VOLCAN CIA. MINERA U. E. A.

CERRO DE PASCO

INTRODUCCION

La minería en el Perú se va realizando desde la época antigua hasta la actualidad a medida del correr de los años la minería se moderniza y se crean

nuevos métodos de explotación o la perfección de ellos yendo de la mano con la seguridad e higiene

La minería es un gran campo donde uno no termina de aprender ni de conocer los secretos de la minería por eso se realizan diversos estudios alas

actividades realizadas en la explotación para poder encontrar las deficiencias y problemas que atrasen la explotación y producción del mineral .

En el presente informe da a conocer la toma de datos y el calculo de eficiencia de las maquinas que laboran en la mina , parámetros de

voladura ,ventilación , relleno hidráulico y cálculos de relleno detrítico .

I N D I C E

Pág.

DEDICATORIA

AGRADECIMIENTO

INTRODUCCION

CAPITULO I

1. GENERALIDADES :

1.1 .- Ubicación

1.2.- Accesibilidad

1.3.- Geografia .

1.4.-Clima

1.5.-

2.- ASPECTOS GEOLOGICOS:

2.1.- Geología general

2.2.-Comportamiento de la mineralización.

CAPITULO II :

1.- ACARREO Y TRANSPORTE

1.1.- Generalidades

1.2.- Variables del equipo.

1.3 .- Indices Operacionales.

1.4.- Capacidad del scoop.

1.5.-Calculos de acarreo y transporte

1.6.- Tareas del scoop.

1.7 .- Calculos del scoop.

1.8.- Resultados.

CAPITULO III

1.- SOSTENIMIENTO.

1.1.- Introducción.

1.2.- Modalidades de Sostenimiento.

1.3.-Técnicas de soporte interno.

1.3.1.- Pernos de Fricción “split set “.

1.3.2.- Colocación de split set y malla.

1.3.3.- Concreto Lanzado (shotcrete.).

A.- Objetivos.

B.- Herramientas.

C:-Riesgos

D.- Procedimientos.

E.-Calculo de campo

CAPITULO IV :

1.- PERFORACION Y VOLADURA.

1.1.- Generalidades

2.-Perforación

3.- Partes principales de una perforadora.

4.- Jumbo Hidráulico.

4.1.-Perforación de taladros en un frente.

5.- Voladura de rocas .

5.1.- Objetivo.

5.2.- Proceso de facturación.

6.- Propiedades de los explosivos utilizados en al cia minera.

6.1.- Peso de los explosivos.

6.2.-Accesorio de voladuras no eléctricas.

7.- Métodos de explotación usados.

7.1.- Metodo de explotación de corte y relleno.

7.2.- Condiciones de aplicación.

7.3.- Ventajas del método.

7.4.- Desventajas del método.

7.5.- Preparación.

7.6.-Burden y espaciamiento para los taladros de producción.

8.- Evaluación de la perforación y voladura de rocas.

8.1.- Diseño de voladura de un frente.

8.2.-

CAPITULO V :

1.-VENTILACION.

1.1.-Generalidades.

1.2.- Principios teóricos

1.3.- Tipos de ventilación.

1.4.-Selección de ventiladores para mina

1.5.- Calculo de caudal

1.6.-Clasificación de los ventiladores

1.7.- Característica de los ventiladores

1.8.- Circuitos de ventilación

2.- Trabajo de campo

2.1.-Requerimiento de aire

2.2.-Calculos en CUERPO NUEVO.

2.3.-Requerimiento de aire por el equipo diesel

2.4.- Requerimiento de aire para obtener una temperatura efectiva

2.5.-Requerimiento de aire por gases.

CAPITULO VI :

1.-RELLENO HIDRAULICO.

1.1.- Generalidades.

1.2.-Objetivos del relleno hidráulico

2 .- Preparación para el Relleno Hidráulico.

2.1.-Verificación del estado a rellenarse

2.2.- Preparando las barreras de madera.

2.3.-Preparación con barreras de carta.

2.4.-Instalaciones de tuberías

2.5.-Instalaciones de ultimas etapas.

2.6.-Drenaje.

2.7.-Dosificación del cemento.

CAPI T U LO I

1.-GENERALIDADES.

1.1.-UBICACIÓN

El yacimiento de Cerro de Pasco está localizado en el Perú central, al NE de la ciudad de Lima, en las estribaciones occidentales de la Cordillera Central

de los Andes Peruanos.

Políticamente se encuentra entre los distritos de Chaupimarca y Yana cancha, en la provincia de Cerro de Pasco, departamento de Pasco.

1.2.- ACCESIBILIDAD

Las vías de comunicación al yacimiento son:

Carretera Central: Lima Oroya-Cerro de Pasco, desarrollo de 315 Km.

Carretera afirmada: Lima-Canta-Cerro de Pasco, longitud de 410 Km.

Vía férrea: Lima-La Oroya-Cerro de Pasco.

1.3 GEOGRAFIA

Geográficamente se ubica entre las coordenadas 10o 42' de Latitud S,

y 76o 15' de Longitud W. La ubicación en coordenadas UTM es: 8'819,500 Norte y 363000 Este. La altitud media es de 4334 m sobre el nivel del mar

1.4 CLIMA.

Su clima generalmente es frío y seco, ya que esta situado en la región Puna con abundantes lluvias en los meses de invierno y con la presencia de hielo

o helada en los meses de verano.

Temperatura promedio de verano: 12 C

Temperatura promedio en invierno: 4 – 5

2.-ASPECTOS GEOLÓGICOS

2.1 GEOLOGIA GENERAL

La mina de Cerro de Pasco está conformada por un conjunto de yacimientos minerales de Pb -Zn- Ag (High-Temperature Carbonate Hosted Deposits),

los cuales se presentan como “cuerpos irregulares” (Tajo Raúl Rojas) conteniendo sulfuros masivos polimetálicos (esfalerita-galena-pirita), alojados en el

contacto entre un gran cuerpo mineral de “sílice-pirita” (2 Km. largo N-S) y las calizas de Pucará, junto a vetas de cuarzo mineralizadas en Cu-Au de

rumbo W-E que atraviesan las volcánicas Rumiallana alteradas. El “contacto mineralizado” tiene un control estructural definido pos la “Falla Longitudinal”

y las “Estructuras de Anillo” del cuello volcánico en Pasco. Un sistema estructural andino de menor orden (N-1)

2.2 COMPORTAMIENTO DE LA MINERALIZACIÓN

Uno de los criterios más importantes a tenerse en cuenta es que los cuerpos varían de tamaño en forma regular y que pueden ser desplazados

ligeramente por

el fallamiento sub. – horizontal.

Generalmente los cuerpos de Pb – Zn se alinean al contacto pirita – caliza,

presentando su mayor sección en la parte central disminuyendo hacia sus extremos, lateral y verticalmente. En profundidad el basamento de Filitas

Excelsior, hasta el momento, constituye el límite de mineralización. Hacia el Este de los cuerpos masivos, la mineralización se presenta como mantos,

cavidades cársticas y diseminaciones relacionadas a fracturamiento de rumbo E-W y NW.

Las llamadas “colas” (colas CNA y CNB) están relacionadas al fallamiento longitudinal en una potencia aproximada de 100 m. En el límite de los cuerpos

masivos de Pb-Zn se encuentra el cuerpo de Bi-Ag con bajas leyes de Pb-Zn, excepto en el contacto.

2.3.-UBICACIÓN DE LA U. E. A. CERRO DE PASCO

CAPITULO II

1.-ACARREO Y TRANSPORTE

1.1.- GENERALIDADES

El mecanismo de acarreo consiste en que el

volumen extraído es inversamente proporcional

al tiempo de extracción o ciclo de extracción, de

este modo; si reducimos el ciclo del movimiento

de mineral, tendremos nuevamente mayor

volumen de mineral extraído.

Reducir el ciclo de extracción representa

definitivamente un costo adicional, sin embargo,

éste no se puede generalizar a todas las zonas

de producción, pero si es aplicable a los paneles

cuya irregularidad de las estructuras

(configuración de cuerpos) comprende áreas de

mineralización extensas en longitud y donde el

uso de equipo mecanizado se encuentra

limitado por tener un solo acceso de acarreo de mineral ya que en estas condiciones desfavorables el uso de equipos en extensas longitudes aumenta la

utilización mecánica pero hace más lento el movimiento de mineral.

1. 2.- VARIABLES PARA LA SELECCIÓN DE EQUIPO

Volumen de producción.

Características físicas del material. (p.e ., dureza, porosidad, ángulo de reposo, abrasividad, fragmentación, esponjamiento, etc.).

Diseño de la operación de minado. (Distancia, pendientes,

Accesibilidad de echaderos, versatilidad en el movimiento de equipos, disponibilidad de echaderos, etc.).

Condiciones físicas y ambientales del yacimiento. (Ventilación, filtraciones de agua, condición del terreno, etc.).

1.3.- ÍNDICES OPERACIONALES

Índices de Eficiencia

Disponibilidad mecánica.

Utilización.

% de cumplimiento.

Índices de Productividad

Capacidad de acarreo.

Índices de Control

Producción diaria, semanal, mensual.

Horas trabajadas por día, semanal, mesual.

Nº cucharas/gdia.

1.4.- CAPACIDAD DEL SOCCOP

Capacidad de cuchara. M3

Factor de llenado. %

Densidad del material in situ. 3.5Ton/m3

Densidad del material suelto. [c/(1+%esp)]

Capacidad por cuchara (pasada) (a*b*d) TON.

1.5.- CALCULOS DE LIMPIEZA Y ACARREO

Equipo : SCOOP

Fecha : 10/08/2008

Zona : VI

Nivel : 100

Frente : 1952

Guardia : 7:00am - 7:00pm

Distancia : 183mt

Marca : Tamrock

Potencia del motor : 85hp

Capacidad : 2.8 Yd3

Factor de llenado : 90%

Esponjamiento : 35%

Nº

tiempo de cucahero ( min)

tiempo de recorrido con carga (min)

Tiempo de descarga (min)

Tiempo de recorrido

vacio

Tiempo total del

ciclo

1 00:15 02:18 00:10 01:58 04 :44

2 00:12 02:00 00:10 01 :30 03:52

3 00:15 02:01 00:10 01 :31 03:54

4 00:22 02:02 00:09 01:42 04:14

5 00:15 00:11 04:12

6 00:14 00:11 04:20

7 00:18 00:11 03 :54

8 00:23 00:11 04:13

9 00:15 00:11 04:22

10 00:30 00:15 05:27

11 00:15 00:11 04:35

12 00:35 00:11 05 02

13 00:40 00:15 07:29

14 00:15 00:11 04:05

15 00:19 00:11 04 :44

16 00:15 00:11 04:30

17 00:25 00:11 04:32

18 00:12 00:11 04:51

19 00:30 00:15 06:29

20 00:30 00:15 05 08

21 00:15 00:11 04:53

22 00:15 00:11 04 :25

23 00:17 00:11 04:26

24 00:30 00:15 05:17

25 00:15 00:11 04:56

26 00:38 00:11 07:31

27 00:15 00:11 04 52

28 00:19 00:11 04:53

29 00:30 00:15 05 :14

30 00:15 00:11 04:56

31 00:13 00:11 04 :49

32 00:30 00:11 05:13

33 00:16 00:11 04 :56

34 00:30 00:15 05 :14

Tiempo total 00:11:53 00:06:37 02:46:18

T. Promedio 00 :19 00:04: 49

1.6.- TAREAS DEL SCOOP.

El equipo se traslada a la zona de trabajo.

El operador chequea el equipo y lo pone en marcha

El equipo ingresa a recoger, el mineral y lo transporta a un almacenamiento provisional de mineral ubicado a 30 Mt de la zona disparada

Tiempos a considerar:

Tiempo de ida vacío

Tiempo de cuchareo

Tiempo de descarga

Datos del Minera

Densidad (peso especifico)

Factor de Esponjamiento

1.7.- CALCULOS DE SCOOP

Zona = VI

Nivel = 100

Peso específico Roto: = 3.5Ton/m3

Factor de llenado = 90 %

Factor de Esponjamiento = 35 %

Densidad del material suelto = [c/(1+%esp)]

Capacidad Teórica de Cuchara = 2.8 Yd3 = 2.140 m3

Capacidad Real de la Cuchara Scoop de 2.8 Yd3

Capacidad de Cuchara = 2.8 Yd3 * (0.764m )3

(1 Yd) 3

Capacidad de cuchara = 2. 09m3

Capacidad de cuchara = densidad Roto x 2.09 x Factor de llenado

Capacidad de cuchara (Tm.) = 3.5 Tn. x 2.09m3 x 0.90

(1+0.35) m3

Capacidad real de Cuchara (Tm) = 4.87 Tms.

1.8.- RESULTADOS

Numero Total de Vueltas = 34

Tiempo promedio de Cuchareo = 00º 00’ 19 ”

Tiempo promedio de Ida = 00º 02’ 25’

Tiempo Promedio de Descarga = 00º 00’ 12”

Tiempo total de Acarreo = 2º 46 `18”

Tonelaje Total Acarreado = 34Viajes x 2.09m3 x 3.5Tn/m3 x 0.90 = 223.83Tn

Nº Viajes Por Hora = 13Viajes / Hora

Rendimiento Horario =13Viaj/hrx2.09m3 /viajex3.5Tn/m3 x 0.90 = 85.58Tn/hr

CAPITULO III

1.-SOSTENIMIENTO

1.1.- INTRODUCCION

El término “sostenimiento” es usado aquí para cubrir los diversos aspectos relacionados con los pernos de roca (de anclaje mecánico, de varillas de fierro

corrugado o barras helicoidales ancladas con cemento o con resina, split sets y swellex), cables, malla, cintas de acero (straps), concreto lanzado

(shotcrete) simple y con refuerzo de fibras de acero, cimbras de acero, gatas, madera (puntales, paquetes, cuadros y conjuntos de cuadros), relleno y

algunas otras técnicas de estabilización de la masa rocosa. Todos estos elementos son utilizados para minimizar las inestabilidades de la roca alrededor

de las aberturas mineras.

Al sostenimiento, se le define como los procedimientos y Materiales para mejorar la estabilidad y mantener la capacidad portante de la roca circundante

la excavación.

Movilizar y conservar la resistencia de la masa rocosa para que llegue a auto soportarse.

La geomecánica contribuye a:

Mejorar las condiciones de estabilidad de las excavaciones.

Minimizar o disminuir la aplicación del sostenimiento.

Evitar o minimizar el deterioro del sostenimiento

1.2. MODALIDADES DEL SOSTENIMIENTO

En el diagrama de la siguiente página se muestra que hay dos modalidades de sostenimiento; el sostenimiento activo o refuerzo y el sostenimiento

pasivo o soporte. Para cada una de estas modalidades de sostenimiento se presentan los sistemas típicos de sostenimiento.

El refuerzo, forma parte integrante de la masa rocosa reforzada. En el soporte, los elementos de sostenimiento son externos a la roca y responden a la

deformación de la roca circundante a la excavación.

El sostenimiento en las minas subterráneas se combina el refuerzo y el soporte.

A medida que el terreno va cargando sobre el sostenimiento y deformándose, el sostenimiento va asumiendo esta carga y también va deformándose,

hasta que se alcanza el equilibrio bajo una carga y deformación determinada. A esto es lo que se denomina interacción - roca sostenimiento. Si el terreno

requiere de sostenimiento, cuanto mas pronto se instale el mismo, este será más efectivo.

SOSTENIMIENTO

REFUERZO

SOSTENIMIENTO ACTIVO

SOPORTE

SOSTENIMIENTO PASIVO

- Pernos con resina

- Split set

- Pernos de anclaje

- Shotcrete

- Pernos y malla

- Sistemas combinador

- Cuadros de madera

- Cerchas, cimbras

- Word packs

- Gatas a fricción

- Anillos con concreto

- Sistemas combinados

1.3TÉCNICAS DE SOPORTE INTERNO

1.3.1.-Perno de Fricción “SpIit Set”

Perno de acero ranurado que es introducido a presión y trabajan por fricción en las paredes de los taladros. Se acomodan a las deformaciones iniciales

de la roca, pero son muy sensibles a los diámetros del taladro y sus irregularidades. Sus características son:

Longitud : 84”

Peso : 3.9 kg

Diámetro :40mm

Ranura : 20mm

Plato

Dimensión : 54 x 54 x lOmm

Peso : 0.25 kg

Cabe mencionar que el tipo de sostenimiento a usar en cada labor depende de las características de la roca presente en ese momento (función del

tiempo) y si la labor es permanente (rampa, bodegas, zonas de carguío) o temporal (galerías, cruceros).

1.3.2.-Colocación de Split Set y Malla

Perforación de taladros de 8’ de longitud y con diámetro de 36 mm. con perforadora manual tipo Jack Leg o Stoper según sea el caso.

Colocar la punta del split set en la boca del taladro y empujar a presión con la máquina perforadora hasta que entre en toda su longitud, presionando así

la malla a la roca.

Se termina de asegurar toda la malla, que quede completamente pegada a la superficie del techo y paredes de la labor.

N Tiempo de perforación barreno 4”

T: regreso de barreno

T. cambio de barreno

Tiempo de perforacin barreno8”

T regreso de barreno

Tiempo de. S.S.

T. total

1 00:56 00:11 01: 22 02 :26 00:10 00:44 05:49

2 00:50 00:13 00:26 00:21 00:10 00:39 04:39

3 01:30 00:09 00:27 04:21 00:13 01:07 07:50

4 02 :08 00:09 00:29 02:34 00:09 00:36 06:05

5 01:06 00:12 00:42 05:38 00:11 00:30 08:19

6 02:00 00:10 00:42 03:53 00:07 00:42 07:34

7 01:00 00:05 00:35 03:07 00:19 00:35 05:41

8 01:23 00:08 00:29 02:58 00:06 00:43 05:47

9 01:41 00:07 00:52 03:22 00:04 00:34 06:40

10 01:25 00:05 00:45 02:38 00:08 00:39 05:40

11 01 :25 00:12 00:32 02 :23 00:07 00:49 04:28

12 00:57 00:07 00:34 03:33 00:10 00:36 05:57

13 00:45 00:04 00:39 01:34 00:09 00:27 03:38

14 00:40 00:04 00:17 02:01 00:22 00:38 04:02

15 00:21 00:07 00:18 01.17 00:03 00:47 03:53

16 01:46 00:07 00:21 00:59 00:11 00:45 03:09

17 00:42 00:10 00.23 01:10 00:08 00:50 03:23

T. T. 02:34 11:41 01:32:56

T. P.

1.3.3.-Concreto lanzado (shotcrete)

A.-OBJETIVOS.

- Normas los trabajos de sostenimiento en labores que tienen un comportamiento geomecánico con tipos de roca III – IV fracturados y diaclasos con ello

garantizar la estabilidad y conservación de estas, para la seguridad del personal y equipos.

Es el nombre genérico del concreto cuyos materiales componentes son: cemento, agregados, agua, aditivos y elementos de refuerzo, los cuales son

aplicados neumáticamente y compactados dinámicamente a alta velocidad sobre una superficie.

Existen dos tipos de lanzado, que son:

Vía seca

Vía húmeda.

En la CIA MINERA VOLCAN S.A.A. se emplea el proceso de mezcla seca, los componentes del shotcrete seco o ligeramente PRE-humedecidos, son

alimentados a una tolva con agitación continua. El aire comprimido es introducido a través de un tambor giratorio o caja de alimentación para transportar

los materiales en un flujo continuo hacia la manguera de suministro. El agua es adicionada a la mezcla en la boquilla.

La práctica y experiencia indica que las proporciones más adecuadas son:

- Cemento 20%

- Para mezcla seca 320 - 460 Kg./m3 (menos para

Shotcrete grueso y más para el fino)

- Agregados y gruesos 15% al 20%

- Agregados finos 60% al 65%

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

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

La calidad del shotcrete final depende de los procedimientos usados en su aplicación. Estos procedimientos incluyen: la preparación de la superficie,

técnicas del lanzado (manipulación de la boquilla o tobera), iluminación, ventilación, comunicación y el entrenamiento de la cuadrilla.

El shotcrete no debe ser aplicado directamente a la superficie rocosa seca, con polvo o congelada. El área de trabajo debe ser rociada con un chorro de

aire-agua para remover la roca suelta y el polvo de la superficie donde se aplicará el shotcrete.

La roca húmeda creará una buena superficie, sobre la cual se colocará la capa inicial de shotcrete. En caso de aplicar varias capas de shotcrete, antes

de aplicar la siguiente capa es necesario limpiar la anterior para una buena adherencia.

B.-HERRAMIENTAS

Maquina lanzadora de cemento con manguera de 2 ½ Ø longitud adecuado a (30m) con la pistola mezcladora en la salida.

Pico, lampa, llaves.

C .-RIESGOS.

Caída de rocas

Lesiones al rostro por proyección de cemento, arena y acelerantes del fraguado.

Sostenimiento deficiente

Atascamiento en la manguera de lanzamiento.

Atascamiento en el rotor y desgaste de discos en forma prematura de la maquina lanzadora de concreto.

D .- PROCEDIMIENTO:

Inspección de la labor, con el sistema de seguridad de los 5 puntos, revisando la ventilación, desatado rocas, orden y limpieza.

iluminación y ventilación, colocar un reflector para buena visibilidad y forzar la ventilación para diluir el polvo.

Lavar hastíales y techo con buena presión de agua 6-7 bares eliminando el polvo para la buena adhesión del shochrete.

Protección e instalación, se debe proteger las instalaciones de tuberías, cables, etc. en la zona a sostener con plásticos o cintas.

Inspección y trasladar shotcretera con apoyo del scooptram aprovechando lleva los accesorios, tanques de agua, manguera y los materiales (cemento,

arena); los cuales se ubican en un lugar seguro y cercano a la zona a sostener, los materiales en zona seca.

Instalar y prueba de la shotcretera instalar aire y energía eléctrica a la shotcretera, el tanque de agua mezclado con el aditivo ambos a la manguera y a la

pistola de lanzamiento respectivamente luego probar el funcionamiento y realizar los ajustes necesarios.

Preparar la mezcla arena, cemento según estándares fijados por geomecánica.

Inicio de lanzamiento, un personal llevara la pistola de la manguera para proyectar el shotcrete y otros mantendrán la tolva de la shotcretera con material

posición de la pistola debe ser perpendicular a la pared y a 1m, 1.5m para evitar mucho rebote, se shotcreteara de la entrada hacia adentro de debajo de

hastíales hacia el techo, moviendo la pistola en forma circular.

Fin de sostenimiento se hace las desconexiones de los servicios respectivo de la shotcretera, se lava el equipo se hace orden y limpieza.

Paso extraordinario: se paraliza la tarea por mala ventilación, mal desate de rocas, que pueden ser causas potenciales de accidentes o no se tengan los

materiales necesarios.

E.- TOMA DE DATOS DE CAMPO

COMSUMO DE MATERIALES EN SN 1702 SE

CONSUMO DE MATERIALES EN EL SN 1948 NE

CAPITULO IV

1.-PERFORACIÓN Y VOLADURA

1.1 .- GENERALIDADES

Las operaciones de perforación y voladura de rocas, son las de mayor relevancia en el ciclo de minado. Su objetivo terminal es lograr un adecuado grado

de fragmentación de la roca de la roca de tal forma que haga mínimo el costo combinado de las operaciones de perforación, voladura transporte y

chancado primario ya que se tiene un adecuado control de estas operaciones, los costos de producción se ven reducidos notablemente.

La voladura de rocas con explosivos se considera un trabajo de alto riesgo si bien en la

ocurrencia de accidentes es menos, su índice de gravedad es mucho mayor

generalmente con consecuencias muy graves que no solamente afectan al trabajador

causante de la falla, si no también a las de mas personas, equipos e instalaciones que

lo rodean.

El método de explotación utilizado en la zona VI, nivel 100 es Cámaras y Pilares, para lo cual se considerará dos factores importantes seguridad y

costos.

Como objetivo primordial en la voladura debe ser el control de los efectos originados por la voladura de tal forma que la resistencia inherente de la roca

después del disparo no se vea afectada por fracturamientos, descostramientos y debilitamiento del macizo rocoso.

El alto grado de influencia de los resultados de la voladura, en los restantes procesos de vida operacional, hace evidente la necesidad de un mayor

control

2.-PERFORACIÓN

La perforación es un acción de agujerear una roca, Ya sea que se realice a mano o con una máquina, se basa en el mismo principio, que consiste en el

uso de un barreno con punta cortante que al ser golpeado en el otro extremo y girado en forma alternativa entre cada golpe, origina cortes en la roca de

diferentes posiciones, el resultado será la perforación de un taladro con diámetro igual al diámetro máximo de la punta cortante.

El detritus proveniente de la trituración de la roca deberá ser removido gradualmente del fondo del taladro, para evitar la remolienda que dificultará la

rotación del barreno y originará el atascamiento del barreno dentro del taladro (barreno plantado)

3.- PARTES PRINCIPALES DE UNA PERFORADORA:

EL FRONTAL.

Lleva las siguientes partes:

La bocina, que tiene por objeto recibir la espiga del barreno y girar.

La grampa o sujeta barreno, con sus resortes, que va al extremo del frontal y cuyo objeto es sujetar al barreno y sacarlo de sus taladros.

En la parte inferior del frontal es que el martillo golpea el extremo o la culata del barreno.

Las dos orejas donde se ajustan las tuercas de los tirantes.

EL CILINDRO.

Es la parte más alargada de la máquina y en ella podemos ver :

Dos guías laterales donde asientan los tirantes.

Un hueco por donde sale el aire después que ha hecho moverse al martillo en el interior.

En algunos modelos, además, hay un tapón con rosca por donde se puede echar el aceite para la lubricación, lo que no es necesario si se usa un

lubricador especial. En el interior del cilindro se encuentran los mecanismos que producen el golpe y la rotación del barreno, siendo la pieza mas grande

y costosa de una máquina.

LA CABEZA.

Comprende las siguientes partes.

Los conductos de entrada de aire y agua conexiones y cedazos.

La válvula de mando para poner en funcionamiento la perforadora o simplemente para “soplar”.

La aguja de agua se introduce en la máquina por el extremo libre de la cabeza y va asegurada por un tapón con rosca, el agua recorre la aguja a lo largo

de la máquina y por el centro de esta hasta llegar a la espiga del barreno.

En la cabeza se hallan las cabezas de los tirantes, que en las Stoper aseguran la pata o empujador con la perforadora, haciendo una sola pieza, y en las

Jack Leg aseguran la manilla o empuñadora.

4.-JUMBO HIDRÁULICO

El Jumbo hidráulico perfora los taladros en frentes de mineral y desmonte (Perforación de producción y avance). Los metros perforados y el tonelaje

arrancado se anotan en los cuadros estadísticos correspondientes. El resultado es un Registro de Producción de Jumbo por día.

La producción de mineral y el avance de las labores de desarrollo y preparación dependen de la eficiencia de la perforación.

4.1.- PERFORACION DE TALADROS EN EL FRENTE

Durante la Perforación se debe comprobar el buen funcionamiento de todo el sistema, mangueras y perforadora, a través de los siguientes pasos:

EN PERFORADORA:

1. Comprobar que no ocurran fugas de agua en el agujero de barrido en el frente

2. Comprobar que no ocurran fugas de aceite en los planos de separación

3. Comprobar que el adaptador de culata reciba aire lubricado, poniendo una tablilla delante de la perforadora.

b. EN MANGUERAS

1. Comprobar que las mangueras de la perforadora no vibren en forma anormal, de lo contrario comunicar al taller Mecánico para su revisión.

2. Ver que las mangueras no queden colgadas o atrapadas.

3. Ver las fugas en las mangueras y conexiones.

c. EN EL SISTEMA

1. Comprobar las lecturas en los manómetros: si indican valores anormales parar inmediatamente la perforación e investigar las causas.

2. Comprobar el aceite del lubricador: 35 a 40 impulsos por minuto

3. Comprobar la temperatura del aceite hidráulico: 28 a 60 grados centígrados.

Asimismo seguir las indicaciones en el posicionamiento entre taladros:

1. El mejor posicionamiento del avance es el centro a lo largo del radio del taladro seleccionado, esto se ejecuta con la ayuda del pistón de elevación.

Corregir al mismo tiempo la distancia al hastial por medio del pistón del brazo de tal manera que la punta del avance se encuentre alrededor de 20 a 50

cm del hastial.

2. Corregir cualquier desviación con el control de elevación y rotación.

3. Cuando se ha alcanzado la posición correcta, presionar el apoyo de Avance contra el frente usando la extensión de avance.

4. Comprobar si la goma de cubierta de la barra esta en buenas condiciones antes de la perforación ascendente.

5..- VOLADURA DE ROCAS.

5.1.-OBJETIVO

Controlar el grado de fragmentación del mineral disparado a fin de economizar costos en los ciclos de carguío, transporte, izaje, y chancado primario,

analizando los resultados de la voladura de acuerdo a las dimensiones de las mallas de perforación.

5.2.- PROCESO DE FRACTURACIÓN.-

La fragmentación de rocas por voladura comprende la acción de un explosivo y la respuesta de la masa de roca circundante en los aspectos de energía,

tiempo, onda de presión, mecánica de rocas y otros en un rápido y complejo mecanismo de interacción.

6.- PROPIEDADES DE LOS EXPLOSIVOS USADOS EN LA CIA. MINERA VOLCAN S.A.A.

CARACTERÍSTICAS Semexsa de 65%

Gelatina especial de 75%

Semexsa de 60%

Densidad en gr/cm3 1.12 1.38 1.10

Velocidad de detonación en m/s (sin confinar)

4 200 5 500 4 000

Potencia por peso en % 74 70 72

Poder rompedor o brisance (Hess) en mm.

18 22 17

Presión d detonación en Kbar. (Sin confinar)

95 166 91

Energía en cal/gr. 915 970 905

Resistencia al agua Excelente Excelente Muy buena

Categoría 1ra 1ra. 1ra.

Volumen normal de gases en l/kg. 932 878 935

Potencia relativa por peso (Anfo =100) 101 103 100

Potencia relativa por volumen (Anfo = 100)

139 185 134

Vida útil 6 meses 18 meses 18 meses

6.1.-PESOS DE LOS EXPLOSIVOS:

TIPO DE CARTUCHO PESO

1 cartucho de 1 ½ x 12 in de 65% 0.368kg.

1 cartucho de 7/8 x 7 in. de 60% 0.080kg.

1 cartucho de 7/8 x 7 in. de 75% (gelatina) 0.088kg.

6.2.- ACCESORIOS DE VOLADURA NO ELÉCTRICOS.-

Son los que se activan sin necesidad de la energía eléctrica y son:

Guía de seguridad o mecha lenta:

La iniciación por medio de la guía de seguridad es un método anticuado, la tendencia a usarla es cada vez menor, sin embargo, en operaciones

pequeñas éste método es la más simple y económica. Son cordones flexibles que tienen internamente un núcleo continuo de pólvora negra envuelto en

papel kraft encerrado con cubiertas textiles, baño de brea y un revestimiento impermeabilizante de PVC. Se emplea para iniciar la detonación de un

fulminante común y debe de cumplir los siguientes:

Fulminante Común Simple:

7.- METODOS DE EXPLOTACION EMPLEADOS

71.- Metodo Corte y Relleno Ascendente:

A partir de la rampa principal, se construye el sub. nivel de acceso al cuerpo mineralizado (generalmente con gradiente negativa 12%).

Se prepara el sub. nivel de ataque, generalmente en la caja techo del cuerpo, que deberá durar el tiempo requerido para explotar en forma sistemática

todo el horizonte de mineral.

A partir de este sub. nivel se preparan paneles en el cuerpo mineralizado, con secciones de 3.5 x 3.0 metros (para jack leg) y para jumbos con secciones

de 4.0 x 3.5 metros.

Perforación y voladura del panel hasta la longitud predeterminada por el contacto mineral/desmonte.

Realce del techo, con jumbo hasta 4.5 metros y con jack leg hasta los 4.0 metros. La voladura puede efectuarse en una tanda o en dos dependiendo del

aspecto de seguridad, que permite efectuar la limpieza del mineral roto. Por lo general el realce de techo se realiza con perforación tipo breasting.

Al inicio del panel se deja un pilar respecto al sub. nivel de ataque (corona).

El mineral roto es evacuado por el echadero dispuesto estratégicamente para facilitar el movimiento eficiente del scoop de 250 a 350 pies de radio de

acción, utilizando scoop eléctrico de 2.2 y 3.5 yd. También se utiliza scoop diesel.

Cuando se ha retirado completamente el mineral de un panel para iniciar el adyacente se prepara la barrera con madera, polipropileno y se rellena con

relleno hidráulico en todo el espacio vació, normalmente al inicio de la explotación del cuerpo mineralizado (Sill) se rellena todos los paneles con mezcla

de 1/6. de esta forma se constituye una loza segura con la finalidad de asegurar la explotación que se viene siguiendo del nivel inferior.

Para el segundo corte los paneles de rellenar con mezcla de 1/30 y en los paneles intermedios son rellenados únicamente con lama (relave sin cemento).

Concluido la explotación de todo el horizonte mineralizado, se inicia el nuevo horizonte, como el acceso ha sido con pendiente negativa, el segundo corte

del horizonte es horizontal y el tercer corte es con pendiente positiva.

Las labores de preparación consisten en la construcción de una rampa de nivel a nivel y/o según avance de la explotación del cuerpo y necesidades de

mineral, chimeneas para ventilación, echaderos de mineral y chimeneas de servicios.

7.2.-Condiciones de Aplicación:

Aplicado a cuerpos mineralizados diseminados competentes o a estructuras más o menos compactos.

En cuerpos mineralizados de grandes dimensiones.

En yacimientos con limites irregulares.

Cuando se trata de minerales valiosos.

Disponibilidad de material de relleno.

Rocas de suaves a duras.

7.3.-Ventajas del método:

Es posible dar a los tajeos una secuencia de explotación (Ciclaje) y mantener la producción regulada.

Es un método que se adecua fácilmente a las condiciones en que se presenta el mineral.

Es altamente selectivo, lo que significa que se pueden trabajar secciones de alta ley y dejar aquellas zonas de baja ley sin explotar.

El mineral se evacua a los echaderos inmediatamente realizados la voladura, previamente ventilado y desatado.

El material estéril se puede seleccionar dejando como relleno.

Costo de operación baja.

Productividad media.

Mayor recuperación del mineral.

Control en el costo de minado.

Alta posibilidad de mecanización.

Flexibilidad de cambio de método.

7.4.-Desventajas del metodo :

Es necesario tener un adecuado control en lugares donde el límite del cuerpo son irregulares.

Requiere buena cantidad de preparaciones.

El sostenimiento necesariamente tiene que ser con shotcrete, para ello requiere un buen estudio geomecánico.

Posibilidad de dilución del mineral con el relleno.

Control de la sección del S/N principal.

Alto costo de conservación de los echaderos de mineral.

Se requieres una buena selección del relleno.

Por terreno suave por las cajas, la seguridad es altamente riesgosa.

7.5.- Preparación:

Las labores concernientes a la preparación son los siguientes:

Galerías de transporte paralelos al cuerpo mineralizado.

Construcción de rampas para el ingreso de los tajeos.

Construcción de chimeneas, para ventilación, transporte de relleno, etc.

Construcción de echaderos (Draw Point).

En este método de explotación, se lleva a cargo el primer corte al ras del piso, lo cual conduce aún durante los primeros cortes no requiere de la

construcción de echaderos, pero a medida que se avanza, en los pisos superiores se requiere la construcción de estos, los mismos que son construidos

a partir de las galerías o cruceros y servirán para el almacenamiento del mineral y su posterior transporte hacia los Ore Pass.

7.6.-BURDEN Y ESPACIAMIENTO PARA LOS TALADROS DE PRODUCCIÓN

8.- EVALUACION DE LA PERFORACIÒN Y VOLADURA DE ROCAS

CALCULOS TOMADOS EN LA ZONA VI CUERPO NUEVO :

A)PARAMETROS TECNICOS :

HORA : 03 :33 - 04 :56

SECCION : 4m X 4m

TIPO DE ROCA : II

TIPO DE MATERIAL : Desmonte

LABOR : 1948 NE

EQUIPO : Jumbo Tamroock Monomatic

B) PEROFRACION :

Nº DE TALADROS CARAGADOS : 30

Nº DE TAALDROS DE ALIVIO : 03

Nº DE TALADROS RIMADOS : 03

LONG. DE BARRENO (14 pies) : 14 x 0.3048 = 4,2672

DIAMETRO D ELA BROCA : 51 mm

DIAMETRO DE LA RIMADORA : 104 mm

TIEMPO DE PERFORACION : 01 :17 :57

AVANCE POR DISPARO : 10,50 x 0,3648 = 3,20 m /disparo ( promedio)

LONG. PERFORACION EFECTIVA(12 pies) : 12 x 0.3048 = 3,6576 m/disparo ( promedio)

Nº Taladro Tiempo de perforacion

Tiempo Limpieza.

Tiempo de cambio de taladro

Tiempo total.

1 01:49 00:15 00:26 02:23

2 01:53 01:16 00:11 03:20

3 01:58 00:32 00:09 02:39

4 01:48 00:09 00:41 02:38

5 01:56 00:15 00:14 02:25

6 01:57 00:18 00:11 02:26

7 01.46 00:17 00:43 02:46

8 01:57 00:12 00:08 02:17

9 01:58 00:37 00:15 02:50

10 01:53 00:15 00:09 02:17

11 01:48 00:17 00:27 02:32

12 01:46 00:08 00:12 02:06

13 01:39 00:45 00:47 03 :11

14 01:40 00:10 00:16 02 :06

15 01:32 00:13 00:13 01:58

16 01:48 00:10 00:19 02:17

17 01 :33 00:07 00:18 01:58

18 01:44 00:00 00:10 01:54

19 01:44 00:12 00:10 02:06

20 01 :44 00:16 00:14 02:14

21 01:29 00:14 00:11 01:54

22 01:39 00:07 00:37 02:23

23 01:48 00:07 00:27 02:07

24 01:37 00:07 00:12 01:56

25 01:33 00:07 00:09 01:49

26 01:42 00:16 00:13 02:11

27 01:44 00:07 00:16 02:07

28 01:38 00:15 00:16 02:09

29 01.52 00:39 00:13 02.44

30 01:37 00:24 00:24 02:25

31 01:36 00:16 00:26 02:18

32 01:48 00:14 00:20 02:22

33 01.29 00:25 00:10 03 :04

Total 01:14:59

Promedio

Tiempo Total de perforación = 01:14:59 + 00:02:53

= 01: 17 :57

8.1.- DISEÑO DE VOLADURA DE UN FRENTE DE 4m*4m UTILIZANDO LA TÉCNICA DE RECORTE

A .- CALCULO DE LA VELOCIDAD DE PERFORACIÓN

Vel. Perf. = (Long. Taladro / Tiempo perf.)

VP = 3.6 / 2..16

= 1.67mt/min

B. CALCULO DE TIEMPO TOTAL DE PERFORACIÓN

TP = (Nº Taladros x Long. De Taladro) / Veloc. Perf.

TP = (36 X 3.6) / 1.67 mt / min

TP = 77.60min TP = 1°17´40”

C.- CALCULO DE PERFORACION EFECTIVA

NªTiempo de perforación

Tiempo cambio de posición

Tiempo de cambio de

posición Tiempo total

34 02:22 00:24 00:05 02:31

35 02:05 00:07 00:05 02:17

36 02:21 00:51 03:12

T. Total 6:48 01:12 00:10 08:00

T. Promediol 02:16 00:34 00:05 02:53

3.6 m --------------- 100%

3.30m --------------- X

X = 91.666%

D.-CALCULO DEL VOLUMEN ROTO

V = Sección de Labor x Perf. Efectiva

V = (4 m x4 m) x 3.30m

V = 52.8m3

E.-CALCULO DEL TONELAJE EXTRAÍDO

T = Volumen Roto x Peso Especifico

T = 184.8Ton.

F.-CALCULO DE LONGITUD DE CARGA

LC = Perf. Efectiva x 2/3

LC = 3.30m X 2/3

LC = 2.20m

G .- CALCULO DE NÚMERO DE CARTUCHOS POR TALADRO

Nº Cartuchos = Longitud de Carga

Long. De cartucho

Nº Cartuchos = 2.200m

0.3048m

Nº Cartuchos = 8 cartuchos

H .-Kg. DE EXPLOSIVOS A UTILIZAR POR CADA TALADRO

Kg./Tal. = (Nº Cartuchos por taladro x Peso de cada Cartucho)

Kg./Tal. = 8 x 0.368Kg.

Kg./Tal. = 2.944Kg / Tal

I .-TOTAL DE EXPLOSIVOS A UTILIZAR

T.E = Nº Taladro x Kg./Taladro

T.E = 30X 2.944 Kg./Tal

T.E = 88.32 Kg.

J .- CALCULO DE FACTOR DE CARGA

F.C = Explosivos Utilizados

Volumen

F.C = 88 . 32 Kg.

52.8 m3

F.C = 1.672 Kg./m3

K .-CALCULO DE FACTOR DE POTENCIA:

T = 52.8 m3X 3.5Ton/m3

F.P = Explosivos Utilizados

Tonelaje extraído

F.P = 88. 32 Kg

184.8 Ton.

F.P = 0.4779 Kg./Ton

CAPITULO V

1.-VENTILACIÓN

1.1.-GENERALIDADES

La ventilación de una mina es necesaria para la preservación de la vida humana y la conducción de las operaciones subterráneas tendientes a la

extracción de minerales. Se trata claramente de una función esencial en toda operación minera siendo sin embargo un servicio auxiliar al objetivo

primario de la extracción de minerales. La ventilación en minería plantea entonces una paradoja, idealmente debería ser suministrada al mínimo costo e

inferir lo menos posible con las operaciones de producción siendo a la vez absolutamente vital para la provisión de condiciones ambientales adecuadas

en la minería subterránea.

El deterioro de la atmósfera, acompañada de cada vez mayores presiones del terreno impone serias limitaciones en la profundidad de las operaciones

subterráneas. Las exigencias y los costos de la ventilación aumentan rápidamente con la profundidad. La preservación de la calidad atmosférica bajo

condiciones intensas de calor exige que la ventilación sea suplementada con un acondicionamiento del aire que se hace circular. Así mismo, cuando se

desarrolla la minería a cualquier profundidad bajo condiciones severas de exceso de gas, polvo o humedad, deberán emplearse medidas de control

adicionales.

Actualmente las relaciones ambientales toman en consideración no sólo los limites de tolerancia sino también las condición de confort humano.

Las razones para la adopción de esta medida han sido tanto humanitarias como económicas, ya que se ha demostraciones que el rendimiento y la

longevidad de los trabajadores guardan estrecha relación con la calidad de ambiente en el que trabajan.

Los costos elevados que causan los accidentes y las compensaciones son consecuencias directas de condiciones ambientales inadecuadas. Ninguna

empresa minera puede hoy ignorar las ventajas que conlleva un mejoramiento de sus practicas de control ambiental y de la ventilación.

1.2.-PRINCIPIOS TEÓRICOS

LEY CUADRATICA DE VENTILACION

H = R Q2

H = Presión del aire (“ de agua)

R = Resistencia practica (Kg. seg2 / m8 )

Q = Flujo de aire ( m3/min.)

El CAUDAL DE AIRE O FLUJO

Q = V A

Donde:

Q = flujo de aire (m3/min.)

V = Velocidad del flujo de aire (m/min.)

A = Area de la sección del ducto (m2)

Es la cantidad de aire que ingresa a la mina y que sirve para ventilar labores, cuya condición debe ser que el aire fluya de un modo constante y sin

interrupciones.

El movimiento del aire se produce cuando existe una alteración del equilibrio: Diferencia de presiones entre la entrada y salida de un ducto, por causas

naturales (gradiente térmica) o inducida por medios mecánicos (ventiladores).

1. 3.- TIPOS DE VENTILACION

1.-Ventilación Natural.- También conocido como tiro de aire natural, es el término que se usa para describir el flujo de aire resultante de un diferencial

de presión originado por pesos o densidades diferentes de dos columnas de aire conectadas. Las densidades desiguales, aunque influenciadas por otros

factores se deben principalmente a la transferencia de calor en energía térmica desde los estratos de la roca subterránea a la atmósfera de la mina.

2. Ventilación Forzada. Es la utilización de ventiladores para inducir el flujo de aire en las labores mineras, con el objeto de remover los gases que se

producen en el disparo, proveer a los trabajadores condiciones ambientales adecuadas y mantener las operaciones eficientemente, para lo cual se

utilizan varios tipos de ventiladores.

1.4.- SELECCIÓN DE VENTILADORESPARA MINAS

Existen dos elementos básicos a conocer para la selección de un ventilador :

1.- Las necesidad de aire para inyectar o extraer

2.- La Caída de presión de la mina

.00..

Las necesidades de aire de la mina debe calcularse previamente, cuando se realiza un Levantamiento de Ventilación.

La Caída de Presión de la mina también se determina después de haber efectuado la distribución de las corrientes de aire a través de los conductos

existentes, donde interviene la resistencia de cada uno de las labores.

1.5.-CALCULO DEL CAUDAL (Q)

Personal: 106-212 cfm/persona

Equipos Diesel: 70-180 cfm/HP

Gases Contaminantes: 530 cfm/m2

Velocidades:

Galeria: 0.25 - 4.20 m/s

Ductos: 12.7 - 30.5 m/s

1.6.- CLASIFICACION DE LOS VENTILADORES

Los aparatos mecánicos que producen un flujo de aire a través de diferentes tipos de ductos, son de tres tipos: ventiladores, compresores e inyectores.

Los ventiladores como su nombre lo indica son los mas importantes para la

Ventilación y desde el punto de vista de diseño mecánico referente a la dirección del flujo de aire se clasifican en tres tipos:

A. Ventiladores Centrífugos

En estos ventiladores el aire entra por el canal de aspiración que se encuentra a lo largo de su eje código por la rotación de una rueda con alabes. La

dirección del flujo de aire está a 90 grados de su dirección

de entrada.

Estos ventiladores constan de las siguientes partes:

Rotor con su respectivo eje.

- Alabes

- Carcasa

- Difusor

- Motor de ventilador

B. Ventiladores Axiales

En estos ventiladores la dirección de flujo de aire entrante como saliente es paralela a

su eje de rotación. El principio de trabajo de estos ventiladores es la de un hélice. Por

los que se les llama también ventiladores de hélice.

Los ventiladores axiales constan en esencia de las siguientes partes:

- Rotor

- Alabes

- Paletas Directrices

- Carena

- Carcasa

- Difusor

- Motor

C. Ventiladores Axiales. Estos ventiladores tienen la forma exterior aparentemente igual a los ventiladores centrífugos, pero el principio de trabajo

diferente.

1.7.- CARACTERÍSTICAS DE LOS VENTILADORES

La curva característica de un ventilador expresa la relación entre la presión y caudal que producen la rotación en (RPM) constante.

Si en un sistema de ejes coordenados se toman como abscisas el volumen del aire y como ordenadas las presiones y se miden los volúmenes para

diferentes depresiones, obtendremos los puntos de la curva:

Curva característica del ventilador

Cada ventilador tiene su propia curva la cual puede variar, si se cambian los siguientes factores:

Velocidad de Rotación

Número y posición de sus alabes

Grado de inclinación de los alabes en los ventiladores axiales

Número de etapas.

Potencia del Motor

1.8.- CIRCUITOS DE VENTILACIÓN

El objetivo de los circuitos de ventilación es lograr una distribución adecuada del caudal de aire, obteniendo el equilibrio de la caída de presión en los

diferentes

tamales.

La resolución de un sistema de ventilación depende de la forma como están señaladas los circuitos de ventilación.

Las galerías que se ramifican en un punto dan origen a circuitos de ventilación denominado “en paralelo”. La característica básica de las galerías

conectadas en paralelo es que las perdidas de presión de los ramales que las componen son iguales, independientemente del largo, resistencia y

cantidad de aire, la inversa de la raíz cuadrada de la resistencia que ofrecen las paredes de la galería al paso del aire es igual a la suma de las inversas

de las raíces cuadradas de la resistencias parciales.

Las galerías que no tienen ramificaciones originan circuitos de ventilación denominados “en serie”, en los cuales no existe pérdida de caudal, el cual

permanece constante , la pérdida de presión es igual a la suma de las pérdidas parciales, la resistencia total del sistema es igual a la suma de la

resistencia parcial.

Existen otros tipos de circuitos de ventilación, pero los principales que están siendo utilizados en cerro de Pasco, son los conectores en serie y en

paralelo.

2 .-TRABAJO DE CAMPO

A continuación se calculo la cantidad teórica de aire requerido para la ventilación de mina, considerando datos genéricos, brindados por técnicos de

ventilación y lo observado en el campo.

2.1.-Requerimiento de Aire

PARAMETROS SEGÚN LEY

Cantidad mínima de aire requerida por persona a nivel del mar: 3m3/min

% de aumento en requerimiento de aire a mas de 4000 msnm: 100%

Cantidad mínima de aire requerida por equipo diesel, por Hp que desarrollen: m3/min

Velocidad mínima del aire para obtener una Tefec. Menor o igual a 30º : 15m/min

Tiempo de Ventilación: : 45 min

Concentración max permisible de CO : 0.0005%

Concentración max permisible de NO, NO2, SO2: : 0.0005%

Grado de toxicidad de NO, NO2;SO2 (Faal, Intermedio,en corta duración): 0.02 a0.07%

2.2 CALCULOS EN CUERPO NUEVO

Requerimientos de Aire Por Personal

Trabajadores de EE MINERA FLORES = 15

CAUDAL = ( 15Personas)*(3m3/min)*(1+100%)

CAUDAL = 90 m3/min

2.3.-Requerimiento de Aire por Equipo Diesel

Nº de Scoops: 2

Nº de Jumbo : 1

Scooptram: Caudal = (139HP)*(3m3/min)/HP)*(Nº de Scoops)

Caudal = 834m3/min

2.4.-Requerimiento de Aire Para Obtener Una Temperatura Efectiva Menor Igual A 30ºC

Área Promedio: 16m2

Nº de Niveles: 1

Caudal = (Area)*(15m/min)*(Nº de Niveles)

Caudal = 240m3min

2.5.-Requerimiento de aire por gases (Uso de Explosivos):

Área Promedio = 16m2

Cantidad de explosivos * frente = (30 tal)*(8Cart/Tal)*(03676Kgr/Cart)

Cantidad de explosivos * frente = 88.224Kgr

Nº de frentes prom. Disparado por guardias : 2

Cantidad de explosivos total = 176.448Kgr

Long. De concentración de gases = (45m3/kgr)*((Cant. de explos. * frente)/(Area))*(nº de frentes)

Long. De concentración de gases = (45m3/kgr)*((88.224Kgr)/48m2)*(2)

Long. De concentración de gases = 165.42mtr

CAPITULO VI

1.-RELLENO HIDRAULICO

1.1.-GENERALIDADES.

El relleno hidráulico es parte fundamental para cualquier explotación subterránea ya que esta se dedica exclusivamente a sustituir al mineral extraído de

los espacios vacíos generadas por la extracción de mineral económico de esta manera ayuda a que la explotación sea en forma total, gracias a esto

también se evitan vacíos en labores abandonadas, también sirven como soporte techo o como soporte piso, pero lo más importante de todo esto es que

su costo es demasiado bajo en comparación con los grandes beneficios que esta nos brinda, asimismo este proceso tiene parámetros, características y

propiedades.

Esta sustancia es el residuo de la flotación de minerales como son Pb y Zn en la planta concentradora de Paragsha, este relave o resto de mineral

tratado tiene un lugar de destino en un 25% se desvía hacia la planta de relleno hidráulico y el 80% restante va directamente para la cancha de relave de

Ocroyoc.

Este material inicialmente es líquido esto debido a que su transporte sea más factible y una vez que ya se encuentre en la zona de encargo su estado

pasa a ser sólido. El relleno hidráulico puede estar conformado principalmente por relave, material detrítico, arena, generalmente con la mezcla de agua

y cemento dependiendo del lugar que se necesita ser llenado, en el caso de la Volcan Cia. U.E.A Cerro de Pasco se está utilizando las mezclas 1/6,

1/16. 1/25, 1/30 en diferentes casos previo análisis del terreno a ser llenado

1.2.- OBJETIVOS DEL RELLENO HIDRAULICO:

El transporte de R/H en tuberías es mucho más eficiente, económico y veloz para hacer una comparación con otro tipo de transporte.

La energía potencial, por diferencia de elevación entre la entrada y descarga, se convierte en energía cinética permitiendo transportar el relleno

horizontalmente con la energía ganada en la caída vertical.

Al entrar al relleno a la labor en forma de pulpa tiende a buscar nivel, eliminando así, la necesidad de esparcirlo mecánicamente.

El relleno hidráulico le da mayor velocidad al ciclo de minado.

Alarga la vida de los depósitos de relaves.

Evita el exceso de polvo en el ambiente de trabajo.

Bajo movimiento de personal para la operación y mantenimiento de instalaciones.

Facilidad y simplicidad en su operación debido a plantas electrónicas existentes en la actualidad.

Bajo costo de operación.

2.- PREPARACIÓN PARA EL RELLENO HIDRÁULICO:

2.1.-Verificación del Estado de la Zona a Rellenarse

La verificación de la zona a rellenarse debe hacerse en coordinación con el jefe de producción y luego se decidirá el por qué de ser rellenada esa labor,

dando las especificaciones del caso.

2.2.- Preparando las Barreras de Madera :

Al momento de la preparación de estas se debe tener en cuenta varias cosas como el desate del terreno en el cual se va a trabajar, que luego la labor

quede limpia y de esta maneras poder iniciar con el armado de las barreras, para el armado de estas existe dos maneras, la primera si la labor es de una

altura considerable entonces hay que rellenar en 2 etapas pero si ésta es de una altura mediana solamente requiere de una sola etapa el armado de las

etapas es de la siguiente manera:

a) Primera etapa

Parado de puntales a una distancia entre 8” y 10” a partir del inicio de la labor con redondos de 5” ó 6” de diámetro y con una profundidad de 1’ al piso de

la labor.

Luego se procede al enrejado, que se prepara con tablas de 2”x6”x5’ ó 2”x6”x7’, según el requerimiento del ancho de la labor.

- El enrejado no debe tener una luz mayor a 5” .

- Los ángulos se colocan con una inclinación de +/- 45°, con respecto al puntal.

- Las chapas deben estar colocadas a presión con el techo de la labor.

- El colocado del yute en las paredes de la labor deben tener una altura de 7’ a l0’, adherido a la pared con clavos o pequeños taladros con cuñas, que

son más efectivos, el yute debe de encontrarse flojo en las paredes para que cuando la presión de la carga del relleno hidráulico lo esfuerce, este no se

rompa, y al piso debe estar bien enterrado en un pequeño caudal.

b) Segunda Etapa

Se prepara luego de haber rellenado la primera etapa, en un lapso de tiempo de 8 a 12 horas.

Los puntales de la siguiente barrera deben de estar topeados al techo, si el espacio libre lo permite, caso contrario deben estar topeados al techo o pared

frontal de la labor.

El enrejado y el enyutado mantienen las mismas características de la primera etapa.

2.3.-Preparación con Barreras de Carta:

Éste bípode de preparación es más simple y rápido, pero se debe tener en cuenta ciertos criterios como:

- La carga se coloca en la parte frontal de la labor, con la ayuda de equipos LHD, una cantidad suficiente que pueda soportar la presencia del relleno con

una altura de 7’ a 10’.

- El enyutado debe colocarse con pequeños taladros y cuñas para asegurar su adherencia a la pared, tenerlo sobre la carga y luego necesariamente

hacer un canal para enterrar el yute.

- Muchas veces este tipo de preparación se ha venido efectuando en las labores de las Cámaras y Pilares de la Zona III, con resultados satisfactorios. Se

ha podido comprobar que son menos riesgosas que con barreras de madera y que son optimas en las labores de grandes dimensiones.

2.4.-Instalación de Tuberías

En las instalaciones para relleno se emplean tuberías de polietileno de 4” de diámetro para el recorrido del relleno hasta la labor: para los tramos finales,

a la entrada de la labor, se emplean tuberías de PVC de 4” de diámetro, según se requiera.

2.5.-Instalaciones en Últimas etapas:

Se coloca la tubería en el techo de la labor (o lo más alto posible), luego por debajo de la tubería de relleno, a una distancia aproximada de 1’, se coloca

una tubería de 2” de diámetro, que servirá para cuando el tajo este a un punto de rellenarse dar señales de este hecho, cuando por la tubería de 2” de

diámetro empiece a salir un poco de relleno, finalmente se procede a llamar a la Planta de Relleno para que culmine con el rellenado.

2.6.-Drenaje:

El drenaje se realiza por decantación y percolación (veloc. percolación: 7cm/hr).

Mucho se utiliza la decantación por medio primario de desagüe, pero tal decantación da una alta cantidad de pérdida de linos por la turbulencia del agua

decantada.

Para evitar un mal drenaje se debe tomar en cuenta las siguientes consideraciones:

Espacio entre las tablas del enrejado debe ser tal que debe pasar el agua con fluidez y no deje escapar el relave.

El relleno debe tener mucha facilidad de sedimentación, a fin de que se tenga una fácil decantación.

Las barreras deben de hacerse de acuerdo a un diseño apropiado.

2.7.-Dosificación del Cemento:

Mezcla 1:6

Este tipo de dosificación se emplea para preparar lozas que sirven como techos en el método de explotación Under Cut and Fill.

También se emplea en algunos casos tales como reforzar chimeneas, que sirven como echaderos de mineral y asegurar techos en zonas de derrumbes

de galerías y/o sub niveles rellenándose encima de los cuadros que son armados como parte del sostenimiento.

La dosificación de cemento es de 15 ton/ hora de Relave.

Mezcla 1:16

Se emplea en el método de explotación Under Cut and Fill, pues se sustituye el anterior para optimizar costos.

Se emplea para loza que luego trabajara con cuadros de maderas.

La dosificación de cemento es de 10 Ton por hora de Relave.

Mezcla 1:25

Se emplea en el método de explotación Over Cut and Fill y Under Cut and Fill, especialmente en los siguientes casos: Rellenado de labores en su

segunda etapa para el primero y final cuando se tienen pilares de mineral adyacentes por explotar y para rellenar labores que ocasionan subsidencias en

zonas de trabajo.

La dosificación de cemento es de 4 Ton por hora de Relave.

Mezcla 1:30

Se emplea en el método de explotación Over Cut and Fill y Under Cut and Fill, para ambas etapas para el primero y ultima etapa para el segundo.

La dosificación de cemento es de 3 ton / hora de Relave.

DIAGRAMA DE FLUJO DEL SISTEMA DE RELLENO HIDRAULICO -VOLCAN

CALCULO DE RELLENO DETRITICO.

DESCRIPCION Relleno Detrítico

UNIDAD DE MEDIDA M3

AREA DE TRABAJO CUERPO NUEVO

HORAS / GUARDIA 8

RENDIMIENTO 201 M3

DISTANCIA 200 M

ITEM DESCRIPCION Cantidad Unidad P.U.(US$) Parcial SubTotal

1. MANO DE OBRA

1,1 Jefe de Guardia 2,50 hh 12,95 32,38 0,16

1,2Ingeniero de Seguridad 3,00 hh 12,95 38,85 0,19

1,3 Capataz 2,50 hh 2,27 5,68 0,03

1,4 Operador de Scoop 8,00 hh 4,68 37,44 0,19

0,57

2. SUMINISTROS

2,1 Combustible 34,44 Gal 2,99 102,97 0,51

0,51

3.IMPLEMENTOS Y HERRAMIENTAS

2,1Implementos de Seguridad Normal 2,00 Tar 0,82 1,64 0,01

0,01

4. EQUIPOS

4,1 Cargador de Lámparas 2,00 Tar 0,75 1,50 0,01

4,2 Scoop 7,25 HM 65,45 474,51 2,36

2,37

COSTO DIRECTO 3,46

UTILIDAD 35%del Costo Directo 1,21

COSTO TOTAL US $ / M3 4,67

RECOMENDACIONES:

- Para evitarse el gasto innecesario en desperdicio de mallas y split sets se debería primero realizar una voladura controlada con el respectivo pintado de

gradiente y previa medición del frente dando las respectivas mediadas viendo y analizando el tipo de roca donde se va realizar la voladura respectiva.

- Para evitar gastos en los E.P.P. como filtros se debe de tener una ventilación eficiente en las labores ya que sin una buena ventilación puede suscitar

incidentes como los gastamientos .

- Para llevar una buena voladura y no elevarse en costos respecto a explosivos se debe realizar una voladura controlada con la respectiva supervisión

del jefe ya sea por el ingeniero o el maestro capataz debido a que los maestros cargadores y ayudantes cargan los taladros dependiendo a su calculo sin

los estándares provocando así el aumentó de las medidas estandarizadas en dichas labores .

- Para poder realizar una buena explotación del mineral se debe contar con las maquinarias apropiadas y en buen estado ya que con equipos y

maquinarais deficientes la producción demora sobre todo en lo equipos pesados como los sccops debido a que arrojan mucho moxocido de carbono

opacando al visión en las labores y sobre todo impidiendo la respiración en las labores.

- Para evitar gastos en al parte de sostenimiento se debería de considerar unos centímetros mas arriba de la gradiente 0.75 cm aproximadamente la

colocacion de la malla así evitando innecesario desperdicio de material. por que cuando la malla esta al ras con la gradiente puede producir incidentes

como también el deterioro del material por el choque constante con las maquinarias mineras

CALCULOS :

en una labor de 4 x4 m

se utiliza casi 18.4 m2

LLEVADOS A METROS APROXIMADAMENTE

9.2 m x 2m

9.2m – 1.50m

= 7.7 m

ANALIZANDO:

1.5m x 2m = 3 m2

Nos ahorraríamos: 3 m2

BIBLIOGRAFIA

VOLCAN COMPAÑÍA MINERA S.A.A., CUBICACIÓN MINA SUBTERRÁNEA CERRO DE PASCO, HUGO ÁLVAREZ, 2002.

VOLCAN COMPAÑÍA MINERA S.A.A., REPORTES INTERNOS, SUPERINTENDENCIA DE INGENIERÍA Y PLANEAMIENTO, 2001-2002.

DATOS DE LA EMPRESA SPECIALIZADA MINERA FLORES

MANUAL DE VOLADURA – KONYA

LIBRO INTRODUCION A LA MINERIA

TECNICAS DE LAS OPERACIONES MINERAS -TEC & SKILL

Este artículo se publica con la intención de compartir una recopilación estudiantil que necesariamente está sujeta a correcciones ortográficas, gramaticales, de forma y de contenido. Por este motivo debe considerarse como material en

proceso de elaboración, aún no terminado.

Relleno hidráulico en la mina El Silencio (Segovia, Antioquia, Colombia)

Para las empresas de hoy en día, el control y cuidado del medio ambiente se ha convertido en una prioridad dentro de su funcionamiento.

La minería considerada por las autoridades como una de las industrias más contaminantes, no se puede excluir de esta tendencia y por el

contrario, debe tomar el liderazgo en este sentido, ya que por lo general las minas se encuentran ubicadas en zonas rurales donde todavía es

posible encontrar ecosistemas muy variados. Es por esto, que la Frontino Gold Mines Ltda. preocupándose por el cuidado del medio

ambiente ha dado inicio al proyecto de Relleno Hidráulico, cuyo objetivo principal es eliminar el impacto ambiental actualmente causado

por el vertimiento de desechos sólidos a la quebrada la Cianurada, ubicada en el municipio de Segovia. El municipio de Segovia está

ubicado al Nordeste del departamento de Antioquia. Se puede llegar desde Medellín por carretera, aproximadamente 217 kilómetros de

longitud. También se puede llegar por vía aérea desde el aeropuerto Olaya Herrera hasta el aeropuerto de Otú Remedios. La propiedad

minera está localizada aproximadamente a 140 kilómetros al Noreste de Medellín

El proyecto de Relleno Hidráulico que ha iniciado la Frontino Gold Mines Ltda. ha sido la respuesta al problema que enfrenta

debido a la legislación ambiental existente en Colombia, en especial al decreto 901 de abril 1 de 1.997. Este decreto tiene por

objeto reglamentar las tasas retributivas por la utilización directa o indirecta del agua como receptor de vertimientos

puntuales.

Como la empresa no procesa material de minas externas ni arroja material a otro lugar que no sea la quebrada la Cianurada, se puede decir

que la carga contaminante que genera la empresa es igual a su producción. Finalmente, la empresa pagaría mensualmente un valor de:

$328´320.000 (trescientos veintiocho millones trescientos veinte mil pesos). Este valor es el costo correspondiente a la contaminación del

efluente y es el valor que la empresa estaría ahorrando mensualmente con la implementación del sistema de Relleno Hidráulico.

De donde provienen los desechos del Problema?

La operación minera involucra diferentes procesos, tales como exploración y muestreo, apertura y desarrollo, explotación y beneficio.

La Exploración se hace por medio de perforaciones superficiales y subterráneas, utilizando taladros de diamante ya sean eléctricos o

neumáticos, los cuales realizan perforaciones de hasta 500 metros. En algunas minas ya existentes se usa como sistema de exploración los

avances subterráneos de guías, cruzadas, pozos inclinados y tambores.

En cuanto al Muestreo se toman muestras de la veta cada 3 metros en las zonas de producción y cada 2 metros en las zonas de desarrollo.

Estas muestras se envían a la sección de análisis químicos y con los resultados se alimenta un software (Geostat), el cual con la ayuda de

otros programas permite establecer gráficamente algunas características del depósito como datos cuantitativos sobre tonelaje de mineral,

características estructurales del depósito (fallas, pinchamientos, buzamientos, diaclasas y dirección), características geométricas del cuerpo

mineralizado y tipos de minerales presentes.

Las obras de Apertura corresponden a los accesos hasta el cuerpo mineralizado, los cuales normalmente se hacen por cruzadas o apiques,

también se realizan guías y tambores para definir los bloques de explotación. El acceso a la mina hasta las estructuras auríferas son dos

pozos inclinados, en promedio de 30°.

Las labores de Desarrollo consisten en la apertura de cruzadas desde el apique central hasta alcanzar todas las estructuras

existentes para luego preparar niveles cada 25 – 30 metros de distancia vertical, mediante el avance de galerías en ambas

direcciones siguiendo el cuerpo mineralizado. Los niveles se comunican cada 40 – 50 metros por medio de tambores.

La Explotación se realiza teniendo en cuenta las rocas encajantes, las cuales se consideran muy buenas en cuanto a

resistencia; además el espesor, firmeza de la veta y los valores, el sistema de explotación por cámaras y pilares irregulares

ha sido el más indicado.

El mineral que sale de las minas se lleva a la Planta de Beneficio donde se llevan a cabo varios procesos. Mediante la

Trituración se lleva el mineral desde un tamaño de 10” a uno menor de 5/8”, el cual, a su vez, se reduce a un tamaño de 50%

menor que malla 200 (0.074 mm) en el proceso de Molienda. Luego, se lleva a cabo la Concentración que puede ser

gravimétrica o flotación Bulk, de la que salen dos productos: concentrado (que continua al proceso siguiente) y colas (que van

a la quebrada). Los concentrados (sulfuros) obtenidos son reducidos hasta el 80% menor que malla 325 (0.044 mm)

mediante el proceso de Remolienda. Para eliminar el exceso de agua, estos concentrados pasan por un clasificador, del cual

salen dos productos; uno de ellos (overflow) pasa a un molino y el otro (underflow) pasa a un espesador. En la Cianuración

se separan el oro y la plata de los concentrados mediante el NaCN. La solución cargada de oro y plata es separada de los

sólidos usando un sistema de espesadores y luego continúa al proceso de Precipitación. Después de algunos otros procesos,

se lleva a cabo la fundición de donde se obtienen los lingotes de oro más plata.

Los contaminantes vertidos a la quebrada son entonces:

Arenas, producto de la flotación Bulk

Colas de flotación de PbS (sulfuros), después de beneficiar el oro, la plata y el PbS del concentrado de sulfuro

Reactivos químicos, originados en la flotación Bulk

Prueba Piloto

Debido a que la empresa no ha tenido experiencia con el manejo de sistema de relleno se optó por realizar una prueba piloto, ya

que no se puede incurrir en gastos de equipo sin tener un conocimiento detallado de las variables que afectan dicho proceso y la

certeza de que el gasto cumplirá con los objetivos fijados.

La prueba piloto se llevó a cabo con el objetivo de conocer el comportamiento de las variables involucradas en la preparación,

transporte y deposición del material de relleno, para tener un enfoque claro de lo que sería la operación industrial del relleno

hidráulico, cuantificar tiempos y observar características de las actividades involucradas dentro del proceso, entrenar el personal

que se encargaría de la operación industrial del relleno y comparar la proximidad entre los cálculos teóricos y las mediciones

hechas en la prueba.

De esta prueba se obtuvieron importantes conclusiones acerca de las características de la pulpa, de la arena, del agua que sale del lugar y de

algunas precauciones indispensables para el correcto funcionamiento de los equipos.

Relleno Hidráulico

Este sistema consiste en el almacenamiento permanente de los sólidos que salen de la planta de beneficio en lugares que sean

acondicionados para tal fin previamente (áreas degradadas en superficie, minas de subsistencia y mina El Silencio).

La puesta en marcha del sistema se hará en dos fases.

La fase I consiste principalmente en la adquisición del sistema de bombeo, adecuación de unos tanques para almacenamiento de arenas en

Maria Dama (planta de beneficio) y en la iniciación del relleno de algunas minas de invasión y de un sitio en superficie que es apropiado

para tal fin.

Actualmente se han identificado 3 minas de invasión que son factibles de ser rellenadas: El Repecho, Las Delicias 3 y El Hueco de la vaca.

El relleno de espacios explotados además ayuda a disminuir el movimiento de los estratos, controlar techos, disminuir al

máximo la subsidencia (hundimiento de la superficie) y evitar riesgos en superficie en aquellos lugares donde hay mares,

lagos, ríos u otras instalaciones que puedan alterarse y que puedan repercutir en la mina. También trae beneficios como por

ejemplo la eliminación de pilas de desecho y los peligros de deslizamiento y contaminación que estos generan.

Debido a la poca capacidad que tienen las minas de invasión, se analizó la posibilidad de hacer un relleno en superficie que

permitiera operar por un período de tiempo mayor. Para este fin se encontró un hueco, producto de explotación subnormal

por particulares, donde se tiene la posibilidad de almacenar una gran cantidad de arenas haciendo una infraestructura

relativamente sencilla y económica.

El relleno en superficie es fácil de hacer, permite un buen tiempo de operación, se puede utilizar para sepultar desechos

industriales sólidos, aunque también genera sólidos finos en la corriente efluente además de contaminación visual durante el

proceso.

Se utilizará para el almacenamiento de arenas unos tanques provisionales en Maria Dama, para permitir el lavado de las

arenas y la reconformación de la pulpa a una densidad mayor. Para el sistema de bombeo será necesario comprar manguera

suficiente para llegar desde la planta de beneficio hasta cualquiera de las minas de invasión (Durok de 300 psi) y dos bombas

(una de ellas para mantenerla en standby), aptas para trabajar con materiales abrasivos.

En la fase II del Relleno Hidráulico, se iniciará el relleno de la mina El Silencio en la zona norte, donde ya han sido

identificados sitios donde iniciarlo, los cuales tienen que ser preparados tapando los accesos a la zona escogida para

conformar un área cerrada similar a un tanque para depositar las arenas allí.

Será necesario construir un tanque de almacenamiento con capacidad para un día de producción de arenas, además de un

tanque sedimentador para reducir al máximo la cantidad de sólidos en suspensión que permanecen en la corriente de aguas

efluentes de las arenas.

Bocamina, apique cero mina el Silencio.

Las ventajas de esta fase serian:

Gran disponibilidad de espacios en la mina El Silencio, con una capacidad superior a los 15 años.

El relleno de zonas abandonadas hace mas de 50 años, que haría que estas se vuelvan seguras e inaccesibles para

evitar accidentes y simplificar las rutas de ventilación.

El sistema se puede operar normalmente de manera continua (debido a la gran cantidad de espacios disponibles),

asegurando el no vertimiento de sólidos a la quebrada Maria Dama.

En un futuro se puede recuperar totalmente la corriente de agua Maria Dama.

Las desventajas:

Se aumentaría el flujo de agua hacia el fondo de la mina en 60 GPM (actualmente salen de la mina (550 GPM)

Se debe esperar el abandono de las labores de explotación en el nivel a utilizar, lo que implica esperar unos meses.

Dificultad de transporte de materiales necesarios en la preparación de los sitios de relleno por encontrarse en zonas

muy antiguas.

Una vez transportado el material de relleno por medio de la manguera, este debe llegar a unos lugares previamente preparados en el interior

de la mina. La preparación de estos lugares consiste en la instalación de barreras o tabiques, los cuales se pueden hacer en madera,

hormigón, roca, acero o también se pueden hacer combinados, la selección del material de construcción depende de la accesibilidad del

lugar donde serán construidos. Estas barreras se harán impermeables y se atravesarán con mangueras para drenar el deposito por rebose;

esta manguera evacuará el agua directamente a superficie ubicando una estación de bombeo de acuerdo a la profundidad a la que se estén

depositando los desechos sólidos.

En la prueba piloto que se llevó a cabo en la mina El Silencio, se utilizó madera como elemento estructural, pero esta fue reforzada por un

endemado (muro hecho de piedra) y rieles de 60 lb/yarda. El comportamiento que mostró el tabique durante la prueba fue muy bueno y

demostró que ese sistema combinado es muy eficiente y económico.

Para la operación industrial del sistema de relleno se utilizará concreto y rieles generalmente; en los casos que sea posible se

construirá preferiblemente endemados cementados ya que la roca, materia prima principal de estos, es abundante en las

zonas de relleno.

Los inconvenientes principales del Relleno Hidráulico en general son:

Costos elevados en algunas ocasiones

Desgaste de bombas y conducciones

Gran consumo de agua

Enlodado de vías de acceso

Gastos en las estaciones de clarificación

Esponjamiento del suelo

Las ventajas:

Gran rendimiento horario, necesitándose poco tiempo para introducir el material a la mina

Transporte sencillo de las tierras de relleno desde el exterior hasta el interior de la mina

Buena resistencia del relleno, auque esta depende de algunas variables como el tipo de material, la granulometría y

algunos aditivos como cemento y defloculantes

Permite introducir mayor cantidad de material a la mina que cualquier otro método y permite alcanzar caudales que

serian inalcanzables por cualquier otro sistema

Permite sanear el medio ambiente y reducir la formación de polvos

Aspecto final del relleno

En conclusión, la implementación de Relleno Hidráulico como mitigación del impacto ambiental en la empresa Frontino Gold Mines, es

una solución de fondo para el vertimiento de desechos sólidos producto del beneficio del mineral auroargentifero. Además ofrece otras

ventajas como por ejemplo las mejoras en el circuito de ventilación; el control del acceso de personas a estas zonas a extraer ilegalmente el

material; el aumento de la seguridad, pues no se fractura el techo, se reducen al mínimo los derrumbes del techo y los accidentes que

provocan; la eliminación de las pilas de desechos y los peligros de deslizamiento y contaminación que estos generan, entre otras.

BIBLIOGRAFIA

MACIA MADRIGAL, Carlos Andrés y Juan Fernando SEJIN CANO. Aplicación de un sistema de Relleno Hidráulico como mitigación

del impacto ambiental en la mina El Silencio. Tesis de grado. Medellín, 2000.

PROYECTO RELLENO HIDRAULICO. Informe presentado de Gerencia de Operaciones F.G.M. a Gerencia General F.G.M. Segovia,

Antioquia. 2001.

Camila Mejía Gómez

___

Tecnología sostenida en la industria minera

Fernando Enrique Toledo Garay1

1 Profesor del Departamento Académico de Ingeniería de Minas - UNMSM Telefax: 464-8910 E-mail: ftoledog@unmsm.edu.pe

RESUMEN:

Muchos ingenieros y empresarios de minas creen que en la industria minera no se tiene alternativas para producir eficientemente sin dejar de contaminar los espacios geográficos. Con este argumento, recurren a proyectos de remediación del medio ambiente

depredado por las operaciones de esta industria, sin lograr restaurar los daños causados pese al alto costo del proyecto.

En este trabajo, se propone retornar los relaves y desechos de la producción minera a los espacios vacíos ocasionados por la extracción del mineral en el subsuelo, a un bajo costo y alta productividad.

La tecnología limpia se puede lograr utilizando los equipos, herramientas y materiales que nos brinda la modernidad, sumado a un diseño creativo y un planeamiento de minado minucioso que involucre todos los problemas y soluciones, los que deben de conjugar mediante la dirección científica del trabajo.

Palabras clave: Minería limpia

ABSTRACT:

Many engineers and managers of mines believe that the mining industry doesn´t have alternatives to produce efficiently without the pollution of geographical spaces; with this argument, they appeal to proyects of treatment of the environment depredated by the operations of this industry, without being able to restore the damages caused in spite of the high cost of the project.

In this work it is intended to return the tailings and wastes from the mining production to the empty rock spaces caused by the extraction of the mineral in the underground, at a low cost and with high productivity.

The clean production can be achieved using the equipment, tools and materials that the modernity offers us, added to a creative design and a planning of meticulous mining that involves all the problems and solutions, those that should conjugate by means of the scientific direction of the work.

Key words: Clean Mining.

I. INTRODUCCIÓN

En este nuevo siglo del mundo globalizado, la humanidad nos exige que el desarrollo de los pueblos sea sostenido, donde el progreso económico esté equilibrado con el bienestar social y la preservación del medio ambiente. Con esta perspectiva, en este trabajo se proyecta retornar la roca triturada al lugar de su origen y recircular el agua contaminada, con el menor costo de inversión, menos contaminación del medio ambiente y mayores puestos de trabajo para el entorno social del yacimiento minero.

Con esta alternativa válida sólo para la explotación subterránea, se pretende iniciar una nueva etapa de la explotación de minas,

tratando en lo posible de no alterar los espacios geográficos ocupados por la ganadería, la agricultura y la biodiversidad silvestre.

1.1. Antecedentes

Las evidencias de haber transformado el paisaje natural de la tierra atentando contra lagos, ríos y vegetación, están en las lagunas de Morococha, Huascacocha, Azulcocha, Yanamate y otras tantas que podríamos enumerar; paisajes que están allí inertes, convertidos en paisaje lunar, sin vida, rodeados de habitantes conviviendo con la miseria. Pero, las evidencias de destrucción de la fauna en los ríos son menos notorias, no está frente a nuestra vista y muchos de nosotros inclusive acudimos a argumentos seudocientíficos para demostrar que los relaves no son dañinos para preservar la diversidad biológica.

Probablemente, el sentimiento de culpa de los ingenieros con poder de decisión de la antigua empresa americana Cerro de Pasco Corporation, indujo en 1964 a la realización del proyecto de depositar parte del relave deshidratado como relleno de tajeos en la sección Sulfurosa de la mina Morococha. Anteriormente se había probado, sin éxito, la disposición de relaves como material de afirmado de la carretera Morococha a Tucto.

En 1969, después de haberse implantado con satisfacción el relleno hidráulico en la sección cuatro de la Mina Casapalca, la alta dirección de la empresa recomendó depositar los relaves en los antiguos tajeos explotados por el método de Shrinkage. Durante el año 1970, hubo serias dificultades para realizar exitosamente este trabajo, debido a la falta de información técnica de los procedimientos y la carencia de un buen asesoramiento profesional. Sin embargo, al iniciarse el año 1971, se logró rellenar el tajeo 19-M-241-247 al término de sesenta y cinco días de preparación y pruebas, trabajos que fueron interrumpidos por la estatización de la empresa.

1.2. Objetivo

Replantear la alternativa de depositar los relaves en las cavidades dejadas por la extracción de mineral: tajeos, chimeneas y galerías antiguas, a fin de obtener una producción sostenida.

1.3. Hipótesis

- El total de relave y escombros generado por un volumen de producción dado en unidad de tiempo, dejará un remanente en la cavidad originada por la misma producción y la misma unidad de tiempo, cuya cantidad estará en función de la dilución y las características mecánicas del material. - Lograr producir el mineral con la mínima dilución permisible dará la posibilidad de depositar en el interior de la mina todo el relave generado por la producción.

II. METODOLOGÍA Y DISEÑO DE LA INVESTIGACIÓN

La investigación se efectuará iniciándose con las siguientes premisas para el análisis espacial de las cavidades originadas por la explosión:

- El peso del material extraído de las minas, menos el peso del mineral beneficiado, es igual al peso del relave.

- El peso del mineral beneficiado está en el rango del 5% al 10% del material extraído de la mina.

- El abundamiento del volumen del mineral roto está en el rango del 30% al 50%, y el enjuntamiento de mineral reducido por molienda está en el rango del 15% al 20%.

El volumen del material extraído de la mina reducido por molienda, menos el volumen de los concentrados, es igual al volumen del

relave que debe caber en las cavidades de la explotación; siempre que las características físicas de la ganga y la mena favorezcan al enjuntamiento.

En el capítulo 4, "Engineering Fundamentals", de su libro Construction Planning, Equipamet and Methods, R. L. Peurifoy propone las siguientes fórmulas para efectuar el análisis espacial y las propiedades físicas de la tierra:

Sea: Sw = % abundamiento (swell) Sh = % enjuntamiento (Shrinkage) B = Peso de la tierra inalterada = Mineral in situ = 3.7 t/m3 L = Peso de la tierra suelta = Mineral roto = 2.8 t/m3 C = Peso de la tierra compactada = Mineral molido = 3.1 t/m3

2.1. Diferencia entre el relleno hidráulico y el depósito de relaves

2.1.1. Relleno hidráulico

El Relleno Hidráulico es una alternativa para rellenar los tajos explotados por el método de Corte y Relleno; esta alternativa empleada en el Perú desde mediados de la década de los años 60, se introdujo con la finalidad de incrementar la productividad, mas no con fines ecológicos. El Relleno Hidráulico, que es más eficiente que el Relleno Neumático, el Relleno Hidroneumático y el recientemente introducido Relleno en Pasta, fue el que en muchos casos reemplazó al Relleno Detrítico o Relleno Sólido transportado en carros mineros o en camiones, desde las canteras hasta los tajeos y a un costo mucho más elevado que los otros métodos de relleno que se efectúan transportando los sólidos en medios fluidos por tubería e impulsados por bombas.

El Relleno Hidráulico, así como cualquier método de relleno tiene dos fines primordiales: El primero es servir como piso de trabajo para efectuar la perforación, el disparo y el acarreo de mineral, y el segundo es servir de sostenimiento para que la mina no colapse debido al incremento de áreas abiertas.

La preparación para relleno y el relleno son parte de las etapas de minado, dentro del ciclo de explotación por el método de Corte y Relleno, ya sea ascendente o descendente. Estas actividades de preparación para relleno y el relleno ocupan del 30% al 40% de tiempo empleado dentro del ciclo.

Debido a la premura con que se deben ejecutar las actividades del ciclo de minado, el relleno debe cumplir ciertos requisitos de granulometría y velocidad de percolación o índice de permeabilidad.

El relleno hidráulico podría ser parte del relave desechado por la concentradora o cualquier material rocoso, aluvial o coluvial, sometido al proceso de chancado, tamizado, molienda y cicloneo.

Generalmente, se utiliza el relave desechado por la planta concentradora para ciclonear, a fin de pasar las arenillas del relave (superiores a la malla 200), las que caen a un tanque de agua donde es mezclado mediante un agitador. Esta mezcla de la arenilla del relave con el agua es el relleno hidráulico, el que es lanzado por una bomba de lodo reciprocante, a fin de ser transportado mediante una tubería de alta presión de doble capa, con la pared interior de acero de alta aleación, templado a 600 brinell de dureza. La potencia de la bomba y el diámetro de la tubería son calculados en función de las condiciones y requerimientos que se presenten particularmente en cada mina; asimismo, los costos de inversión y de operación obedecerán a parámetros particulares de cada caso.

Los finos del relave, resultantes del cicloneo, serán enviados a un depósito o cancha de relaves.

2.1.2. Depósito subterráneo de relaves

Los potenciales depósitos subterráneos pueden ser todos los tajeos terminados o vaciados del mineral roto, siempre que previamente hayan sido planificados y preparados con este fin. Los métodos de explotación de tajeos abiertos o de Corte y Reducción ("Shinkage") son ideales para depositar los relaves. También yacimientos explotados por Corte y Relleno se podrían rediseñar a fin de extraer el mineral por tajadas verticales, ya sea arrancando el mineral con rozadora, sisalladora o con voladura controlada, con la finalidad de extraer el mineral sin dañar las rocas encajonantes, dejando las cámaras abiertas y aptas para depositar el relave. Los tajeos siempre quedarían rellenados, de manera que esta etapa esté totalmente desligada del ciclo de minado y el relave sería enviado a la mina, tal como es desechado de la planta concentradora. Si los tajeos por rellenar estuvieran en la misma cota o por encima de la cota de las celdas de flotación, siempre será necesario bombear el relave a los depósitos subterráneos; en caso contrario, el relave bajaría por gravedad. Cada caso de explotación requerirá de un diseño particular para preparar los tajeos terminados como depósitos de relaves.

2.2. Criterios para la selección y diseño de los métodos de explotación con visión productivista y ecológica

2.2.1. Obsolescencia de los métodos y sistemas de minado

La explotación superficial a Cielo Abierto ("Open Pitt") a gran escala, con movimiento de decenas de miles de toneladas de escombros debe estar proscrita de la faz de la tierra, por ser el más desequilibrante y contaminador. La revista "National Geographyc" del mes de marzo del año 2000 hace un reportaje sobre el efecto contaminador y el impacto ambiental producido por la explotación de minas a Cielo Abierto en los estados de florecimiento minero de los Estados Unidos de América del Norte. Faltarían páginas y líneas para describir el efecto dañino que están causando las secuelas de explotación de minas que cerraron en la década de los años 50. El sistema de minado subterráneo por rampas sería la alternativa más viable para reemplazar el Open Pitt, siempre

que el diseño no mengüe la recuperación, la productividad y el equilibrio ecológico.

Hay métodos subterráneos como el Hundimiento por Bloques ("Block Caving"), Hundimiento por Subniveles ("Sublevel Caving"), inclusive los Cortes y Rellenos, tanto ascendente como descendente, así como el Arche back, que deben de considerarse obsoletos, por su baja recuperación, baja productividad e incapacidad de depositar los desechos.

Ninguno de los métodos de explotación aplicados en la minería subterránea nacional deben considerarse aptos para aplicarse en una industria minera limpia, de alta productividad y con bajos costos de producción.

2.2.2. Significado de alta productividad y producción limpia

Todas las industrias del mundo están moralmente obligadas a obtener una producción limpia y de alta productividad para ser competitivos en el mundo globalizado.

Las puertas de nuestro país deben abrirse sin restricciones de orden político o tributario, bajo la sola condición del cumplimiento de los postulados de la Declaración de Río de Janeiro.

La industria minera nacional no solo ha quedado estancada en su desarrollo, sino que ha retrocedido. En la actualidad no tenemos ninguna mina que ejecute 120 m al mes en un solo frente de galería; tampoco es común correr de 60 m./mes en chimeneas de un compartimiento, ambos desarrollos con perforadoras manuales y equipo convencional. Asimismo, ya no se obtiene eficiencia de tajeo con 20 t/tarea en yacimientos filoneanos y con equipo convencional. Sin embargo, los países desarrollados nos ofrecen equipos de perforación y acarreo operados a control remoto, e insumos con los que podemos alcanzar niveles insospechados de productividad, sin necesidad de contaminar el medio ambiente.

La interpretación que los abogados, los ingenieros sin iniciativa y creatividad, y los gobernantes peruanos han dado a la preocupación mundial sobre el destino de la tierra, es la de remediación del medio ambiente. Se remedia un mal, se cura un enfermo. Si se aplica medicina preventiva y se evita la enfermedad se ahorrará dinero. Si la explotación minera se diseña y se planifica, el minado con mentalidad ecologista y productivista se dejará de gastar en remediación y se ahorrará mucho dinero.

La remediación ambiental es un SOBRE COSTO en cualquier industria. Todo lo que se haga para remediar el medio ambiente en el Perú SERÁ UN FRACASO mientras los sistemas y métodos de trabajo sean obsoletos. Esta afirmación se sustenta en la publicación hecha por National Geographic en marzo del 2000, en su número dedicado a la contaminación ambiental producida por la minería en los Estados Unidos; dice: "No se ha avanzado mucho en la remediación del medio ambiente, pese a las sumas elevadas de dinero gastadas y la preocupación de los gobiernos federal y estatal. Hay minas cerradas en la década de los cincuenta que actualmente están produciendo secuelas de muerte y destrucción en los espacios geográficos".

La solución al problema de la productividad y del medio ambiente está en el diseño de mina y el planeamiento de minado en que ambos sean creativos y dinámicos, estimulado por la competencia profesional.

Alta productividad significa extraer el mineral (con el mínimo de desmonte), empleando la menor cantidad de insumos (cuidando que no se produzcan desperdicios ni robos), dotando a los trabajadores de óptimas condiciones ambientales de trabajo: con buena ventilación, alumbrado y temperaturas adecuadas para el trabajo eficiente. Aplicando la dirección científica del trabajo, para la motivación y el estímulo laboral.

Obtener una producción minera limpia significa no llenar la superficie de la tierra con los escombros y los relaves ni derramarlos a los ríos y lagos.

2.2.3. Pautas para diseñar métodos de minado

En los libros editados en la década de los sesenta, los autores recomendaban estudiar las características mecánicas, forma y composición, tanto del relleno mineralizado como el de los hastiales; sin embargo, en muchas minas estas condiciones son relativas si no se trabaja con un planeamiento de minado racional, en la que se involucre la ventilación, el drenaje y el relleno de áreas abiertas.

Como antecedente y ejemplos de pésimos diseños y planeamientos de minado deficientes se pudieron observar en la década de los ochenta en Cerro de Pasco y San Juan de Lucanas donde la falta de ventilación producía derrumbes. En Morococha, San Cristóbal, Cerro de Pasco y Cobriza el drenaje deficiente causaba también derrumbes.

En Casapalca y la sección sulfurosa de Morococha se originan explosiones de los hastiales.

La inestabilidad de las rocas es la consecuencia de un planeamiento de minado inadecuado; cualquier estudio de "Geotecnia" no dará resultados, si los operadores no planifican. Casapalca tiene el relleno mineralizado y las rocas encajonantes más duras y tenaces del mundo; sin embargo, se produjeron explosiones de los hastiales debido a la extracción desmedida, desordenada e irracional de los bloques de mineral.

Teniendo en cuenta que un buen planeamiento involucra la ventilación, el drenaje y el relleno de labores, para obtener ahorros significativos en sostenimiento, remediación del medio ambiente, seguridad contra accidentes, entrampamiento de mineral (mineral inaccesible) y bajos costos por alta productividad, los métodos deben ser diseñados de manera que en todos los tajeos se viertan los desechos y el relave, pero el relleno debe estar separado y desligado de los demás pasos del ciclo, o sea, los ciclos deben encerrar sólo la perforación, la voladura y el acarreo del mineral, dejándose para el final de la explotación el relleno de los tajeos terminados. Sin embargo, la preparación para el relleno se debe planificar y ejecutar junto con la preparación para la explotación, a fin de no tener posteriores dificultades y problemas de fuga de agua y del relave.

En la figura N.° 1 se explican gráficamente los ciclos de explotación en el método de Corte y Relleno; aquí se puede ver que el relleno no es parte del ciclo de minado, el tajeo se convierte en receptáculo de relave. En la figura N.° 2 se observa el diseño adecuado en el método de Corte y Reducción (Shrinkage) para también servir como receptáculo de relaves.

2.2.4. Parámetros y costos referenciales para depositar los relaves en tajeos terminados por el método de shrinkage

Estos parámetros están referidos a la mina Casapalca (Yauliyacu): producción de mina: 3 270 t/día, generación de relave: 3 022 t/día, 126 t/hora, gravedad específica: 2,40, densidad de relave 123 g/l, contenido de sólidos en el relave: 30%. Granulometría: malla 35 = 1,70%, de malla 48 a + 400 = 84,10%, malla - 400 =14, 20%.

Espacio vacío del tajeo: 1,20 m X 50 m X 110 = 6 600 m3.

Tiempo de rellenado de cada tajeo: 126 horas = 5 días

Fuerza laboral en etapa de preparación

Fuerza laboral en etapa de relleno

Labor diaria

Costos por instalación de tuberia

Costos por preparación de tajeos

Costo directo para depositar relaves en tajeos vacíos explotados por el método de shrinkage en Casapalca

Costo por tonelada depositada : US $ 0,66 / t Costo por metro cúbico depositado: US $ 1,58 / m3

III. DISCUSIÓN DE RESULTADOS

3.1. Conclusiones

3.1.1 Al obtenerse una producción limpia, sin derramar los relaves y desechos industriales en los espacios geográficos, el impacto ambiental producido por la industria minera será ínfimo; consecuentemente, la remediación y sus costos serán ínfimos.

3.1.2 Sólo con el desarrollo de la ingeniería de minas se podrá resolver los problemas de extracción minera, conjugando los objetivos de productividad, seguridad, preservación ambiental y bienestar social, a fin de lograr la adecuada rentabilidad del proyecto, para la satisfacción de los inversionistas. Sólo el diseño creativo de mina, que guarde armonía con los adelantos en la fabricación de equipo e insumos y el planeamiento de minado que involucre a la óptima ventilación, drenaje, alumbrado y relleno de áreas abiertas inhábiles, dará acceso a la obtención de los objetivos deseados.

3.1.3 Cada yacimiento y cada mina presentan características peculiares respecto a altitud, clima, condiciones litológicas y mineralógicas, las cuales darán los parámetros específicos para el desarrollo de la ingeniería y el diseño adaptado a cada caso particular, pero orientado al desarrollo sostenido y los postulados de la Cumbre de Río de Janeiro.

3.1.4 No podemos engañar a la humanidad con la remediación del medio ambiente, siendo esta un sobre costo en las actuales condiciones de operación industrial, cuando con la necesaria voluntad de cambio podemos obtener una producción limpia y de alta rentabilidad.

3.1.5 El dinero gastado en un diseño adecuado será recuperado por los ahorros generados por la mayor productividad y la eliminación de gastos en sostenimiento, remediación ambiental y recuperación de mineral atrapado.

3.1.6 La industria minera, generando un ínfimo impacto ambiental, podrá convivir en armoniosa concordancia con las demás industrias de la supervivencia humana; como son la agricultura, la ganadería y la pesquería.

3.1.7 Los métodos de explotación de producción masiva, como el Cielo Abierto ("Open pit"), Hundimiento por Bloques y Hundimiento por Subniveles, son los que producen mayor impacto ambiental. Por cada tonelada metálica extraída, se dejan 600 t o mayor volumen de escombros en los espacios geográficos; por lo tanto, tendrían los días contados en la faz de la tierra, si los estados y los gobiernos desearan realmente frenar la contaminación ambiental.

3.2. Recomendaciones

3.2.1 Se recomienda a las empresas mineras desarrollar una ingeniería particular y adaptada a sus problemas, antes que copiar tecnología obsoleta, desarrollada con base en cálculos de ingeniería de décadas pasadas y en latitudes diferentes a las del Perú.

3.2.2 En la mina Casapalca de la empresa minera Yauliyacu S.A., se deben empezar las pruebas piloto para depositar los relaves en el interior de la mina, ya que esta es la mina del Perú que tiene mayor volumen abierto a causa de su centenaria explotación.

3.2.3 Todas las empresas mineras de explotación subterránea, como las de cielo abierto, deben prestar atención a este proyecto, por ser una alternativa viable para seguir operando en el futuro, si los estados y los gobiernos deciden proscribir la contaminación de los espacios geográficos frente a la grave amenaza de depredación del medio ambiente.

3.2.4 El Estado y los políticos peruanos deben tomar conciencia y dejar de hacer demagogia respecto a la vigencia y el cumplimiento de los postulados de la Cumbre de Río de Janeiro. Velar por la preservación del medio ambiente no es oponerse al incremento de la inversión privada.

3.2.5 Las normas legales deben estar orientadas a no producir más contaminación ambiental y no a remediar lo que se contaminó en el pasado y continuar contaminando en el presente y el futuro. Por esto, no se debe responsabilizar a las empresas por el daño al medio ambiente antes de la promulgación del código y la constitución vigentes. Ninguna ley debe ser retroactiva. Sin embargo, debe ser más drástica respecto al daño que están produciendo actualmente.

3.2.6 La universidad peruana debe tomar el liderazgo en cuanto a dar iniciativa de educación ambiental y diseñar alternativas de solución a los problemas ambientales, fomentando e incentivando los proyectos de investigación en este campo.

Figura N.° 1. Tajeos de corte y reducción

Figura N.° 2. Tajeos de corte y reducción (shrinkage)

IV. BIBLIOGRAFÍA

1. ANDERSON, ANGUSM/ ROY F. LOPEZ. 1998. "Empleo de Relaves para Relleno con Pasta". Lima-Perú, Minería, Abril N.º 247. 99. 22-24

2. ARANA, FEDERICO. 1995. Ecología para Principiantes. Mexico, D.F., Editorial Trillas.

3. BRAND, A. (Naciones Unidas). 1974. "El Medio Ambiente y el Abastecimiento de Minerales. Lima-Perú. Anales del Congreso Mundial de Minería. V1, pp.:7-8.

4. CASCIO, J y otros 1997. Guía ISO 1400. México, Editorial Mc Graw-Hill.

5. DANA-HURLBUT.1960. Manual de Mineralogía. Barcelona-España, Editorial Reverté S.A.

6. GLIHN HENRY, J./GRAY W. HINKE. 1999. Ingeniería Ambienta." México, Ediciones Pearson.

7. GÓMEZ OREA, DOMINGO. 1999. Evaluación del Impacto Ambiental. España, Ediciones Mundi- Prensa.

8. GONZALES, C. 1998. ISO 9000, QS-9000MR, ISO 1400. México, Editorial Mc Graw-Hill.

9. PEURIFOY, R.L. 1966. Métodos, Planeamiento y Equipos de Construcción. Editorial Diana S.A., México.

10. RIVERA, A.; LIZÁRRAGA, C. y VALDEZ, M. 1970-1995. "Informes Geológicos Varios". La Oroya-Perú, Centromín Perú S.A.

11. SOLÍS S., Pedro. 2000. "Empresa Minera Yauliyacu S.A. Presa de Relaves Chinchay. Evaluación y respuesta a la estabilidad física y química e implicancias ambientales". Universidad Nacional de Ingeniería. Tesis para obtener el Título Profesional de Ingeniero Metalurgista.

12. VICK, Steven; VILLACHICA, C. y otros. 1997. "Guía para el Manejo de Relaves de Minas y Concentrados". Lima-Perú. MEM. Dir. General de Asuntos ambientales.