantidad de explosivos en Kg que se requerirá por m3 para el disparo de una sección de 3.5x4m2 con RMR de 31-40, según pasaporte estándar de la compañía CMH. 

Para el precorte:

Distribución de explosivos dentro de los taladros del precorte. 

Malla según el pasaporte CMH Sección:

3.5 x 4 m

Longitud de perforación:

12 pies = 3.6m

N°taladros de producción:

31

N°precortes:

12

N°ayudas del precorte:

13

N°taladros cargados:

44

N°total de taladros:

57

Tabla 22 Malla del pasaporte según CMH Fuente CMH

Número de taladros perforados y su distribución, según la malla pasaporte estándar de CMH. 47


Malla desarrollada en el campo: Sección:

3.5 x 4 m

Longitud de perforación:

12 pies = 3.6m

N°taladros de producción:

30

N°precortes:

10

N°ayudas del precorte:

11

N°taladros cargados:

40

N°total de taladros:

51

Tabla 23 Malla desarrollada en campo Fuente propia

Número de taladros perforados y su distribución, según la malla realizada en campo.

 Se realizaron sólo 10 taladros de precortes y 11 ayudas del precorte.  Y se realizaron 30 taladros de producción, omitiendo una ayuda de corona.  En los taladros del precorte se usaron 1 semexsa 45% 1 1/8 de cebo y 4 exsablock 1 1/8. 

S=SEMEXSA, E=EXSABLOCK

10 TALADROS PC (1S+4E)

3 AYUDAS DE CORONA (6S+4E)

4 CUADRADORES (6S+4E)

3 ARRANQUES (11S)

4 ARRASTRES (11S)

16 TALADROS DE PRODUCCIÓN (9S)

48


Total de explosivo usado en la malla real. N°

SEMEXSA

EXSABLOCK

PRECORTE

10

10

40

Ayu Cor Cuadradores Arranque Arrastre Tal. Producc. Total

3 4 3 4 16

18 24 33 44 144 273

12 16 0 0 0 68

Tabla 24 total de semexsa y exsablock Fuente propia

La tabla 25 representa la cantidad de explosivos en Kg que se requerirá por m3 para el disparo de una sección de 3.5x4m2 con RMR de 31-40, según la malla desarrollada en campo. Rendimiento

Longitud de

Unid.

avance 12 ft Factor de carga

1.42

Kg/m3

Factor de

0.50

Kg/tn

potencia Tabla 25 Factor de potencia y carga según malla efectuada en campo Fuente propia

La tabla 26 representa la diferencia entre los factores de carga y potencia entre la malla pasaporte entregada por CMH y la malla desarrollada en campo. Malla según pasaporte

Malla real en campo

Variación

Rendimiento

Unid.

12 pies

Rendimiento

Unid.

12 pies

Factor de

Kg/m3

1.81

Factor de

Kg/m3

1.42

0.39

Kg/tn

0.50

0.2

carga Factor de potencia

carga Kg/tn

0.7

Factor de potencia

Tabla 26 comparación de malla según pasaporte y malla real en campo Fuente propia

49


4.5. CÁLCULO DE COSTO POR DISPARO Costo de explosivo por malla: Malla de pasaporte

Malla real

Taladros cargados

43

40

Total taladros

57

51

#cartuchos semexsa 45% 1-1/8”x12”

371

273

#cartuchos exsablock 1-1/8”x12”

48

68

Costo de semexsa (0.53$/cartucho)

196.63

144.69

Costo exsablock (0.26$/cartucho)

12.48

17.68

Costo de explosivo

209.11

162.37

Tabla 27 comparación de mallas de perforación CMH y malla real aplicada en campo Fuente propia

Cálculo del costo de explosivo de la malla pasaporte entregada por CMH y el costo de explosivos usados en la malla real aplicada en campo. Cálculo total de costos por disparo: Malla pasaporte

Malla real

Variacion

Und.

Precio

Cant.

Costo 1

Cant.

Costo 2

($)

Guía de seguridad

$/m

0.86

1

0.86

1

0.86

0.00

Pentacord

$/m

1.31

15

19.65

15

19.65

0.00

Exsanel(4.8m)

$/pieza

1.61

45

72.45

40

64.4

-8.05

cartuchos semexsa 45

$/cart.

0.53

412

196.63

273

144.69

-51.94

cartuchos exsablock

$/cart.

0.26

48

12.48

68

17.68

5.2

Costo total:

302.07 $/disp.

247.28$/disp.

54.79$/d

Tabla 28 Comparación de costos entre malla según pasaporte y malla real en campo Fuente propia

La tabla 28, representa la diferencia entre el costo total de explosivos y accesorios usados en la malla pasaporte entregada por CMH y la malla real aplicada en campo, en la malla real se realizaron menos taladros y por ende menos explosivos y accesorios, lo cual nos da una diferencia de ahorro de 54.79$/d.

50


CAPITULO V CONCLUSIONES 1. Se pudo realizar las prácticas satisfactoriamente, para así poder optar el grado de bachiller en Ciencias de la Ingeniería de Minas. 2. En el proceso de limpieza en la GAL 4045 NV 2300 duró 4 horas. Tiempo promedio de acarreo 3 minutos 20segundos/ ciclo, con una desviación estándar de +/-9seg. 3. En el proceso de sostenimiento en la GAL 4045 NV 2300, no tuvo muchos percances el ciclo duro 45 minutos. Tiempo promedio del ciclo 1minuto55segundos/ciclo, con una desviación estándar de +/-4seg. 4. El proceso de perforación en la GAL 4045 NV 2300 Guardia A, duró 2horas 15 minutos. El proceso de perforación en la GAL 4045 NV 2300 Guardia B, duró 2horas. Se realizaron 4 rimados para la perforación en ambas guardias, los cuales tuvieron un tiempo de 2minutos y 30 segundos cada uno. Tiempo promedio del ciclo para la Guardia A 124seg/ciclo, con una desviación estándar de +/-7seg. Tiempo promedio del ciclo para la Guardia B 121seg/ciclo, con una desviación estándar de +/-7seg. 5. Se compararon los costos de explosivos y accesorios de la malla pasaporte otorgado por la compañía y la malla real de campo, y se vio una variación de ahorro de 54.79$/d. 6. Las principales demoras se da por factores externos, como el tráfico de vehículos en el proceso de limpieza, y falta de presión de agua en el proceso de sostenimiento y perforación. 7. La operación es mucho más rápida con la aplicación de la malla desarrollada en campo por el ahorro de tiempo al tener menos taladros (Tiempo de perforación del Jumbo + Tiempo de cargado de explosivo.) 8. Al estar expuesto al área de trabajo se vio una insuficiencia de equipos, ya que si un equipo se averiaba, no se realizaba ningún trabajo.

51


CAPITULO VI RECOMENDACIONES 1. Planificar mejor el sistema de tránsito de vehículos a la hora de limpieza, para que no haya inconvenientes con el tráfico de vehículos. 2. Verificar la presión de agua antes de realizar un trabajo, ya que es el principal motivo de demora en el sostenimiento y perforación. 3. Hacer un análisis de los pasaportes actuales brindados comparándolos con los resultados obtenidos en campo, así se puede hacer un trabajo operacionalmente más eficiente por tomar menor tiempo en perforación implicando también en ahorro por reducción de taladros perforados. 4. Realizar una buena distribución de equipos para las labores, el rendimiento puede ser alto, pero si no hay buena distribución de equipos, los procesos no se llegan a ejecutar. 5. Contar con un sistema de stand by podría mejorar el trabajo, así cada vez que un equipo se averiaba, podíamos contar con otro para suplir un trabajo.

52


BIBLIOGRAFÍA [1] CARRASCO ROJAS, P. V. (2015). "APLICACIÓN DEL MÉTODO HOLMBERG PARA OPTIMIZAR LA MALLA DE PERFORACIÓN Y VOLADURA EN LA UNIDAD PARCOY- CIA. CONSORCIO MINERO HORIZONTE S.A.". Tesis para obtar título, UNSCH, Ayacucho, Ayacucho. Recuperado el 09 de abril de 2018 [2]José Luis Ortiz Basauri, B. A. (2016). “PROPUESTA DEL MÉTODO CORTE Y RELLENO MECANIZADO PARA INCREMENTAR LA PRODUCCIÓN EN MINA “LOURDES”, UEA PARCOY, CONSORCIOMINERO HORIZONTE S.A. 2016”. Tesis para optar título, UNIVERSIDAD PRIVADA DEL NORTE, Cajamarca. Recuperado el 03 de abril de 2018 [3]Christian, P. M. (2016). INFORME FINAL DE PRÁCTICAS PRE PROFESIONALES CMH. Informe de practicas, UNMSM, LIMA. Recuperado el 01 de abril de 2018 [4]E.I.R.L., C. M. (2018). http://www.bumeran.com.pe/perfiles/empresa_contrata-minera-cristobale.i.r.l._13066962.html. Obtenido de http://www.bumeran.com.pe/perfiles/empresa_contrata-mineracristobal-e.i.r.l._13066962.html: http://www.bumeran.com.pe/perfiles/empresa_contrata-mineracristobal-e.i.r.l._13066962.html [5]GIL GENOVEZ STHOYKO, M. M. (s/f). https://www.google.com.pe/search?q=334729181-Diapositivas-FinalesYacimientos.pptx&oq=334729181-Diapositivas-FinalesYacimientos.pptx&aqs=chrome..69i57.623j0j7&sourceid=chrome&ie=UTF-8. Recuperado el 15 de 04 de 2018, de https://www.google.com.pe/search?q=334729181-Diapositivas-FinalesYacimientos.pptx&oq=334729181-Diapositivas-FinalesYacimientos.pptx&aqs=chrome..69i57.623j0j7&sourceid=chrome&ie=UTF-8 [6]JHONATAN, G. G.-M. (s/f). https://es.scribd.com/presentation/334729181/Diapositivas-Finales-Yacimientos. Recuperado el 2018, de https://es.scribd.com/presentation/334729181/Diapositivas-Finales-Yacimientos: https://es.scribd.com/presentation/334729181/Diapositivas-Finales-Yacimientos [7]Marlon Edmer Tomas Cristóbal, E. P. (2015). OPTIMIZACIÓN DE LA VOLADURA MEDIANTE EL USO DE DETONADORES DE MICRORRETARDO EN EXPLOTACIONES MINERAS SUBTERRÁNEAS EN CONSORCIO MINERO HORIZONTE S.A. Tesis para obtar título, UNIVESIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ, Huancayo. Recuperado el 10 de abril de 2018 [8]OTAZU CCAHUANA, L. A. (2012). INFORME DE PRACTICAS ABANCAY – APURÍMAC. INFOME DE PRACTICAS, UNIVERSIDAD NACIONAL MICAELA BASTIDAS DE APURÍMAC, ABANCAY - APURIMAC. Recuperado el 05 de abril de 2018 [9]VILCA CABRERA, M. H. (2017). Informe de practicas MINA ATAHUALPA _ CONSUELO. UNCSH, ayacucho. Recuperado el 25 de abril de 2018 [10]EXSA. (S/A). Manual Practico de Voladura. Recuperado el 05 de abril de 2018 [11] Archivos de la compañía CMH y la contrata minera Cristóbal

53


ANEXO

54


1. GEOLOGÍA REGIONAL 1.1.

ESTRATIGRAFÍA.

Regionalmente la geología del distrito está dominada por tres franjas:  El basamento Precambriano del Complejo Marañón (Este).  El Batolito de Pataz del Carbonífero.  Los estratos deformados del Pérmico – Cenozoico (Oeste). 1.1.1. PRECÁMBRICO a. El Complejo del Marañón (Pe-cm) Es una secuencia poli metamórfica que presenta diferentes estilos estructurales. Está formado por 3 unidades descritas en el orden decreciente en edades. 

Mica esquistos, que yacen en el fondo del Complejo

Metavolcánicos

Filitas de naturaleza turbidita.

Todo este paquete metamórfico regional alcanza 1 Km. de espesor en promedio. 1.1.2. PALEOZOICO INFERIOR a. Formación Contaya (O-c) 

Yace sobre el Complejo del Marañón en disconformidad angular.

DIMENSIONES: 200 y 600 m. de espesor.

COMPOSICIÓN: sílice – clástico, cuarcitas masivas, areniscas oscuras, lutitas y en menor proporción calizas.[5]

55


1.1.3. PALEOZOICO SUPERIOR a. Grupo Ambo (Ci-a) 

Genera FALLAMIENTOS NORMALES con subsidencias las que fueron rellenadas con material clástico en ambientes fluviales y deltaicos.

COMPOSICIÓN: Areniscas, lutitas y conglomerados pertenecientes al Carbonífero inferior.

Aflora en la parte sur de la Mina de Parcoy.

b. Grupo Mitu (Ps-m) 

Este grupo se presenta como remanentes volcánicos.

COMPOSICIÓN: tufos y aglomerados riolíticos de edad Pérmico superior.

1.1.4. TRIÁSICO – JURÁSICO a. Grupo Pucará (TrJi-p) 

Producto de una sedimentación marina.

COMPOSICIÓN: calizas grises y carbonosas, calizas intercaladas con lutitas, dolomitas, margas y areniscas calcáreas.

b. Formación Chambará ( Tr-ch ) 

Es la secuencia inferior del Grupo Pucará,

COMPOSICIÓN: calizas de color gris a gris oscura intercalada con calizas bituminosas, y calizas dolomíticas.

c. Formación Aramachay y Condorsinga (Ji–ar-c) 

Han sido motivo de intensas exploraciones en la búsqueda de Pórfidos o cuerpos de reemplazamientos (obteniendo resultados satisfactorios en una 1° etapa)

Está claro que es un blanco anómalo aún por explorar. [5]

56


1.1.5. CRETÁCEO a. Grupo Goyllarisquizga (Ki-g) 

El Cretáceo en el Perú está bien desarrollado.

CONSTITUYE: 4 formaciones diferenciadas en su litología y secuencia deposicional, Chimú, Santa, Carhuaz y Farrat.

b. Formación Crisnejas (Ki – cr) 

COMPOSICIÓN: calizas, areniscas calcáreas y margas.

El contacto inferior y superior están en discordancia erosional a las areniscas del Grupo Goyllarisquizga y sedimentos clásticos de la Formación Chota respectivamente.

c. Formación Chota (KsP – ch) 

Yace en discordancia erosional a la Formación Crisnejas.

COMPOSICIÓN: conglomerados, areniscas, lutitas y limolitas de color rojo intenso.

d. Depósitos Cuaternarios (Qr – al) 

Son principalmente eluviales-coluviales y aluviales (producto de la descomposición de las rocas in-situ de la formación Chota)

Los depósitos aluviales están localizados en las quebradas y faldas de los cerros. [5]

57


1.2.

ROCAS INTRUSIVAS

1.2.1. BATOLITO DE PATAZ 

FORMA: lenticular alargada alineada a lo largo del flanco oriental del valle del Marañón.

DIMENSIONES: 160 Km. de largo y de 1 a 3 Km. ancho promedio.

COMPOSICIÓN: rocas calcoalcalinas de geometría irregular (dioritas, tonalitas, en menor proporción, granodioritas con cambios graduales y monzogranitos)

MECANISMO PRINCIPAL DE DEFORMACIÓN: cizallamiento, debido a un gran contraste de las competencias con las rocas metamórficas adyacentes.

1.2.2. INTRUSIVOS TERCIARIOS 

Al SW de la zona de estudio, se encuentra aflorando un cuerpo intrusivo a manera de stock, tiene una forma elíptica y alargada, orientado en dirección de las estructuras regionales NW - SE.

COMPOSICIÓN: diorítica y pórfido monzogranítico.

EDAD: Emplazamiento Terciaria. [5]

58


Ilustraciรณn 17 mapa geolรณgico regional Fuente [5]

59


Ilustraciรณn 18 Leyenda del mapa geolรณgico regional Fuente [5]

60


Ilustraciรณn 19 columna estatigrรกfica Fuente [5]

61


Ilustración 20 leyenda de columna estatigráfica Fuente [5]

1.3.

CONSIDERACIONES REGIONALES

1.3.1. PARAGÉNESIS La paragénesis de las vetas auríferas es simple y repetida. 

Estadío I. Corresponde al relleno más antiguo de cuarzo lechoso acompañado de pirita gruesa y arsenopirita.

Estadío II. Ocurre el ascenso de cuarzo gris de grano fino, posteriormente galena con inclusiones de sulfosales de Sb. Precipitando más tarde el Oro nativo generalmente con galena y también en la pirita fracturada. En una etapa tardía se deposita cuarzo con carbonatos.

El volumen de los minerales del estadío I es mucho mayor que los depositados en el estadío II, sin embargo este estadío es la etapa aurífera.

62


1.3.2. MINERALOGÍA EN LA ZONA a. Macroscópicamente. Cuarzo lechoso abundante, pirita, galena, esfalerita, arsenopirita, también se observa oro nativo en el cuarzo. b. Microscópicamente. A continuación se nombra el orden decreciente de abundancia de los minerales hipógenos y supérgenos: Cuarzo – pirita – calcita – sericita – arsenopirita – galena – esfalerita – calcopirita - Oro Nativo – tetanita – pirrotita – cerusita – covelita – limonita – bornita.³

1.4. GEOLOGÍA LOCAL Las operaciones de Consorcio Minero Horizonte, están en lo que se ha denominado el Bloque Estructural Parcoy Es un importante metalogenetico aurífero conocido como Batolito de Pataz. Conformado por rocas calcoalcalinas del Paleozoico superior en el que se emplazan importantes estructuras mineralizadas. [5]

63


Ilustración 21 geología local Fuente [5]

1.5.1. EL BATOLITO DE PATAZ  

Es una gran masa rocosa a grandes dimensiones consolidada a grandes profundidades de la corteza terrestre. Este cuerpo está limitado por dos grandes fallas una al lado NE que lo pone en contacto con el Complejo Marañón, y otra al borde SW que la separa del paquete sedimentario del Mesozoico ambas son de alto ángulo Probablemente están asociadas con fallas de gravedad que origino la fosa tectónica del Marañón y han podido servir de canales de transporte de las soluciones de la mineralización. Está constituido por areniscas, lutitas de color gris marrón a verdoso, en capas delgadas, con intercalaciones de conglomerados gris verdoso, duros y compactos en matriz areno arcillosa. [5]

64


Ilustraciรณn 22 batolito de pataz Fuente [5]

65


Ilustración 23 leyenda batolito de pataz Fuente [5]

1.5.2. MORFOLOGÍA La cuenca se caracteriza por un relieve abrupto, con quebradas, ríos encañonados y laderas pronunciadas con pendientes de hasta 50%, con valles en formación emplazados en el flanco occidental de la Cordillera Oriental de los Andes, cuyas aguas discurren de Sur a Norte conformando las estribaciones más altas de la cuenca del Marañón. [5]

66


Ilustración 24 morfología Fuente [5]

1.6. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL 1.6.1. Plegamiento Son de extensión regional, con eje orientado al SE a NW presentándose en rocas sedimentarias y metamórficas. La dirección de esfuerzos probable de estos esfuerzos es de NE a SW.4 1.6.2. Fracturamiento La zona se halla fuertemente fracturada debido al tectonismo, estas fracturas siguen un patrón estructural derivado de la dirección de esfuerzos, se presentan formando sistemas de fracturamiento local. 4 1.6.3. Fallamiento Hay tres sistemas de fallamiento: a. Sistema de Fallamiento NW- SE (longitudinal): son fallas post mineral de rumbo paralelo-sub paralelo a la veta originando ensanchamiento, acuñamiento, etc. Son de carácter normal sinextral e inversa.

67


b. Sistema de Fallamiento NE- SW a NS (diagonal): de rumbo N a NW y buzamiento

alto

al

W,

se

presentan

agrupadas

(fallas

gravitacionales).las vetas muchas veces se hallan afectadas por este tipo de fallamiento ya sea normal como inverso, etc. c. Sistema

de

Fallamiento

principal

E-W

o

fallas

mayores

(transversal); de rumbo promedio E-W.

1.7. GEOLOGÍA ECONÓMICA 1.7.1. Mineralogía La mineralogía de las vetas se emplazó en los granitos, granodioritas, tonalitas y micro tonalitas del Batolito de Pataz al que se considera responsable de esta mineralización. Las soluciones mineralizantes circularon a través de las fracturas preexistentes y se depositaron a lo largo de estas; la reacción con las rocas encajonantes provocaron alteraciones hidrotermales causadas por los cambios físicos y químicos que imperaron en el ambiente deposicional. Se tiene una mineralogía en orden de abundancia como el cuarzo, pirita, arsenopirita, esfalerita, oro, electrum, galena, calcopirita y esporádicamente pirrotina y jamesonita. 1.7.2. Estructuras Mineralizadas Se presenta un sistema de estructuras mineralizadas NW -SE, la diferencia está en el buzamiento de 40° a 80° NE, todo como resultado del emplazamiento del sistema de fallas de cizalla. 4 Las potencias son muy variables, desde centímetros hasta 20m.formando las vetas tipo rosario (veta orquídea), en otros casos se observan ramificaciones que son lazos sigmoideos (veta candelaria}, las alteraciones de las cajas consisten en propilitización, sericitización, silificación. En algunas zonas se encuentran las cajas cloritizadas .en algunas partes de la veta milagros se observa fuerte propilitizacion con presencia de pirita que contiene altos valores de oro. [1] Las principales estructuras de cuarzo-pirita son: veta Milagros, Esperanza, 68


Lourdes, Sissy, Candelaria, Santa Rosa y Titos. a. Veta Milagros: Presenta cuarzo, limonita, cuarcita, calcita principalmente con rumbo N20-30W y buzamiento al NE b. Veta Lourdes: Rumbo promedio de 20 a 40 W y buzamiento al Este, presenta principalmente cuarzo c. Veta Candelaria: Tiene cuarzo, limonita con rumbo N20W y buzamiento 45 a 50° NE. d. Veta Sissy: Presencia de cuarzo, limonita y calcita. Aflora con 81° NW de buzamiento. 1.7.3. CLASIFICACIÓN DE MINERALES En C.M.H.S.A. se puede clasificar a los minerales de acuerdo a su importancia económica, necesaria para los costos de su explotación y que genere utilidades rentables para la empresa, clasificándolo en: [1] a) Minerales de MENA: Son todos aquellos minerales que con su extracción dan beneficio económico. 5 -Oro (Au) b) Minerales de Ganga: 

Cuarzo (Si02) • Arsenopirita (A AsF e)

Pirita (S2Fe) • Calcopirita (CuFeS2)

Esfalerita (ZnS) • Pirrotina (Fel-xS)

Galena (PbS) • Jamesonita (814 Sb6 Pb4 Fe)

69


1.8. YACIMIENTO 1.8.1. CARACTERÍSTICAS La mineralización consiste en vetas hidrotermales, rellenadas de cuarzo, pirita y en menor proporción arsenopirita. Las estructuras se encuentran afectados por fallas diagonales de alto ángulo, generando el modelo "Rosario" con adelgazamiento y ensanchamiento cuyo rango abarca de 0.5 a 10m existen pequetlas fallas que se concentran como falsas cajas, donde se concentran los valores auríferos en la pirita masiva y de grano muy fino, también hay fallas transversales de corto desplazamiento. El contenido de oro varía según se presente libre o asociado a la pirita masiva y de grano fino, la pirita cristalizada de grano grueso generalmente es de baja ley. 1.8.2. TIPO Y FORMA DEL YACIMIENTO Se trata de un yacimiento tipo relleno de fisuras cuyos afloramientos algunas veces se dan como afloramientos ciegos, las principales vetas de parcoy están en el cuerpo granodioritico. Las vetas están oxidadas hasta unos 20 a 30m de profundidad y el enriquecimiento secundario carece de la significación por las leyes observadas en las secciones longitudinales, las rocas de las cajas están cloritizadas, caolinzadas y sericitizadas alguno de ellos muestran signos de reavivamiento. La composición del relleno mineral es bastante homogénea tanto en el sentido horizontal como el vertical. [1] a) Primario, por precipitarse a partir de soluciones mineralizantes que se originaron durante al diferenciación magmatica. A las vetas de enriquecimiento secundario se les considera de carácter secundario. b) Hipógeno, por que los minerales provienen de aguas ascendentes de derivación magmática. 70


c) Hipogénico, porque las rocas encajonantes se formaron con anterioridad a la formación de las estructuras mineralizadas, la formación de las vetas tuvo lugar por el: fracturamiento de la roca encajonante emplazándose las soluciones mineralizantes en algunos de estas: fracturas. d) Mesotermal a epitermal, por sus características de temperatura intermedia baja que nos indica su formación en condiciones de presión, temperatura moderada y profundidad. [1]

Ilustración 25 geología del yacimiento Fuente [3]

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2.

CATÁLOGOS

Catálogo 1Especificaciones técnicas del Exsanel. Fuente [10]

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Catálogo 2Especificaciones técnicas del Pentacord. Fuente [10]

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Catálogo 3Especificaciones técnicas del explosivo Semexa 45% 7/8” x 7” Fuente [10]

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Catálogo 4Especificaciones técnicas del Exsablock. Fuente [10]

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3.

FOTOS DE ALGUNOS TRABAJOS REALIZADOS Carnet de identificación de mi persona

Fuente propia

Colocación de plomadas para el trazado de la línea centro

Colocación de plomada para marcar la línea dirección de perforación By Pass 5050 NV 2300 Fuente propia

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Colocación de plomadas para marcar la línea centro de perforación en el By Pass 5050 NV 2300 Fuente propia

Trazado de malla de perforación

Mi persona trazando la malla de perforación Fuente propia

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Perforación del frente

Jumbo realizando la perforación de los taladros del precorte GAL 4045 NV 2300 Fuente propia

Traslado de explosivos

Traslado de explosivos para el carguío de la GAL 4045 Fuente propia

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Elaboración de las cañas utilizadas en el precorte

Trabajador realizando las cañas para el precorte Fuente propia

Cargado de los taladros

Trabajador realizando el proceso de carguío de explosivo en la GAL 4045 NV 2300 Fuente propia

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Amarre de pentacor y exsanel

Trabajador realizando el amarre del pentacord con el exsanel para el disparo en la GAL 4045 NV2300 Fuente propia

Empalme del pentacor y el carmex

Amarre del circuito de voladura, uso de cinta aislante en el empalme para ahorro de pentacord. Fuente propia

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Camacho-Informe de Practicas Pre Profesionales Ingeniería de Minas  

Informe de prácticas pre profesionales Ingeniería de Minas de la Universidad Nacional San Cristóbal de Huamanga 2018

Camacho-Informe de Practicas Pre Profesionales Ingeniería de Minas  

Informe de prácticas pre profesionales Ingeniería de Minas de la Universidad Nacional San Cristóbal de Huamanga 2018

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