Toma La Mano Parcial 1 (1)

UNIVERSIDAD NACIONAL SANTIAGO ANTUNEZ DE MAYOLO

FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS, GEOLOGIA Y METALURGIA

ESCUELA ACADÉMICO PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS

ACTIVIDADES MINERO – METALÚRGICOS

DE LA MINA TOMA LA MANO

A nuestros padres por ser el motivo

de nuestra lucha constante.

RESUMEN EJECUTIVO

El presente trabajo fue realizado en una de las empresas más importantes de

Ancash, Toma la mano, en la cual el área de Planeamiento requiere una

programación de sus Operaciones Unitarias, para tal efecto se realiza el

Planeamiento por Cuadros Programados, esto se desarrolla tomando datos

Geológicos y de cada una de las Operaciones Unitarias (Tiempos, característica del

Equipo, Producción Programada, otros) de la Unidad en el Nivel -200, cuyos

resultados fueron:

En Perforación: 13 días.

En Voladura: 02 días.

En Limpieza: 08 días

En RR.HH: 04 días.

OBJETIVOS

OBJETIVO GENERAL:

Determinar las operaciones o tareas de modo que cada una de ellas se realice

con la máxima eficiencia.

Su aplicación está dirigida a programas de corto y largo plazo operacional,

establecido para niveles o zonas de operación mayormente, aún cuando pueden

realizarse cálculos para las labores mineras individuales.

OBJETIVOS ESPECÍFICOS:

Tener mejores conocimientos sobre lo que significa la aplicación, tanto de los

cuadros programados como de los cuadros estadísticos.

Tener las herramientas básicas para comenzar a aplicar los cuadros

programados y estadísticos en una empresa minera, para labores de desarrollo,

preparación y explotación.

Establecer las ventajas que ofrecen los cuadros programados y estadísticos.

SUMARIO

PORTADA

DEDICATORIA

RESUMEN EJECUTIVO

OBJETIVOS

SUMARIO

INTRODUCCIÓN

CAPITULO IGENERALIDADES

1.1. Ubicación

1.2. Accesibilidad

1.3. Antecedentes

1.4. Geología Regional.

1.5. Geología Local.

1.6. Geología Estructural

1.7. Geología Económica

1.7.1. Origen del Yacimiento

1.7.2. Mineralogía

CAPITULO IICONSIDERACIONES ACTUALES DE LAS LABORES MINERAS Y

OPERACIONES UNITARIAS2.1. Generalidades de la mina

2.1.1. Operaciones Unitarias de Minado

2.1.2. Operaciones Auxiliares

2.1.3. Análisis del Método de Explotación

2.1.4. Sistema de trabajo

CAPITULO IIIPLANEAMIENTO POR CUADROS PROGRAMADOS

3.1 Perforación y voladura en chimenea

3.1.1. Perforación en chimenea.

3.1.1.1. Especificaciones técnicas de labor.

3.1.1.2. Perforación

3.1.1.3. Tiempo nominal de trabajo en perforación y voladura

en chimenea

3.1.2. Voladura en chimenea.

3.1.3. Producción por disparo (Tn)

3.1.4. Factor de potencia (FP)

3.1.5. Cuadros Programados.

3.2 Perforación y voladura en tajeos

3.2.1. Objetivo

3.2.2. Procedimiento

3.2.3. Cuadros Programados.

CAPITULO IVPLANEAMIENTO POR CUADRO ESTADÍSTICOS

4.1. RELACION DE PRODUCCION AVANCE DE LABORES DE DESARROLLO HORIZONTALES Y VERTICALES PARA LA UNIDAD MINERA "TOMA LA MANO"

4.1.1ELABORACION DEL PLANEAMIENTO POR CUADROS PROGRAMADOS DE LA CIA MINERA "TOMA LA MANO"

4.1.2 ELABORACION DE CUADROS ESTADISTICOS PARA LABORES DE DESARROLLO HORIZONTALES Y VERTICALES PARA LA UNIDAD MINERA "TOMA LA MANO"

CONCLUSIONES

SUGERENCIAS O RECOMENDACIONES

ANEXOS

BIBLIOGRAFÍA

INTRODUCCIÓN

Durante la realización de este trabajo monográfico se detallan y determinan

los parámetros necesarios para realizar una Planeación de programación óptima.

En el capítulo I trata sobre los aspectos generales; tales como la ubicación,

geología local, tipo de yacimiento, etc.

El capítulo II contempla el método de explotación, las operaciones unitarias,

estructura, entre otros propios de la Unidad.

El ultimo capitulo contiene todos los cálculos realizados de las operaciones unitarias

que servirán para planeación y programación por el método de cuadros

programados.

El método de investigación de este trabajo monográfico es el analítico-sintético y la

técnica utilizada es descriptiva.

LOS ALUMNOS

CAPITULO I

PERFORACION Y VOLADURA EN CHIMENEA

CAPITULO II

PERFORACION Y VO L ADURA EN T AJEOS

3.2.1 OBJETIVO:

- Determinación de los factores (eficiencia, factor potencia, consumo de brocas,

barras cónicas, consumo de madera, numero de tareas y el tonelaje roto) en el

TAJO 04 (ENTRE EL NIVEL ITA Y NIVEL 62)

3.2.2 P ROCED I MIENTO :

Se determinara primero el volumen del tajo 04.

-Para el volumen 1 (V1)

EI ancho de minado es 0.6 V1= 10.7

* 10.9 * 0.6

V1= 70 m3

-Para el Volumen 2 (V2)

El ancho de minado es 0.65

V2 = (0.7 * 8.8/2) 0.65

V2 = 30.6 m3


V3 = 2.5 * 19.7*0.85

V3 = 41.9 m3El volumen total del tajo 04:

Vt = 70+30.6+41.9=142.5 m3

TM=Volumen*Peso Especifico

TM=142.5*3.5=498.75 TM.

EFICIENCIA = TM I HOMBRE

La explotación del tajo 04 se realizo del 07 de febrero del 2010 turno día al 19 de

febrero del 2010 turno día, por lo tanto se hizo en 25 guardias.

EFICIENCIA = 498.75 TM / 25 GUARDIAS

EFICIENCIA = (19.95 TM/GUARDIA) * (1 GUARDIA / 2 HOMBRES) EFICIENCIA

= 9.975 TM / HOMBRE

EFICIENCIA = 10 TM / HOMBRE.

FACTOR POTENCIA = KG I TM

FP (Kg/ TM) = PESO EXPLOSIVO/ TM

Del día 07/02/2010 al 19/02/2010 se usaron 1743 emulnor. Caja de

246 unidades pesa 25 Kg.

246 emulnor --------------------------------- 25 Kg 1743

emulnor ------------------------------- X

X = 1743 * 25/246 = 177.13 Kg

FP (Kg/ TM) = 177.13/498.75

FP (Kg/ TM) = 0.355

FP (Kg/ TM) = 0.36

CONSUMO DE BROCAS

Se utiliza brocas de botones de 38 mm, como se trabajo en mineral no se

cambio la broca, por tanto solo se uso una sola broca.

CONSUMO DE BARRAS CONICAS

Se uso solo una barra cónica.

CONSUMO DE MADERAS

Se usaron 9 puntales de 0.80 mt. aproximadamente 7.2 mts, del 07/02/2010

aI19/02/2010.

Se usaron 3 redondos de 4 ".

NUMERO DE T AREAS

La explotación del tajo se realizo en 25 guardias.

1 guardia = 2 tareas

Por tanto se realice en 50 tareas.

TONELAJE ROTO

EI tonelaje roto del tajo 4 es 498.75 TM.

UBICACION.- Los yacimientos minerales metálicos, que conforman la mina Toma la

Mano, se ubican políticamente en el Paraje de Pacllash, Centro Poblado de Vicos,

Distrito de Marcará, Provincia de Carhuaz, Departamento y Región Ancash, a una

altitud promedio de 4600m.s.n.m., cota que corresponde a los campamentos de la

mina.

La altitud de las principales labores mineras de la compañía minera Toma la

Mano S.A están entre 4600m.s.n.m. Y 4800m.s.n.m. se localiza en el flanco

occidental de la Cordillera Blanca.

Los vértices de la concesión minera son los siguientes:

VÉRTICE NORTE ESTE

V1-NE 8’972,259.050 241,603.280

V2-SE 8’970,960.400 242,353.060

V3-SW 8’970,460.550 241,487.290

V4-NW 8’971,759.200 240,737.510

1.2. ACCESIBILIDAD.- El acceso a la Mina Toma La Mano puede efectuarse

mediante dos vías, que a continuación se detallan:

Desde la ciudad de Lima:

Lima – Pativilca : 220 Km. Carret. Asfaltada

Pativilca – Conococha – Catac : 170 Km. Carret. Asfaltada

Catac – Huaraz : 35 Km. Carret. Asfaltada

Huaraz – Marcara : 10 Km. Carret. Asfaltada

Marcara – Chancos - Mina : 42 Km. Carret. Afirmada.

TOTAL: 477 Km.

Desde la ciudad de Chimbote:

Chimbote – Chuquicara : 80 Km. Carret. Asfaltada

Chuqicara – Yuramarca : 75 Km. Carret. Asfaltada

Yuramarca – Caraz – Marcara : 60 Km. Carret. Asfaltada

Marcara – Chancos – Mina : 42Km. Carret. Afirmada.

TOTAL: 257 Km

PLANO DE UBICACIÓN:

1.3 ANTECEDENTES.- De acuerdo a documentos hallados y algunos informes

antiguos, se entiende que a finales del siglo XIX e inicios del siglo XX, la

exploración y explotación inicial fue realizado por gente de origen Portugués,

quienes se instalaron en la zona de Chacas. En aquellos tiempos se realizaron

explotaciones sistemáticas de los depósitos metálicos de Pasto Bueno, Tarica,

Pasacancha, Yuravilca, Cajavilca, Pompey, Vesuvio, Arequipa, Toma La Mano.

Como se sabe en historia, que durante y después de la Primera Guerra Mundial,

trajo consecuencias en la economía mundial, siendo afectadas en este caso la

producción minera de la región en la que algunos paralizaron temporalmente y

otras se vieron en la obligación de cerrar.

Posteriormente, las concesiones fueron adquiridas por la Cía. Toma La Mano

S.A., quienes vienen trabajando hasta la fecha con el desarrollo y explotación en

ocho (08) niveles. La producción histórica que se pudo conseguir de los años

2003 y 2005, revelan más de 1 millón de onzas de Ag, y más de 2,000 TM de

Zinc metálico.

1.4. GEOLOGÍA REGIONAL:1.4.1. Estratigrafía.- Regionalmente, el contexto geológico se caracteriza

por presentar una amplia secuencia sedimentaria, aisladas ocurrencias de

diques y sills sub volcánicos y la presencia de rocas intrusivas en el extremo

Este, del Batolito de la Cordillera Blanca. - Secuencia sedimentaria:

En la secuencia sedimentaria ubicada en el sector Oriental de la Cordillera

Blanca, denominada Cuenca CHAVÍN, predomina la formación Chicama de

edad Títoniana (150 Ma.), que tiene una litología mayormente de Lutita gris

oscura, con intercalaciones de horizontes de areniscas que han sido

metamorfizadas a Pizarras y cuarcitas respectivamente; por estar en contacto

con las rocas intrusitas del Batolito de la Cordillera Blanca. Las lutitas y/o

pizarras, son generalmente piritosas con nodulos ferruginosos y algunos

horizontes presentan capas delgadas carbonosas, porque estos sedimentos se

depositaron en una cuenca, en cuyo fondo prevalecieron condiciones de

reducción. La secuencia litoestratigráfica de la zona a nivel regional es la

siguiente (a partir del más antiguo):

Formación Chicama:

Estratos de origen marino, como: lutitas, areniscas arcillosas, areniscas finas y

pizarras, de colores grises claros, oscuros y negro; en delgadas capas,

generalmente con potencias medias de 0.10 m.-0.30 m, afloran mayormente

hacia el sur este del poblado de Carhuaz, alcanza una potencia estimada entre

150 y 200 m.

Formación Chimú:

Comprende estratos de areniscas y cuarcitas de colores claros, blanco, beige y

gris, intercaladas con capas de lutitas carbonosas y capas delgadas de carbón,

lutitas grises a negras, de origen continental. Se le estima un espesor entre 150

y 300 m. Más ampliamente distribuida en el sector este al norte y al noroeste del

la ciudad de Carhuaz, fuera del área de estudio; la potencia de las capas entre

0.50 y 0,80 m; conformando paquetes de 8-10 m; de potencia.

Grupo Goyllarisquizga:

No está bien diferenciado: Areniscas friables de color blanquecino, con

estratificaciones transversales de 2 m de grosor o menos en ciertos casos, con

intercalación de esquistos y lodolitas ínter estratificado.

Formación Santa:

Se puede observar caliza de color azul grisáceo, con estratos de 0.1 a I m de

espesor, con nódulos hornfels, en colores grises a blancos. La formación tiene

aproximadamente entre 100 y 150 m de espesor y es concordante con la

Formación Chimú.

Formación Carhuaz:

Se observan lutitas litificadas de color gris a gris verdoso, con algunos estratos

de areniscas. La formaciones de aproximadamente 600 m de espesor y es

concordante con la formación Santa.

Formación Pariatambo:

Margas de color oscuro con Intercalaciones de caliza con esquistos de color

marrón. La formación tiene aproximadamente 100 m de grosor y es concordante

con la formación Pariahuanca.

Formación Pariahuanca:

Caliza masiva de color plomo azulado, con estratos de 1 a 2 m de grosor. La

formación tiene aproximadamente 100 m de grosor y sobreyace en concordancia

con la formación Carhuaz.

1.5 GEOLOGIA LOCAL:1.5.1. Litología Local.- En la propiedad minera, afloran esencialmente una

secuencia sedimentaria clástica de la formación Chicama; perteneciente a la

Cuenca Chavín. Está secuencia está compuesta de intercalación predominante

de Lutitas pizarrosas con Cuarcitas y está intruída en su parte inferior por un

Stock de granodiorita, perteneciente al Batolito de la Cordillera Blanca (en su

lado Este), que cubre un área de 12 Has. (8 %) dentro de la concesión, y hacia

el NE donde afloran un enjambre de vetas casi paralelas, las intrusiones se

presentan en forma de "sills" y diques de naturaleza Cuarzo - monzodiorita

porfirítica. Las pizarras tienen estratos, cuyas potencias varían desde unos

milímetros a varios centímetros, y por la presencia de laminaciones paralelas al

rumbo de los estratos; a veces es difícil medir las verdaderas potencias de los

estratos. Mientras que las Cuarcitas van de centímetros a 8 metros, y actúan

como estratos guías. Los rumbos de los estratos en general desde su parte

central y extremo sur de la concesión, varían desde N 20° a 35° O, y

buzamientos desde 70° a 75° NE, y de la cumbre hacia el NO los rumbos

inflexionan a N 40° - 45° O, y los buzamientos varían de 75° hasta 85° NE. En

los contactos con los "silis'1 y diques de Cuarzo -monzodiorita porfirítica y en

las cajas de las fallas - vetas, conforme a la estratificación; las pizarras se

blanquean ligeramente por la silicificación, con la presencia de venillas cortas

de Cuarzo con algo de Limonitas. Mientras que las Cuarcitas se presentan con

finas bandas de color gris oscuro, por la presencia de sustancias carbonosas

(material granítico), y las otras franjas más gruesas son de color más claro,

manchadas de Limonitas, con finas fracturas rellenadas de Cuarzo, con

Limonitas y otras con pirita y posiblemente Arsenopirita.

La Cuarzo - monzodiorita porfirítica, de ambiente hipabisal e hidrotermal,

fuertemente alterada, aflora en forma de "sills" y diques, los cuales varían de

potencia que fluctúa entre 1 hasta 15 metros; el más potente conforma la caja

piso de la veta principal en una longitud aproximada de 230 metros y en forma

de dique entre la veta principal y María en el extremo Sur del afloramiento.

Los otros "sills" son menos potentes (1.0 a 2.0 metros) y afloran como caja

techo y piso de las vetas Susan, María, una estructura nueva de falla (veta)

Rachel y diques entre las vetas Nancy - San Judas, María principal y entre la

estructura fallas Rachel - V.R.l. Quizás, existan otros "silis" y diques que

pueden estar cubiertos por material morrénico.

1.5.2. Depósitos Cuaternarios.- En el área del proyecto, los depósitos de

sedimentos poseen en su mayor parte una granulometría de gravas medias a

finas, provenientes de gran variedad de rocas sedimentarias, ígneas y

metamórficas, acompañan arenas gruesas, limos y arcillas en cantidades

generalmente subordinadas y menores, pero con gran predominio de los suelos

gravoso/limosos, con excepción de las áreas próximas al cauce fluvial.

Las acumulaciones son de origen coluvial, fluvio glaciar y glaciar.

Depósitos Coluviales:

Están asociados a conos de deyección o abanicos de deyección, en superficies

con laderas empinadas y abruptas, de los cerros circundantes. Mayormente

poseen altos contenidos gravas, con arcillas y limos, localizan en las áreas de

mayor cota.

Depósitos Fluvio glaciar:

Localizan en las hoyas y al pie de las laderas de los cerros dominantes, se

encuentran en las áreas de cotas más elevadas (>3,000 m. s. n. m);

corresponden sólo a algunas acumulaciones pequeñas como restos algo

lixiviados, configurando acumulaciones de gravas gruesas, medias y finas, muy

compactas, acompañadas de una matriz de material arcilloso de colores

blanco- amarillento o grises.

Depósito glaciar:

Material depositado y acumulado por los glaciares, tales como las morrenas,

los tills, los kames, los drumlins y los eskeres. El depósito glaciar se caracteriza

por la gran heterogeneidad de sus fragmentos tanto en forma como en tamaño.

1.6.- GEOLOGÍA ESTRUCTURAL: Desde el punto de vista estructural, la zona

estudiada ha estado sometida a un intenso grado de deformación tectónica

producto del levantamiento de la cordillera de los Andes durante el Cretáceo y

el Triásico, que ha provocado la modificación de la posición original de los

estratos de la formación Chicama, con formación de plegamientos y rupturas

de las masas rocosas, caracterizándose por el desarrollo de fallas, fracturas,

superficies de esquistocidad muy marcada asociadas una red muy amplia de

diaclasas.

Las relaciones estructurales nos indican que las fallas regionales existían antes

del cenozoico (> 65 Ma.) así como también existían estructuras de "horts" y

"graben".

Las relaciones estratigráficas de las formaciones pre-cretáceas (Formación

Chicama),indican que las fallas regionales tuvieran una historia larga.

Una etapa de fallamiento normal ocurrió entre el triásico (246 a 210 Ma.) y el

cretáceo (145 a 165 Ma,), de tal manera que el grupo Goyllarisquizga (cretáceo

inferior: 145 a 135 Ma.) se depositó sobre una variedad de unidades más

antiguas y localmente sobreyacen al grupo pucará.

Movimientos transcúrrenles dentro de una tectónica activa, localizada a lo largo

del alineamiento de fallas longitudinales antiguas de dirección Nor-Oeste,

dieron lugar al inicio del levantamiento de la Cordillera Blanca, con ascenso

de la actividad magmática durante el mio-plioceno (9.1 - 16.0 Ma).

Estos movimientos transcurrentes y el levantamiento del Batolito de la

Cordillera Blanca fue controlado por fallas longitudinales con dirección general

N 30° - 40° NO, con buzamientos altos como las fallas: Honda, Patay, Cojup y

otras como también fallas tensionales con dirección NE - SO.

Los movimientos tardíos después de un largo periodo de peneplanización, que

produjo la superficie puna originaron elevaciones bruscas como es el caso de

las Cordillera Blanca y Negra.

1.7. GEOLOGIA ECONOMICA: El tipo de yacimiento de la Empresa Minera “Toma

la Mano S.A.” según la geología, es un yacimiento de origen hidrotermal (meso

- hipotermal) de tipo filoniano, con relleno de fisuras del tipo rosario. La

mineralización consiste esencialmente en minerales de plata, plomo, zinc, y

algo de oro.

1.7.1. ORIEGEN DEL YACIMIENTO.- El yacimiento minero Toma la Mano es

de origen epitermal, en sistema de vetas de alta sulfuración rellenando

fracturas en los contactos de las rocas pizarrosas y cuarcitas.

1.7.2 MINERALOGÍA.- La mineralogía es bien definida, se han identificado

diferentes especies minerales, mediante observaciones microscópicas directas

sobre las muestras de minerales tanto en las fases de explotación con en la de

tratamiento metalúrgico. Los minerales mayormente consisten en sulfuros y

sulfosales (en menor proporción, pero también se presentan calcita,)

rodocrosita y cuarzo.

MINERALES DE MENA Y GANGA:

La mineralogía en la mina “Toma la Mano” está constituida por los siguientes

minerales:

a) MINERALES DE MENA:

Argentita (Ag Pb S)

Esfalerita (S Zn.)

Marmatita (S Fe Zn)

Galena (S Pb)

Galena argentífera. S Pb. (Ag)

Plata Nativa (Ag2)

Tetraédrica (Sb2 Cu12 S13)

Chalcopirita (S CuFe)

Boulangerita y (Pb5 S11 Sb2)

Oro (Au2)

La galena argentífera se presenta en forma de cristales o euhedrales a

subhedrales microscópicamente cúbicos formando placas de 1 a 2

milímetros, llegando a veces tamaños de 1cm. De espesor. La galena

presenta un color plomo acerillo encontrándose excepcionalmente en forma

masiva, en cuerpos de mineralización de hasta 1.5 mt. De ancho de galena

puro.

b) MINERALES DE GANGA:

Cuarzo (lechoso, vítreo, ahumado.) (Si O2)

Pirita (S2 Fe)

Arsenopirita (As S Fe)

Rodocrosita (CO3 Mn)

Calcita (CO3 Ca)

Pirita (S2 Fe)

Cerucita (CO3 Pb)

Limonita Fe(OH)2

Hematita (O3 Fe2)

ESTRUCTURAS MINERALIZADAS.

Se conocen actualmente dos vetas, las cuales son: Veta principal y Veta 15

de Mayo:

Veta Principal.- También conocida como “Toma la Mano” tiene un ramal

conocido como veta 62. Se ha comprobado que la roca competente ha

dado lugar a cajas de paredes rectas con espejos de fallas,

acompañadas de roca triturada (panizo) de buen espesor. Al interior de

las fallas presentan fragmentos de cuarcitas con diámetros de hasta 5cm.

De espesor, y la potencia promedio de la veta es de 0.80 mt.

Veta 15 de Mayo.- Esta estructura presenta un ramal que se llama Veta

Ita, es la más rica de la mina, todas son vetas en rosario, que tienen un

contenido metálico de plata, plomo, zinc, etc.

Estas estructuras se han formado por esfuerzos de compresión entre el

macizo rocoso y las rocas sedimentarias. En el punto de unión de las

estructuras mineralizadas, presentan un rumbo N 215º - 220º E y

buzamiento entre 80º y 85º al nor. Este.

La potencia presenta un promedio de 1m., la mineralización diseminada

se encuentra en brechas de fallamiento junto a las cajas a veces con

potencia de 1.50m., este mineral presenta zonas con altas leyes.

CAPÍTULO III

PLANEAMIENTO POR CUADROS PROGRAMADOS3.1. PERFORACION Y VO L ADURA EN CHIMENEAS

3.1.1. Perforación en chimenea.

3.1.1.1. Especificaciones técnicas de la labor:

Sección: 4'x 4' = 1.44 m2

Roca: Dura.

P.E: 3.00 TM/m3

3.1.1.2. Perforación:

Parámetros de Perforación:

- Longitud de taladro: 4 pies = 1.20 x 0.90 = 1.08 m.

- N° de Taladros

N = R/C + KS

K = 2 (roca dura)

C = espaciamiento

S = Area, sección (m2)

R=4√S

N = 4.80 / 0.45 + 2 (1.20 x 1.20) = 14 taladros

N = 14 taladros.

3.1.3. Tiempo nominal de trabajo en perforación y voladura en chimenea:

Guardia: 9 horas y 30 minutos

Tiempo Nominal: Tn

Tiempo Efectivo:

Teórico: Tefectivo = Tn x Ef. Mec. X Ef. Op.

Tefectivo = 9.5 x 0.85 x 0.85 = 6.86 horas Práctico: Datos tomados en el frente de

trabajo (promedio)

Desatado de rocas flojas (desquinche) : 0 h 45'

Instalación de la máquina perforadora : 0 h 28'

Tiempo de penetración/taladro : 0 h 4' 50"

Tiempos muertos por cada taladro : 0 h 0' 5"

Desinstalacion de la máquina perforadora : 0 h 18'

Carguío y chispeo : 0 h 33'

Longitud de taladro = 5'= 1.52 x 0.85 = 1.29

Velocidad de penetración/taladro = V (penetración/taladro)

V(penetración/taladro)=Longitud de taladro/tiempo penetración

V(penetración/taladro) =1.29/4' 50" = 1.29/4.5 = 0.29 metros/minutos.

Velocidad de perforación I taladro = V (Pf/ t)

V(pf/t) = Long. Tal/ T perf.=1.29/5' 05" = 0.26 metros I minutos.

3.1.2. Voladura en chimenea.

Explosivos usados:

- Dinamita famesa 7/8 x 7" x 65%

- Carmex de T

- Mecha rápida

Columna de carga: 04 cart I tal + 1 cebo = 5 cartuchos I taladro

Carguío Total:

Carmex: 7' x 14 = 98 pies

Dinamita: 5 x 14 = 70 cartuchos

Carga Explosiva:

70 cartuchos x 0.08 Kg/ cartucho x 1 disparo/14 taladros= 0.40Kg Ital

3.1.3. Producción por disparo (Tn):

Sección=1.20 x 1.20=1.44 x 0.90 =1.30 m2

Longitud de taladro (L): 1.20 x 0.90=1.08 m Calculo del volumen a romper (Vol.)

V(vol) = S x L = 1.30 x 1.08 = 1.40 m3

Volumen I Taladro =1.40/14 tal = 0.1 m3 I Tal. Tonelaje rota por disparo

(Ton. roto I disp.) = Td

Td = Vol. x P.E = 1.40 x 3.00 TM I m3 = 4.2 Tn.

3.1.4. Factor de potencia (FP) 0 factor de carga:

Fp =·Dc x Mp I Td

Dc = Densidad de carga

Mp = Mts. De perforación

Td = Tn. Roto/disp

Dc = (carga/taladro)/ (mts. perf/ taladro) = (0.40 Kg.ltal) 1 (1.08 m/tal)

Dc = 0.37 Kg. Explosivo / mts perf

Fp = (0.37 Kg. explosivo/mts perf x 14 tal x 1.08 mts/ tal) 14.2 Tn

Fp = 1.39 Kg explosivo / Tn.

3.2. PERFORACION Y VO L ADURA EN T AJEOS

3.2.1 OBJETIVO:

- Determinación de los factores (eficiencia, factor potencia, consumo de brocas,

barras cónicas, consumo de madera, numero de tareas y el tonelaje roto) en el

TAJO 04 (ENTRE EL NIVEL ITA Y NIVEL 62)

3.2.2 P ROCED I MIENTO :

Se determinara primero el volumen del tajo 04.

-Para el volumen 1 (V1)

EI ancho de minado es 0.6 V1= 10.7

* 10.9 * 0.6

V1= 70 m3


El ancho de minado es 0.65

V2 = (0.7 * 8.8/2) 0.65

V2 = 30.6 m3


V3 = 2.5 * 19.7*0.85

V3 = 41.9 m3El volumen total del tajo 04:

Vt = 70+30.6+41.9=142.5 m3

TM=Volumen*Peso Especifico

TM=142.5*3.5=498.75 TM.

EFICIENCIA = TM I HOMBRE

La explotación del tajo 04 se realizo del 07 de febrero del 2010 turno día al 19 de

febrero del 2010 turno día, por lo tanto se hizo en 25 guardias.

EFICIENCIA = 498.75 TM / 25 GUARDIAS

EFICIENCIA = (19.95 TM/GUARDIA) * (1 GUARDIA / 2 HOMBRES) EFICIENCIA

= 9.975 TM / HOMBRE

EFICIENCIA = 10 TM / HOMBRE.

FACTOR POTENCIA = KG I TM

FP (Kg/ TM) = PESO EXPLOSIVO/ TM

Del día 07/02/2010 al 19/02/2010 se usaron 1743 emulnor. Caja de

246 unidades pesa 25 Kg.

246 emulnor --------------------------------- 25 Kg 1743

emulnor ------------------------------- X

X = 1743 * 25/246 = 177.13 Kg

FP (Kg/ TM) = 177.13/498.75

FP (Kg/ TM) = 0.355

FP (Kg/ TM) = 0.36

CONSUMO DE BROCAS

Se utiliza brocas de botones de 38 mm, como se trabajo en mineral no se

cambio la broca, por tanto solo se uso una sola broca.

CONSUMO DE BARRAS CONICAS

Se uso solo una barra cónica.

CONSUMO DE MADERAS

Se usaron 9 puntales de 0.80 mt. Aproximadamente 7.2 mts, del 07/02/2010

aI19/02/2010.

Se usaron 3 redondos de 4 ".

NUMERO DE T AREAS

La explotación del tajo se realizo en 25 guardias.

1 guardia = 2 tareas

Por tanto se realice en 50 tareas.

TONELAJE ROTO EI tonelaje roto del tajo 4 es 498.75

3.1 GENERALIDADES DE LA MINA: En la mina toma la mano hasta el momento se

han aperturado 7 niveles principales y dos niveles relativamente pequeños

comparados con los primeros, los principales son los siguientes:

Nivel cachetón, altura 4505 m.s.n.m

Nivel 560, altura 4555 m.s.n.m

Nivel San Judas, altura 4582 m.s.n.m

Nivel Mishel, altura 4618 m.s.n.m

Nivel 62, altura 4639 m.s.n.m

Nivel Ita, altura 4711 m.s.n.m

Nivel 15 de mayo, altura 4743 m.s.n.m

Como se puede apreciar en el detalle anterior la diferencia de cota entre cada

nivel es diferente, llegando a un mínimo de 21.0 m (Nivel Mishel y Nivel 62) a un

máximo de 63m (Nivel 562 y Nivel Mishel), otro aspecto importante a considerar

es que las cuatro primeras labores de los niveles cachetón, 560, San Judas y

Mishel, son socavones de cortadas; es decir se aperturaron en roca estéril con el

fin de cortar las vetas y su orientación promedio es de N58°E, mientras que las

tres labores superiores (62, Ita y 15 de mayo) se dearrollaron sobre veta, por

otro lado el nivel San Judas es el único que actualmente está abandonado. Las

cortadas tienen una sección de 2.10 x 2.40 m (7’ x 8’) mientras que las galerías

tienen una sección de 1.80 x 2.10 m (6’ x 7’), las rieles que se usan son de

12.40Kg/m (25lbs/yd) la limpieza de los frentes de avance se hacen a pulso.

- Traslado y distribución del mineral y desmonte:

En los niveles más inferiores llámese cachetón y 560 se está desarrollando las 4

vetas más importantes que tiene el yacimiento, estás son veta Nancy, veta

María, veta Ita y veta principal, el material roto (mineral o desmonte) se saca

hasta la superficie, si este material es mineral se almacena en su respectiva

cancha (cancha de mineral), donde es arrumado con la ayuda de un cargador

frontal, por otro lado el desmonte se hecha en su respectivo botadero. En los

otros niveles tales como Michel, 62, Ita y 15 de mayo se desarrollaron netamente

las vetas Ita y principal, sólo el desmonte es sacado a la superficie mientras que

el mineral se ha trasladado de manera consecutiva hasta que finalmente llega al

echadero principal ubicado en el nivel Mishel el cuál comunica al nivel 60 donde

finalmente es extraído hasta superficie.

3.1.1 Operaciones Unitarias:

Limpieza: La limpieza de los frentes de avance (galerías, cortadas) así como

los tajos se realizan en forma manual, es decir no se utiliza ninguna clase de

equipo para realizar este trabajo solamente herramientas como pico y lampa,

en el caso de las galerías y cortadas se hace el uso además de los carros

mineros modelo U35 de 1m3 de capacidad , entre los principales problemas

que se observan es con respecto a la gradiente que no es el estándar de

6/1000 y además las líneas o rieles no están colocadas adecuadamente los

mismos que ocasionan que el traslado del material en los carros sea por

demás trabajoso y a su vez cause peligros y demoras innecesarias a

continuación se da a conocer las especificaciones técnicas sobre la limpieza

en la mina:

- Peso específico del material roto: 1.80Tn/m3

- Peso específico del material sano: 3.20Tn/m3 (mineral)

- Peso específico del material sano: 2.80Tn/m3 (desmonte)

- material roto por disparo (galerías y cortadas): 1.60TM

- Tiempo de limpieza de un frente: 3.25 Hrs. (Galerías y cortadas)

Perforación y voladura: La perforación se realiza con máquinas

perforadoras tipo JACK LEG Marca Atlas Copco modelo BBC-16, barrenos

integrales de 3’ y 5’, las compresoras generadoras de aire comprimido sonde

marca Atlas Copco AXS575 e Ingersoll rand 750, para efectuar la voladura se

usan dinamitas 45% y semigelatina 65%, fulminante Nro 8 y mecha de

seguridad color blanco; las especificaciones técnicas se muestran en los

siguientes cuadros:

* DINAMITA SEMIGELATINA 65:

CARACTERÍSTICAS ESPECIFICACIONES

Longitud 7’’

Diámetro 7/8’’

Densidad(gr/cc) 1.10

Velocidad de detonación(m/s) 4000

Tamaño de partícula 0.2

Resistencia de agua Buena

Simpatía (cm) 10

* MECHA DE SEGURIDAD:

CARACTERÍSTICAS ESPECIFICACIONES

Color Blanco

Diámetro externo 5.1mm + 0.1mm

Núcleo de polvora 6gr/m + 10%

Tiempo de combustión a.n.m 145 seg/m + 10%

Longitud mínima de chispa a.n.m 145 seg/m + 10%

Peso por metro lineal 28.5 gr

Recubrimiento externo Material plástico

Resistencia a la tensión 30Kgr durante 30 min

Resistencia a la impermeabilidad Buena

* FULMINANTE:

CARACTERÍSTICAS ESPECIFICACIONESNúmero 8

Diámetro externo 62mm

Longitud 45mm

Carga explosiva 700 mg

Resistencia a la humedad 24 Hrs. + 100% de humedad

relativa

Sensibilidad a la chispa 2mm de separción a la mecha de

seguridad

Resistencia al impacto 2Kg/m no inicia

Sensibilidad a la chispa de la

mecha de seguridad

Sí

Componentes Casquillo de aluminio

Azida de plomo

Explosivos brisante PETN, RDX

Las operaciones de perforación y voladura tienen especial importancia, ya

que sus resultados influyen directamente sobre la producción y productividad

de la mina, por que se le debe considerar como una actividad clave dentro de

las operaciones mineras y brindarle la importancia que merece. En la mina

toma la mano el personal tiene limitados conocimientos en los trabajos de

perforación y voladura por que lo que será necesaria una contínua

capacitación; a continuación se muestra las siguiente descripción sobre este

aspecto:

* PERFORACIÓN:

- Sección de la labor : 1.80 x 2.10 m

- Tipo de roca : pizarras/ mineral

- Nro de tareas: 02

- Longitud del taladro: 1.30m

- Diámetro del taladro:41 mm

- Número de taladros perforados:28

-Número de taladros disparados:25

- Número de taladros de alivio :3

- Velocidad de perforación: 1.25 pies/min (0.38m/min)

- Tiempo efectivo de perforación: 3.00 Hrs.

- Tiempo de instalación y desinstalación: 0.50 Hrs.

- Tiempo de traslado y carguío del explosivo: 1.00 Hrs.

- Tiempo total de operación: 4.50 Hrs.

* VOLADURA:

- Carga total por disparo: 10.02 Kg (125 cartuchos)

- Fulminantes: 25

- Mecha lenta: 175 pies (53.34m)

- Carga/taladro: 0.40Kg/taladro

* EFICIENCIAS:

- Perforación: rendimiento: 12.30 m/hrs

- Voladura:

Avance: 1.00m/disparo

Eficiencia: 76.92%

Factor de carga: 2.65Kg/m3

Como se puede observar, las eficiencias en cuanto a las operaciones de

perforación y voladura no eran las más optimas debido principalmente a la

falta de capacitación teórica y práctica del personal, en los principales factores

que intervienen en el mal resultado de estas operaciones son:

- Malla o trazo de perforación mal elaborado.

- Baja presión del aire debido a las múltiples fugas existentes a la red de

tubería.

- No emplean tacos de arcilla al final de la columna explosiva, para un mejor

aprovechamiento de la energía del explosivo.

- Uso de barrenos desgastados

- Falta de paralelismo entre los taladros

- Arranque elaborado sin taladro de alivio

- No se sopletea el taladro antes de ser cargado.

SOSTENIMIENTO: El sostenimiento se emplea en zonas donde la estabilidad

de la masa rocosa no está garantizada y representa el peligro latente para el

personal en general, está situación muchas veces se da como consecuencia

de un trabajo mal realizado en cuanto a la perforación y voladura de rocas,

que a su vez generan enormes gastos innecesarios de sostenimiento y hasta

la paralización de una labor, de ahí radica la importancia de realizar los

trabajos de manera eficiente. En la mina se emplea sostenimiento pasivo

utilizando para ello madera, este material se adecua a las necesidades del

terreno, entre sus principales ventajas tenemos su fácil traslado, la

maniobrabilidad y prolongada duración, este material constituye el único

elemento para todos los trabajos de sostenimiento, tanto en labores

permanentes (galerías y cortadas) y así como para tajos y chimeneas, los

diámetros de las maderas pueden ser de 5’’, 6’’, 8’’ y 10’’. Galerías, cruceros y

otras labores horizontales se emplearan los cuadros cojos y completos

dependiendo del tipo de terreno a sostener, para su armado usan maderas de

8’’ y 10’’ de diámetro, para el sostenimiento de los tajos así como para

acondicionar los accesos o caminos y avanzar chimeneas se emplean los

puntales en sus distintas formas según la función que se van a cumplir, entre

sus principales limitaciones de este material podemos mencionar que no se

puede usar en tajos cuya potencia en veta sobrepasen los 2.50m, su

resistencia a la compresión es limitada sobre todo si se desea sostener

planchones de roca de enormes tamaños, además la madera tiende a

podrirse con la acción de las bacterias entre las más importantes.

3.1.2. Operaciones Auxiliares: La ventilación de los frentes de avance y tajos

se realiza de manera forzada, utilizando el aire comprimido proveniente de las

máquinas compresoras, los trabajadores antes de efectuar el disparo como regla

general dejan amarrado a ala parte de la boca de la manguera de aire

aproximadamente de 8 a 10m de su frente de avance, luego se deja abierta la

válvula, una vez efectuado el disparo se manda aire de las compresoras hacia

todas las labores durante un promedio de 1.0 a 1.5 horas para la respectiva

ventilación. El agua que se usa para la perforación proviene de las filtraciones de

las propias labores, del cual es recogido y llenado en botellas para que por

medio del aire comprimido ya sea inyectado a presión hasta los frentes de

avance, el cuidado que se debe tener en este trabajo consiste en llenar agua

limpia al botellón, porque cuando este contiene partículas de piedras malogran la

máquina perforadora. Para la distribución del aire comprimido se usan tubos de

polietileno de 1’’, 2’’y 3’’de diámetro, el de 2’’ y 3’’ se encuentran ubicados en

lugares estratégicos de tal manera que no puede ser reubicados durante un

largo período de tiempo, mientras que de 1’’ se coloca cerca de la labor o frente

de avance, las uniones de las tuberías se realizan utilizando niples y

reducciones, el procedimiento consiste en calentar el tubo, se coloca el niple o

reducción y se amarra con alambre N°08, en este trabajo se debe tener especial

cuidado ya que estas uniones van a soportar grandes presiones de aire

comprimido.

3.1.3 Análisis del Método de Explotación: En la mina Toma la Mano hasta el

mes de noviembre del año 2005 no se tenía un programa de exploraciones,

desarrollo y explotaciones bien definidas, más aun cuando se descubrían

nuevas reservas inmediatamente se procedía a su preparación y explotación del

lente mineralizado, es decir solo interesaba cumplir la producción del mes, sin

una proyección clara hacia el futuro, esto traía como consecuencia que la

producción no era sostenible por no tener suficiente reserva en stock, que a su

vez ocasionaría, en cualquier momento una baja en la producción y leyes que

significaría el colapso financiero de la empresa, esta situación se mantuvo

durante los años 2003 al 2005. Antes de los años 2003 se concentraba en

extraer mineral en exportación que oscilaba entre los 280TM/mes con leyes que

superaban los 150 onz de Ag/TM, luego se fue revirtiendo la situación y el

mineral de exportación solo se producía en un margen de 20 a 30 toneladas por

mes, por otro lado el mineral de planta se convirtió en el principal objetivo de la

producción. Las principales labores de explotación eran los tajos ya que

contribuía en un 80 a 90% del tonelaje de mineral producido, algunos lentes con

presencia de mineral económico se recuperaban perforando en forma de realce

hasta que corte o cierre la veta luego se procedía con la limpieza del mineral,

pero el mineral económico se encontraba bloqueado por 2 niveles, se aplicaba el

método de explotación de tajeo descendente en gradines. Entre las principales

condiciones geológicas favorables para aplicar este método son:

Potencia promedio de las vetas es de 1,20m.

Buzamiento promedio es de 70◦ a 80◦.

Si aparece mineral con altas leyes se le puede extraer como mineral de

exportación.

Entre los principales inconvenientes de carácter geológico tenemos:

Las cajas por ciertos tramos están bastante alteradas.

No se conoce con certeza el límite de la mineralización.

Si la potencia de la veta es menor a 0,8m. la dilución es considerable.

a) Etapa De Preparación: Una vez localizada la zona mineralizada entre las

galerías superior e inferior, por la parte del medio del block se levanta una

chimenea simple de 5 pies por 4 pies, de sección hasta comunicar ambas

galería, cuando la chimenea tiene 5 o 6 m. se arma la tolva americana donde se

jalara el mineral, una vez comunicada la chimenea principal se acondiciona el

camino de acceso con puntales y escaleras desde la galería superior, luego se

inicia el primer corte dejando 4m. de puente medido a partir del piso de esta

galería hacia abajo, se puede desarrollar subniveles a ambos lados de las

chimeneas, este subnivel tiene por ancho la potencia de la veta, en caso de que

la veta sea muy angosta se rompe un poco la caja piso hasta llegar al ancho

mínimo de explotación que es de 0,80m, la altura estándar es de 2,40m, la

limpieza se hace con palas y carretilla.

b) Etapa De Explotación: Una vez que se haya avanzado el subnivel unos 20 0

30m se procede con el segundo corte descendente del tajo, pero esta vez

colocando puntales espaciados a 1,50 m de caja en todo momento las

perforación se realiza en forma horizontal y en esta etapa se tiene la ventaja de

contar con 2 caras libres, lo cual facilita la rotura del mineral, se continua con

cortes sucesivos hasta que finalmente se dejan 3 o 4 metros de puente en el

techo de la galería inferior, si la ley del mineral y su potencia lo permiten se

pueden extraer todos los puentes y luego sostener armando cuadros completos

para evitar que se caiga la galería alguna roca o planchón de las cajas de la

parte superior los cuadros están espaciados a un metro, con esto termina la

explotación del block

ASPECTOS TECNICOS SOBRE LAS OPERACIONES UNITARIAS

Rocas encajonantes: Pizarra, areniscas y cuarcitas.

Mineral: Galena, esfalerita, cuarzo, pirita, panizo.

Buzamiento promedio: 75◦ a 80◦.

Potencia promedio: 1.20m.

Sistema de perforación: Horizontal paralelo.

Malla de perforación: 0.40m x 0.30m

Ancho mínimo de explotación: 0.80m.

Longitud del taladro 1.30m.

Diámetro de taladro 41mm.

Altura de corte: 2.40 – 2.80 m.

Numero de(Valores promedios):

o Factor de carga 1.04kg/m3

o Avance 1.2m/disparo.

o Toneladas rotas de mineral: 12TM/Disparo.

o Dilución: 20%

o Recuperación de la reserva: 10%

o Productividad: 2.40TM/Hombre Guardia.

VENTAJAS:

Gran seguridad para el personal puesto que está trabajando en el piso firme

(mineral).

Ventilación adecuada ya que el gas siempre tiende a subir y salir por la parte de

la entrada del tajo.

Permite hacer la selectividad en casos de que se presente mineral de muy alta

ley, se puede extraer de forma separada, además en caso de que se estrangule

la veta se puede dejar el frente e iniciar un nuevo corte horizontal.

Alta recuperación de reservas y baja dilución, permite separar el mineral del

desmonte, en caso de que la veta sea muy angosta (como por ejemplo 0,20m) el

desmonte puede quedar acumulado en los encames que han sido colocados

previamente.

DESVENTAJAS.

Poca cantidad de mineral roto por disparo, además se tiene el área perforación

muy limitado.

En caso de que el tajo tenga más de 40m verticales, cuando se está haciendo

los últimos cortes el personal está expuesto a una laja de roca se desprenda ya

que los puntales colocados no son una garantía para soportar la enorme presión

de la roca.

En términos generales el tajo nos brinda una producción muy limitada puesto

que el mineral debe ser trasladado 20 a 30m según sea el largo del tajo hasta el

echadero se usa mucha mano de obra.

Gran consumo de madera para el sostenimiento, lo cual incrementa el costo de

producción del tajo, además no es posible pasar a otro método de explotación.

3.1.6. SISTEMA DE TRABAJO: En la mina no se tiene un horario de trabajo

establecido las distintas actividades propias de la operación se realiza por

tareaje, es decir a los trabajadores se le asigna una determinada labor y a su

vez un trabajo específico a realizar como perforar el frente de una galería,

limpiar el material producto del disparo, colocar 4 puntales en el tajo, etc. Una

vez terminado su trabajo se dispone a retirarse del lugar, además 3 días por

semana todos los trabajadores excepto los perforistas retornan a la mina en

segundo turno el cual inicia a las 7 p.m. hasta las 12 p.m. de la media noche es

decir en un mismo día logran acumular 2 tareas, en los otros días solo ingresan

algunos obreros cuando se tiene trabajos de urgencia, las horas efectivas de

trabajo bajo esta modalidad son:

Perforista: 4 horas 30min.

Carreros: 5 horas 15min.

Enmaderadores: 4 horas 15 min.

Comprensoritas: 5 horas 30min.

En cuanto a los días libres se han formado 4 grupos los cuales sales 6 días de

descanso no remunerado en forma alterado, cuando retorna un grupo al

siguiente día sale el otro y así sucesivamente, al mes cada grupo debe de tener

una salida.

3.1.7. LEY DE CORTE: Se dice que es aquella ley que se determina con el fin

de clasificar los minerales en económicos y no económicos por un periodo de

tiempo determinado. De acuerdo a estos conceptos económicos del punto de

equilibrio, el valor de la producción es igual a la suma de costos de exploración,

costo de minado, costo de procesamiento, costos de servicios generales y

regalías, la ley de Cut – Off para nuestro caso se determina mediante la

siguiente formula:

Ley De Corte = (CT + U)/(Ton x F x R x C)

CT: Costo total de operación: 164706,00 US$

U: Utilidad mínima: 30,000 US$

Ton: Producción 1471.00 TM

F: Factor de liquidación: 0.80

R: Recuperación metalúrgica: 0.82.

C: Cotización del metal (plata):10.52 US$/onza de Ag.

Reemplazando valores tenemos:

Ley de corte = 19.18onzas de Ag/ TM

3.1.8. EXPLOTACIÓN DEL YACIMIENNTO POR EL MÉTODO DE ALMACENAMIENTO PROVISIONAL “SHIRINKAGE”

DESCRIPCION DEL MÉTODO:El método de explotación subterráneo por almacenamiento provisional

consiste en almacenar el mineral roto en sucesivos cortes ascendentes a lo

largo del tajeo. El arranque del mineral se realiza por rebanadas horizontales

ascendiendo desde el fondo de una galería o sub. Nivel. El mineral

fragmentado se extrae continuamente por las tolvas o chutes inferiores en un

30% a 40% del total acumulado, el resto del mineral disparado sirve de

sostenimiento de las cajas y de plataforma de trabajo para la perforación de la

siguiente rebanada por lo que debe quedar un espacio adecuado entre el

techo del mineral y el mineral fragmentado.

Estos cortes se inician a partir de un sub. Nivel de explotación se hacen cortes

a la altura de 1.5 m hasta alcanzar una altura de tajeo de 2.5 m y se extrae el

mineral hasta alcanzar una altura de perforación. Continuando la secuencia

de minado entre perforación voladura y extracción de mineral. Terminada la

rotura hasta el nivel superior del block se deja un puente de 3m y luego se

efectúa la extracción total del mineral.

PASOS SECUENCIALES QUE SE SIGUE EN LA APLICACIÓN DEL MÉTODO DE ALMACENAMIENTO PROVICIONAL EN LA “CIA MINERA TOMA LA MANO”Las etapas o pasos que se siguen para obtener un buen resultado de la

explotación del yacimiento son: desarrollo, preparación, rotura y extracción.

Labores De Desarrollo.- El acceso a las zonas de explotación es a través de

socavones o galerías construidas sobre veta o en estéril (cortada). Las

labores de desarrollo se realizan sobre veta con una sección de 6 pies por 7

pies (6’ x 7’) lo cual permite determinar el comportamiento de la veta,

determinado sus leyes y cubicar el mineral. Esta galería se ejecuta en niveles

(diferentes cuotas) lo que van a servir también como labor principal de acceso

y transporte de mineral, se efectúa a una diferencia de altura que varia de

35m – 80m. estas galerías tienen las siguientes diferencias de altura entre el

nivel Alto Perú y nivel 15 de Mayo es de 40m. entre el nivel 15 de Mayo y el

nivel Ita es de 35m y entre el nivel ITA y el nivel 62 es de 80m. en la

actualidad se esta ejecutando una cortada en el nivel “0” para cortar la veta a

una distancia horizontal de 270m.

OPERACIONES UNITARIAS: Perforación.- La perforación de las galerías de desarrollo en la

mina Toma la Mano, se realiza con equipo convencional Jack

leg BBC 16W y BBC 17W Atlas Copco y barrenos integrales de

5 pies. Se aplican cortes paralelos de 5, 6 y 9 taladros (corte

quemado) según la dureza de las rocas.

El número de taladros requeridos para un disparo en un frontón

de 6’ x 7’ depende del tipo de roca, del grado de fragmentación

que se desea obtener y del diámetro de las brocas de

perforación disponible.

Voladura.- Los taladros del frente de desarrollo para su disparo

se cargan con cartuchos de dinamita famesa (semi – gelatina de

7 / 8x7 pulg.) de 65%, fulminante # 6 y guía de seguridad

(mecha lenta).

SOSTENIMIENTO.- En la mina Toma la Mano se usan como

sostenimiento cuadros de madera en las zonas de poca

resistencia de la roca y zonas fracturadas. Mayormente se esta

usando en labores de desarrollo sobre veta donde existen

panizo y el carbón. Los cuadros de madera que se están usando

como sostenimiento tienen forma cónica y se les coloca a cada

un metro de distancia.

En la figura adjunta se observa los elementos normales de un

cuadro, sombrero, postes, tirantes y solera. También se puede

observar como se mantiene la separación entre cuadros. Se usa

la madera como sostenimiento en la mina Toma la Mano por su

adaptabilidad en todo tipo de terrenos y por su versatibilidad

para soportar todo tipo de esfuerzos.

Los cuadros de madera son básicamente armazones de madera

cuyos elementos están unidos entre si por destajes o por

elementos exteriores de unión.

Entre los elementos básicos de un cuadro de madera tenemos:

o Poste.- Es una pieza de madera que se usa como

columna para soportar de la carga transmitida por el

terreno, de 8 pulgadas de diámetro y 2.20m de longitud.

o Sombrero.- Es una pieza de madera que se usa como

viga para soportar la carga de techo, de 6 pulgadas de

diámetro y 1.70m de largo.

o Tirante.- Pieza de madera que nos sirve para mantener

la distancia en los cuadros y proporciona mayor

estabilidad a la estructura tiene 4 pulgadas de diámetro y

longitud de acuerdo a la distancia entre cuadros que es

de 1m.

SOSTENIMIENTO CON PUNTALES DE MADERA:

Los puntales de madera se emplean en el tajo de 1 nivel 4610 y el tajeo

del nivel 4550, estos puntales son de madera redondo de 8” – 10” de

diámetro y se colocan entre la caja techo y la caja piso, y sobre los

puntales se colocan los enrejados de madera partidas para realizar los

trabajos de perforación y voladura.

En las zonas de roca dura no se colocan los sistemas de sostenimiento.

SERVICIOS AUXILIARES:

Veta : 15 de mayo.

Galería : JOCH.

Nivel : 4,440

AIRE COMPRIMIDO

Cuenta con una compresora marca Atlas Copco que proporciona aire

comprimido a 150 P.S.I., a la siguiente maquinaria y accesorio: perforadora de

marca Atlas Copco BBC 17W, la que consume 100 pies3 / min.

Con un rendimiento del 80% c / u, la perdida del transporte es el 15% del

consumo de las perforadoras.

TUBERIAS.- Las instalaciones son con mangueras de polietileno resistentes a

la presión de aire de 2” de diámetro y 1” de diámetro y mangueras de jebe

para las zonas de perforación de 1” de diámetro.

Su instalación de agua para las perforadoras son mangueras de jebe

de ½ “ de diámetro.

La longitud superficial hasta la boca mina tienen un aproximado de

300mts. De manguera polietileno de 2” de diámetro (galería ITA y 15

de mayo), tienen un avance aproximado de 200mts. A la zona de

extracción, donde se utiliza dichos metros de manguera de polietileno y

de jebe de 1” de diámetro.

El 90$ de manguera son de polietilenos tanto de 2” de diámetro en (superficie)

y 1” de diámetro (interior mina).

PERFORADORAS

La empresa cuenta con 7 perforadoras de mecanismos de rotación y percusión

que funciona con energía neumática y tramitan a la superficie de perforación por

medio de barrenos. Estas perforadoras son de la marca Atlas Copco.

Las partes principales de estas perforadoras son:

CABEZA.- Existen conductos de entrada de agua y aire, válvula de mando

para poner en funcionamiento la maquina y realizarse el sopleteo y la aguja

de agua.

CILINDRO.- En esta zona se encuentra 2 guías laterales para los tirantes:

un hueco por donde sale el aire utilizado (escalador), y mecanismos de

percusión y rotación del barreno.

FRONTALES.- En esta parte se encuentra el porta barreno o bocina, una

grampa o freno con sus resortes que sirvan para sujetar al barreno, pistón o

martillo situados en la parte interior del frontal que golpea al barreno y dos

orejas internas donde se sujetan los tirantes.

AVANCES NEUMATICOS.- Las perforadoras utilizadas trabajan

montadas sobre soportes: estos soportes se llaman avances o pie de

avance, que sirvan para poder adaptar y maniobrar la perforación.

El pie de avance consta de un cilindro largo, con un pistón interior, que

soporte a la perforadora a la altura de su centro de gravedad y ejerce

una presión contra la roca, y mantiene el barreno en contacto con el

fondo del taladro, es decir proporciona una fuerza de empuje.

LUBRICADORAS.- Se llama también chancha, sirve para mezclar el

aire comprimido, con aceite adecuado para perforación, tiene una

capacidad aproximada de 2 litros y dura una jornada de perforación.

BARRENOS.- En esta egresa se utilizan barrenos integrales de marca

CROMAN que tiene un corte de cincel, de longitudes diferentes de 3’,

4’, 5’, 6’, que tienen una vida promedio de 1000 pies perforados.

Estos barrenos son integrales, es decir forman una sola pieza, la barra,

la punta diamantina (cincel), cabeza y el culatin.

TRANSPORTE SUBTERRÁNEO

NIVEL: 4,610.- Galería ITA se transporta mineral con carros tipo “U” de volteo

lateral de capacidad de 1.5Ton y se vacea en el echadero de interior mina

que comunica a la labor 62, donde se alimenta al shut Nº 5 nivel 4550.

NIVEL: 4550.- Galería 62 es el nivel principal de extracción de mineral hacia

el exterior con carros mineros de tipo “U” con volteo lateral de capacidad de 2

Ton.

El ciclo de trabajo es el siguiente:

VIA PARA CARROS MINEROS

Carguio del SHUTB (tolvo) (Línea de Couviller). En el nivel 4550, existen para

carros mineros instalados, para el rodamiento de las ruedas del carro minero,

sus características son las siguientes:

30 Lbrs /Yda (peso del riel), collera de 5 mts están montadas sobre

durmientes de madera de Eucalipto labradas de 4”x5”x4” que le sirven para

mantener en un nivel adecuado. Sus accesorios son:

o Eclisas por collera que sirvan para empatar los rieles.

o 24 clavos de riel, que sirven para fijar los rieles en los durmientes.

o 16 pernos, 16 tuercas.

o Pendiente aproximado 1%.

VENTILACION MECANICA

La ventilación de las labores mineras de esta Empresa Minera “Toma la Mano”

se realiza por medios mecánicos.

Es decir el suministro de aire se realiza por medio de una compresora Atlas

Copco, por un tiempo de 1- 2 horas después del disparo, esto se realiza por la

falta de chimeneas de ventilación entre labores que posteriormente se

realizarían dicho trabajo (Chimeneas).

PROGRAMA DE EXPLOTACIÓN Y DESARROLLO

En base a que posibilidades geológicas del yacimiento son favorables. Se esta

ejecutando un programa de explotación y desarrollo, que consiste en proseguir

la galería principal de la labor JOCH del nivel 4440 mediante una cortada de

aproximadamente 300m hasta llegar a la veta. ITA y 15 de Mayo, antes de ella

creamos una veta Maria en honor a la duela de la Mina. Cuya sección 7’ x 8’ y

un avance de 20 mts al lado Este 85mts al lado Oeste, sobre veta, la

explotación fue minerales de sulfener con leyes de 100 onzas / Tm de Ag.,

todo este mineral fue para la planta.

TRANSPORTE DEL MINERAL

El transporte del mineral de cabeza, extraído de la mina “Toma la Mano”. Son

transportables hacia la planta concentradora de Jangas de propiedad de la

UNASAM, de la facultad de Ingeniería de Minas Geología y Metalurgia.

Para este fin la empresa cuenta con los siguientes volquetes:

o 2 volquetes maraca Volvo 23 toneladas / capacidad (color rojo) c/u

o El recorrido es de 53km de la mina a Jangas y los volquetes realzan

aproximadamente un viaje por día.

o Ida (vacío) promedio………………………………3h

o Regreso (carga) promedio…………………………4h : 30min.

VENTAJAS Y DESVENTAJAS DE LA APLICACIÓN DEL MÉTODO DE

ALMACENAMIENTO PROVISIONAL “SHIRINKAGE”

Con la implementación de método de almacenamiento provisional en la mina

Toma la Mano en el año 1999 se ha logrado multiplicar por 10 la producción la

cual tenia un método artesanal (media barretas) es así que hasta el año 2002

se estaba produciendo 500 Tn., de mineral de exportación con leyes que van

de 130 onzas / Tn – 600 onzas / Tn de plata y 50 Tn diarias de mineral para

planta. En la actualidad el valor económico del mineral a sufrido un

incremento debido a la alza de precios de los metales.

El crecimiento de la producción de la mina Toma la Mano se ha incrementado

principalmente por el cambio de método el cual nos permite eliminar el uso de

carretillas y lamperos en la zona del tajeo ya que el carguio es mediante

chutes directo a los carros mineros.

o VENTAJAS:

Entre las principales ventajas de este método de explotación tenemos:

El costo de producción es bajo en comparación con otros métodos

que podrían aplicarse dadas las características del yacimiento.

Para este método no es necesario el relleno prácticamente no hay

perdida de mineral económico.

El método de explotación usado es sencillo por que las vetas que

ofrece el yacimiento es bien definido.

El sostenimiento utilizado es mínimo.

Para su operación no se requiere alta inversión, se realiza poco

trabajo preliminar de perforación.

No necesita de manipuleo de mineral en los tajeos.

Los tajeos permiten mantener gran cantidad de reservas de mineral

para alimentar progresivamente la producción.

Se necesita escaso enmaderado.

Se puede obtener bajos costos de perforación y ventilación.

o DESVENTAJAS:

Las desventajas que se presenta este método al ser aplicado a la mina

son:

La selección de mineral no se realiza en los tajos por lo cual existe

una cierta dilución en el mineral por presencia de las rocas

encajonantes.

En zonas en donde la potencia de mineral es considerable hay

perdida de mineral debido a que supera el ancho del tajeo normal.

En los puentes y pilares existe perdida de mineral valioso, siendo

algunas veces imposible su recuperación.

Existe perdida de finos en el momento del carguio por los chutes.

Solo se dispone 40% de mineral inmediato a la voladura.

No es posible cambiar el método

CAPÍTULO IV

RELACION DE PRODUCCION AVANCE DE LABORES DE DESARROLLO HORIZONTALES Y VERTICALES PARA LA UNIDAD MINERA "TOMA LA MANO"

MES: JULIO

6'X7' 3.9 m2 ALTURA DE TAJO(H)= 17 mLONGITUD DE TAJO = 60 m

3.2 TM/m3ANCHO MINIMO MINABLE = 1 m

VOLUMEN = 1020 m3TONELAJE= 3264 TM

2 guardias 27 dias

1800 TM/MESPRODUCCION DIARIA = 66.67 TM/dia

54.4 TM/ml33.09 ml/mes

PARA LABORES DE DESARROLLO HORIZONTALES (GALERIA)

NUMERO DE DIAS TRABAJADOS=

SECCION =

P.E=

PRODUCCION MENSUAL =

NUMERO DE GUARDIAS=

PRODRUCCION/AVANCE =CALCULO DEL AVANCE MENSUAL=

P= 7.90 E= 0.45K= 2NºT= 25 TALADROS

CALCULO DEL NUMERO DE TALADROS CALCULO DEL NUMERO DE TALADROS

SECCION= 4'*4' 1.48 m2ALTURA DE TAJO(H)= 12 mLONGITUD DE TAJO = 60 m

3.2 TM/m30.9 m

VOLUMEN = 648 m3TONELAJE= 2073.6 TM

2 guardias 27 dias


150 TM/ml12 ml/mes

PRODUCCION MENSUAL =NUMERO DE DIAS TRABAJADOS=

PARA LABORES DE DESARROLLO VERTICLAES(CHIMENEA )

CALCULO DEL AVANCE MENSUAL=

P.E=ANCHO MINIMO MINABLE =

PRODUCCION/AVANCE =

NUMERO DE GUARDIAS=


CALCULO DEL NUMERO DE TALADROS

PARA LABORES DE DESARROLLO VERTICLAES(CHIMENEA DE DOBLE COMPARTIMIENTO )SECCION= 4'*6' 2.22 m2ALTURA DE TAJO(H)= 8 mLONGITUD DE TAJO = 40 m

3.2 TM/m31 m


2 guardias 27 dias


225 TM/ml8 ml/mes

NUMERO DE GUARDIAS=

CALCULO DEL AVANCE MENSUAL=

NUMERO DE DIAS TRABAJADOS= PRODUCCION MENSUAL =

PRODUCCION/AVANCE =




1 X 30 30 m2 ALTURA DE TAJO(H)= 30 mLONGITUD DE TAJO = 60 m

3.2 TM/m31 m


2 guardias 27 dias


96 TM/ml18.75 ml/mes

SECCION =


NUMERO DE GUARDIAS=NUMERO DE DIAS TRABAJADOS=

PRODUCCION MENSUAL =

PRODRUCCION/AVANCE =CALCULO DEL AVANCE MENSUAL=

TAJEO

P= 21.91 E= 0.45K= 2NºT= 109 TALADROS


ELABORACION DEL PLANEAMIENTO POR CUADROS PROGRAMADOS DE LA CIA MINERA "TOMA LA MANO"

PARA LABORES DE DESARROLLO HORIZONTALES (GALERIAS)

3.2 TM/m3SECCION= 6'*7' 3.78 m2VOLUMEN= 5.44 m3

6'*0,8 1.44 mTONELAJE= 17.42 TM

272

940.58 TM/Mes PRODUCCION MENSUAL

P.E=

LONGITUD DE TALADRO =

DIAS TRABAJADOS =NUMERO DE GUARDIAS =

940.58 TM/MES 3.2 TM/m3

3.78 m26'80% C/U

34 mm0.4 m0.4 m

8 hTIEMPO NOMINAL(Tn)= 8 h

Tn*Eff. Mec. Eff.Op= 5.12 h

30 min25 min18 segundos 40 segundos

6'*0,80 1.44 m

0.305 m/min

0.5 min0.3 min0.5 min

2 min1 min

ciclo total= 4.3 min

TIEMPO DE Penetracion /TALADRO= 4.72 min9.02 min0.16 m/min

1. PERFORACION

LONGITUD DEL BARRENO =

ESPACIAMIENTO =SEPARACION =

DIAMETRO DE TALADRO= RENDIMIENTO DE LAS PERFORADORAS=

LABORES DE DESARROLLO DE SECCION 6'X7'=

PARA LABORES DE DESARROLLO HORIZONTALES (GALERIAS)

P.E.=PRODUCCION MENSUAL =

TIMPO DE PERFORACION POR TALADRO =VELOCIDAD DE PERFORACION POR TALADRO=

ciclo operativo

Movimiento del equipo =Ubicación para perforar =

Desinstalacion de la maquina perforadora=Carguio y Chispeo =

DETERMINACION DEL TIEMPO DE PERFORACION(Tp)= velocida de penetracion =

Acoplamineto de la barra =extraccion de la barra =

Desacomplamiento de la barra =

LONGITUD DE TALADRO=

GUARDIA=

TIEMPO EFECTIVO(Te)=Datos tomados en el frente de trabajo

Desatado de rocas flojas =Iinstalacion de la maquina perforadora =

0.23 m30.74 TM/tal

VELOCIDAD DE PRODUCCION POR TALADRO= 0.08 TM/min

8 hRENDIMIENTO DEL EQUIPO = 0.8

0.5 h20 min 0.33 h

TE/Gd= 5.57 hrs 334 min/dg

P/gd= 27.30 TM/gd

PN/dia= 54.59

PR/Dia 43.67 TMDprograma de perforacion

2 guardias 1.44 m

27 m/mes2.88 m/dia

PP= 9.38 dias/mes 9.00 dias/mes

Longitud de taladro=

CALCULO DE LA PRODUCCION POR TALADRO:

produccion nominal por taladro=

avance mensual =avance por dia =

HORAS NOMINALES POR GUARDIA =

MANTENIMIENTO PROMEDIO=MOVILIZACION PROMEDIO POR DISPARO =

Volumen movido por taladro =

calculo de la produccion por guardia

calculo de la produccion nominal por dia considerando que se trabajan en dos guardias por dia tendremos

calculo de la produccion real

Numero de guardias=

DETERMINACION DEL TIEMPO EFECTIVO POR GUARDIA

PARA LABORES DE DESARROLLO HORIZONTALES (GALERIAS) P.E=1. PERFORACION SECCION=

PRODUCCION MENSUAL = 940.58 TM/MES VOLUMEN= 5.44 P.E.= 3.2TM/m3

LABORES DE DESARROLLO DE SECCION 6'X7'= 3.78 LONGITUD DE TALADRO =LONGITUD DEL BARRENO = TONELAJE= 17.42

RENDIMIENTO DE LAS PERFORADORAS= 80% C/U DIAS TRABAJADOS =DIAMETRO DE TALADRO= 34 NUMERO DE GUARDIAS =

ESPACIAMIENTO = 0.4 PRODUCCION MENSUALSEPARACION = 0.4

GUARDIA= 8TIEMPO NOMINAL(Tn)= 8

TIEMPO EFECTIVO(Te)=Tn*Eff. Mec. Eff.Op= 5.12Datos tomados en el frente de trabajo

Desatado de rocas flojas = 30Iinstalacion de la maquina perforadora = 25

Desinstalacion de la maquina perforadora= 18segundos Carguio y Chispeo = 40segundos

LONGITUD DE TALADRO=6'*0,80 1.44DETERMINACION DEL TIEMPO DE PERFORACION(Tp)=

velocida de penetracion = 0.305m/minciclo operativo

Acoplamineto de la barra = 0.5extraccion de la barra = 0.3

Desacomplamiento de la barra = 0.5Movimiento del equipo = 2Ubicación para perforar = 1

ciclo total= 4.3

TIEMPO DE Penetracion /TALADRO= 4.72 TIMPO DE PERFORACION POR TALADRO = 9.02

VELOCIDAD DE PERFORACION POR TALADRO= 0.16 m/minCALCULO DE LA PRODUCCION POR TALADRO:

Volumen movido por taladro = 0.23 produccion nominal por taladro= 0.74 TM/tal

VELOCIDAD DE PRODUCCION POR TALADRO= 0.08 TM/min

DETERMINACION DEL TIEMPO EFECTIVO POR GUARDIAHORAS NOMINALES POR GUARDIA = 8

RENDIMIENTO DEL EQUIPO = 0.8MANTENIMIENTO PROMEDIO= 0.5MOVILIZACION PROMEDIO POR DISPARO = 20 0.33

TE/Gd= 5.57 334min/dg

calculo de la produccion por guardiaP/gd= 27.30 TM/gd


PN/dia= 54.59 calculo de la produccion real


Numero de guardias= 2guardias Longitud de taladro= 1.44

avance mensual = 27m/mesavance por dia = 2.88m/dia

9.38 dias/mes 9.00 dias/mes

2. ANALISIS DE CONCIDERACIONES TECNICAS PARA VOLADURACALCULO DEL NUEMRO DE TALADROS TIEMPO DE CARGUIO POR TALADRO= 3.5

NºT= 1,276.00 Taladros/mes CALCULO DE PROGRAMA DE CARGUIO

tiempo de carguio de los taladros TCT= 4,466.00 min/mes 74.43 h/mes

conciderando 8 horas efctivas pr guardia TCT= 9.30 guardias/mes

9.00 dias/mes

3.ANALISIS DE LAS CONCIDERACIONES TECNICAS-PROGRAMA DE LIMPIEZA capaciadad del carro = 1.5TON

CONSIDERACIONES TECNICAS DE OPERACIÓN velocidad promedio de acarreo= 3km/hrvelocidad promedio de retorno= 5km/hrdistancia promedio de operación= 82

ciclo operativo del equipo de acarreotiempo de chuteo(incluyendo apertura y cierre y ubicación de carros = 7

maniobra para descarga = 1descarga del mineral al ore pass = 1

total = 9

analis programaticotiempo de acarreo de viaje= 2.46

tiempo tota de viaje = 11.46min/viajeNumero de viajes por hora = 5.24 viajes/hora 5.00 viajes/hora

tiempo muerto= 1.8hr/guardia

horas de trabajo por guardia= 8hr/guardiahora real de trabajo del carro= 6.2hr/guardia

horas real de trabajo del carro por dia= 12.4 hr/diadescarga del carro por dia= 93.00 TM/dia

programa de limpieza= 10 dias/mes

PARA LABORES DE DESARROLLO Y PREPARACION VERTICALES(CHIMENEA )

1. PERFORACION PRODUCCION MENSUAL = 292.51 TM/Mes

P.E= 3.2TM/m3 LABORES DE DESARROLLO DE SECCION 4'*4'

LONGITUD DEL BARRENO =RENDIMIENTO DE LAS PERFORADORAS= 80% C/UDIAMETRO DE TALADRO= 34 1.339pulESPACIAMIENTO = 0.4SEPARACION = 0.4

* CALCULO DE TIEMPO EFECTIVO / GUARDIAGUARDIA= 8

TIEMPO NOMINAL(Tn)= 8TIEMPO EFECTIVO(Te)= Tn*Eff. Mec. Eff.Op= 5.12

Datos tomados en el frente de trabajoDesatado de rocas flojas = 45 min

instalacion de la maquina perforadora = 28Desinstalacion de la maquina perforadora= 18segundos Carguio y Chispeo = 33segundos LONGITUD DE TALADRO= 5'*0,80 1.22

*DETERMINACION DEL TIEMPO DE PERFORACION(Tp)=

velocida de penetracion = 0.305m/min DATO

ciclo operativo Acoplamineto de la barra = 0.6extraccion de la barra = 0.4Desacomplamiento de la barra = 0.6Movimiento del equipo = 1Ubicación para perforar = 1

ciclo total= 3.6

* TIEMPO DE PENETRACION /TALADRO= TPEN

PEN= 1.22/0.305 4

*TIEMPO DE PERFORACION POR TALADRO = 7.6*VELOCIDAD DE PERFORACION POR TALADRO= 0.16 m/min espaciamientoBURDEN

*CALCULO DE LA PRODUCCION POR TALADRO:

Volumen movido por taladro = 0.20 produccion nominal por taladro= 0.62

*VELOCIDAD DE PRODUCCION POR TALADRO= 0.08 TM/min

*DETERMINACION DEL TIEMPO EFECTIVO POR GUARDIA

HORAS NOMINALES POR GUARDIA =RENDIMIENTO DEL EQUIPO =MANTENIMIENTO PROMEDIO=MOVILIZACION PROMEDIO POR DISPARO = 20 0.33 TE/gd. 5.57 334 min.

*CALCULO DE LA PRODUCCION / GUARDIAP/gd= 27.47 TM/gd*CALCULO DE PRODUCCION NOMINAL POR DIA considerando que se trabajan en 2 guardias por dia tendremos PN/dia= 54.94 TMD*CALCULO DE PRODUCCION REAL PRODUCCION POR TALADRO AL 80%PR/Dia 43.95 TMD

*PROGRAMA DE PERFORACION

PP= 292.51 TM/Mes/38.84TMD 7Dias/Mes

2. ANALISIS DE CONCIDERACIONES TECNICAS PARA VOLADURA

*CALCULO DEL NUEMRO DE TALADROS TIEMPO DE CARGUIO POR TALADRO=

NºT= 292.51 TM/Mes/0.62 TM/TAL. 468.28 Taladros/mes

*CALCULO DE PROGRAMA DE CARGUIO TIEMPO DE CARGUIO DE LOS TALADROS

TCT= 5,619.38 min/mes 93.66 h/mes

TIEMPO EFECTIVO POR GUARDIA = 7Hrs/Grd.*TIEMPO EFECTTIVO CARGUIO DE TALADROS (TCT.)

TCT= 13.38 guardias/mes(13.38 grd/mes)/(2 dias/ grd)

7dias/mes

3.-ANALISESCDE LAS CONCIDERACIONES TECNICAS TECNICAS PROGRAMADAS DE LIMPIEZA

capaciadad del carro = 1.5TON DATO*CONSIDERACIONES TECNICAS DE OPERACIÓN velocidad promedio de acarreo= 3km/hrvelocidad promedio de retorno= 5km/hrdistancia promedio de operación= 82*CICLO OPERATIVO DEL EQUIPO DE ACARREOtiempo de chuteo(incluyendo apertura y cierre y ubicación de carros = 16maniobra para descarga = 2.8descarga del mineral al ore pass = 2

Total = 20.8min*ANALISIS PROGRAMATICOtiempo de acarreo de viaje= 2.46tiempo tota de viaje = 23.26min/viajeNumero de viajes por hora = 2.58 viajes/hora tiempo muerto= 5.4hr/guardia 3.00 viajes/hora horas de trabajo por guardia= 8hr/guardiahora real de trabajo del carro= 2.6hr/guardiahoras real de trabajo del carro por dia= 5.2 hr/diadescarga del carro por dia= 23.40 TM/dia

programa de limpieza= 13 dias/mes

3.2 TM/m3SECCION= 5'*8' 3.72 m2VOLUMEN= 4.54 m3

5'*0,8 1.22 mTONELAJE= 14.52 TM

272

784.24 TM/Mes

P.E=

LONGITUD DE TALADRO =

DIAS TRABAJADOS =NUMERO DE GUARDIAS =

PRODUCCION MENSUAL

PARA LABORES DE DESARROLLO CHIMENEAS DE DOBLE COMPARTIMIENTO1. PERFORACION

PRODUCCION MENSUAL = 784.24 TM/MES P.E.= 3TM/m3

LABORES DE DESARROLLO DE SECCION 5'X8'= 3.72LONGITUD DEL BARRENO =

RENDIMIENTO DE LAS PERFORADORAS= 80% C/UDIAMETRO DE TALADRO= 34

ESPACIAMIENTO = 0.6SEPARACION = 0.6

GUARDIA= 8TIEMPO NOMINAL(Tn)= 8

TIEMPO EFECTIVO(Te)=Tn*Eff. Mec. Eff.Op= 5.12Datos tomados en el frente de trabajo

Desatado de rocas flojas = 30Iinstalacion de la maquina perforadora = 25

Desinstalacion de la maquina perforadora= 18segundos Carguio y Chispeo = 40segundos

LONGITUD DE TALADRO=5'*0,80 1.22DETERMINACION DEL TIEMPO DE PERFORACION(Tp)=

velocida de penetracion = 0.305m/minciclo operativo

Acoplamineto de la barra = 0.5extraccion de la barra = 0.3

Desacomplamiento de la barra = 0.5Movimiento del equipo = 2Ubicación para perforar = 1

ciclo total= 4.3

TIEMPO DE Penetracion /TALADRO= 4.00 TIMPO DE PERFORACION POR TALADRO = 8.30

VELOCIDAD DE PERFORACION POR TALADRO= 0.15 m/minCALCULO DE LA PRODUCCION POR TALADRO:

Volumen movido por taladro = 0.44

produccion nominal por taladro= 1.32 TM/talVELOCIDAD DE PRODUCCION POR TALADRO= 0.16 TM/min

DETERMINACION DEL TIEMPO EFECTIVO POR GUARDIAHORAS NOMINALES POR GUARDIA = 8

RENDIMIENTO DEL EQUIPO = 0.8MANTENIMIENTO PROMEDIO= 0.5

MOVILIZACION PROMEDIO POR DISPARO = 20 0.33 TE/Gd= 5.57 334min/dg

calculo de la produccion por guardiaP/gd= 53.02 TM/gd


PN/dia= 106.04 calculo de la produccion real


Numero de guardias= 2guardias Longitud de taladro= 0.6

avance mensual = 8m/mesavance por dia = 1.2m/dia

6.67 dias/mes 7.00 dias/mes

2. ANALISIS DE CONCIDERACIONES TECNICAS PARA VOLADURACALCULO DEL NUEMRO DE TALADROS TIEMPO DE CARGUIO POR TALADRO= 6min/TAL

NºT= 595.00 Taladros/mes CALCULO DE PROGRAMA DE CARGUIO

tiempo de carguio de los taladros TCT= 3,570.00 min/mes 59.50 h/mes

conciderando 8 horas efctivas pr guardia TCT= 7.44 guardias/mes

7.00 dias/mes

3.ANALISIS DE LAS CONCIDERACIONES TECNICAS-PROGRAMA DE LIMPIEZA capaciadad del carro = 1.5TON

CONSIDERACIONES TECNICAS DE OPERACIÓN velocidad promedio de acarreo= 3km/hrvelocidad promedio de retorno= 5km/hrdistancia promedio de operación= 82

ciclo operativo del equipo de acarreotiempo de chuteo(incluyendo apertura y cierre y ubicación de carros = 11

maniobra para descarga =descarga del mineral al ore pass = 2

total = 13

analis programaticotiempo de acarreo de viaje= 2.46

tiempo tota de viaje = 15.46min/viajeNumero de viajes por hora = 3.88 viajes/hora 4.00 viajes/hora

tiempo muerto= 3hr/guardiahoras de trabajo por guardia= 8hr/guardiahora real de trabajo del carro= 5hr/guardia

horas real de trabajo del carro por dia= 10.0 hr/diadescarga del carro por dia= 60.00 TM/dia

PLANIFICACION DE OPERACIONES POR CUADROS PROGRAMADOS PARA LA MINA TOMA LA MANO (JULIO 2011)

LABOR CRONOGRAMA (DIAS)1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29

GALERIA P V L P V L P V L P V L P V L P V L P V L P V L P VCHIMENEA P V L P V L L P V L L P V L L P V L L P V L L P VCHIMENEA (DC) P V L L P V L L P V L L P V L L P V L L P V L L PTAJEO P V P V L L L P V P V P V L L L L L P V P V P V L L L

ELABORACION DE CUADROS ESTADISTICOS PARA GALERIAS

EFICIENCIA DE LA LABORE.L

3.51 ml/ hg EL=940.58/(36+72+160) ml/hg

EL=Producción / (Nº De Personas Perf. + Nº De Personas Vol. + Nº De Personas Limp.EFICIENCIA DE

PRODUCION POR MES 940.58 TM/MesPLANIFICACION DEL PERSONAL POR GUARDIA

PERFORACIONPERFORISTA 1AYUDANTE DE PER. 1TOTAL DE PERSONAS 2Nº GUARDIAS/DIA 2

PP 9 Días/mes

VOLADURASUPERVISOR DE VOLADURA 1CARDOR ( CHISPERO) 1AYUDANTE 1TRANS. DE EXPLOSIVO 1TOTAL DE PERSONAS 4

PV 9 Días/mes

LIMPIEZADESATADORES 2

PALEROS 2

CARREROS 4TOTAL DE PERSONAS 8

PL 10 Días/mes

PROCESOS PRODUCTIVOSNUMERO DE PERSONAS POR MES

PERFORACIONNº DE PERSONAS / Mes 36 h - gd/mes

VOLADURANº DE PERSONAS / Mes 72 h - gd/mes

LIMPIEZANº DE PERSONAS / Mes 160 h - gd/mes

PERFORACION

Nº DE TALADROS 25 TaladrosLT 1.83 m Long. Mensual Perf.= 25 taladros*1.83

metros

LONGITUD MENSUAL PERFORADO 45.75 mEp = Producción/Long. Mensual Perforada

Ep = = 940.58 TMM/45.75m Ep = 20.56

EFICIENCIA DE PERFORACION 20.56 TM / Mp

EFICIENCIA DEL EXPLOSIVODENSIDAD DEL EXPLOSIVO 1.16

ØEXPLOSIVO 0.766

FACTOR DE CONVERSION 0.34DENSIDAD DE CARGA POR TALADRO 0.23 lb/pie

LONGITUD EFECTIVA DE CARGA

FACTOR DE CORRECCION 0.9LEC=LT*FACTOR DE

CORRECIÓNLEC=1.83m*0.90

LEC= 1.65

CONSUMO DE EXPLOSIVO POR MESDATO: Fp=1.05 CEM=LEC*N°taladros*Dc*Fp

CEM = 4,822.90 lb / mes

FACTOR DE POTENCIA FP=CEM/940.58TMM

FP = 5.13 lb/TM = 2.33 Kg/TM

EFICIENCIA DE LOS EQUIPOS DE LIMPIEZA1. EQUIPO DE CARGUIO :

Nº DE UNIDADES DE CARGUIO 1HORAS DE TRABAJO POR MES HTM=h/g*g/dia*dias/mes*N° de unidades

HTM=8*2*10*1160 hrs/mes

Pulgadas

2. EFICIENCIA DE CARGUIOEC = 940.58TMM / 160hrs/mes5.88 ml/ h - maq.

ELABORACION DE CUADROS ESTADISTICOS PARA CHIMENEAS

1. PRODUCION POR MES

292.51 TM/Mes Nº GUARDIAS/DIA

2. PLANIFICACION DEL PERSONAL POR GUARDIA PERFORACION

PERFORISTA 1 AYUDANTE DE PER. 1

TOTAL DE PERSONAS 2 pers.

PP 7 Días/mes

VOLADURA SUPERVISOR DE VOLADURA 1CARDOR ( CHISPERO) 1 AYUDANTE 1 TRANSPORTADOR DE EXPLOSIVO 1 TOTAL DE PERSONAS 4 Pers.

PV 7 Días/mes

3. PROCESOS PRODUCTIVOS

LIMPIEZA DESATADORES 2

PALEROS 1 CARREROS 2

TOTAL DE PERSONAS 5 pers.

PL 13 Dias/mes

LIMPIEZAN° De Personas = (Pers. Total) (# Guardias)(PP)N° De Personas = 5x2x13 Nº DE PERSONAS /

Mes 130 Personas/mes

EFICIENCIA DE LA LABOR Y DE PERFORACION

EFICIENCIA DE LA LABOR

EL= Producción /# Total De TrabajadoresEL=292.51 / 214 292.51

E.L 1.37 m.t/h-gd

5.-

EFICIENCIA DEL EXPLOSIVO O FACTOR DE POTENCIA

FACTOR DE POTENCIAF.P. = 17.73 /

292.510.05 LBS./ TM = 0.02 Kg/tm dinamita

CONSUMO DE EXPLOSIVO POR MES

CME = LEC x # Taladros x DC x fp

CME = 16.00 Lbs/mes

EFICIENCIA DE PERFORACIONNº DE TALADROS 14

LONGITUD DE TALADRO 1.22 Mt.

LONGITUD DE METROS PERFORADOS 17.08 Mt.EP = PRODUCCION/Long. Metros Perforados

EP = 292.51/17.08E. P. = 17.13 TM/mp.

DENSIDAD DE CARGA POR TALADRODENSIDAD DEL EXPLOSIVO 1.16 lb/pie

ØEXPLOSIVO 0.766 Pulg.FACTOR DE CONVERSION 0.34

DENSIDAD DE CARGA POR TALADRO 0.30 lb/pie

LONGITUD EFECTIVA DE CARGA

FACTOR DE CORRECCION 0.9

LONGITUD DE TALADRO 1.22 mtLEC=1.22x0.9

L.E.C. = 1.10 mt.

6.-EFICIENCIA DE LOS EQUIPOS DE LIMPIEZA

EQUIPOS DE ACAREO HORAS DE TRABAJO POR MES

EFICIENCIA DE CARGUIO

Nº DE UNIDADES DE CARGUIO

2

104 hrs./mes 2.81 ml / h - maq.

ELABORACION DE CUADROS ESTADISTICOS PARA CHIMENEAS DE DOBLE COMPARTIMIENTO

PRODUCION POR MES 784,24 TM/Mes

PLANIFICACION DEL PERSONAL POR GUARDIA

PERFORACIONPERFORISTA 1

AYUDANTE DE PER. 1TOTAL DE PERSONAS 2

Nº GUARDIAS/DIA 2PP 7 Días/mes

VOLADURASUPERVISOR DE VOLADURA 1

CARDOR ( CHISPERO) 1AYUDANTE 1

TRANSPORTADOR DE EXPLOSIVO 1TOTAL DE PERSONAS 4

PV 7 Dias/mes


PALEROS 1CARREROS 1

TOTAL DE PERSONAS 4PL 13 Dias/mes

PROCESOS PRODUCTIVOS

NUMERO DE PERSONAS POR MESPERFORACION

Nº DE PERSONAS / Mes 28 h - gd/mes



EFICIENCIA DE LA LABORE.L 4.17 TM/ h -gd

EFICIENCIA DE PERFORACIONNº DE TALADROS 13

LT 1,83 m

LONGITUD MENSUAL PERFORADO 23,79 m

EFICIENCIA DE PERFORACION 32,97 TM / Mp

EFICIENCIA DEL EXPLOSIVODENSIDAD DEL EXPLOSIVO 1,16

ØEXPLOSIVO 0,766 Pul.FACTOR DE CONVERSION 0,34

DENSIDAD DE CARGA POR TALADRO 0,23 lp/pie

FACTOR DE CORRECCION 0,9LONGITUD EFECTIVA DE CARGA 1,65

CONSUMO DE EXPLOSIVO POR MES 2.507,91 lb/mes

FACTOR DE POTENCIA 3,20 lb/TM 1,45 Kg/TM

EFICIENCIA DE LOS EQUIPOS DE LIMPIEZAEQUIPO DE CARGUIO

Nº DE UNIDADES DE CARGUIO 1HORAS DE TRABAJO POR MES 52 h/mes

EFICIENCIA DE CARGUIO 15,08 TM / h - maq.

ELABORACION DE CUADROS ESTADISTICOS PARA TAJEO

PRODUCION POR MES 3732,48 TM/Mes

PLANIFICACION DEL PERSONAL POR GUARDIA

PERFORACIONPERFORISTA 2

AYUDANTE DE PER. 2TOTAL DE PERSONAS 4

Nº GUARDIAS/DIA 2PP 8 Dias/mes

VOLADURASUPERVISOR DE VOLADURA 1

CARDOR ( CHISPERO) 1AYUDANTE 1

TRANSPORTADOR DE EXPLOSIVO 1TOTAL DE PERSONAS 4

PV 8 Dias/mes


PALEROS 3CARREROS 3

TOTAL DE PERSONAS 10PL 13 Dias/mes

NUMERO DE PERSONAS POR MESPERFORACION

Nº DE PERSONAS / Mes 64 h - gd/mes



EFICIENCIA DE LA LABORE.L 9.62 TM/ h -gd

EFICIENCIA DE PERFORACIONNº DE TALADROS 109 taladros

LT 1,44 m

LONGITUD MENSUAL PERFORADO 156,96 m EFICIENCIA DE PERFORACION 23,78 TM / Mp

EFICIENCIA DEL EXPLOSIVODENSIDAD DEL EXPLOSIVO 1,16

ØEXPLOSIVO 0,766 Pul.FACTOR DE CONVERSION 0,34

DENSIDAD DE CARGA POR TALADRO 0,23 lb/pie1.35 lb/taladro

FACTOR DE CORRECCION 0.9LONGITUD EFECTIVA DE CARGA 1.30

CONSUMO DE EXPLOSIVO POR MES

CEM 200,24 lb/mes

FACTOR DE POTENCIAFP 0,05 lb/TM

EFICIENCIA DE LOS EQUIPOS DE LIMPIEZA1. EQUIPO DE CARGUIO Nº DE UNIDADES DE CARGUIO 3HORAS DE TRABAJO POR MES 780 hrs/mes

2. EFICIENCIA DE CARGUIO 4.79 ml/ h - maq.

PLANEAMIENTO POR CUADROS ESTADISTICOS PARA LA EMPRESA MINERA TOMA LA MANO ( JULIO 2011)

NIVELPARAMETROS

CHIMENEA GALERIA E.LABOR 1.37 TM/ h-g 3.99 TM/ h -g

E.PERFORACION 17.13 TM/ mp 20.59TM/ mpFACTOR DE POTENCIA 0.02 Kg /TM 2.33 Kg / TM

CARGUIO 2.81TM / h - maq. 29.39 TM /h - maq.

NIVEL

PARAMETROSCHIMENEA DOBLE COMPARTIMIENTO TAJEO

E.LABOR 4.17 TM/ h -g 9.62 TM/h - gE.PERFORACION 32.97 TM / mp 23.78 TM/mp

FACTOR DE POTENCIA 1.45 kg / TM 0.02Kg/TM

CARGUIO 15.08 TM / h- maq. 4.79 TM/h - maq.

CONCLUSIONES

La mineralización de la mina Toma la Mano es de origen hidrotermal y

hepigenetico del tipo relleno de fracturas.

El principal mineral económico es la plata que se presenta asociado al plomo

como plata nativa.

Las fallas existentes o fracturas siguen el rumbo de los estratos convergiendo en

un punto formando así una veta de mayor potencia.

La mineralización es errática en sentido horizontal y vertical, lo que no se puede

decir lo mismo de su riqueza; ya que poseen leyes altas y su potencia varia de 0.10

a 2.00 mts.

Al hacer cambio de método la producción aumento diez veces.

Gracias a este método se ha eliminado de las operaciones unitarias la limpieza y

el acarreo.

La falta de renovación de las maquinas de perforación en cuanto a sus

accesorios, dificultan un buen desempeño de los perforistas, y como consecuencia

de ello no se tengan que avances satisfactorios.

La implementación de este método resulta más rentable que con el que se estaba

trabajando.

El factor que incide directamente en el bajo rendimiento de la perforación, son las

fugas de aire comprimido en el recorrido hacia las labores. Estas fugas de aire se

producen en los accesorios, válvulas y reducciones.

Como consecuencia en frentes como en tajeos no son las mas satisfactorias no

esperadas.

Se ha visto minerales de alto contenido de plata, 600 onzas / tonelada, pero la

producción actual es de mineral tercera, que supera las 1800 onzas / toneladas

métricas de plata, la producción por día es aproximadamente de 15 toneladas

métricas llegando a 450 toneladas métricas mensuales, de plata.

El método aplicado nos permite recuperar casi el 100% del mineral delimitado y

con poca dilución.

La mina Toma la Mano es parte integrante de un distrito minero conformada

además de Toma la mano, de las minas Atlante, Arequipa, Vesubio, San Martín,

Garrosa y otras más pequeñas.

El reconocimiento geológico en la zona de la mina Toma la Mano ha mostrado

que se trata de una mina relativamente joven y tiene mineral potencial para varios

años de explotación al ritmo actual

El objetivo de la Empresa Minera Toma la Mano es ampliar las dimensiones de la

mina.

SUGERENCIAS O RECOMENDACIONES

Hacer planos topográficos y geológicos a las vetas. Y otros, etc.

La perforación debe ser diseñado con su cuneta ya que hasta el momento no

se ha visto cuneta en la labor 62 y llevar una gradiente aproximadamente 0.5% ya

que esta labor falta controlar dicha gradiente todo lo largo del frente perforado.

Donde teníamos que perforar los pisos o arrastres un aproximado de 50mts de largo,

por la excesiva pendiente que tenia, donde los carros mineros continuamente sufrían

descarrilamiento.

Hacer cuneta todo de largo del trayecto, de las labores ITA y 62, porque

dificultan el paso del personal y los carros mineros, porque el agua arrastra material

disparado del frente.

Es fundamental incidir en trabajos de explotación y desarrollo para prolongar la

vida de la mina, ya que los indicios geológicos del yacimiento son favorables.

Se debe controlar el consumo de explosivos así como su uso racional, en

algunos casos se exagera en la cantidad.

BIBLIOGRAFIA

Metodología de costos de Operación en Minería. Universidad Nacional de

Ingeniería.

INGEMMET, Sinopsis de la Geología del Perú, 1969

INGEMMET – Geología del Cuadrángulo de Carhuaz. Boletín Nº 16 – 1970.

INGEMMET – Estudio Geotécnico de la Carretera Carhuaz – Chacas – Sector

Obra punta Olímpica. Convenio: Corde Ancash – INGEMMET; 1980.

OBISPO CHÁVEZ Julio M. “Aplicación del Método de Explotación Subterránea de

Almacenamiento Provisional en la Mina Toma la Mano, Huaraz.

CAMPAÑA MINERA “TOMA LA MANO S.A” – “Proyecto del Medio Ambiente de la

Mina Toma la Mano”. Estudio elaborado por una Consultora – 1985.

Toma La Mano Parcial 1 (1)

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