“UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN CRISTÒBAL DE HUAMANGA”

FACULTAD DE INGENIERÌA DE MINAS, GEOLOGIA Y CIVILE.F.P. INGENIERÌA DE MINAS

EMPRESA ESPECIALIZADA JADVIMOC S.A.C

MINA : BIENAVENTURADA

RESIDENTE : Ing. CASTILLO PACHECO, Wilder

PRÁCTICANTE : TOVAR PAUCAR, Julio David

INFORME REALIZADO : 11 – 01 - 2013 al 05 – 04 - 2013

INFORME DE PRACTICAS PRE -INFORME DE PRACTICAS PRE - PROFESIONALESPROFESIONALES

AGRADECIMIENTO

Agradezco a la Empresa Especializada JADVIMOC SAC, empresa que día a

día se va al camino muy acertada hacia el desarrollo con su importante adquisición de

equipos para la mina y la mecanización para poder competir con las demás empresas.

Deseo hacer pública mi agradecimiento y mis reconocimientos particulares a la

Compañía Minera Caudalosa S.A, en especial al ing. SALVADOR ROBLES

MACHUCA, Ing. RODRIGO DAVID TOVAR BERNAOLA e Ing. CASTILLO PACHECO

WILDER, quien acertadamente dirigen dicha Empresa.

Quedo bien agradecido por haberme brindado a realizar satisfactoriamente mis

prácticas Pre-Profesionales.

.

HUANCAVELICA - 2013

DEDICATORIA:Dedico al todo poderoso quien nos da la vida y a mis padres en especial a mi padre ING. RODRIGO DAVID TOVAR BERNAOLA, quien me apoyo incondicionalmente en la realización de mis prácticas.De igual manera mis agradecimientos a los profesionales, maestros y ayudantes por compartir su sabiduría, y comprensión por los errores que cometí.

INTRODUCCIÓN

En el presente informe se realiza un análisis técnico-económico sobre las

operaciones en la mina BUENAVENTURA, de la unidad de Huachocolpa. Para

obtener datos que puedan servir a la empresa a tomar decisiones adecuadas

logrando así optimizar cada uno de estos procesos en costo y tiempo, teniendo

mejores resultados en eficiencia y productividad.

La forma como se ha realizado el informe es mediante la toma de datos de tiempo

en el momento de operación de los equipos, tomando y analizando los Tiempos

productivos e improductivos, Fallas y demoras mecánicas, demoras fijas y

variables, que incurren en el proceso de minado.

Para posteriormente realizar los cálculos respectivos.

CAPÍTULO IGENERALIDADES

1. UBICACIÓN

La Mina Bienaventurada, es una de las unidades principales de la Compañía

Minera Caudalosa S.A., se encuentra ubicado en el flanco este de la Cordillera

Occidental, en el distrito de Huachocolpa, Provincia y Departamento de

Huancavelica.

- Sus coordenadas - Sus coordenadas UTM.:

Geográficas son:

Longitud Oeste 74º 53' 43'' N Longitud 502 230.550 E

Latitud Sur 13º 03' 52'' E Latitud 8`555 752.860 N

Altitud: 4 480 a 4 860 msnm

El área de trabajo está ubicada a 1 Km. al Sur del campamento COMIHUASA,

a través de una trocha carrozable.

I.1. UBICACIÓN GEOLÓGICAGeológicamente se ubica en Volcánicos del Terciario constituido por lavas,

brechas volcánicas andesíticas, pertenecientes a la formación Caudalosa

(Domos de lava), abarcando parte de los cuadrángulos de Conayca,

Huancavelica, Catrovirreyna y Huachocolpa.

2. ACCESIBILIDAD

La zona es accesible por carretera por medio de tres vías:

TRAYECTO TIEMPO DISTANCIA

a) Lima-Huancayo-Huancavelica-Paso de Chonta-Mina

± 15.00 horas 565 Km.

b) Lima-Pisco – Castrovirreyna- Paso de Chonta-Mina.

± 10.00 horas 462 Km.

a) Lima-Pisco-Huaytara-Rumíchaca-Paso de Chonta-Mina

± 9.00 horas 400 Km.

3. FISIOGRAFÍA.

La zona de estudio se encuentra en la parte este de la Cordillera Occidental a

unos 3 y 5 Km. al este de la divisoria continental. La geomorfología es variada, así

tenemos:

Relieve Cordillerano; con una morfología bastante agreste como la que se

presenta al SW de la Veta Bienaventurada o alrededores de la Veta Rublo con

numerosas quebradas de recorrido corto, con red de drenaje dendrítico. Esta

unidad se halla modelada sobre secuencias volcánicas cuya morfología está

íntimamente relacionada a estructuras volcánicas, como derrames, mesetas y a

procesos de alteración hidrotermal.

Laderas; comprende los declives inmediatos al relieve cordillerano y constituye

los flancos de los diferentes valles con pendiente suave aunque ésta depende de

la litología.

Altiplanicie; esta unidad se halla por encima de los 4300 m.s.n.m. y se caracteriza

por presentar relieves suaves que se expresan como pequeñas pampas, colinas

y pequeños cerros de forma suave como peneplanización.

Mesetas Volcánicas; están constituidas por una superficie sub- horizontal debido a

coladas de lavas con pendiente de 5 a 10 , este tipo de morfología se observa

hacia el SW de la Mina Chonta.

Valles Fluviales y glaciales; son formas de relieve negativo de tamaños y

aspectos variados. El perfil transversal de los valles fluviales es característico en

forma de ¨V¨ que generalmente se considera típico de valles juveniles, en el fondo

son planos y están cubiertos por sedimentos clásticos de diversas litología, como

por ejemplo, en los alrededores de la planta de COMIHUASA. En las nacientes de

los ríos se presenta la morfología de valles glaciares con sus perfiles típicos en

forma de “U”, debido a la erosión glaciar de los picos altos.

4. GEOMORFOLOGIA.En el área donde se encuentra la Mina Caudalosa se presenta las siguientes

unidades geomorfológicas:

- Relieve Cordillerano: Presenta una morfología bastante agreste, como puede apreciarse al sur oeste

de la veta Bienaventurada y alrededores de la veta Rublo, cortadas por

numerosas quebradas de recorrido corto con red de drenaje dendrítico. Esta

unidad esta modelada sobre secuencias volcánicas que han sufrido un proceso

de intemperismo que se emplazan en forma de mesetas.

- Laderas: Son declives que están inmediatos al relieve cordillerano, constituye los flancos

este y oeste del valle de Caudalosa con pendiente de 60°.

- Altiplanicies: Se emplaza por encima de los 4,300 m.s.n.m. y se caracteriza por presentar

relieves suaves que se expresan como pequeñas pampas, colinas y cerros de

forma suave como peneplanización.

- Mesetas Volcánicas: Son superficies sub-horizontales debido a coladas de lavas con pendiente de 5°

a 10°, este tipo de geoforma se observa hacia el sur oeste de la mina Chonta.

- Valles Fluvio-glaciares:Son geoformas de relieve negativo, de tamaños y aspectos variados ocupados

por ríos permanentes; siendo característica en los valles fluviales la forma de

“V” que generalmente se considera típico de valles juveniles, en el fondo son

planos y están cubiertos por sedimentos clásticos de diversa litología. En las

nacientes de los ríos se presenta la morfología de valles glaciares con sus

perfiles típicos en forma de “U”, debido a la erosión glaciar de los picos altos.

5. CLIMA Y VEGETACIÓN

Por la altitud de la zona los climas entre los meses de abril a noviembre son

fríos; en gran parte de la zona el clima es del tipo tundra seca de alta montaña.

La temperatura media anual tiene como máximo 10C a 12C en los valles y la

temperatura mínima es de - 5C en las zonas altas. (Fig.3).

Las precipitaciones pluviales son abundantes pero estacionales y tienen lugar

de diciembre a abril, estas están acompañadas de fuertes tempestades

eléctricas. Durante los meses de mayo a setiembre el estado del tiempo se

caracteriza por sequías, fuertes vientos y frecuentes heladas producidas por el

descenso de temperaturas durante las noches.

La vegetación está controlada por el frío y los ciclos de precipitación;

comprende pastos típicamente de puna, resistentes a las sequías, que

consisten en ichu, yareta y camorrilla, los cuales favorecen la crianza de

ganado auquénido y ovino. En zonas bajas, la vegetación está constituida por

arbustos tropicales; la agricultura es incipiente debido al riesgo de los bruscos

cambios de temperatura.

Los agentes atmosféricos tales como el viento, lluvia, nieve, granizo e

insolaciones alteran y erosionan las rocas aflorantes cuyos productos son luego

transportados y depositados para formar depósitos aluviales y otras geoformas.

6. HIDROLOGÍA Y DRENAJE

En los alrededores de la mina nacen ríos cuyas aguas discurren hacia el

Océano Atlántico. Las aguas provenientes de los deshielos y lluvias van a

formar riachuelos , corrientes y luego ríos , siendo su drenaje principal el río

Escalera , aguas abajo toma el nombre de Río Opamayo el cual desemboca en

el Río Lircay, afluente del Río Mantaro .

Por lo general el tipo de drenaje es principalmente dendrítico, el cual está

controlado por fallas y fracturas que conforman planos de debilitamiento.

7. RECURSOS.

A. RECURSOS NATURALES.El principal recurso natural es el yacimiento polimetálico constituido por

minerales de: plata, plomo, zinc y cobre y que son explotados por la Compañía

Caudalosa.

B. RECURSOS HÍDRICOS.El agua requerido para trabajos de mina, planta concentradora y campamentos

es captado de puquiales y riachuelos, que son previamente almacenados en

reservorios. El río Escalera en su unión con el río Recuperada puede ser

utilizada para la generación de electricidad a pequeña escala, especialmente en

la temporada de lluvias.

CAPÍTULO IIASPECTOS GEOLÓGICOS

2.1. GEOLOGIA REGIONAL DE HUACHOCOLPA. En el Distrito Minero de Huachocolpa, afloran rocas sedimentarias Mesozoicas,

rocas ígneas del Terciario y depósitos cuaternarios.

2.1.1. ROCAS SEDIMENTARIAS MESOZOICAS.A. GRUPO PUCARA.Son las rocas más antiguas que afloran en el Distrito de Huachocolpa y están

representadas por las formaciones Chambará, Aramachay y Condorsinga; son

de edad Triásico Superior- Jurásico- Liásico, con una potencia de ± 2,250 m.

B. GRUPO GOYLLARISQUIZGA.

Está constituido por una secuencia eminentemente continental constituida por

detritos cuarzosos, lutitas arcillosas, volcánicos lávicos, piroclásticos y calizas.

La secuencia arenosa tiene un espesor de aproximadamente 50 m. Mientras

que hacia el Río Opamayo (Río Huachocolpa) se hace más grueso.

Estructuralmente forma parte de un sinclinal, el que hacia lado oeste se

presenta fallado en contacto con las calizas del Grupo Pucará, hacia lado este

se presenta en contacto normal suprayaciendo a la Formación Chunumayo.

C. FORMACION CHUNUMAYO (Bajociano medio – Superior):Esta Unidad aflora en las cercanías del poblado de Huachocolpa en ambas

márgenes del río Opamayo, constituyendo el núcleo de un anticlinal, con

morfología escarpada.

Esta formación está constituida por intercalación de calizas micríticas con

calizas de grano fino, ambas de coloración grisácea y con espesor de ± 150 m.

continuando la secuencia calcárea con una coloración gris a marrón claro, en la

que se intercalan algunos delgados horizontes arcillosos.

2.1.2. ROCAS IGNEAS.A. VOLCANICOS.- Son emanaciones volcánicas tempranas y tardías,

compuestas generalmente por andesitas, brechas tufáceas, latitas

cuarcíferas, domos riolíticos, traquiandesíticos, lavas porfiríticas tufos

ignimbriticos, etc.

A.1. FORMACIÓN ARCO IRIS. (40.9 M.A)Son rocas Cenozoicas conformadas predominantemente por fragmentos

piroclásticos subarenosos que varían desde rocas compuestas mayormente

por partículas de cenizas, brechas con pedrones y fragmentos fríos de lavas,

afloran al noroeste y oeste de la mina Tangana formando un anticlinal.

Estas rocas están estrechamente asociadas con cantidades subordinadas

de sedimentos volcánicos clásticos, conglomerados gruesos y calizas. Las

rocas fueron posiblemente depositadas en su mayor parte bajo agua.

Químicamente las rocas son latitas cuarcíferas, riodacítas y riolitas; tal

composición es producto de la distribución del material primario.

Los numerosos fragmentos líticos afines presentes en algunos de los tufos y

brechas, son el resultado de la fragmentación de la lava caliente en contacto

con el agua.

Los conglomerados de calizas, que parecen haber sido transportados como

corrientes densas de movimiento rápido, muestran una actividad tectónica

que acompaña al vulcanismo.

La mayoría de afloramientos de esta formación tiene buzamientos sub

verticales, en la parte sureste del afloramiento se observa volteado

localmente, parece formar un pliegue isoclinal.

A.2. FORMACIÓN CHONTA (CAPAS ROJAS DE CASAPALCA).Esta formación aflora al sur y suroeste de la mina Caudalosa y Chonta, al

oeste de la falla Chonta, alineada según el rumbo N 40°W. Está conformada

de grauwacas, limonitas y lutitas vulcanogénicas, mayormente de color rojo,

de tobas retrabajadas y depositadas, calizas con gasterópodos de agua

dulce, conglomerados cuyos clastos consisten de calizas, rocas ígneas,

volcánicas y plutónicas y lutitas (Miembro Carmen en Casapalca).

Su potencia tiene decenas de metros con buzamientos sub-verticales en la

parte de Chonta, haciéndose menos pronunciada hacia el sur. Se considera

del Cretáceo Superior.

A.3. FORMACIÓN YAHUARCOCHA (VOLCÁNICOS TANTARÁ).

Consiste principalmente de brechas, lavas, tufos, lapillis de composición

latítica, dacítica, andesítica y hasta basáltica.

En general estas rocas que afloran en los alrededores de Huachocolpa

presentan cloritización y carbonatación débil, acompañado de algo de

calcedonia y jaspe rojo. Además se encuentra afectado por la Fase

Compresiva del Eoceno Superior Oligoceno Inferior (Soulas 1,975). Se

emplazan sobreyaciendo a la formación Chonta, su potencia es de varios

cientos de mts. La edad de esta formación es de 40 - 41 M.A. (Noble 1,982)

y se les denomina también volcánicos Tantara (Salazar y Landa 1,993).

A.4. VOLCÁNICO SACSAQUERO.Esta formación está constituida por lavas y brechas andesíticas con

intercalación local de sedimentos continentales y tufos. Aflora al oeste de la

formación Yahuarcocha, la edad es de 40.00 M.A. (Mckee y Noble 1,982) y

se encuentra afectado por la Fase Compresiva Incaica del Eoceno superior-

Oligoceno inferior. (Soulas 1,975).

A.5. VOLCÁNICO CASTROVIRREYNA.Aflora inmediatamente al oeste del volcánico Sacsaquero, mostrando una

leve discordancia angular, consistentes de tufos ignimbríticos de una edad

entre 21 y 22 M.A. (Mckke y Noble 1,982). Estos volcánicos parecen estar

asociados al complejo dómico de El Palomo (13.75 M.A). La Formación

Volcano-sedimentario Rumichaca es comtemporáneo con la formación

Castrovirreyna.

A.6. GRUPO HUACHOCOLPA.Son formaciones netamente volcánicas de posición horizontal a

subhorizontal (estratiforme), con rumbo NW-SE aparentemente limitadas

hacia el oeste del lineamiento tectónico Chonta. Característico para las

formaciones del Grupo Huachocolpa es su afloramiento posterior a los

mayores movimientos tectónicos de la Fase Quechua I.

Las formaciones del Grupo Huachocolpa están representadas por la Fm.

Caudalosa, Fm. Apacheta, Fm. Chahuarma y Portuguesa, emplazadas al

este del lineamiento regional Chonta, y tuvo un lapso de 8 M.A, con fases de

erupciones, interrumpidas por tiempos de tranquilidad volcánica.

La distribución de los centros volcánicos parece estar controlado por la

estructura tectónica regional con rumbo NW-SE (andino) y SW-NE

(antiandino).

En términos generales, las formaciones del Grupo Huachocolpa empiezan

con secuencias volcánicas-sedimentarias (flujos piroclásticos, ignimbritas),

con niveles lávicos, manifestando intensas fases explosivas tempranas como

se observa al sur de Corralpampa, socavón de la Mina María Luz o la base

del centro eruptivo Chahuarma. Siguen sucesiones predominantemente

efusivas de derrames de lavas y brechas andesíticas en capas prominentes

con morfología abrupta, cuyo lugar conspicuo está por la zona de la Mina

Caudalosa Chica-Bienaventurada-Rublo; donde afloran las rocas del

complejo Volcán Mixto y Domos Volcánicos.

A.6.1. FORMACIÓN CAUDALOSA.Son conjuntos de rocas volcánicas con algunas intercalaciones de areniscas

tobáceas y piroclásticos que se emplazan en el centro del Cuadrángulo de

Castrovirreyna, en los alrededores de la Mina Caudalosa, del cual deriva su

nombre (Salazar y Landa 1,993). Esta formación constituye una franja de

estructuras volcánicas, con centros de erupciones alineados de NW-SE

(Rumbo Andino), presentan composiciones predominantemente andesíticos

hasta basálticas. Estas características son similares a los volcánicos que se

encuentran en las inmediaciones de la Mina Caudalosa Chica,

predominando lavas, brechoides, piroclásticos, tobáceos en estratos

lenticulares de capas delgadas.

Estas se intercalan con bancos gruesos, formando escarpas de considerable

altura y de posición subhorizontal. La coloración es gris blanquecino a

verdoso (INGEMMET 1,996). A esta formación se incluye dentro del Mioceno

Superior, porque la toba ha sido datada en 12-14 M.A. (McKee y Noble

1,982).

Las lavas sobreyacientes de la Fm. Apacheta está datada en 10 M.A. como

edad máxima (McKee etc. al 1,975), limitando así a la Fm. Caudalosa a una

etapa de actividad volcánica antes de la fase Quechua II determinada en 9-

10 M.A.(Megart 1,984-1,985). Según estas dataciones la Fm.Domos de Lava

se correlacionaría con la Fm.Caudalosa, y dentro de esta se emplazan los

complejos del volcán mixto y domos volcánicos.

- COMPLEJO DEL VOLCÁN MIXTO Y DOMOS VOLCÁNICOSEste grupo de rocas ígneas sobreyacen e intruyen a las rocas sedimentarias

y a la Fm. Arco Iris. Estas rocas han erupcionado a partir de tres centros

volcánicos: los centros Tinqui, Manchaylla y Chosecc.

Así mismo una gran cantidad de domos volcánicos, diques y derrames que

erupcionaron de un gran número de pequeñas chimeneas volcánicas.

a) Centro Volcánico Tinqui (Tm. - VT). - Es un volcán simple y es el más

grande del distrito de Huachocolpa, consisten de remanentes erosionados

de un compuesto clástico de estrato volcánico. Está conformado de brechas,

tufo - brechas, flujos de lava de composición latítica. Los buzamientos son

radiales hacia afuera del centro.

Dataciones radiométricas del Dr. Noble indican una edad de 10.10 a 10.40

M.A. tiene un espesor de 300 m.

b) Centro Volcánico Manchaylla ( Ts-Vm. ).- Consiste de 2 tipos de rocas que

muestran poco o ninguna integración: latitas de biotita - hornblenda y latitas

oscuras con fenocristales de piroxeno y/o hornblenda. Dataciones

radiométricas del Dr. Noble indica una edad de 9.7 M.A. Tiene un espesor de

180 mts.

c) Centro Volcánico Chosecc (Ts - Vch).- Aunque parece que la masa

Chosecc consiste de más de un cuerpo ígneo discreto, no se sabe el número

de domos diversos, cuellos, etc. La constitución del complejo no es

conocida. Las proporciones reconocidas consisten de latitas cuarcífera -

hornbléndica - biotita o latitas; sin embargo, las rocas máficas y/o sílicas

también pueden estar presentes.

El Complejo Chosecc sin duda fue originalmente la característica

construccional más impresionante, la presencia local de rocas hipabisales

con masas micrograníticas de textura porfirítica que testifican la profundidad

a la que la erosión ha avanzado. Dataciones radiométricas del Dr. Noble

indican una edad de 9.10 M.A.

A.6.2. Formación Apacheta.Esta formación se emplaza a lo largo del río Apacheta del cual deriva su

nombre. Forma cadenas de centros volcánicos con rumbo NW-SE. El

emplazamiento parece estar relacionado a las estructuras tectónicas

regionales sobre todo al lineamiento Chonta y a las diversas fallas con

rumbo antiandino.

Esta formación está conformado por dos miembros; el inferior estaría

constituido por flujos piroclásticos, ignimbritas y a veces con intercalaciones

de lahares como se observa en los alrededores de la Mina María Luz y al sur

de Corralpampa.

El miembro superior, son de régimen más efusivo, con múltiples derrames

de lavas en alternancia con piroclastos estratificados, constituyendo

numerosos estratos volcanes. Según Keith Patterson y Yoni Barrera López

(1998), la Formación Apacheta del Mioceno Superior ha sido dividida en

cinco informales unidades, de las más jóvenes a más antiguas es el

siguiente:

El domo de flujo de Huamanripayoc datado en 3.7 ± 0.20 MA, flujos de

andesitas basálticas magnéticas y brechas, flujos de andesitas y brechas,

cenizas a tufos lapilliticos, y domos de flujos dacíticos incluyendo los domos

de flujo de Manchaylla datados en 10.0 ± 0.30 MA. Existen diferentes

centros volcánicos de los cuales han sido arrojadas las rocas volcánicas de

la Formación Apacheta.

En el distrito de Huachocolpa la Fm. Apacheta sobreyace discordantemente

a las calizas de Pucará. La edad se considera del Mioceno Superior y según

los trabajos radiométricos de D.Noble (1,972) y McKee Et. al (1,975) oscilan

entre 10 y 8 M.A.

B. ROCAS INTRUSIVAS

Las rocas intrusivas son poco abundantes en todo el distrito de Huachocolpa

y se describe según su edad decreciente y a sus asociaciones con

complejos dómicos.

- Intruciones Asociadas al Complejo Dómico El Palomo

- Intruciones Dómicas Relacionados a la Formación Domos de Lava.

- Intrusivo Patara.

- Intrusivo Mauricio III.

- Intrusivo de la Divisoria.

- Intrusivo Huamaripayoc.

2.1.3. DEPOSITOS CUATERNARIOS.Los depósitos que se distinguen son: glaciofluviales, aluviales, travertinos

sinter de sílice, aguas termales, tecnógenos y otros.

2.2. GEOLOGIA ESTRUCTURAL.Los estratovolcánes que se presentan en el sub - distrito de Caudalosa

Chica, Chonta, Rublo, Bienaventurada corresponden a una parte de una

estructura dómica dentro de la formación << Domos de Lava >>. Estas

capas en el área de la mina se encuentran suavemente plegadas con rumbo

N 30º - 40º W y 10º SW - 15º NE de buzamiento, cortadas por fallamientos

transversales en su mayoría mineralizados.

Como consecuencia de los esfuerzos de comprensión a nivel regional se ha

originado una serie de fracturas de cizalla y tensión de rumbo N 60º E a N

60º W que es característica tectónica general del distrito y sirvieron para el

emplazamiento de los fluidos mineralizantes. Las estructuras principales en

el sub distrito Caudalosa, Chonta, Rublo, Bienaventurada están formadas

por dos sistemas principales.

a. Fracturas de tensión y cizalla de rumbo N 45º - 70º E; que son los que tienen

mayor longitud con buzamientos entre 60º-75º SE, con inflexiones, cimoides,

ramales en diferentes tramos en toda su extensión. A este sistema

pertenece las vetas Caudalosa1, Caudalosa2, Viviana, Silvia Ramal 1, Lucia,

Bienaventurada, Bienaventurada Norte, Rublo, Poderosa, Esterlina, Peseta,

Galena, Hospina, Fortuna. Es de resaltar que en la veta Caudalosa 2 y

Rublo a diferencia de las demás vetas están más fallados hacia el techo y

presenta clastos subredondeados de volcánicos, lo que nos indica que se

produjo fallas de reactivación de movimientos destrales, con numerosas

vetas de cizalla hacia el piso con menor fallamiento.

b. Fracturas del sistema Este-Oeste; algunas de gran longitud interceptada en

muchos casos por fracturamiento del sistema anterior, el mayor ejemplo de

este sistema lo constituye la veta falla Silvia con rumbo E- W y buzamiento

promedio 75º S.

c. Estructuras secundarias de poca longitud de rumbo N 20º a 30º E,

posiblemente correspondan a una última etapa de fracturamiento pre-

mineral. El área comprendida entre la falla Silvia y la falla Caudalosa parece

corresponder a un graven de poca profundidad. En Chonta se presentan

dos sistemas de fracturas importantes. Fracturas de sistemas N 60º - 70º E y

buzamiento de 40º - 70º NW; son los que tienen mayor longitud, son

estructuras de tensión, comprenden las vetas San Pedro, San Pablo, San

Lucas

d. Fracturas de sistema N 65º - 85º W; de corta longitud y se presentan como

fracturas de tensión y como Splits entre las vetas principales. También

contiene mineralización; corresponden al Split San Pedro, Split San Lucas,

Split San Mateo y San Mateo al extremo Noroeste.

e. Otra estructura importante en la zona de Chonta es la falla Norte (Veta falla

Rublo) con rumbo N 55º E y buzamiento 70º S, y está alineada con la falla

Veta Rublo. Al extremo sur oeste, en el nivel 710 se interceptó a esta falla

con el crucero 458; y al este se exploró en el nivel 4590 con el crucero 335

NW y Gal. 026 EW y en los niveles 4700 y 4747 las galerías 040 W y 975W

respectivamente; estas labores nos indican que la veta Falla Rublo es una

estructura principal con buena mineralización en los niveles superiores, esta

estructura controla a las vetas San Pedro, San Lucas, San Pablo, San Mateo

cambiándolos de buzamiento y son vetas tensionales que se bifurcan

verticalmente a partir de esta falla y sea posiblemente la razón para que la

mineralización no profundice.

2.3. GEOLOGÍA LOCAL.En el área de la Mina Caudalosa afloran rocas volcánicas de la Formación

Caudalosa constituidos principalmente de brechas y lavas andesíticas,

dacíticas, riolíticas, porfiríticas y andesíticas porfiríticas. Las brechas

mayormente de composición andesítica, afloran en la parte baja de

Caudalosa Chica, hacia el noroeste de Toromachay y en ambas márgenes

del río Escalera

Las lavas andesíticas en el área de Caudalosa Chica tienen un rumbo N 30º

- 40º W y las capas son subhorizontales hacia el sur-oeste y al nor-este.

Las lavas andesíticas afloran predominantemente entre las cotas 4200 y

4450 sobreyaciendo a las brechas volcánicas, son de color gris a verdoso

cuando están frescas y blanquecinas cuando están alterados. En estas

rocas las estructuras presentan un afloramiento definido con alineamiento de

fracturas y alteración supérgena.

En las partes más altas de Caudalosa Chica a cotas mayores de 4450

m.s.n.m. las lavas son de composición dacíticas, latíticas a riolítica, aquí las

estructuras mineralizadas presentan afloramientos muy cortos y angostos,

excepto la falla – veta.

Caudalosa que esta mayormente encapado. En el área de Chonta afloran

rocas consistentes de lavas y brechas de composición andesítica de color

gris; en la parte alta se presentan derrames de lava, brechas tufáceas de

color gris blanquecino.

2.4. GEOLOGIA ECONOMICA.2.4.1. GENESIS Y PARAGENESIS DEL YACIMIENTO.

El yacimiento de Caudalosa es de tipo filoniano, relleno de fracturas con

soluciones hidrotermales cuya mineralización es de tipo epitermal

emplazado en rocas volcánicas de la Formación Caudalosa, en condiciones

moderadas de presión y temperatura.

Los estudios de Paragénesis y Zoneamiento de la Veta Bienaventurada,

indica que la mineralización se dio en dos secuencias paragenéticas. (Ver

cuadro) En la primera secuencia, la pirita fue el primer mineral depositado en

estructura, seguido por la esfalerita, calcopirita, cobre gris (Freibergita,

tennantita), galena, bournonita, seligmanita, gratonita y barita, algo más

tarde rejalgar y oropimente.

La segunda secuencia está constituida esencialmente por pirita,

argentotenantita, bribergita, dufrenoysita, estibina y jordanita. Los minerales

de ambas secuencias se presentan en texturas de relleno y

reemplazamiento.

Finalmente se observa una secuencia de minerales supérgenicos

constituidas por melnikovita, anglesita, yeso, hematina y limonita.

En la veta Bienaventurada es notorio un zoneamiento vertical, los valores de

cobre y zinc predominan en la parte alta del lado oeste, en profundidad el

plomo aumente, también hay un aumento relativo de plata en profundidad.

Las subunidades Chonta, Rublo, Bienaventurada, por lo general son minas

de zinc, plomo, cobre, con valores de plata en los niveles superiores y al

oeste de la veta Bienaventurada.

En los niveles superiores de la veta Buenaventura, Rublo, San Pedro, la

mineralización va asociada a abundante oropimente y rejalgar, lo que

confirma que estas son depósitos hidrotermales de tipo filoneano. Al oeste

de la veta Bienaventurada hay emanación de ácido sulfídrico, que es un gas

producto de la sublimación volcánica que se siente en todos los niveles del

lado oeste de la veta.

2.4.2. MINERALIZACION.La mineralización económica está en clavos irregulares en longitud,

profundidad y potencia, separados entre sí por zonas de adelgazamiento y/o

empobrecimiento (vetas tipo rosario).

Los minerales económicos presentes en el yacimiento son la galena SPb,

blenda S2Zn, argentita SAg2, proustita AsS3Ag3, geocronita (SbAs)2S3Pb5,

freibergita y la calcopirita SCu,Fe .

Como minerales de ganga se tiene el cuarzo SiO2, pirita S2Fe y la pirolusita

MnO2. Hacia la parte alta del yacimiento existe oropimente S3As2 rejalgar

SAs y estibina S3Sb2. Otras gangas pero en menor proporción son la

rodocrosita CO3Mn, rodonita SiO2Mn, siderita CO3Fe y calcita CO3Ca.

La secuencia paragenética de acuerdo a estudios mineralógicos es como

sigue:

1. Cuarzo.

2. Pirita – arsenopirita – calcopirita I – esfalerita I

3. Esfalerita II – calcopirita II – cobre gris – luzonita

4. Calcopirita III – bismutinita – bornita – galena – boulangerita – bornita –

cobre gris II – pirita II.

5. Melnicovita – marcasita – covelita – carbonatos.

2.4.3. ALTERACIONES.

El yacimiento de Caudalosa, presenta las siguientes alteraciones:

Alteración argilica.

Alteración filica.

Alteración propilítica

Silicificación.

2.4.3. CONTROLES DE MINERALIZACION.CONTROL ESTRUCTURAL:Es el principal control de la mineralización. Las estructuras de rumbo NE con

sus ramales y cimoides, son las estructuras con mejor mineralización, como

es caso de las vetas Caudalosa 2, Bienaventurada Norte y Rublo.

Las estructuras de rumbo E-W en la intersección con las de rumbo N-E

forman clavos mineralizados, pero en las intersecciones con otros ramales

secundarios se empobrece.

2.4.5. ESTRUCTURAS MINERALIZADAS.Las estructuras mineralizadas que explota CIA: minera Caudalosa son

- Sistema de vetas caudalosa – rublo – chonta.

- Veta Silvia.

- Sistema de vetas bienaventurada.

Nuestro estudio centralizaremos en la veta bienaventurada

2.4.5.1. SISTEMA DE VETAS BIENAVENTURADA La veta Bienaventurada en superficie presenta un afloramiento definido de

110 mts. Con potencia hasta de 4 mts. con rumbo promedio de N 52° E y

70° SE de buzamiento. La mineralización superficial presenta crestones de

cuarzo blanco masivo, con tramos brechados y cavernosos con bandas,

núcleos y diseminación de galena, esfalerita, pirita, baritina, rejalgar y

oropimente. En los extremos noreste y suroeste se observa un alineamiento

de alteración argílica supérgena con venillas de óxido limonítico, núcleos de

cuarzo con ancho hasta de 30 m.

En interior mina ha sido trabajado en los niveles 4605, 4555, 4518 y 4480 en

estos últimos niveles se desarrolla actualmente al lado Oeste con buenos

resultados con clavos continuos de 200 m. y 150 m. respectivamente. Se

tiene reconocido a la fecha una longitud de 750 mts. La mineralización se

presenta brechada con esfalerita, galena, tetraedrita, calcopirita en forma de

bandas irregulares, núcleos y diseminación y textura crustificada, con ganga

de cuarzo, pirita, baritina, oropimente, rejalgar, estibina.

La presencia de oropimente y rejalgar pareciera estar ligado a un último

evento de mineralización con cuarzo.

La presencia de arsénico– antimonio también tiene una relación directa con

los contenidos metálicos de plomo – cinc. También se observa azufre nativo

al lado oeste de la Gal. 416-W nivel 4518. Otra característica de esta

estructura es la emanación de ácido sulfhídrico al lado oeste de todos los

niveles.

La roca encajonante es un volcánico andesítico porfirítico con fenocristales

de plagioclasas con alteración argílica.

Al noreste cambia de rumbo a E–W, donde los valores de plomo – cinc

decrecen y los valores de plata son erráticos.

En los niveles 4555, 4518 y 4480 se ha reconocido la veta Bienaventurada

Norte, con un clavo continuo de 90 a 100 m. que es un ramal de la veta

Bienaventurada con las mismas características mineralógicas.

AFLORAMIENTO DE LA VETA BIENAVENTURADA

NW SE

3. RESERVAS MINERALESSe refiere a la parte del yacimiento mineral, cuya explotación es posible o

razonablemente justificada desde el punto de vista económico y legal al

momento de su determinación. Para su estimación se tiene en cuenta factores

mineros, metalúrgicos, económicos, ambientales, de mercado, sociales y

gubernamentales. En la estimación se incluye solamente mineral recuperable y

diluido, expresado en tonelaje y leyes.

El término “económicamente minable” implica que la extracción de las

Reservas Minerales ha sido demostrada ser viable bajo razonables asunciones

de inversión.

Por lo general se expresa en términos de Mineral cuando se trata de mineral

metálico. Para la estimación de reservas Minerales es necesario determinar

una Ley Mínima Explotable (Cut Off) cuyo cálculo está directamente

relacionado al Costo Total, Resultados Metalúrgicos, Condiciones de

Comercialización y Precio de los Metales.

Con lo mencionado en Compañía Minera caudalosa se considera como

Reservas Minerales que tengan Valor de Mena y Marginal y aquellos que

tienen certeza de Probado y Probable, y sean Accesible y Eventualmente

Accesibles.

3.1 CLASES DE RESERVAS MINERALES SEGÚN EL VALORSe clasifican en:

Reserva Mineral de Mena.- Es el mineral que genera utilidades y cuyo valor

por lo tanto excede a todo los gastos siguientes:

a. Costo de Producción (Incluye depreciación y amortización)

b. Gastos de venta

c. Gastos de administración

d. Gastos financieros

e. Regalías (Si es que la tienen, es el 10% de la suma de a, b, c y d)

Este mineral con la infraestructura existente podrá dar productos exigidos en el

mercado, bajo las condiciones vigentes. Este mineral constituye reservas. En

los planos se le colorea de rojo.

Reserva Mineral Marginal.- Es aquel mineral que forma parte de la Reserva,

que en el momento de su determinación bordea ser económicamente

explotable. Este mineral por si solo no genera utilidades, pero si ayuda a

generarla, al explotarse junto al Mineral de Mena, además los gastos de

desarrollo, de infraestructura, de servicios, etc., son cubiertos por Mineral de

Mena.

Este mineral puede fácilmente convertirse en Mineral de Mena con mejoras en

los parámetros económicos. Cubre el 90% de los Costos de Producción, el

100% de los Gastos de Venta y el 20% de los Gastos Administrativos y

Financieros, también cubre las Regalías correspondientes el cual es el 10% de

la suma de a+b+c+d.

En todo caso el mineral marginal se calcula en cuadros aparte, de modo que

cuando se planea explotarlo, se sepa su tonelaje y ley y pueda efectuarse una

adecuada mezcla con el Mineral de Mena, debiendo ser el promedio de ley

mayor que el Cut-Off de Mena.

Las Reservas de Mineral será la suma de Mineral de Mena más el total o parte

del mineral marginal, siempre que el promedio pesado de la ley de esta suma

no sea inferior a la ley mínima del Mineral de Mena. En los planos a este

mineral se coloreará de naranja.

3.2 CLASES DE RESERVAS MINERALES SEGÚN LA CERTEZA

Por la Certeza o por la seguridad de la continuidad de la mineralización los

bloques de mineral se clasifican en: Probado, Probable.

Reserva Mineral Probado (Comprobado-A la vista-Positivo- Medido). Es la

reserva cuyo tonelaje, ley, densidad, forma, tamaño y otras características

físicas pueden ser estimados con un Alto nivel de Confianza. Su estimación se

basa en una detallada y confiable información de exploración, muestreo y

exámenes obtenidos mediante técnicas apropiadas en lugares tales como

afloramientos, trincheras, tajos, labores subterráneas y sondajes. Los tonelajes

y leyes son estimados en base a los resultados de un detallado muestreo en

los cuales las muestras y mediciones están estrecha y sistemáticamente

espaciados, y en donde los caracteres geológicos están tan bien definidos de

modo que el tamaño, forma y contenido de las Reservas están bien

determinados.

En estas Reservas no existe virtualmente riesgo de discontinuidad de la

mineralización. La categoría de Reserva de Mineral Probado, implica el más

alto grado de confianza y certeza en la estimación.

En caso de estructuras tabulares y cuerpos mineralizados alongados, cuando

el yacimiento ha sido desarrollado mediante labores subterráneas, para la

Estimación de Reservas, se separa en Bloques de Mineral. Puede haber

bloques de uno (incluye afloramiento) o más caras muestreadas, el cual

depende de la cantidad de labores con que se dimensiona cada bloque.

Cuando el mineral ha sido desarrollado con una sola labor (incluye

afloramiento), la altura del bloque variará de acuerdo a la longitud mineralizada

de esta labor o afloramiento. Así para longitudes entre 10m y 25m, la altura

será de 5m, para longitudes entre 25m y 100m, la altura será el 20% de esa

longitud, y para longitudes mayores a 100m, la altura será de 20m. Cuando

hay 2 o más bloques contiguos con valores de Mena o Marginal, pero de

diferente ley, para definir la altura, se tendrá en cuenta la suma de las

longitudes correspondientes.

Estas medidas son aplicables si no se tienen sondajes complementarios ni

interpretación geológica (estructural, mineralógica y curvas de isovalores), ni

definición de rangos verticales de la mineralización, ni estudios

geoestadísticos, etc. Cuando hay sondajes complementarios la altura de

bloques tanto Probados como Probables serán mayores que si no los hubiera.

Cuando se disponen de curvas de isovalores, éstas definen los bloques

Probados, Probables, Inferidos y Potenciales, siguiendo la tendencia de la

franja.

En caso de los Cuerpos Mineralizados irregulares, desarrollados en un solo

nivel sin chimeneas ni sondajes, la altura del bloque estará en relación a la

longitud del eje mayor. En caso de no definirse un eje mayor por la

irregularidad del cuerpo, la altura será igual a la mitad de la raíz cuadrada del

área del cuerpo en ese nivel. Para dos o más labores, considerando los niveles

de desarrollo, más información de sondajes complementarios, etc., la altura de

los bloques son mayores que en el caso de no haber sondaje, o pude tomarse

un solo Bloque Probado entre niveles.

En depósitos diseminados la estimación de reservas Probados y Probables

está basado principalmente en los resultados de los sondajes suficientes y

sistemáticamente espaciados. Comúnmente la delimitación de bloques y

Estimación de Reservas Minerales se hacen usando la geoestadística.

El Coeficiente de Certeza para el Mineral Probado es de 100%.

Mineral Probable (Semiprobado o indicado).- Es aquella Reserva cuyo

tonelaje, ley, densidad, forma, tamaño y otras características físicas pueden

ser estimados con un razonable nivel de confianza. Su estimación se basa en

información de exploración, muestreo y exámenes obtenidos mediante

técnicas apropiadas en lugares tales como afloramientos, trincheras, rajos,

labores subterráneas y sondajes. Los tonelajes y leyes son estimados en base

a los resultados de las muestras que están más espaciados que en el caso de

Reservas Probadas o inapropiadamente espaciadas como para confirmar la

continuidad geológica y/o de ley, pero este espaciamiento es suficiente como

para asumir dicha continuidad.

El grado de confianza de de certeza es lo suficientemente alto para asumir la

continuidad, pero el riesgo de continuidad es mayor que el del Mineral

Probado. Generalmente (no necesariamente) se delinea en la continuación del

Mineral probado. Algunas veces se delimitan, además de dimensionarse en la

continuación de Bloques Probados, o de bajo de afloramientos con muestras

inapropiadamente pero suficientemente espaciados, mediante sondajes

complementarios, también sistemática y suficientemente espaciados, y en

número suficiente, en cuyo caso la altura va a corresponder a la extensión que

abarca los sondajes. El tonelaje se estimará en base a la información del

Mineral Probado correspondiente o de los afloramientos respectivos, y la de

los sondajes. La ley se estimará ponderadamente con estas informaciones.

3.3 DIMENSIONES DE LOS BLOQUESEn los probados y probables cuando el mineral ha sido desarrollado en una

sola labor el bloque estará formado por un rectángulo cuya longitud mayor será

igual a la del mineral encontrado y su longitud menor será una proporción de la

mayor. Las dimensiones y altura de los bloques prospectivos y potenciales

dependerán de la mayor o menor información geológica que dispongan estos

bloques, pueden tener formas geométricas muy variadas.

3.3.1.- Para mineral probadoLa altura de los bloques para longitudes de mineral entre 10 a 25m podrá ser

de 5m, para longitudes de mineral entre 25 y 100m la altura de los bloques

será del 20% y para longitudes mayores de 100m la altura será de 20m.

3.3.2.- Para mineral probableSe cubicará mineral probable teniendo en cuenta la geología de la zona, pero

en ningún caso el bloque probable a partir de un bloque probado será menos

de 10m de longitud. En los casos en que por razones de altura de dos niveles

en su espaciamiento normal hayan dos bloques probados y un espacio en

blanco, se considera un solo bloque probable entre los bloques probados

siendo las leyes promedio ponderado de ambos. Los bloques de mena que

tengan entre 5 y 10m de longitud se considerara mineral probable con una

altura igual o menor de su longitud, esto de acuerdo a criterio geológico.

3.3.3.- Para mineral Inferido La altura de los bloques de mineral inferido puede ser la correspondiente al

mineral probado + probable o la mitad de la longitud del afloramiento

muestreado con valor de mena y/o marginal y sub marginal si el promedio de

leyes con este último de más que la ley marginal, salvo que el criterio

geológico permita estimar la dimensión.

Cuando se delimitan a partir de los sondajes diamantinos el área que se

estima mucho depende del criterio geológico, de la cercanía de las labores, de

la correlación con otras evidencias, etc. En este caso si no existen criterios

geológicos suficientes, se les estimará con 20m. de radio a partir del sondaje o

crucero.

3.3.4.- Para mineral potencial En los casos que se delimiten a partir de mineral inferido, con valor de mena

más marginal se puede ampliar hacia las extensiones de bloques con valor

sub. marginal que en conjunto están más o menos agrupados. En este caso la

altura puede ser dos veces la altura del prospectivo correspondiente salvo que

el criterio geológico dé otra longitud (curvas isovalores, profundización de vetas

vecinas relacionadas, litología, etc.).

Cuando los bloques potenciales que se estiman a partir de anomalías

geofísicas y/o geoquímicas, las alturas de los bloques pueden corresponder al

de las estructuras mineralizadas en minas o vetas vecinas, o lo que den las

anomalías.

4.- PROCEDIMIENTO DE LOS CALCULOSEstos se realizan en dos partes:

Cálculo preliminar en los planos, tarjetas de muestreo y en base de datos por

labores, diluyendo cada muestra a 0.20m, luego se delimita los respectivos

bloques de mineral.

4.1 CORRECCIONES PRELIMINARES EN LOS BLOQUES- Ponderado de leyes por su ancho cuando existe más de una muestra de mineral.

-Cuando hay varias muestras por canal, eliminar todas aquellas

muestras de leyes bajas y que no estén dentro del trend del mineral económico.

4.2.- PROMEDIO DE MUESTREO, ANCHOS Y LEYES

- Para una longitud de mineral en una labor

Ancho promedio.- Es igual a la suma de los anchos de muestreo divididos entre

el número de canales, siempre que la separación de canal sea uniforme.

ANCHO DE MUESTREO = Σ Ancho de canales

Σ Nº de canales

Ley promedio de muestreo.- Se obtiene multiplicando el ancho de muestreo

por su ley; la suma de estos productos se dividirá entre la suma de los anchos

de muestreo. Tanto el ancho promedio de muestreo y ley promedio de

muestreo se hará para cada galería, chimenea, pique, subnivel, etc. que

delimita un bloque de mineral y debe figurar en la tarjeta de registro de

ensayes.

LEY PROMEDIO = Σ(Anchos de muestreo x Leyes de muestreo)

DE MUESTREO Σ Anchos de muestreo

Para bloques de mineral.- El promedio ponderado del bloque se calculara de

los promedios de cada longitud muestreada de la siguiente manera:

Ancho promedio de muestreo.- Se multiplicara cada longitud muestreada por

su ancho promedio de muestreo y la suma de estos productos se dividirá entre

la suma de las longitudes.

ANCHO PROMEDIO = Σ (Longitud x ancho de muestreo)

DEL MUESTREO Σ Longitudes

Ley promedio de muestreo del bloque.- se multiplicara las longitudes

muestreadas por los anchos promedio de muestreo y estos productos por sus

leyes promedio de muestreo; la suma de estos productos se dividirá entre la

suma de los productos de las longitudes por sus anchos promedios de

muestreo.

LEY PROMEDIO = Σ Longitudes x ancho x ley

Σ Longitudes x anchos

4.3.- PROMEDIOS DILUIDOS Lo más importante es determinar a qué ancho debe diluirse cada bloque, para

obtener esta cifra se requiere diluir cada ancho de muestreo a su

correspondiente ancho de minado, esto es diluir cada ancho según el criterio

geológico teniendo en consideración que esta es de 0.20m

- Para longitud de mineral en una labor

Ancho promedio diluido.- sumando los anchos diluidos y dividiendo esta suma

entre el número de muestras se obtiene el ancho promedio diluido.

ANCHO PROMEDIO DILUIDO = Σ Anchos diluidos

Σ Nº de muestras

Ley promedio diluida.- Para una longitud, la ley promedio diluida se calcula

multiplicando la ley promedio de muestreo por el factor. Para encontrar este

factor se divide el ancho promedio de muestreo entre el ancho promedio

diluido, esto es:

LEY PROMEDIO DILUIDO = Ley promedio de muestreo x factor

FACTOR = Σ Ancho promedio de muestreo

Σ Ancho promedio diluido

- Para bloques de mineral:

Ancho promedio diluido del bloque.- Sumar los anchos diluidos de las longitudes

de mineral y el total dividirlo entre el número de muestras de todas las

longitudes del mineral.

ANCHO PROMEDIO DILUIDO = Σ Anchos diluidos

Σ Nº de muestras

Ley promedio diluido del bloque de mineral.- La ley promedio diluida del bloque

de mineral se calculará multiplicando la ley promedio de muestreo del bloque

por el factor. Este factor resulta de dividir el ancho promedio de muestreo del

bloque entre ancho promedio diluido del mismo.

LEY PROMEDIO DILUIDO DEL BLOQUE = Ley promedio de muestreo x

factor

FACTOR = Σ Ancho promedio muestreo del bloque

Σ Ancho promedio diluido del bloque

4.4.- CÁLCULO DE ÁREAS, VOLUMENES Y TONELAJE.

Áreas.- De forma simple se determinan por procedimientos geométricos, de

formas irregulares con uso del planímetro.

Volumen

- Para paralepípedos con la siguiente fórmula:

V= área x ancho diluido promedio

- Para prismas y pirámides truncadas:

V = h (a1 + a2 + a1 x a2)

3

Gravedad especifica.- Estamos considerando para el presente inventario de

reservas la gravedad específica reportada por laboratorio mina:

Mina Caudalosa :3.10

Mina Rublo :3.00

Mina Bienaventurada :3.00 a 3.10

Mina Chonta :3.00

Tonelaje.- Es el producto del volumen por la gravedad especifica

CAPITULO IIIEXPLOTACIÒN MINERA

La veta bienaventurada es la que actualmente se explota, esta cuenta con dos

accesos de superficie hacia interior mina, mediante rampas.

La venta cuenta con dos rampas denominadas RAMPA 1 y RAMPA 2, por ellos

el personal ingresa hacia la zona o nivel de trabaja que empieza en el nivel

4480, nivel 4430, nivel 4380, nivel 4330 hasta el nivel 4280, mediante camiones

de 5 ton. Aproximadamente,

La rampa también es el acceso para los camiones de 30ton. que ingresan para

cargarse mineral y transportar hacia las canchas de acumulación en superficie

La veta bienaventurada se ha profundizado hasta el nivel 4280 el cual es el

último nivel de extracción, este nivel se está profundizando actualmente.

.1. LABORES DE EXPLORACIÓN.

Es el conjunto de trabajos encaminados a determinar la posición,

dimensiones y características mineralógicas del yacimiento. Generalmente

estos trabajos están fuera del área de desarrollo o explotación.

- Galerias

- Cruceros

- Chimeneas

.2. LABORES DE DESARROLLO.

Son trabajos que se realizan en estructuras conocidas, con la finalidad de

ampliar o comprobar las reservas conocidas, de tal forma que la mena este

totalmente disponible para la preparación y su secuente Explotación.

- Galerias

- Subniveles

- Chimeneas

- Rampas

A diferencia con las exploraciones, está en que los desarrollos operan en zonas

ya conocidas mediante la exploración.

.3. LABORES DE OPERACIÒN.

Son labores tendientes a delimitar el block de explotación y prepararlo a fin de

iniciar la explotación del mineral. Entre estas labores tenemos: Subniveles,

Rampas, ventanas, cruceros y Chimeneas. El ciclo de trabajo para labores de

desarrollo y preparación que se cumple estrictamente es el siguiente:

PERFORACIÓN Y VOLADURA. La perforación se realiza con máquinas

perforadoras manuales jackleg para perforación horizontal y stoper para

perforación vertical. Para la voladura se emplea.

EXPLOSIVOS- La dinamita semexa de 65%

- Emulnor de 3000

- Emlunor de 1000

- Anfo (superfan dos)

ACCESORIOSFulminante N° 8

Mecha rapida

Carmex

Fanel, con fulminante N° 12 (fanel N° 1 hasta fanel N° 16)

VENTILACIÓN. La ventilación después del disparo se realiza con

ventilación artificial y/o ventilación natural.

REGADO. En general al inicio de cada guardia se realiza el regado para

eliminar el polvo, detectar los tiros cortados y rocas sueltas el regado debe

ser un hábito de todo trabajador minero

DESATADO. Desatado se realiza manualmente utilizando barretillas de

longitud apropiada (4’-6’-8’-10’-12’) de acuerdo a la sección de la labor

siendo los de mayor tamaño de material liviano de acuerdo al reglamento de

seguridad dos personas deben desatar la labor.

SOSTENIMIENTO. La política de caudalosa es metro avanzado, metro

sostenido dependiendo del tipo de terreno, la presencia del terreno es

bastante variable se utiliza diferentes tipos de sostenimiento. Entre los

principales actualmente utilizados tenemos: pernos helicoidales con malla

electrosoldada, cuadros de madera, Split set.

LIMPIEZA. Se realiza con microscoops de 0.75 Yd3 hasta scoops diesel de:

2.2, Yd3 que son propiedad de JADV.

.1. METODO DE EXPLOTACIÒN.

El método de explotación al 97% es corte relleno ascendente convencional y el

3% Square Set (minado con cuadro), a partir de la galería se preparan las

chimeneas de triple compartimiento y dejando un puente de 3 m. se inician los

sub niveles de 25 m. de longitud a ambos extremos del tajeo, luego a partir de

ello se inicia los cortes de 1.5 m en toda la potencia de la veta y a lo largo de todo

el block, llegando a tener una altura de tajeo de 3.90 m.

MÉTODO DE EXPLOTACIÓN POR CORTE Y RELLENO ASCENDENTE

Para realizar el método de CORTE Y RELLENO ascendente convencional, tiene

que tener o cumplir con ciertas condiciones como:

- La continuidad de la veta sea irregular

- Alta ley de mineral

- El buzamiento de la veta sea mayor a 50º

- Disponibilidad del material de relleno

La descripción del método es como sigue:

a. El yacimiento mineralizado se desarrollan en sentido horizontal, en galerías,

por subniveles, los cuales están separados 50 metros entre sí. En sentido

vertical se desarrollan chimeneas distanciadas a 50 metros, de esta manera la

veta queda dividida en bloques debidamente cubicados a lo largo de las

galerías o tajeos, constituyendo cada uno de estos tajeos una unidad de

explotación dentro del conjunto total separado.

Las chimeneas se construyen hasta llegar al nivel superior que sirven de

echadero, servicios y ventilación cuando las condiciones de mineralización así

lo exigen,o cuando es necesario llevarlas a superficie por requerimientos de

relleno,ventilación u otro fin específico.

b. Los sectores o tajeos están formados por cuatro chimeneas de preparación

nivel a nivel; 2 chimeneas a cada lado del tajo, uno para el uso personal y

servicios auxiliares, él otro para el ingreso de relleno por el nivel superior al

tajo.

A mitad del nivel inferior dejando un puente de 5 metros se levantan 3

chimeneas de explotación estas se avanzan de acuerdo al realce de la corona

del tajo.

Dos chimeneas extremas para el acarreo de mineral y uno para el ingreso de

personal al tajo.Por lo tanto el tajo queda dividido en subtajo ESTE y subtajo

OESTE.

c. El relleno del tajo descansa sobre la parte superior del puente de mineral

dejado para tal fin.

Apartir de chimeneas extremas o buzones se corren sub niveles de ataque al

lado ESTE y OESTE,con una sección de 3’X6’,de modo que apartir de ella se

puede iniciar los tajeos orientados,tanto para el este y oeste.

d. El corte de los tajeos se hacen a partir de las chimeneas, preparando una cara

libre a 2 metros de CH.

Una vez arrancada el mineral de la veta este queda depositado sobre el piso

del tajo, procediéndose luego a limpiar o extraer el mineral acumulado por las

tolvas extremas preparadas con anterioridad.

CORTE Y

CARA CARA 7 7

PARALELISMO PARALELISMO 3,

ALTURA ALTURA

PISO DEL RELLENO RELLENO

1,1, 1,1, 1,5,0

33

(PIZAR(PIZARCAJA CAJA

3,0,501,50

CAJA CAJA (PIZAR(PIZAR

60° 1,

AL EJE DEL AL ANGULO DE ESPACIAMIENTO

POTENCIA DEL 3,3ALTURA DE

TALA

2.1. CICLO DE MINADO EN LA EXPLOTACIÓN DE TAJEOS:2.1.1 PERFORACIÓN Y VOLADURA. La perforación en los tajeos se realiza con perforadora neumática

rotopercusivas “Jack Leg” y las stoper las cuales utilizan barrenos de 4' ,6' y 8’

pies de longitud con broca de 41 y 38 mm de diámetro respectivamente con

una malla variable dependiendo del tipo de veta y la roca encajonante.

- la presión optima de aire recomendada para el uso de las perforadoras fluctúa

entre 85 y 95 PSI.

- presiones mayores de 100 PSI pueden causar desgates prematuros y hasta

fracturas en algunas partes de la máquina, y a presiones inferiores de 60 psi a

la penetración están deficiente con rendimientos bajos.

- sobre todo para el suministro de aire, debe utilizarse una manguera que resista

la abrasión exterior, el interior debe resistir hasta 4 veces la presión de servicio

(90 PSI x 4 =360 PSI), no debe haber fugas puesto que la presión de aire puede

reducirse considerablemente

- en cuanto a la línea de agua, para lograr una limpieza más efectiva del taladro,

el agua debe mantenerse a una presión de 10 PSI menos que el aire, y no

permitir que sea menor de 40 PSI.

2.1.2HERRAMIENTAS DE UTILIZADOS EN LA PERFORACIÓN BARRENOS.

Varillaje de perforación: se utilizan barras cónicas de 4, 6, 8 pies.

IMPORTANTE:

La conicidad

Las barras cónicas requieren ser empatadas con brocas cónicas cuya conicidad

sea la misma.

Extremo en forma cónica

Cuerpo de la barra Adaptador de culata

Extremo cónico de la barra

Extremo de la broca

BROCAS:Se utiliza brocas de botones tipo17 con botones balísticos. Una broca de uso

general para roca blanda a semidura.

3.1 TIPOS DE PERFORACIÓN:

3.1.1 PERFORACIÓN EN FRENTES:Se realiza de manera convencional. Se realiza con taladros paralelos o

taladros en ángulo, atacando directamente al frontón o cara libre frontal con

el principio de túnel (banco circular), con un grupo de taladros de arranque

que formarán una cavidad inicial, seguida del resto de taladros de rotura

distribuidos alrededor del arranque, delimitándose la sección o área del

frontón con los taladros periféricos. Sección o área del frontón con los

taladros periféricos. La profundidad del avance (longitud de los taladros) está

limitada por el ancho de la sección.

La denominación de estos taladros es la siguiente:

Botones de inserto de carburo de tungsteno

Canales para barrido de detritus.

En Caudalosa la perforación de frentes se realiza en:

Galerías, sub niveles, by pass, cruceros, ventanas, rampas, etc

3.1.2. PERFORACIÓN DE PRODUCCIÓN:3.1.3PERFORACIÓN EN REALCE:

Se da en los tajos de producción son taladros verticales o con una inclinación

determinada (70-80°) y con una cara libre vertical se puede disparar un gran

número de taladros y así aumentar la productividad, se realiza según la

condición de la roca la cual por recomendación geomecánica con RMR>45 se

realizara este tipo de perforación.

Diseño del método de Minado en Vetas, Perforación en realce

3.1.4 PERFORACIÓN EN BREASTING:Es una perforación horizontal se da en tajeos cuyo tipo de roca según

recomendaciones geomecanica tiene un RMR<45 el espaciamiento entre taladros

es de 0.8 - 0.9m con una cara libre horizontal, este tipo de perforación permite un

mayor control de estabilidad de la corona ya que se da con un número reducido de

taladros (de10 a 15) lo cual reduce el impacto de los explosivos, la desventaja es

que cuando se dispara se deja el mineral como piso y a veces es difícil recuperarlo

3.2 VOLADURA La voladura en Caudalosa se realiza con los siguientes explosivos y

accesorios

EXPLOSIVOS- La dinamita semexa de 65%

- Emulnor de 3000

- Emlunor de 1000

- Anfo (superfan dos)

ACCESORIOSFulminante N° 8

5.00 metros

2.80 a 3.00 metros

70º a 80º

2.4 m

Mecha rapida

Carmex

Fanel, con fulminante N° 12 (fanel N° 1 hasta fanel N° 16)

3.2.1. VOLADURA CONTROLADAEl objetivo de la voladura controlada es evitar el rompimiento de la roca fuera

de límites previamente establecidos, es decir evitar la sobre rotura (overbreak). Es

un método especial que permite obtener superficies de corte lisa y bien definida, al

mismo tiempo que evita el agrietamiento excesivo de la roca remanente, con lo que

contribuye a mejorar su estabilidad, aspecto muy importante en trabajos

subterráneos de orden permanente, para prevención de desplome de techos y

otros riesgos

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.

3.3 SOSTENIMIENTO.En Caudalosa el sostenimiento se da según la condiciones geomecánicas del

macizo rocoso y si la labor será permanente o temporal, los efectos de la voladura

perturban los esfuerzos existentes y causan la inestabilidad del macizo rocoso,

estas perturbaciones deben de ser controladas por un sostenimiento de tipo local el

cual resuelva el problema de la estructura de la masa rocosa y de los esfuerzos

evitando el movimiento y reduciendo las posibilidades de falla en los bordes de la

excavación.

En casi toda la mina se utiliza como elemento de sostenimiento para labores

temporales, como los tajos, el Split set de 5 y 7 ft con malla electro soldada, y en

labores permanentes se una pernos helicoidales de 7 ft con malla electrosoldada

en partes en la que necesitaba como se muestra de la manera siguiente:

2.4000

5.1000

1.1992

2.1021

1.0970

Figura Nº 07: Malla electrosoldada con Perno Helicoidal de 7 ft

FORMA DE USO DE LOS CARTUCHOS DE SOSTENIMIENTO

Resina-CastemCENCOM-Castem

PERNOS HELICOIDALES 5' - Ø 19 mm

Resina-CastemCENCOM-Castem

PERNOS HELICOIDALES 7' - Ø 19 mm

Figura Nº 08: DOSIFICACION INSTALACION PERNOS HELICOIDALES 7’ y 5’-ACEROS AREQUIPA

Traslape de 30 cm.

Figura Nº 09: TRASLAPE MESH PRO-PRODAC 3X3”-2.40x25m

a. PERNOS HELICOIDALES.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. El perno usado en

caudalosa es de 5 y 7 ft para el sostenimiento.

Figura Nº 10: sostenimiento con Perno Helicoidal

b. SPLIT SETSEl Split set, consiste de un tubo ranura do a lo largo de su longitud, uno de

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

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 rasurado constituye el anclaje, el cual se opondrá al movimiento o

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

tensión de carga. Los Split sets, trabaja por fricción (resistencia al

deslizamiento) a lo largo de toda la longitud del taladro.

El Split set es usado en Caudalosa para el sostenimiento de los tajeos, usando

Split set de 7 ft, y para el sostenimiento de labores permanentes se usa para pegar

las mallas bien al techo o a las cajas.

Figura Nº 11: Traslape mesh pro-Prodac 3x3”-2.40x25m

El diámetro de los Split sets utilizados es de 39.5m, con longitudes de 5 y 7

pies, su utilización depende de las recomendaciones geomecánicas, pueden

alcanzar valores de anclaje de 1-1.2 tn por pie de longitud, este elemento de

sostenimiento es combinado con la malla electro soldada. Su instalación es simple solo se necesita una máquina perforadora jack leg y un adaptador de splitset

para su colocación.

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 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.

El diámetro del taladro es muy importante para que el splitset trabaje de manera

correcta debe de ser de 36mm a 38 mm de diámetro, con diámetros mayores corre

el riesgo de un anclaje deficiente y con diámetros menores su colocación sería muy

difícil.

c. MALLA ELECTROSOLDADA.

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 del terreno; segundo,

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

actuando en este caso como un elemento de seguridad

En Catalina Huanca se utiliza, La malla electro soldada consiste en una cuadrícula

de alambres soldados en sus intersecciones, generalmente de # 10/08, con

cocadas de 3”x3”, o 4’’*4’’, construidas en material de acero negro que pueden ser

galvanizada. Esta malla es recomendada para su uso como refuerzo del concreto

lanzado (shotcrete). La malla viene en rollos. Los rollos tienen 25 m de longitud x

2.40 m de ancho.

Figura Nº12: Traslape mesh pro-Prodac 3x3”-2.40x25m

d. CUADROS

Éstos son utilizados para sostener galerías, cruceros y otros trabajos de

desarrollo, en condiciones de roca fracturada a intensamente fracturada y/o débil,

de calidad mala a muy mala y en condiciones de altos esfuerzos. Si las labores son

conducidas en mineral, el enmaderado debe ser más sustancial para mantener la

presión y el movimiento de roca en los contornos de la excavación. Los principales

tipos de cuadros que usualmente se utilizan son: los cuadros rectos, los cuadros

trapezoidales o denominados también cuadros cónicos. Todos estos son elementos

unidos entre sí por destajes o por elementos exteriores de unión, formando una

estructura de sostenimiento.

Figura Nº18: Diseño de sostenimiento Cuadros de Madera sección de 3.5m*3.5*

Estándares de sostenimiento en cuadros en Caudalosa

FIG. N°1: VISTA FRONTAL -SOMBRERO Y POSTES

REDO

NDO

DE 8

"SO

MBRE

RO

POSTEREDONDO DE 8"

REDONDO DE 8"POSTE

VISTA SUPERIOR

POSTEREDONDO DE 8"

DESTAJ E PARA CUADROS DE GALERIA

POSTEREDONDO DE 8"

REDONDO DE 6"TIRANTE

TIRA

NTE

REDO

NDO DE

6"

FIG. N°2: VISTA LATERAL - TIRANTES Y POSTES

VISTA LONGITUDINAL DE UNA GALERIA

VISTA DE FRENTE

SOSTENIMIENTO AP LICADO EN UNA GALERIA, CRUCERO, BY PASS

secc ión 7 x́ 8 ́Y 8 x́ 8 ́

2.40 m

2.40 m

1.20 m 1.0 m

1.80 m

Poste

Sombrero

Rajados

Poste

TiranteTiranteFrente

Encribado

Tirante

Poste

1.80 m

FIG. N°5: VISTA LATERAL - TIRANTES Y "PATA DE GALLO"RE

DOND

O DE

6"

TIRANTEREDONDO DE 6"

REDONDO DE 8"POSTE

TIRANTEREDONDO DE 6"

SOSTENIMIENTO APL ICADO EN CHIMENEASecc ión 4 ́x 8 ́VISTA DE P LANTA

Caja Piso

Caja Techo

Camino Buzon

VISTA PERFIL

1.20 m

1.20 m 1.00 m

1.40 m

1.20 m

Caja Techo C

aja Piso

Tipo 1

Este forma de armar los sobre cuadros es la forma mas correcta debido a que puede soportar mayores esfuerzos a la compresión. Los puntales estan en la direccion del buzamiento de la veta

Cuñas de tope

SombreroTirante

Tirante

Poste

Sombrero

Poste

SOSTENIMIENTO APLICADO EN TAJ OS

RELLENO

Caja Techo

Caja Piso

Rajados

Poste

CUADRO COJ O

2.30 m

Sombrero

Tirante

Encribado

RELLENO

2.30 m

Puntal de linea

Puntal de seguridad

Caja Techo

Caja Piso

Rajados

ROCA COMPETENTE

Avance en Breasting

Avance en Realce

Caja Piso

Caja Techo

1.40 m

1.20 m

T ipo 3

T ipo 2

Caja Techo

Caja Piso

1.40 m

1.20 m

En esta forma de armar los sobre cuadros los puntales se encuentran en forma perpendicular al sombrero actuando al fuerza compresiva que ejercen las rocas cajas hasta romper el

Este tipo de sostenimiento es aplicado solo cuando las cajas son competentes y solo se sostiene con puntal de avance.Puntal de avance

Poste

Poste

Sombrero

Cuñas de tope

VISTA PERFIL

VISTA PERFIL

3.4 CARGUIO Y ACARREO:

La limpieza en frentes se realiza utilizando equipos de volteo posterior simple

(palas cargadoras) de 0.14m3 de capacidad que van sobre rieles durante la

operación, su funcionamiento es accionado por energía neumática.

En este trabajo la pala se introduce en el material suelto para cargar, luego la

maquina retrocede, y al mismo tiempo la cuchara se levanta y se vuelca hacia

atrás en el vagón enganchado con la cargadora, luego el vagón cargado es

acarreado a pulso hasta el lugar de cambio o cola de carros, para el cambio

de carro cargado por uno vació, de ahí el material es extraído por una

locomotora a batería de 3.5, 4 y 6 ton. Que jala desde 4 a 8 carros mineros

U35 de 0.99m3 de capacidad hasta 8 carros, según la capacidad de la

locomotora.

El acarreo en tajos es con microescoops de 0.75 yd3 scooptrams de 2.2 yd3

estos echan el mineral acarreado a los ore pass para su posterior transporte

en volquetes de 25 ton. Hacia superficie a las canchas de acumulación.

El material acumulado en superficie es transportado a la unidad volcán para

su tratamiento y comercialización.

OTROS TRABAJOS REALIZADOS DURANTE LA OPERACION

a. VENTILACIÓN.- la ventilación de los tajeos recientemente disparados se realiza

mediante la ventilación natural y en algunos tajos mediante ventilación artificial,

inyectando aire por ventiladoras centrifugas. de 25000 cfm. a 32000cfm.

b. REGADO Y DESATADO DE ROCAS.- El regado nos permite reducir el polvo,

detectar tiros cortados y visualizar las fracturas para el desatado de rocas, que

se realiza manualmente utilizando barretillas de 4, 6, 8 ,10 y 12 pies de longitud

(siendo de mayor longitud de aluminio tiene ser de un material ligero para el

personal).

c. RELLENO.- Después de realizado la limpieza se rellena el tajeo para

restablecer el equilibrio del macizo rocoso, para esto se utiliza el relleno detrítico

Eje DelanteroComponentes Hidraulicos

Cilindro DireccionEje PosteriorChasis Posterior

CucharaAguilonArticulation CentralCabinaMotor Diesel

exclusivamente. El relleno detrítico o convencional es extraído generalmente de

las labores de avance y desarrollo y en algunos casos cuando hace falta

material detrítico se dispara ventanas para utilizar el material.

CAPÍTULO IVOPERACIÓN MINA (ESTUDIO DE TIEMPOS)

ESTUDIO DE TIEMPOS GENERALESEl estudio de tiempos en el desarrollo de los trabajos de una guardia nos

permite analizar y evaluar los tiempos improductivos, para luego dar

alternativas de solución y reducir a un mínimo estos tiempos improductivos

para mejorar los estándares de trabajo y la productividad.

1. CONTROL DE TIEMPOS Y CALCULO DE ESTANDARES DE OPERACIÓN

TRABAJO DEL DIA 26-02-2013: GL 444 – NV 4518

INICIO FINAL ACTIVIDAD CONDICION

INTERVALO

06:45 06:53 Espera al expositor en la sala de reparto SVANE 00:0806:53 07:12 Exposición en la sala de reparto SVAE 00:1907:12 07:16 Espera para abordar camión y entrar a mina SVANE 00:0407:16 07:31 Traslado a interior mina SVAE 00:1507:31 07:47 Charla del capataz antes de reparto en bodega

de herramientas SVAE 00:16

07:47 08:02 Caminata De bodega a la labor SVAE 00:1508:02 08:12 Llenado herramientas de gestión SVAE 00:1008:12 08:44 bolo SVANE 00:3208:44 08:58 Reubicar manga de ventilación SVANE 00:1408:58 09:08 Espera visita de CIA para muestras SVAE 00:1009:08 09:23 Regado y desate SVAE 00:1509:23 09:27 Instalación de la pala neumática SVAE 00:04

09:27 inicio de limpieza y acarreo de material con pala neumática VA 02:17

11:44 fin de limpieza de material roto11:4

4 11:50 Limpieza de la pala neumática SVAE 00:0611:5

0 11:59 Caminata hasta rampa para almuerzo SVAE 00:0911:5

9 12:08 Espera camión para traslado al comedor SVANE 00:0912:0

8 12:23 Traslado de rampa hasta comedor SVAE 00:1512:2

3 12:45 Tiempo de almuerzo SVAE 00:2212:4

5 12:48 Espera a todos los trabajadores para retornar a mina SVANE 00:03

12:48 01:05 Traslado personal después de almuerzo hacia

interior mina SVAE 00:1701:0

5 01:20 Caminata hasta labor SVAE 00:1501:2 01:45 bolo SVANE 00:25

001:4

5 01:55 Limpieza base de la sección para perforar SVAE 00:1001:5

5 02:10 Armar máquina perforadora reparada SVAE 00:1502:1

0 02:47 Traslado de Split set de bodega hacia la labor SVANE 00:37

02:47 Inicio de perforación para sostenimiento con Split set  

00:3203:19 Fin de sostenimiento con Split set VA03:19 Inicio de perforación en frente

VA 01:1104:30 Fin de perforación

04:30 05:00 Traslado de explosivos SVAE 00:30

05:00 05:15 Sopleteado de taladros SVAE 00:15

05:15 05:30 Encebado de taladros VA 00:15

05:30 05:46 Carguío de taladros VA 00:16

05:46 05:50 Amarrado de malla con mecha rapida VA 00:04

05:50 05:55 Espera para chispeo SVAE 00:05

05:55 06:00 Abordar camión para salida SVAE 00:05

CUADRO DE DETALLES DE LA TOMA DE TIEMPOS

RESUMEN DE LOS TIEMPOS

TRABAJO DEL DIA 26-02-2013: GL 444 – NV 4518

CONDICION T.PARCIAL EFFVA 04:35 40.37%SVAE 04:28 39.73%SVANE 02:02 20.00%

LEYENDA

VA VALOR AGREGADO

SVAE

SIN VALOR AGREGADO ESCENCIAL

SVANE

SIN VALOR AGREGADO NO ESCENCIAL

11:05 100.05%

04:35 04:28 02:02VA SVAE SVANE

0.00%5.00%

10.00%15.00%20.00%25.00%30.00%35.00%40.00%45.00% 40.37% 39.73%

20.00%

EFICIENCIA

EFF

2. PERFORACIÒN Y VOLADURA

1.1. PERFORACION EN FRENTES:

BP 343

MINA BIENAVENTU

RADAEQUIPO DE LIMPIEZA SCOOP MOD.

WAGNER -

LABOR BP 343EQUIPO DE PERFORACION

JACK LEG -

NIVEL 4280

LONG. DE PERFORACION EFECTIVA

1.67 m 5.48'

SECCION8' X 8' (2.4 m x

2.4 m)

Nª DE TALADROS (PERFORADOS)

33 -

MATERIAL DESMONTENª DE TALADROS (ALIVIOS)

 03 -DENSIDAD DE 2.7 DENSIDAD DEL EXPLOSIVO 900 -

MATERIAL (TM/m3)(Kg/m3)

TIPO DE ROCA RMR 50-60PIES PERFORADOS TOTALES 192.28' -

ANÀLISIS DE TIEMPOS DE PERFORACIÒN

TIEMPO DE PERFORACION CON BARRENO DE 4'

Nro DE TIEMPO TIEMPO TIEMPO TIEMPO T. T.

TAL..EMBOQUILLAD

OPERFORACIO

NRECUP. DE BARRENO

CAMBIO DE TALADRO

DE PERFORACION

  seg. seg. seg. seg. seg.

1 6 166 11 10 1832 4 150 6 14 1603 5 160 15 10 1804 6 175 7 11 1885 7 158 10 13 1756 4 177 11 9 1927 8 168 9 11 1858 5 149 11 8 1659 8 180 9 12 197

10 6 162 11 15 17911 9 161 12 11 18212 7 190 11 14 20813 6 178 13 16 19714 8 170 18 15 19615 9 156 16 17 18116 7 136 8 12 15117 9 131 9 15 14918 6 130 9 13 14519 5 128 6 12 13920 7 124 5 12 13621 6 155 7 13 16822 8 140 9 10 15723 9 173 13 9 19524 8 184 14 8 20625 6 152 7 9 16526 7 164 10 7 18127 5 165 10 9 180

28 9 137 7 10 15329 8 188 9 9 20530 7 165 11 8 18331 6 162 10 21 17832 8 165 9 11 18233 5 141 8 12 15434 6 147 11 14 16435 8 155 9 16 17236 7 148 12 10 167

TOTAL 245 5690 363 426 6298 PROM

( seg.) 245 seg 5690 363 426 6298 PROM

( min.) 4.08 min 94.83 min 6.05 min 7.1 min 104.96 min

TIEMPO DE PERFORACION CON BARRENO DE 6'

Nro DE TIEMPO TIEMPO TIEMPO T. T. LONG. DE

TAL.. EMBOQUILLADO PERFORACION RECUP. DE BARRENODE

PERFORACION TALADRO

  seg. seg. seg. seg. m.

1 5 82 9 96 1.682 4 75 9 88 1.703 6 68 8 82 1.694 4 70 9 83 1.705 3 80 9 92 1.646 7 69 10 86 1.667 5 78 8 91 1.708 6 76 8 90 1.699 4 95 10 109 1.68

10 6 87 9 102 1.7011 5 97 11 113 1.6612 6 87 11 104 1.6913 4 85 12 101 1.6914 7 92 10 109 1.6515 5 135 9 149 1.6416 6 97 9 112 1.6517 7 91 11 109 1.6818 5 89 8 102 1.6619 6 93 11 110 1.6720 4 86 9 99 1.6321 5 94 11 110 1.6522 6 102 12 120 1.6523 7 92 15 114 1.6624 5 131 13 149 1.64

25 7 91 10 108 1.6426 5 89 9 103 1.6227 6 102 13 121 1.6028 7 93 12 112 1.7029 4 86 10 100 1.6930 6 105 12 123 1.7031 5 111 14 130 1.6832 6 84 15 105 1.6633 4 95 12 111 1.6534 6 83 16 105 1.6335 7 77 15 99 1.6736 8 89 10 107 1.68

TOTAL 199 3256 389 3844 59.98 PROM ( seg.) 199 3256 389 3844 -

PROM ( min.) 3.32 min 54.26 min 6.48 min 64.06 min -

CUADRO DE RESUMEN:

   prom. Tiemp. Perf. efectiva/tal (min/tal) 4.14prom. Tiemp. Perf. /tal (min/tal) 4.695Long prom. Taladro (m) 1.67

ANÀLISIS DE VOLADURA

RESUMEN:

  Nª de taladros gr/taladro TOTAL gr/taladroALIVIOS 3 750 22501ra AYUDA 4 750 30002da AYUDA 4 700 28003ra AYUDA 6 600 3600AYUDA DE CORONA 2 500 1000HASTIALES 4 400 1600CORONA 5 300 1500ARRASTRE 5 700 3500

19250TOTAL 36 4700 22.868 KgPROMEDIO - 587.5 -

PARAMETROS TÈCNICOS

1.- EFICIENCIA DE DISPARO (Ef Disp)

Ef.Av=92.7%

2.- VOLUMEN ROTO

Vr=7.618 m3

3.- TONELAJE ROTO

Tr=20.5686 Ton

4.- FACTOR DE CARGA

FP=3.002 Kg/m3

5.- RENDIMIENTO DE LA PERFORADORA (RP)

RP=12.78 Tal/hr

6.- TIEMPO MUERTO DE PERFORACIÒN (TMP)

TMP=19.28 min

7.- VELOCIDAD DE PERFORACIÒN (VP)

VP=0.4032 m/min

8.- PRODUCCION POR TALADROprod / tal=Ton . .roto /n° tal

Prod. Por taladro= 20.5686 TM / 36 tal.

TM/disparo = 0.57135 Ton/Tal

9.- FACTOR DE AVANCE (FA/m)FA /m= ki log ramosde exp losivo

longituddeperforacionFA/m= 22.868kg/1.67m= 13.6934 kg/m-lineal

10.- FACTOR DE POTENCIA (FP)FP= ki log ramosde exp losivo

volumeninsitu×densidaddelmaterial

FP= 22.868kg/7.618m3x 2.7 ton/m3= 1.11 kg/ton

1.2. PERFORACION EN TAJOS:

TJ 700-W

MINA BIENAVENTU

RADAEQUIPO DE LIMPIEZA SCOOP MOD.

WAGNER -

LABOR TJ 700-W

EQUIPO DE PERFORACION

STOPER -

NIVEL 4430

LONG. DE PERFORACION EFECTIVA

2.30 m5.48'

SECCION

Nª DE TALADROS (PERFORADOS)

104 -

MATERIAL MINERAL

Nª DE TALADROS (ALIVIOS)

 - -

DENSIDAD DE MATERIAL (TM/m3) 3.0

DENSIDAD DEL EXPLOSIVO (Kg/m3)

900 -

TIPO DE ROCA RMR 50-60PIES PERFORADOS TOTALES -

CONTROL DE TIEMPOS DURANTE LA PERFORACION N° DE TALADROS PATERITO BARRENO DE

4'BARRENO DE

6'BARRENO DE

8'1 1'21" 1'32"  - - 2 1'10" 59" 1'15" 52"3 51" 1'29" 1'42" 1'33"4 1'12" 1'23" 1'38" 1'38"5 58" 1'00" 1'08" 48"6 54" 1'29" 40"  -7 1'37"  - -   -8 1'05 1'36" 1'25" 1'29"9 1'40" 42" 1'09" 45"

10 1'25" 1'32" 34" 42"11 56" 39" 43" 49"12 1'16" 1'28" 40" 40"13 1'40" 25" 30" 43"14 1'47" 51" 1'25" 46"15 52" 1'25" 34" 47"16 55" 31" 1'20" 1'36"17 1'19" 57" 46" 1'29"18 1'31" 1'29" 1'30" 45"19 1'05"  -  -  -20 1'09" 41" 48" 41"21 1'22" 1'22" 1'09" 1'42"22 1'43" 43" 1'49" 45"23 1'21" 1'21" 1'32" 48"24 59" 59" 1'08" 1'38"25 1'22" 1'20" 1'43" 55"26 1'23" 1'25" 1'04" 46"

TIEMPO 31'45" 26'20" 25'12" 22'30"TIEMPO TOTAL 1H 48'17" -

TIEMPO PROMEDIO

- 1'08''

1. HALLANDO LA ALTURA DE CORTE: (h)

. h = 2.30 m sen 70º sen 90º

h = 2.16 m h 2.30 m

70°

PARAMETROS TÉCNICOS:

HALLANDO PIES PERFORADOS DE 8’:

Pp = Nº de taladros x Longitud de taladro

Pp = 104 x 7.54 ft

Pp = 784.16 pies / disparo

AREA= ANCHO DE MINADO X LONGITUD DE PEREFORACION

AREA = 6.50m X 12.80m

AREA = 83.20 m2

HALLANDO VOLUMEN ROTO / DISPARO CON 8’:

VOLUMEN = AREA X ALTURA DE CORTE REALVOLUMEN = 83.20m2 X 2.16mVOLUMEN = 179.712 m3

HALLANDO TONELAJE ROTO / DISPARO:

T = V x p.e mineral

V = 179.712 m³ x 3.0 TMS/ m³

T = 539.136 TM TOTAL DE EXPLOSIVO UTILIZADO 65 %:

Texp = Nº cartuchos x peso de cada cartucho + Kg Anfo

Texp = 161.40 Kg / disparo

HALLANDO FACTOR DE CARGA:

Fc = 1.55 Kg / taladro

HALLANDO FACTOR DE POTENCIA:

Fp = 0.299 Kg / TM

2. CALCULO DEL BURDEN PARA TJ 700 SEGÚN KONYA:

Fc=Total de explosivo utilizadoNº de taladros

Fc=161 .40 Kg104 taladros

Fp=Total de explosivo utilizadoTonelaje roto / disparo

Fp=161.40 Kg539.136 TM

B=0.012( 2∗SGeSGr

+1.5)De

DONDE:

B: Burden (m)

SGe: Densidad del explosivo (gr/cm3)

SGr: Densiad de la roca (gr/cm3)

De: Diametro del explosivo (mm)

B=0.012( 2∗0.8503.0

+1.5)31.5

B = 0.7812m

SOSTENIMIENTO CON SPLIT SET POR GUARDIA:

CONTROL DE TIEMPOS DURANTE LA PERFORACION ( SOSTENIMIENTO - SPLIT SET)

N° DE TALADROS PATERITO BARRENO DE 4' BARRENO DE 6' SPLIT SET

1 43" 31" 53" 32"2 47" 28" 31" 22"3 57" 27" 35" 20"4 1'10" 29" 37" 24"5 1'20" 30" 40" 26"6 1'15" 29" 45" 25"7 40" 29" 34" 22"8 1'36" 30" 32" 19"9 1'06" 25" 35" 12"10 39" 20" 39" 12"11 55" 25" 27" 10"12 47" 23" 39" 16"13 43" 30" 29" 10"14 32" 22" 31" 11"15 47" 21" 35" 14"16 50" 23" 30" 16"17 51" 25" 30" 20"18 48" 26" 32" 09"19 42" 28" 31" 16"

TIEMPO 17'12" 8'25" 12'20" 5'35"TIEMPO TOTAL 43'32"  

PERFORACIÓN: ACUMULACION DE TALADROSCONTROL DE TIEMPOS DURANTE LA PERFORACION

N° DE TALADROS

PATERITO BARRENO DE 4'

BARRENO DE 6'

BARRENO DE 8'

1 1'21" 1'32"  - - 2 1'10" 59" 1'15" 52"3 51" 1'29" 1'42" 1'33"4 1'12" 1'23" 1'38" 1'38"5 58" 1'00" 1'08" 48"6 54" 1'29" 40"  -7 1'37"  - -   -8 1'05 1'36" 1'25" 1'29"9 1'40" 42" 1'09" 45"10 1'25" 1'32" 34" 42"11 56" 39" 43" 49"12 1'16" 1'28" 40" 40"13 1'40" 25" 30" 43"14 1'47" 51" 1'25" 46"15 52" 1'25" 34" 47"16 55" 31" 1'20" 1'36"17 1'19" 57" 46" 1'29"

18 1'31" 1'29" 1'30" 45"19 1'05"  -  -  -20 1'09" 41" 48" 41"21 1'22" 1'22" 1'09" 1'42"22 1'43" 43" 1'49" 45"23 1'21" 1'21" 1'32" 48"24 59" 59" 1'08" 1'38"25 1'22" 1'20" 1'43" 55"26 1'23" 1'25" 1'04" 46"

TIEMPO 31'45" 26'20" 25'12" 22'30"TIEMPO TOTAL

1H 48'17"  

PARAMETROS DE CARGA:

BURDEN 0.80mESPACIAMIENTO 0.80mLONGITUD DE TALADRO 2.30mLONGITUD DE CARGA 1.70m

CARACTERISTICAS DE EXPLOSIVOSEMULSION (3000%) 104 Und.NITRATO(ANFO 150 kg

PARAMETROS TECNICOS

1. AREA= ANCHO DE MINADO X LONGITUD DE PEREFORACION

AREA = 6.50m X 12.80m

AREA = 83.20 m2

ALTURA DE CORTE REAL = 2.00m

2. VOLUMEN = AREA X ALTURA DE CORTE REALVOLUMEN = 83.20m2 X 2.00mVOLUMEN = 166.40 m3

3. TONELADAS ROTAS = 499.2 ton

4. CANTIDAD DE EXPLOSIVOS = 161.40 kg

5. FACTOR DE CARGA = 161.40Kg/166.40 m3 = 0.969kg/m3

6. FACTOR DE POTENCIA= 161.40/(166.40m3X3.00ton/m3) = 0.32 kg/ton

- CALCULO DE EFICIENCIAS EN EL USO DE EXPLOSIVOS.

PARÁMETROS TÉCNICOS:

Sección del Tajo 700: 6.50 x 12.80 mLongitud de barreno: 2.40mPromedio de longitud del taladro: 2.30mPeso específico de mineral: 3.0 TM/m3Factor de corrección geométrica: 0.9Eficiencia de disparo: 0.95Peso unitario de Emulnor de 3000: 0.109 kg

3. CALCULO DEL BURDEN PARA TJ 700 SEGÚN KONYA:

B=0.012( 2∗SGeSGr

+1.5)De

DONDE:

B: Burden (m)

SGe: Densidad del explosivo (gr/cm3)

SGr: Densiad de la roca (gr/cm3)

De: Diametro del explosivo (mm)

B=0.012( 2∗0.8503.0

+1.5)31.5

B = 0.7812m

4. HALLANDO LA ALTURA DE CORTE: (h)

. h = 2.30 m sen 70º sen 90º

h = 2.16 m h 2.30 m

70°

PARAMETROS TÉCNICOS:

VOLÚMEN ROTO POR DISPARO (VRT): TONELAJE ROTO POR DISPARO

axhxpxfcgxe VRT x Pe

Dónde:

Dónde:

a,h y p: ancho, altura y profundidad de frente Pe: Peso específico de mineralfcg: Factor de corrección geométricae: Eficiencia de disparo TRT= 163.61x3.0

TRT= 490.838 TnVRT= 6.50x12.80x2.30x0.9x0.95VRT= 163.61 m3

EXPLOSIVOS UTILIZADOS:

FANEL CANTIDADFANEL N° 1 9FANEL N° 3 9FANEL N° 4 9FANEL N° 5 9FANEL N° 6 9FANEL N° 8 8FANEL N° 9 8FANEL N° 10 8FANEL N° 11 7FANEL N° 12 7FANEL N° 13 7

FANEL N° 14 5FANEL N° 15 9

TOTAL 104

- ANFO: 88 kg.

- EMULNOR DE 3000= 68 cartuchos ----- 68 x 0.109 = 7.40

TOTAL = 95.40 kg

- PENTACORD = 45 metros

ACCESORIOS- CARMEX= 2 und

- MECHA RAPIDA = 2 metros

1.3. PERFORACION EN CHIMENEA

MINA BIENAVENTU

RADAEQUIPO DE LIMPIEZA PALA

NEUMATICA -

LABOR Ch - 901

EQUIPO DE PERFORACION

JACK LEG -NIVEL LONG. DE PERFORACION

EFECTIVA1.69 m

SECCION1.20 X 1.20 (4’

X 4’)

Nª DE TALADROS (PERFORADOS)

24 -

MATERIAL MINERAL

Nª DE TALADROS (ALIVIOS)

 - -

DENSIDAD DE MATERIAL (TM/m3) 3.0

DENSIDAD DEL EXPLOSIVO (Kg/m3)

900 -

TIPO DE ROCA RMR 50-60PIES PERFORADOS TOTALES -

- Tiempo total efectivo de perforación = 76.2 min

- Promedio de tiempo efectivo de perforación = 2.83 min

- Tiempo total de perforación = 83 min

- Promedio de tiempo total de perforación = 3.07 min

- Longitud promedio de perforación = 1.69 m

- Avance real / disparo = 1.50 m

EXPLOSIVOS CANTIDAD PESOEmulnor de 3000

24 Cartuchos 0.109kg x 24 = 2.61kg

Anfo 18 kg 18kgTOTAL 20.61kg

ACCESORIOS Carmex de 7 ft 24undMecha rapida 10 m

PARAMETROS TECNICOS

1. VELOCIDAD DE PENETRACIÓN (VP)

N° DE TALADROS PATERITO BARRENO DE 4' BARRENO DE 6'1 55" 43" 1'25" 2 59" 59" 1'08"3 51" 1'25" 1'09"4 1'22"  30” 1'30"5 1'00" 58" 1'08"6 54" 1'32" 48"7 1'37" 57"   1'25"8 1'05 1'36" 1'20"9 1'25" 42" -10 1'09" 1'32" 34"11 56" 39" 43"12 1'16" 1'28" 40"13 1'40" 25" 30"14 1'47" 51" 1'40"15 52" 1'29" 34"16 1'15" 31" -17 1'19" - 46"18 1'31" 1'29" 1'38"19 1'21" 1'23"  40”20 1'09" 41" 40"21 1'12" 1'22" 1'42"22 1'43" 1'29" 1'49"23 1'21" 1'21" 1'32"24 1'10" 59" 1'05"

TIEMPO 30’08” 25’03” 24”05”

VP= Longitud perforado /taladroTiempo efectivo de perforación / taladro

VP=1. 69 metro / taladro1. 30 min/ taladro

2. VOLUMEN ROTO POR DISPARO (VR/disparo)

VR /disparo=Seccion×LongituddelTaladroVR /disparo=1 .44 m2×1.69 m .

3. TONELAJE ROTO POR DISPARO (TM/disparo)

TM /disparo=Volumen roto por disparo×pe min eral

TM/disparo = 2.43m3 x 3.00TM/m3

4. PRODUCCION POR TALADRO

prod / tal=Ton . .roto /n° tal

Prod. Por taladro= 7.30 TM / 24 tal

5. RENDIMENTO DE PERFORACION

RP= Tiempo de Operación /horaTiempo real de perforación/ taladro

RP=76 .3/hora83 /tal .

VP = 1.3 mts./min.= 4.265pies/min.

VR/disparo = 2.43 m3

TM/disparo = 7.30 TM.

RP = 0.91 tal/hora.

TM/disparo = 0.3042 Ton/Tal

6. PIES PERFORADOS (PP)

PP=Longitud perforado / tal .×Nº de taladros perforadosPP = 1.69 m/tal x 24 tal/guardia

7. EFICIENCIA OPERATIVA DE PERFORACION EFECTIVA (%EPE)

% EPE=Tiempo efectivo de perforación tan daTiempo real de perforación

×100%

% EPE=76 .3 min83min

×100 %

8. FACTOR DE AVANCE (FA/m)

FA /m= ki log ramosde exp losivoavancereal

FA/m= 20.61kg/1.50 m= 13.74 kg/m-lineal

9. FACTOR DE CARGA (FC)

FC= ki log ramosde exp losivoN ° taladrosc arg ados

FC= 20.61 kg/ 21 tal= 0.98 kg/tal

10. EFICIENCIA DEL DISPARO (%ED)

% ED= Avance lineal /disparoLongitud perforado /taladro

×100 %

% ED= 1 .50 mts .1 .69m / tal

×100%

3. LIMPIEZA Y TRANSPORTE DE MINERAL

En la presente semana mi trabajo consistió en realizar un seguimiento

minucioso de todo el proceso Limpieza y Transporte de Mineral proceso que

PP = 40.56 pies/disparo

%EPE = 91 %

%ED = 88.7 %

tiene como finalidad la extracción de mineral de la labor hacia los echaderos ,

de la misma manera se llevó a cabo un control de tiempos, con el objetivo de

poder realizar algunos cálculos. Y finamente representarlos mediantes controles

estadísticos.

a.- ACARREO CON PALA NEUMATICA: CONTROL DE EFICIENCIA - PALA NEUMATICA  

 TIEMPO EN MINUTOSN°

carroHORA 

numero de

palas/carro 

llenado/carr

o

carro accionado por pala y

retorno al frente

desplazamie

nto carro

lleno a mano

Retorno con

carro nuevo a

frent

cambio

carro lleno / vacio

T / CICL

O

T. muerto

suma de

TT/ciclo

retorno

convoy de 7 carros vacíos

Observacion

1° comboy

e

1

inicio

9.10 - fin 11.50

13 4.60 0.25 0.60 0.50 1.20 7.15 2.00 9.15

20.00

atado maguera de aire

2 12 4.60 0.20 1.00 0.60 0.80 7.20 0.00 7.20  

3 12 4.00 0.18 0.60 0.50 0.90 6.18 1.00 7.18descarrila

miento carro

4 13 3.50 0.30 0.70 0.45 1.10 6.00 0.00 6.00  5 13 3.80 0.20 0.60 0.60 0.90 6.10 0.00 6.10  6 14 4.55 0.15 0.50 0.45 0.80 6.45 7.00 13.45 cambio de

carro7 12 3.70 0.15 0.60 0.65 0.78 5.88 0.00 5.88  2°

comboy

           

8 13 3.80 0.25 0.85 0.55 0.85 6.30 0.00 6.30

25.00

 9 13 3.70 0.30 0.60 0.50 1.00 6.10 0.00 6.10  10 13 4.50 0.18 0.70 0.60 1.20 7.18  0.0

0 7.18  

11 12 4.60 0.28 0.80 0.40 0.88 6.96 5.00 11.96picar piso

y redesate

12 13 3.50 0.30 0.70 0.45 0.90 5.80 7.00 12.80 maniobra cabio de

carro13 13 4.00 0.20 0.65 0.60 0.87 6.32  0.0

0 6.32  

14 12 4.20 0.15 0.50 0.70 0.85 6.40 3.20 9.60

palear material que no puede

recoger pala

total   182 57.

05 3.09 9.4 7.55 13.03 90.02

25.2

115.22    

promed

io  12.

54.075 0.22

0.6714285

70.53

0.9307142

86.43        

RESUMEN- Tiempo de carguío a carro minero = 4.08 min

- Tiempo de desplazamiento de un carro lleno hasta cambio =1.42min

- Tiempo de desplazamiento de carro vacío hasta frente de carga = 0.93min

- Tiempo promedio ciclo = 6.43 min

- Tiempo de

carguío al

primer

convoy de 7

carros

=44.96 min

ESPECIFICAIONES TECNICAS DE LA PALA EIMCO 12B

Capacidad nominal de pala (m3). 0.14Motor de tracción (hp) 8.7Motor de cuchara (hp) 9.8Velocidad de marcha (m/min.) 60Factor de llenado de la pala 78%ESPECIFICAIONES TECNICAS DEL CARRO MINERO Capacidad nominal del carro (CNP) 1 m3Factor de llenado al carro (fll) 85%Factor de esponjamiento (fe) 1.5

- Tiempo de carguío al segundo convoy de 7 carros = 45.06 min

1.- TIEMPO PROMEDIO CARGA Y DESCARGA CUCHARA

TCPD= T1= 4.08min / 12.5= 0.33

T2 = duración promedio de cambio de carro lleno por vacío = 0.93 min

T3 = transporte convoy con carga, vaciado y transporte de regreso vacío del

convoy = 22.50 min.

2.- CAPACIDAD REAL DEL CARRO

CRC= (CTC * FLL)/Fe ; m3CRC= (1m3* 0.85)/1.30CRC= 0.63 m3

3.- CAPACIDAD REAL DE LA PALA

CRP= (CTP*FLL)/Fe CRP= (0.14m3*0.78)/1.30CRP= 0.084 m3

4.-TIEMPO DE CARGA DE CADA CARRO

T. carro = ((CRC/CRP)*T1) + T2T. carro = ((0.63m3/0.084 m3)*0.38min) + 0.93minT. carro = 3.78 min

5.- TIEMPO DE CARGA, TRASPORTE Y DESCARGA DEL CONVOY

T. Convoy = T. carro * n +T3 ;T. convoy = 3.78min * 7 + 22.50 minTcomboy = 48.96min

6.-COMBOY TRANSPORTADO POR HORA

Convoy / hora = (60 / T. convoy) * u 60 = minutos / horau= factor de utilización de la pala considerando los tiempos muertos por

chequeos, instalación de la línea riel, descansos, viaje del convoy, etc. Oscila

TPCD¿ tiempo de llenado por carronumerode palas para llenar un carro = T1

entre 0.5 a 0.85

Convoy / hora=(60 min / 48.96min)* 0.75Convoy / hora= 0.91

7.-COMBOY TRANSPORTADO POR GUARDIA

Convoy / Guardia = Convoy / hora * TETE= trabajo efectivo de la pala; horasConvoy / guardia = 0.91 * 2.00Convoy / guardia = 1.82 2. un convoy 1/2

8.-TONELAJE TRANSPORTADO POR HORA

Ton / hora = CRC * pe * convoy / hora * npe= peso específico del material; adimensionaln= número de carrosTon / hora= 0.63 m3* 3ton/m3 * 0.91 *7 = 12.00 ton

9.- TONELAJE TRANSPORTADO POR GUARDIA

Ton/g.día= ton/hora*TETon/gdia= 12.00 ton* 2.00Ton/gdia= 24.00 ton.

b.- LIMPIEZA CON SCOOPTRAM

Equipo: Scooptrams modelo JS 100

Características: Capacidad:

Registro : DRP STP 0790

Marca : WAGNER

Motor : (Marca: CATERPILLAR, Modelo: 3406-TA, Potencia: HP)

Para la realización de los cálculos tomaremos como base un día de la muestra

tomada, los otros cálculos serán similares a los mostrados en el ejemplo.

a.- CALCULO DE LA DISPONIBILIDAD MECANICA DEL EQUIPO:

- Datos tomados en el Tj 700 - W y Tj 821

Hrs Programadas 9.50 hrs

Mantto Prev. 0.00 hrsRep. Mec/Elec. 0.50 hrsDem. Oper. 0.66 hrsOtras Demoras 0.30 hrsHrs Operc. 8.04 hrsDem. Fijas 2.38 hrs

            

  

Hrs.Disponibles 9.00

Hrs. de Operación 8.04

Hrs. Trabajadas 5.66

Disponibilidad Mecánica 94.74%

Disponibilidad de Equipo 84.63%

Utilidad Efectiva 59.58%

% de Utilidad 62.89%

Disp. Mec. % Disp. Equipo %

Util. Efectiva %

% Utilidad0.00%

10.00%

20.00%

30.00%

40.00%

50.00%

60.00%

70.00%

80.00%

90.00%

100.00%94.74%

84.63%

59.58% 62.89%

08 de febrero

RESUMEN DE CALCULOS

DIADISPONIBILIDAD UTILIDAD

MECANICA % EQUIPO% EFECTIVA %% UTILIDAD

07-freb 100 78.74 53.68 53.6808-feb 94.74 84.63 59.58 62.8909-feb 100 79.79 54.74 54.7410-feb 97.37 86.84 61.79 63.4612-mar 98.95 87.37 62.32 62.9813-mar 98.11 84.42 59.37 60.52

PROM. 98.195 83.63 58.58 59.71

07-freb 08-feb 09-feb 10-feb 12-mar 13-mar0

10

20

30

40

50

60

70

80

90

100

GRAFICO DE DISPONIBILIDAD Y UTILIZACION

Disp. Mec. %Disp. Equipo %Util. Efectiva %% Utilidad

%

07-freb 08-feb 09-feb 10-feb 12-mar 13-mar0

20

40

60

80

100

120

LINEAS DE DISPONIBILIDAD Y UTIL-IDAD

Disp. Mec. %Disp. Equipo %Util. Efectiva %% Utilidad

%

Disp. Mec. % Disp. Equipo % Util. Efectiva % % Utilidad0.000

10.000

20.000

30.000

40.000

50.00060.000

70.000

80.000

90.000100.000

PROMEDIO DE DISPONIBILIDAD Y UTILIDAD

PROMEDIO

%

CAPACIDAD REAL DE CUCHARA DEL SCOOPTRAM

DS = Densidad SueltaDB = Densidad In-SituDS = DB  

  1+%F. E.  

DS= 2.592DB= 3.63

F.E = 40.05%F.E.= 1.40

CRC= (VOLUMEN CUCHARA* P.E.* F.LL)/ F.E. ,TON

CRC= Capacidad Real de Cuchara

P.E.= Peso especifico del mineral

F.LL.= Factor de Llenado

F.E.= Factor de Esponjamiento

P.E.= 3.63 Ton/m3F.LL. = 0.85F.E.= 1.4VOL = 6.12 m3

CRC=13.49 Ton

RENDIMIENTO DEL SCOOPTRAM

PUNTO DE CUCHAREO: frente 70- 2400PUNTO DE DESCARGA : tajo 70- 2300

DISTANCIA 100 mVelocidad con carga 97.09 m/minVelocidad sin carga 117.65 m/minTiempo de cuchareo 1.55 mintiempo de descarga 0.583 mintiempo de transporte con carga 1.03 minTiempo de transporte sin carga 0.85 minCICLO 4.013 min/viaje

Viajes por Hora 14.95ciclos/hora

Produccion por Hora = CRC* NV/Hora*DF

CRC = Capacidad Real de Cuxchara

NV/Hora = Numero de viajes por Hora

DF = Disponibilidad Fisica

Produccion por Hora = 13.49*14.95*(5.5 horas/7.5 horas) *

Produccion por Hora = 147.89 Ton/ Hora

Para una distancia de 100 metros se procuce 147.89 toneladas por hora.

c.- CONTROL DE LOCOMOTORA

- Tarea realizada de la GL 856 al echadero de mineral 127 del NV 4480 (promedio)

4. CRITERIOS DE DISEÑO

4.1.-DISEÑO DEL DISPARO:

Esquema de la malla de perforación

4.1.2. CÀLCULO DEL NÙMERO DE TALADROS:

FORMULA EMPIRICA:

DONDE:S=Àrea de la Secciòn

Nº TAL.=24

FORMULA PRÀCTICA

DONDE:

N° VIAJ

E

HORA SALIDA-LLEGADA

TIEMPO VIAJE

TIEMPO HECHADO PARRILLA

N° CARR

OS1 9:15–10:05 50 min. 9min. 20seg. 72 10:17-10:51 34 min. 8min. 15seg. 73 10:59-11:40 41 min. 15min. 45seg. 74 1:10-2:00 50 min. 7min. 35seg. 75 2:10-3:05 55 min. 8min. 17seg. 76 3:10-3:55 45 min. 9min. 14seg. 77 4:08-4:45 37 min. 6min. 20seg. 5

TOTAL

47

P= Perimetro de la Seccion

E= Distancia entre los taladros de la seccion por m2

Factores

0.40-0.55 para roca dura0.60-0.65 para roca semi dura0.70-0.75 para roca fragilK= Dimension de la seccion en m2

Factores2.0-2.5 para roca dura1.5-1.7 para roca semi dura1.0-1.2 para roca blandaS= Area de la seccion=A*H(pi+8)/12

Nª TAL. = 46

CÀLCULO PROMEDIO DEL Nº DE TALADROS:

PROMEDIO = (24+46)/2= 35 Taladros

DISTRIBUCION DE TALADROS VISTA DE FRENTE

DISTRIBUCION DE TALADROS VISTA DE PERFIL

4.1.3. CÀLCULO DE BURDEN SEGÚN KONYA:

DONDE:B: Burden (m)SGe: Densidad del explosivo (gr/cm3)SGr: Densiad de la roca (gr/cm3)De: Diametro del explosivo (mm)

B = 0.12m

4.1.4.- CÀLCULO DEL ANCHO DE APERTURA (a,H)

a=0.354m

H=0.31m

5. EVALUACION GEOMECANICA DEL TERRENO

- GEOMECANICA DE LA VETA BIENAVENTURADA

6.

5.1. EVALUACION GEOMECANICA: RESISTENCIA AL MARTILLO SHMITD (TJ 700 – NV 4430)

Hoja de Cálculo para rebotes con el Martillo tipo LAngulo de Prueba = -90°

Densidad 2.55 Tn/m3 = 25KN/m3

Rebote Densidad tn/m3 Densidad kN/m3 Fatt. Conv.Resistencia(Mpa

)46 3.00 29.42 2.20 158.8336 3.00 29.42 1.94 87.5030 3.00 29.42 1.79 61.1938 3.00 29.42 1.99 98.5828 3.00 29.42 1.73 54.3146 3.00 29.42 2.20 158.8330 3.00 29.42 1.79 61.1930 3.00 29.42 1.79 61.1930 3.00 29.42 1.79 61.1942 3.00 29.42 2.10 125.1332 3.00 29.42 1.84 68.9442 3.00 29.42 2.10 125.1330 3.00 29.42 1.79 61.1924 3.00 29.42 1.63 42.7932 3.00 29.42 1.84 68.9430 3.00 29.42 1.79 61.1934 3.00 29.42 1.89 77.6722 3.00 29.42 1.58 37.9828 3.00 29.42 1.73 54.3138 3.00 29.42 1.99 98.5842 3.00 29.42 2.10 125.1338 3.00 29.42 1.99 98.5830 3.00 29.42 1.79 61.1942 3.00 29.42 2.10 125.1334 3.00 29.42 1.89 77.6732 3.00 29.42 1.84 68.9432 3.00 29.42 1.84 68.9428 3.00 29.42 1.73 54.3130 3.00 29.42 1.79 61.1930 3.00 29.42 1.79 61.1942 3.00 29.42 2.10 125.1340 3.00 29.42 2.05 111.0724 3.00 29.42 1.63 42.7934 3.00 29.42 1.89 77.6726 3.00 29.42 1.68 48.2144 3.00 29.42 2.15 140.97

34 3.00 29.42 1.89 77.6730 3.00 29.42 1.79 61.1928 3.00 29.42 1.73 54.3124 3.00 29.42 1.63 42.7930 3.00 29.42 1.79 61.1942 3.00 29.42 2.10 125.1338 3.00 29.42 1.99 98.5826 3.00 29.42 1.68 48.2134 3.00 29.42 1.89 77.6730 3.00 29.42 1.79 61.1926 3.00 29.42 1.68 48.2140 3.00 29.42 2.05 111.0728 3.00 29.42 1.73 54.3124 3.00 29.42 1.63 42.7954 3.00 29.42 2.41 255.8834 3.00 29.42 1.89 77.6736 3.00 29.42 1.94 87.5042 3.00 29.42 2.10 125.1325 3.00 29.42 1.66 45.4220 3.00 29.42 1.53 33.7126 3.00 29.42 1.68 48.2128 3.00 29.42 1.73 54.3132 3.00 29.42 1.84 68.9430 3.00 29.42 1.79 61.1930 3.00 29.42 1.79 61.1926 3.00 29.42 1.68 48.2130 3.00 29.42 1.79 61.1938 3.00 29.42 1.99 98.5834 3.00 29.42 1.89 77.6744 3.00 29.42 2.15 140.9744 3.00 29.42 2.15 140.9726 3.00 29.42 1.68 48.2140 3.00 29.42 2.05 111.0730 3.00 29.42 1.79 61.1936 3.00 29.42 1.94 87.5034 3.00 29.42 1.89 77.6724 3.00 29.42 1.63 42.7930 3.00 29.42 1.79 61.1920 3.00 29.42 1.53 33.7132 3.00 29.42 1.84 68.9424 3.00 29.42 1.63 42.7932 3.00 29.42 1.84 68.9426 3.00 29.42 1.68 48.2144 3.00 29.42 2.15 140.9732 3.00 29.42 1.84 68.9422 3.00 29.42 1.58 37.9844 3.00 29.42 2.15 140.9732 3.00 29.42 1.84 68.9450 3.00 29.42 2.30 201.5942 3.00 29.42 2.10 125.13

42 3.00 29.42 2.10 125.1348 3.00 29.42 2.25 178.9430 3.00 29.42 1.79 61.1944 3.00 29.42 2.15 140.9734 3.00 29.42 1.89 77.6738 3.00 29.42 1.99 98.5838 3.00 29.42 1.99 98.5846 3.00 29.42 2.20 158.8350 3.00 29.42 2.30 201.5930 3.00 29.42 1.79 61.1922 3.00 29.42 1.58 37.9830 3.00 29.42 1.79 61.1936 3.00 29.42 1.94 87.5038 3.00 29.42 1.99 98.5846 3.00 29.42 2.20 158.8342 3.00 29.42 2.10 125.1344 3.00 29.42 2.15 140.9728 3.00 29.42 1.73 54.3126 3.00 29.42 1.68 48.2130 3.00 29.42 1.79 61.1924 3.00 29.42 1.63 42.7936 3.00 29.42 1.94 87.5040 3.00 29.42 2.05 111.07

85.12

PARAMETROS TOMADOS:

2.55Tn/m3 = 0.101971621*25KN/m3Log dc = 0.00088 * d * R + 1.012.75Tn/m3 = 0.101971621*25KN/m3Log dc = 0.00088 * d * R + 1.01d = Densidad de la Roca en KN/m3R = Rebote en el Martillo de Schmidt

Dirección de ensayo:

Por lo general esta dirección de ensayo

es el realizado en Logeo DiamantinoSolo se debe ingresar el dato del rebote y estecuadro calcula automáticamente la RCS

CAPÍTULO VCOSTOS EN OPERACIÓN MINA

A. COSTOS PERFORACIÓN Y VOLADURA

ELEMENTOS DE SEGURIDAD Unid

VIDA ÚTIL/DIA

PRECIO UNITARIO S/. TOTAL/DIA

Protector tipo sombrero pza 300 51.9130 0.1730Correa porta lámpara pza 300 15.9000 0.0530Botas de jebe par 180 71.4000 0.3960Ropa de agua pza 120 119.4000 0.9950Guantes de cuero par 25 12.9000 0.5160Anteojos malla pza 150 11.6500 0.0776Respirador c/ cartucho pza 300 69.0000 0.2300Mameluco pza 180 87.4500 0.4858Tapón auditivo par 90 4.2887 0.0475

MATERIALES Y HERRAMIENTASLampa pza 60 36.0000 0.6000Pico pza 60 37.4544 0.6242Combo de 6lbs pza 65 3.0600 0.4625Llave Stilson de 14" pza 200 136.0000 0.6800Llave Stilson de 16" pza 200 290.0000 1.4500Cargador de anfo pza 200 180.0000 0.9000Manguera de aire 1" mts 10.4970Manguera de agua 1/2" mts 5.4425Barreno 4 ft pza 249.8633Barreno 6 ft pza 278.9141Barreno 8 ft pza 276.2967Broca 38 pza 65.0600Broca 41 pza 57.2240Aceite Rood Drill 100 gln 24.0800ANFO (Examon) kg 4.1400Emulnor 3000 cart 0.7972Emulnor 1000 cart 0.8164Carmex jgo 3.1308Mecha rápida mts 1.5563

IMPLEMENTOS DE SEGURIDAD

MAESTRO PERT.

AYUDANTE

SUPERVISOR

ING. JEFE DE GDA

Protector tipo sombrero 0.173 0.173 0.173 0.173

Botas de jebe 0.396 0.396 0.396 0.396Ropa de agua 0.995 0.995Guantes de cuero 0.516 0.516 0.516 0.516Anteojos 0.0776 0.0776 0.0776 0.0776Respirador c/ cartucho 0.2300 0.2300 0.2300 0.2300Mameluco 0.4858 0.4858 0.4858 0.4858Tapón auditivo 0.0475 0.0475 0.0475 0.0475

2.9209 2.9209 1.9259 1.9259

HERRAMIENTASLampa 0.6000Pico 0.6242Combo de 6lbs 0.4625Llave Stilson de 14" 0.6800Llave Stilson de 16" 1.4500Cargador de anfo 0.9000

4.7167Total 10.5585 2.9209 1.9259 1.9259

1.- COSTO POR MANO DE OBRA

Personals/./tarea Total/tarea Incidencia (%)

Total (s/)

Maestros Pert. 45.0000 45.0000 100.0 45.00001 Ayudante 43.0000 43.0000 100.0 43.00001 supervisor 50.0000 50.0000 100.0 50.00001 Ing. jefe de gda 150.000 150.000 0.125 18.7500

156.750

B.S= 83%130.102

5286.852

5

2.- COSTO POR IMPLEMENTOS DE SEGURIDAD Y HERRAMIENTAS

Personal s/./tareaTotal/tarea Incidencia % Total s/.

Maestros Pert. 10.5585 10.5585 100 10.55851 Ayudante 2.9209 2.9209 100 2.92091 supervisor 1.9259 1.9259 100 1.92591 Ing. jefe de gda 1.9259 1.9259 0.125 0.2407

15.6460

Luego Costo/m = s/. 15.6460/1.69m-avance = s/.9.257/m.

3.- COSTO POR PERFORACIÓN

Comprenden los costos por: Uso de las maquinas perforadotas. Barrenos y brocas. Mangueras y conexiones. Lubricantes.

A) MAQUINA PERFORADORA

- COSTO DE LA MÁQUINA s/.11130.00- VIDA ÚTIL 80 000 pies- TASA DE INTERÉS ANUAL 17 %- REPARACIONES 70 %

LA DEPRECIACIÓN = s/.11130.00/ 80 000 pies = 0.139125 s. / pie

EL INTERÉS = (s/.11130.00X 0.17) / 80 000 pies = 0.02365 s/. / Pie.

REPARACIONES = (s/.11130.00X 0.70) / 80 000 pies = 0.19875 s/. / pie.

COSTO TOTAL = s/. 0.361525 / pie.

La máquina perfora 27 taladros de 1.69m de longitud de.

(27 tal)*(5.544pies/tal)*(s/. 0.361525/pie)

= s/. 54.0769

Luego costo/ metro = s/. 54.0769/1.69m. = s/ 31.998/metro.

B) LUBRICANTES

Cada máquina consume por guardia 1/8 de galón a 24.08 soles/gal

(2*0.125gal)*(s/ 24.08/gal) = s/ 6.020

Luego el costo/metro = s/ 6.02/1.69m. = s/. 3.56/ m

C) MANGUERAS.

Mangueras de jebe y lona para aire comprimido y agua cada una de 25 metros.

1” de diámetro: (s/ 10.4970/m)*(25m) = s/ 262.425½” de diámetro: (s/ 5.4425/m)*(25m) = s/ 136.025 S/. 398.4875 Total: s/ 398.4875

La vida útil de estos bienes son 5 meses (125 días)El avance en 125 días es 200 metros con un avance promedio de 1.59m/ disparo

Luego el costo para el juego es:

Costo/metro = s/ 398.4875/ 200mCosto/metro = s/ 1.992/m

D) BARRENOS Y BROCAS.

D.1) Barrenos.

Cada taladro de 1.69m se perfora con un juego de 4ft y 6ft que cuestan s/249.9633 y 278.9141 respectivamente.= 528.8774

Vida útil del barreno es 900 pies.

Luego el costo por pie perforado es:Costo/pie = (s/528.8774)/(1800 pies) = s/ 0.29/pie

Longitud total que perfora un juego/ guardia

(27tal/gda)*(5.544pie/tal) = s/ 149.58pies

Que representa un gasto por juego de:

(149.58pies)*(s/ 0.29/pie) = s/ 43.3782

D.2) Brocas.

Cada taladro se perfora con brocas de 41mm y 38mm. Que cuestan s/ 57.2240y s/ 65.0600 respectivamente

Vida útil de cada broca es 500 pies

Luego el costo por pie perforado es:Costo/pie = (s/.57.2240 + s/ 65.0600) / (2*500 pies) = s/ 0.1222/pie

Longitud total que perfora un juego/ guardia

(27tal/gda)*(5.544pie/tal) = s/ 149.58pies

Que representa un gasto por juego de:

(s/ 149.58pies)*( s/ 0.1222/pie) = s/ 18.278

Luego el costo por metro perforado es:Long perf.=1.69m

Costo/metro = s/ 18.278/1.69m=10.815

4.- COSTO POR MATERIALES DE VOLADURA.

En promedio se usa 24 cartuchos de Emulnor de 3000, 20 kilos de ANFO (Examón) 24 juegos de Mecha Ensamblada (Carmex) y 10 metros de Mecha Rápida por disparo.

MAT. VOLADURA Und. cantidad Peso/und.ANFO (Examon) kg 20 4.1400Emulnor 3000 cart 24 0.7972Carmex jgo 24 3.1308Mecha rápida mts 10 1.5563

Emulnor 3000 : (24cart)*(s/ 0.7972/cart) = s/ 19.1328

ANFO : (20 kg)*(s/ 4.1400/kg) = s/ 82.80

Carmex : (24 jgo)*(s/ 3.1308/jgo) = s/ 75.1392

M. Rápida: (10mts)*(s/ 1.5563/m) = s/ 15.563

Total = s/192.635

Costo/metro = s/ 113.985

5.- RESUMEN DE COSTOS

SOLES/METROMano de obra 286.8525Implementos de seguridad y herramientas 9.257Costo por perforación 31.998Costo por lubricantes 3.56Costo por mangueras 1.992Costo por barrenos 43.3782Costo por brocas 10.815Costo por materiales de voladura 192.635

Total costos directos 580.4877

CONCLUSIONES

Durante la semana de controles en la labor BP-359, la limpieza de la

carga tomo mucho tiempo por la falta de carros...

De acuerdo al factor de potencia calculado en el tajo-700, la cantidad de

explosivos por tonelada métrica tiene cierto exceso respecto al estándar

y sería bueno tener en consideración. De 0.3 kg/TM a 0.47 kg/TM.

Hay labores donde el proceso de desatado de rocas lo hicieron de una

manera insegura y con las herramientas no adecuadas.

El avance de perforación en los frentes, donde se hizo el control de

tiempos tuvo un promedio de 1.20m de avance.

La eficiencia de perforación de cada labor controlada tiene un promedio

de 95% de eficiencia.

También se noto que hay cierto déficit en la distribución de explosivos.

RECOMENDACIONES

Se necesita hacer un buen mantenimiento a los scoop ya que en la toma de

muestras la utilidad y rendimiento del equipo disminuye por fallas mecánicas.

Siempre es bueno mantener el orden y la limpieza de las las vías de galerías,

sub niveles, porque influye en el rendimiento que tienen o que podrían tener

los equipos de acarreo.

También es bueno tener un buen control en la distribución de los explosivos

asi reducimos gastos innecesarios.

Es bueno reducir los tiempos muertos para poder concluir sin problemas con

el ciclo de minado y asi evitar apuros que nos conlleva a cometer actos y

condiciones sub-estándares.

El rellenado de herramientas de gestión se debe de hacer en su momento,

después de haber hecho la inspección de la labor.

De acuerdo a las observaciones realizadas podemos afirmar que es

posible elevar nuestra producción, con el mismo personal obrero en mina,

Como? : Elevando su productividad, de esta forma se crearan los

mecanismos para elevar el número de taladros perforados por tarea.

ANEXOS

BY-PASS 359

ACCESO INSTALACION MANGAREGADO

LIMPIEZA CON PALA

TAJO-700

OTROS

OTROS

ACCESO ACUMULACION DE TALADROSLIMPIEZA CON SCOOP

ESTACION CARG. BATERIASESTACION DE BARRETILLASPERFORADORA JACKLEG

ESTACION DE SALVATAJE POCKET N°1 ZONA MEDIA LOCOMOTORA CLAYTON

ESTACION DE MADERA RADIO BODEGA ZONA MEDIA

SOSTENIMIENTO

SPLIT SET- MALLA ELECTROSALDADA PERNOS HELICOIDALES CUADROS DE MADERA

PERFORACION-VOLADURA

DISEÑO DE MALLA

FRENTE CARGADOCARGUIO

LIMPIEZA DE TALADROS

EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS

PINTADO DE MALLA