Plan de Minado 2018 Unidad Minera Untuca - 1800 Tpd

Plan de Minado 2018 Unidad Minera Untuca – CORI PUNO SAC

FIGURA 16.3 RUTA DE EVACUACION MINA POMARANI

-147-


FIGURA 16.4 RUTA DE EVACUACION MINA CRUZ DE ORO

-148-


17. MEDIO AMBIENTE Y ASPECTO SOCIAL 17.1 Medio Ambiente El Estudio de “EIA del Proyecto Untuca” reúne los requerimientos técnicos

ambientales y sociales, respecto a los temas relacionados con el medio físico: calidad del aire, suelos, cantidad y calidad del agua; medio biológico: flora y fauna y aspectos socioeconómicos, en cumplimiento de las normas ambientales nacionales establecidas. FIGURA 17.1 AREA DE INFLUENCIA AMBIENTAL DIRECTA E INDIRECTA

-149-


17.1.1 Estabilidad Geoquímica 17.1.1.1

Caracterización Geoquímica - Desmonte de Mina

La evaluación del potencial de generación drenaje ácido (DAR), fue realizado en el estudio de factibilidad de los depósitos (botaderos) de almacenamiento de mineral de baja ley Yesica (T&C CONSULTING, 2012), donde se ensayó una muestra representativa del material de desmonte. Los resultados obtenidos en el análisis de laboratorio realizado por GEOTEP, son mostrados en la siguiente tabla. TABLA 17.1 ENSAYO ABA - MUESTRA DE LA DESMONTERA Muestra

PH en Pasta

PN

%S

PA

PNN

PN/PA

Desmonte de Mina

6.48

2.36

0.27

8.43

-6.07

0.28

Dónde: %S: porcentaje de Azufre como Sulfuro PA: Potencial Acido Kg CaCO3/Tm PN: Potencial Neutralización como Kg CaCO3/Tm PNN: Potencial Neto Neutralización en Kg CaCO3/Tm La interpretación de los resultados de las pruebas estáticas se basa en la diferencia y en la proporción entre el potencial de acidez y el de neutralización. La diferencia entre la acidez potencial máxima y el potencial de neutralización bruta nos da el potencial de neutralización neta. Por eso las pruebas estáticas se refieren a la composición geoquímica de una muestra, y no a la velocidad ni a la magnitud de las reacciones que pueden producir o consumir acidez. Por tal razón, los procedimientos para pruebas estáticas son igualmente aplicables en cualquier región -150-


12.4 12.5 12.6 12.7 12.8 12.9 12.10

12.3.2 Programa de Producción 12.3.3 Plan de Monitoreo de Estabilidad de Taludes del Tajo 12.3.4 Control del Plan de Minado 12.3.5 Botaderos de Desmonte 12.3.6 Plan de Monitoreo de Estabilidad Física de Botadero Operaciones Unitarias Tajo Abierto 12.4.1 Control de Operaciones Mina Listado de Equipos Servicios Auxiliares Mantenimiento Mecánico Supervisión Mina Decapeo Costos de Producción 12.10.1 Costo de Operación Estimado

13 PLANTA 13.1 Chancado Primario 13.2 Chancado Secundario 13.3 Chancado Terciario 13.4 Molienda, Clasificación y Gravimetria 13.5 Flotación

88 100 100 101 101 102 102 106 107 107 108 108 108 108

109 10909 10909 1100 1100 1111

14 INFRAESTRUCTURA GENERAL 14.1 Instalaciones Productivas 14.1.1 Área de Tratamiento 14.1.2 Área de Instalaciones Auxiliares

1144 1144 115 1155

15 FUENTES DE ABASTECIMIENTO DE ENERGÍA ELÉCTRICA

1166

16 MEDIDAS DE SEGURIDAD Y SALUD OCUPACIONAL 16.1 Almacenamiento de Explosivos 16.1.1 Acondicionamiento 16.1.2 Almacenamiento 16.1.3 Señales de Seguridad 16.2 Reglamento Interno de Seguridad e Higiene Minera 16.2.1 Reglamento Interno de Seguridad y Salud Ocupacional 16.2.2 Estándares y Procedimiento Estricto de Trabajo Seguro (PETS) 16.2.3 Plan de Emergencias 16.2.4 Comité de Seguridad y Salud en el Trabajo 16.2.5 Programa de Capacitación en Seguridad 16.3 IPERC Linea Base – 2018 Mina

1177 1177 1177 11818 11919 120 1200 1211 1222 1222 1233 124

17 MEDIO AMBIENTE Y ASPECTO SOCIAL 17.1 Medio Ambiente 17.1.1 Estabilidad Geoquimica 17.1.2 Estabilidad Hidrológica 17.1.3 Monitoreo Ambiental 17.2 Aspecto Social

14949 14949 1500 1511 1533 1544

18 PLAN DE CIERRE DE MINA

1555 -4-


climática o geológica. Sin embargo, deberá considerarse que la experiencia es importante en la conducción de cualquiera de estos procedimientos de prueba, así como se requiere de cierto juicio para seleccionar la normalidad de ácido y base en los procedimientos de balance ácido-base. Se debería contratar los servicios de laboratorios experimentados para todo programa de pruebas. El criterio empleado para la determinación de la generación de acidez es: Si: PNN < -20 Genera Acidez -20 < PNN < 20 Incertidumbre PNN > 20 No Genera Acidez El resultado del Potencial Neto de Neutralización de la muestra de desmonte de la Desmontera con PNN (-6.07) tiene poca capacidad de neutralización debido a la predominancia de minerales conformados por silicatos y poca presencia de minerales sulfurados con respecto a la casi ausencia

de

carbonatos.

En

resumen

de

acuerdo

a

estas

consideraciones se determinaron lo siguiente: La muestra de la Desmontera (PNN: -6.07), nos coloca en la posición de incertidumbre pero por precaución, se tratá en el presente estudio como Generador de Drenaje Acido, cuando interaccionan con el agua, oxígeno y actividad bácterial.

17.1.2 Estabilidad Hidrológica 17.1.2.1

Evaluación hidrológica y delimitación de cuencas tributarias

De las cuales el 60 % son drenadas por el sistema de drenaje de las vías de acceso ubicadas en parte superior de la cuenca. Para el presente diseño se preverá la condición más desfavorable, asumiendo que el sistema de drenaje de las vías existentes en la cuenca superior no funcionen como sistemas de derivación, entonces el área total de la cuenca será 4.1 has. -151-


Para el cálculo de la precipitación máxima para un periodo de retorno de 500 años, se utilizó los registros de precipitación máxima probable en 24 horas de la estación Ananea, cercana al área del proyecto.

TABLA 17.2 UBICACIÓN DE ESTACIÓN METEREOLÓGICA Estación Ananea

Latitud Sur y Longitud Oeste 14º 40’ y 69º 32’

17.1.2.2

Altitud (msnm)

Parámetro

Período de Registros utilizados

4660

Precipitación Máxima en 24 horas

1964-1968, 1971-2008

Análisis de Precipitación Externa

La estimación de las precipitaciones extremas en el área de interés, se ha realizado tomando como base los registros de precipitación máxima diaria, que fue desarrollada en el Estudio Hidrológico (TC Consulting, 2012). Para el análisis de frecuencia de precipitación máxima diaria se ha seleccionado a la Distribución Log Pearson III, considerando que es la que mejor ajuste presenta según el análisis de bondad de ajuste de Kolmogorov que agrupa a todas las distribuciones probabilísticas. Los registros de precipitación máxima diaria han sido obtenidos mediante pluviómetros en lugar de pluviógrafos, con lecturas una vez por día, lo que puede provocar normalmente que se mida entre valores máximos, subestimando el valor real de la precipitación máxima de 24 horas. Para tomar en cuenta este efecto, los valores obtenidos del análisis de frecuencias deben ser afectados por un factor K (1.13) antes de su aplicación para estimar la verdadera magnitud de la precipitación máxima en 24 horas, así como para el cálculo de las avenidas. En el cuadro siguiente se presenta la precipitación máxima diaria en 24 horas, para diferentes tiempos de retorno de la estación Ananea, con un límite de confianza para un nivel de significación de 5%. -152-


TABLA 17.3 PRECIPITACIÓN EXTREMA EN LA ESTACION DE CONTROL (MM) Estación Ananea

Periodo de Recurrencia (años) 100

500

50.3

61.3

La precipitación extrema en la cuenca colectora fue estimada, en base de la precipitación extrema en 24 horas de la estación Ananea. Para el efecto, se aplicó el método de Dick & Pesrsche, para corregir la distorsión generada por la periodicidad de las mediciones en la estación. En la tabla siguiente, se muestra la precipitación extrema calculada para la cuenca analizada. TABLA 17.4 PRECIPITACIÓN EXTREMA DE LA CUENCA (MM/HR) Cuenca Cuenca Desmontera

Periodo de Recurrencia (años) 100

500

14.3

17.4

17.1.3 Monitoreo Ambiental Son acciones delineadas y orientadas en el presente informe para el control de los componentes ambientales que se considera serán afectados por las actividades y trabajos de explotación a llevarse a cabo en el Proyecto de Explotación y el PAD de lixiviación. En tal sentido, se considera los siguientes monitoreos: 

Monitoreo sobre la calidad de aguas superficiales.



Monitoreo sobre la calidad del aire.



Monitoreo de Estabilidad Física

-153-


17.2

Aspecto Social Para el proyecto se considera como Area de Influencia Directa (AID), el área donde se desarrollará el proyecto y comprende las áreas que serán influenciadas directamente por sus actividades. Para el presente proyecto se considera como parte del AIDS, al Centro Poblado UNTUCA que se encuentra en el distrito de Quiaca. El Área de Influencia Indirecta (AII), es el ámbito donde podrían presentarse los efectos indirectos del Proyecto. Para el presente proyecto se considera como parte del AII, al Distrito de QUIACA.

17.2.1 Plan de Relaciones Comunitarias El presente PRC, forma parte del Plan de Manejo Ambiental (PMA) del EIA del Proyecto, que busca establecer, a través de una propuesta de programas, los lineamientos y acciones que seguirá CORIPUNO, en coordinación con las autoridades locales, para lograr un adecuado manejo y mitigación de los impactos sociales del Proyecto. El Plan de Relaciones Comunitarias resume las principales medidades de manejo socio económico, tal sentido se ha realizado un plan acorde con la realidad de la zona y que cumpla con el fin principal de mejora de vida del poblador. La finalidad del PRC, es definir de manera previa y planificada los respectivos canales de comunicación formal que permitan una relación positiva y constructiva entre la empresa CORIPUNO y los grupos de interés que se ubica dentro del ámbito del Proyecto. El PRC busca además establecer los mecanismos para dinamizar la intención social entre ambos actores, a fin de evitar los efectos adversos que puedan derivar en situaciones de conflicto social.

-154-


NOMENCLATURAS Y ABREVIACIONES Abreviación

Descripción

Abreviación

Descripción

a

Año

m3

Metro cúbico

atm

Atmósfera

m2

Metro cuadrado

HP

Caballos de fuerza

m3/h

Metros cúbicos por hora

cm

Centímetros

m/min

Metros por minutos

d/week d/y

Días por semana Días por año

mg/l mm/d

°C

Grado centígrado

m2/t/d

Miligramos por litro Milímetros por día Metros cuadrados por tonelada por día

shift/d

Gramos por centímetros cúbicos Guardias por día

g/l

Gramos por litro

%

Porcentaje

g/t

Gramos por tonelada métrica

TSS

Sólidos totales suspendidos

h

Horas

TSD

Sólidos totales disueltos

h/shift

Horas por guardia

ST

Sólidos totales

h/y

Horas por año

T

Tonelada métrica

km

Kilómetro

t/y

Toneladas por año

km/h

Kilómetros por hora

t/d

Toneladas por día

kW

Kilowatts

t/m2h

Tonelada por metro cuadrado hora

kWh/t

Kilowatts-hora por tonelada

t/d

Tonelada métrica por día

l/s m

Litros por segundos Metros

t/h t/m3

Tonelada métrica por hora Tonelada métrica por metro cúbico

mm

Milímetros

V

Voltios

g/cm3

Msnm

Metros sobre el nivel del mar

Ppm

Partes por millón

-9-


INTRODUCCIÓN CORIPUNO SAC. Se ha encargado del Estudio “ Plan de Minado detallado de los sectores: Subterráneo: Pomarani y Cruz de Oro - Superficial: Cruz de Oro de la Mina Untuca”.

1.1

Alcances

Corresponde a la revisión del Modelo de Recursos, a la estimación del Recurso mineral y Reserva Minable, elaboración del Diseño minero y Plan de Minado para los Sectores: Pomarani y Cruz de Oro, para luego elaborar el Modelo Económico de Evaluación que permitirá identificar los parámetros técnico – económicos, que harán rentable la operación planeada.

1.2

Objetivos

Demostrar la viabilidad técnico-económica del Plan de Minado proyectado, y programar con detalle su ejecución.

-10-


1. RESUMEN EJECUTIVO El estudio muestra los detalles correspondientes al Plan de Minado Detallado para una producción de 1800 TPD, provenientes del tajo abierto: Cruz de Oro a razón de 200 TPD y del Subterráneo: Pomarani y Cruz de Oro a razón de 1100 y 500 TPD respectivamente. Haciendo un aporte total como sector a cielo abierto de 200 TPD y una producción de 1600 TPD del sector subterráneo, proveniente del yacimiento de Pomarani, de la Mina “Untuca” de CORI PUNO SAC,

situada en el paraje Cochapata, distrito de Quiaca,

provincia de Sandía, departamento de Puno. El yacimiento se muestra en forma estratiforme, como stock work y diseminado, dentro de las rocas del Paleozoico Inferior. En forma de mantos y diseminaciones, debido a la acción de productos hidrotermales que ascendieron por medio de fracturas y microfracturas, llevando iones libres de oro y sulfuros. La mineralización de ambos sectores aún no está bien reconocida, la principal característica de esta; es que es uniforme como un paquete mineralizado. La distribución de recursos y las reservas estimadas por sectores se muestran en los siguientes cuadros. DISTRIBUCION DE RECURSOS MINA SUBTERRANEA Sector

Mineral_t Ley g_Au/t 4,648,887 1.37 3,671,456 1.52 8,320,343 1.44

Pomarani Cruz de Oro Total

DISTRIBUCION DE RESERVAS MINA SUBTERRANEA Sector

Mineral_t Ley g_Au/t 824,713 2.72 494,957 2.49 1,319,670 2.63


-11-


DISTRIBUCIÓN DE RECURSOS SECTOR TAJO ABIERTO Sector

Mineral_t

Ley g_Au/t

Cruz de Oro

3,124,794

1.37

Total

3,124,794

1.37

RESUMEN DE RESERVAS TAJO CRUZ DE ORO Sector Cruz de Oro

Mineral_t 657,246

Ley g_Au/t

S.R.

1.91

4.0

En base a la información disponible y a la reserva estimada se ha proyectado una operación para 3 años de producción. De continuar con las campañas de exploración hay recursos suficientes que deben pasar de la categoría inferidos ha indicado y medidos. Para la elaboración del plan de minado se ha tomado como base la información geológica del yacimiento, la estimación de reservas por sectores, así como la caracterización geomecánica de los yacimientos mineralizados correspondientes a los sectores Tajo Abierto y Subsuelo. Se definen los criterios de diseño y elección de los métodos de explotación, se describen las operaciones mineras para el tajo abierto y para el minado subterráneo. Luego se elaboran los respectivos programas de exploración, preparación y producción, se describen los servicios y se cuantifican los requerimientos de recursos. Se hace la estimación de costos e inversiones y en un modelo económico de evaluación, se demuestra la rentabilidad de la operación.

-12-


2. ASPECTOS FISICOS 2.1. Ubicación y Accesibilidad La Unidad Minera Cori Riqueza está situada en el paraje Cochapata, distrito de Quiaca, provincia de Sandía, departamento de Puno, en las estribaciones orientales de la Cordillera Oriental del Sur del Perú, con altitudes que van de 3900 msnm hasta 5000 msnm. Es accesible desde la ciudad de Lima por vía aérea hasta la ciudad de Juliaca, con un recorrido de 880 km. También es accesible por carretera asfaltada por la vía Lima – Arequipa – Juliaca, con un recorrido de 1272 km. A partir de Juliaca existen tres

alternativas para llegar a Mina Untuca. La primera por la vía Huancané (carretera asfaltada) – Cojata – Trapiche – Ananea – Untuca (carretera afirmada), con un recorrido de 225 km. La segunda por la vía Huancané – Putina – Ananea – Untuca, con un recorrido de 238 km. La tercera, por la vía Huancané siguiendo por los poblados de Azángaro – Muñani – Oriental – Ananea – Untuca, con un recorrido de 261 km.

2.2. Topografía y Fisiografía El área de estudio y zonas adyacentes presenta un relieve característico de ambiente de sierra (puna), en los cuales los procesos de geodinámica externa se han sobrepuesto a los procesos tectónicos más antiguos. Así, el desarrollo morfoestructural Cretáceo - Cuaternario, ha dado lugar a la configuración de ciertas unidades geomórficas y relieves peculiares entre los que destacan lomas, valles y cumbres. Las lomas y colinas se localizan por el lado Norte y Sur de la Unidad Minera Cori Riqueza, estos son promontorios donde su morfología es ondulada, moderadamente agreste, con un talud entre los 30° a 40° con escasa vegetación y poca cobertura de suelo. En las zonas bajas se han formado acumulaciones de detritus y material fluvioglaciar. Las montañas de crestas agudas corresponden a afloramientos de cuarcitas, filitas, esquistos y pizarras que conforman la Formación Sandia y Ananea. Estas rocas se encuentran plegadas, falladas y afectadas por un metamorfismo de bajo grado. -13-


3. HIDROLOGIA El área de estudio se encuentra a una altitud comprendida desde la cota de elevación de 3,720 m.s.n.m. hasta la cota de elevación de 5,830 m.s.n.m. El estudio comprende la evaluación hidrológica de las microcuencas de la quebrada Ananea donde se ubican las instalaciones del proyecto y las microcuencas de las quebradas contiguas como son las quebradas Umalanta y Azoguine.

Microcuenca Azoguine La microcuenca Azoquine limita por el Norte con la Quebrada Huaynauntuca y con los Cerros Chojñecota y Chunoyoc, por el Sur limita con los Nevados Ananea Chico y San Andrés, por el Oeste limita con el Lago San Francisco, con el Río Lahuatahuani y el Nevado Vilacota; y por el Este limita con las Quebradas Ananea y Umalanta y con los Lagos Ananea y Umalanta.

Microcuenca Ananea La microcuenca Ananea está delimitada por el Norte con el Cerro Queñuane, con la Quebrada Umalanta y el Lago Umalanta , por el Sur delimita con los Nevados Ananea Grande y Callejón, por el Oeste limita con la Quebrada Azoquine y por el Este colinda con el Cerro Tambopata, con las Quebradas Tambopata y Azulcocha y el Río Choquechambi.

Microcuenca Umalanta La microcuenca Umalanta limita por el Norte con las Quebradas Azoquine y Lusuni, por el Sur delimita con la Quebrada Ananea y el Lago Ananea, por el Oeste limita con la Quebrada Azoquine y por el Este colinda con el Río Choquechambi.

RECURSOS HIDRICOS O FUENTES DE AGUA La hidrografía del área de estudio pertenece a la Cuenca del Río Inambari; a la subcuenca de la Quebrada Lumbrara y a las microcuencas de las Quebradas Azoquine, Ananea, Umalanta, y Totorani.

-14-


Aguas Subterráneas La presencia de agua subterránea en las microcuencas, se manifiesta a través de pequeños manantiales alineados que se ubican generalmente en el sector medio de las microcuencas; estas aguas siguen su curso hacia los sectores más bajos de las microcuencas lugares donde se manifiestan los bofedales. En las microcuencas las zonas de descarga natural del agua subterránea, se ubican en las partes intermedias a bajas de las microcuencas, lugares donde se manifiestan como manantiales con un caudal variable muchas veces dándole un carácter temporal.

-15-


4. HIDROGEOLOGIA Las formaciones sedimentarias aflorantes representadas principalmente por la formación Sandia y Ananea, pueden considerarse como estructuras con características de baja permeabilidad, conformando acuitardos generalmente. Los niveles de saturación y los cambios en contenido de sales determinados mediante la geofísica obedecen a determinadas circunstancias solo en ambientes geológicos favorables para la formación de acuíferos, en este caso al nivel intermedio, que corresponde al contacto de la cobertura detrítica con el basamento metamórfico, el cual se presenta generalmente muy alterado y disectado por fallas regionales. Del estudio Hidrogeológico se determinó la existencia de 03 lagunas (Ananea, Umalanta y Pulluncuyunoc) en la zona del proyecto. La Laguna Ananea, se sitúa en la microcuenca Ananea, a una altitud de 4,601 msnm y se origina por el deshielo del nevado Ananea. La laguna Pulluncuyunoc, se sitúa en la margen izquierda de la microcuenca Ananea, a una altitud de 4,705 msnm sobre la margen izquierda del actual depósito de relaves Untuca, la cual aporta sus aguas a la microcuenca Ananea. La laguna Umalanta, se sitúa en la microcuenca Umalanta, a una altitud de 4,310 msnm, el mismo que aporta sus aguas a la microcuenca Umalanta. Los caudales medidos del aforo que se produce en los piezómetros y perforaciones son menores a 2.2 l/seg. En base a la elaboración de las líneas isopiezas, el flujo subterráneo que subyace a las actividades de la mina Untuca tiene una dirección suroeste-noreste. En las investigaciones geotécnicas por medio de calicatas de exploración y perforaciones diamantinas, se ha encontrado niveles freáticos que varían desde 1.00 metro a los 5.00 metros de profundidad. Estos niveles de agua son considerados superficiales, y corresponden al agua retenida en materiales cuaternarios conformado por gravas limosas con contenido de arenas y arcillas.

-16-


5. GEOLOGÍA DEL DEPÓSITO 5.1. GEOLOGÍA REGIONAL Para el desarrollo de la geología regional se ha considerado un área aproximada alrededor del C.C. Untuca de 23x 20 Km., abarcando toda la propiedad minera del proyecto.

5.1.1. Formación Sandia (Os-s) Conformada por una secuencia detrítica de pizarras oscuras, filitas e intercaladas con cuarcitas que van de metros a milimétricas de ancho. Esta unidad aflora la mayor parte del área, ubicada desde la falla inversa de la Rinconada continuando hacia el norte. Sus estructuras internas son muy variadas, formando microdunas de 0.05 – 0.20 m de longitud de onda, también “Lenticular Bedding” conectados y sin conectar, presenta laminaciones paralelas, niveles de reactivación arcillosa dentro de niveles de arenisca.

Se le asigna una edad Caradociana del Ordovícico (Paleozoico inferior). Por tratarse de una sedimentación impuesta por las filitas y lutitas, cuyas estructuras internas corresponden a “Flaser Bedding” “Lenticular Beding”, “Wave Bedding” y otras, indicarían que la formación se habría sedimentado en un ambiente de llanura tidal.

5.1.2. Formación Ananea (SD-a) Fue denominada así por Laubacher (1978) en la cordillera Oriental. Consiste en una gruesa serie de esquistos pizarrosos con composición mineralógica de muscovita, cuarzo, sericita, clorita, que están afectados por un metamorfismo de tipo epizonal. Se intercala algunos bancos masivos de areniscas de grano fino. Sus contactos estratigráficos con la formación infrayacente están relacionados a un fallamiento inverso que muestra a la Formación Sandia cabalgando sobre la Formación Ananea, mientras que el contacto con la formación suprayacente no se observa. Catalogado perteneciente al Silúrico-Devónico.

-17-


Compuesto por esquistos pizarrosos con composición mineralógica de muscovita, cuarzo, sericita, clorita que están afectados por un metamorfismo tipo epizonal, se intercala algunos bancos masivos de areniscas de grano fino con grosores de 0.20 – 0.40 m. Se encuentra ocupando la parte SE de la zona estudiada. Constituye todas las estribaciones de la línea de altas cumbres de los nevados que forman la cordillera oriental. Sus afloramientos principales están en el cerro Choquechambi, las nacientes de la quebrada Iscaycruz, los nevados Ritipata y Chapi, además se extiende por la falla inversa de la Rinconada, que está poniendo en contacto con la Formación Sandia. Sus contactos estratigráficos con la formación infrayaciente están relacionados a un fallamiento inverso que muestra a la Formación Sandia cabalgando sobre la formación Ananea, mientras que el contacto con la formación suprayacienyte no se observa (Cuadrángulo Putina y Rinconada). Se le asigna al Siluro – Devoniano. Por las rocas esquistosas de grano fino, la sedimentación, podría corresponder a una plataforma externa con déficit de aporte detrítico.

5.1.3. Depósitos Cuaternarios Presenta tres depósitos cuaternarios, dos del Holoceno (depósitos aluviales y depósitos coluviales) y uno del Pleistoceno (depósitos morrénicos).

A.- Depósitos

Aluviales: Constituido por material de grava, arena

compuestos por fragmentos de filitas, pizarras, cuarcitas, cuarzo; y limo – arcilla. Su espesor varía de acuerdo a la topografía del lugar. Se encuentran generalmente rellenando quebradas. Se encuentran presente principalmente en las quebradas Choquechambi, Iscaycruz, etc.

B.- Depósitos Coluviales: Constituidos por material original de la roca preexistente, de recorrido corto, que se han depositado mayormente al final de una pendiente moderado

- fuerte en los ríos y quebradas, formando conos

aluviales. Se encuentran en las cumbres (pequeños), quebradas (Azoguine, Ananea, etc) y ríos (Untuca, Choquechambi, etc.).

C.- Depósitos Morrénicos: Constituido por material removido y acarreado por el hielo de fragmentos de pizarra, cuarcita, filitas, cuarzo, granitos, etc. Con -18-


una matriz arena – arcillosa. Estos depósitos se depositaron en varias etapas de glaciación, formando tipos diferentes de morrenas (lenguas glaciares, laterales, etc.). Se encuentra expuesta en las quebradas (Queñuani, Azoguine, etc.), alrededor de la laguna Ananea y en otras pequeñas. Estos depósitos tienen gran importancia económica debido a su contenido de valores económicos, formando yacimientos tipo placer.

5.1.4. Rocas Intrusivas Se encuentra presente al NW del Proyecto, en el cerro Utccuccaca, de composición granítico ácido que se ha intruido a las rocas del Paleozoico inferior (Fm. Sandia). Se piensa que probablemente es controlada por un sistema de fallamiento de dirección NW. Alrededor del contacto se encuentran rocas esquistosas, originadas por el metamorfismo de contacto y a medida que se aleja el halo de esquistosidad disminuye.

5.2. GEOLOGÍA LOCAL Para el desarrollo de la geología local, se considera el área en estudio del Proyecto, esto significa: Norte de la concesión Cartagena; Aurífera Puno Nº 4 en su totalidad. En estas propiedades mineras, se ubican las áreas mineralizadas de Llactapata, Cº La Lomada, Pomarani y Cruz de Oro.

FILITAS (SANDIA INFERIOR-PALEOZOICO): La zona estudiada está compuesta por filitas con intercalación de cuarcitas. Estas filitas son de color negro de potencia milimétrica a centimétrica, de aspecto de lustre en el plano de estratificación, debido a la presencia de muscovita y clorita. Presentan estructuras estratigráficas “lenticulares beding” de 0.01 – 0.13 m conectados y sin conectar. También se hacen presente las “ estratificaciones cruzadas” y las “l aminaciones paralelas” , evidenciando un ambiente turbidítico.

Otro tipo de estructuras son los “Slumpings” y los “Nódulos de cuarzo”, que evidencian un ambiente sedimentario de talud.

-19-


Estas filitas corresponden al miembro medio de la Formación Sandia, intercalada de cuarcita blanca de grano fino y algunas capas de cuarcita de grano fino a medio de color gris. El azimut de las capas son de N 100-155° E y buzamiento de 7 - 22° SW. Se le asigna una edad Caradociana del Ordovícico .Paleozoico inferior.

FOTOGRAFIA: Se observa rocas filitas intercaladas con cuarcitas, de espesores milimétricas a centimétricas.

DEPOSITOS CUATERNARIOS (CENOZOICO): Las cumbres nevadas actuales sobrepasan los 5110m.s.n.m. destacando el cerro Constanza y hacia el sur el Nevado Ananea; la precipitación actual sobre ellas aumentan con la altitud, la caída de nieve se inicia a los 3900m.s.n.m. y predominante por encima de los 4600m.s.n.m. Durante el cuaternario, esta zona fue intensamente glaciada, se ha observado geoformas variado, tanto por acumulación como por erosión, formando depósitos coluviales y depósitos morrénicos.

A.- Zona coluvial: Dichos depósitos esta expuestos al pie del área de la torre Llactapata, Lomada y Pomarani que cubren una menor extensión, algunas veces estos depósitos alcanzan un espesor de varios decenas de metros, son depósitos antiguos, ya que en ciertos lugares la parte inferior constituyen depósitos coluviales propiamente dichos, mientras que por la parte superior dichos depósitos son acumulaciones de trabajos desde la época incaica hasta trabajos reciente que actualmente laboran los lugareños (canchas 1,2,3,4,5,6). En algunas quebradas estos materiales están cubiertos por vegetación baja.

-20-


B.- Zona morrenas: Estos depósitos están ubicados alrededor de la laguna Ananea, son acumulaciones por

acción de los glaciares. Dichas morrenas

laterales forman crestas bajas y alargadas bordeando a la laguna Ananea, están compuestos por bloques sub angulosos envuelto en una matriz arenosa

-

arcillosa, por lo cual este depósito se piensa que contiene valor económico. Por lo que se recomienda un programa de muestreo sistemático de pozos en estos depósitos.

5.3. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL Las rocas han sido afectadas desde el Paleozoico inferior hasta el Cretácico por una secuencia de esfuerzos compresivos a través del t iempo geológico, las cuales han originado áreas de cizallamiento intenso y plegamiento. La secuencia del proceso estructural en la roca originó zonas de debilidad, por donde se emplazó la solución mineralizante que dieron origen a las áreas mineralizadas conocidas (La Torre, Llactapata, La Lomada, Pomarani, Pullucunuyoc, San Miguel y otras. Este sistema de fallamiento es controlada por la falla “San Miguel” que es una

falla inversa y de bajo ángulo que aflora al Oeste del área y tiene un buzamiento de 30° E, espesor de aproximadamente 80m, el fracturamiento intenso en la zona de falla en forma simoidal es rellenado posteriormente por un evento de feldespatos y luego por cuarzo blanco a hialino y finalmente un evento de diseminación de pirita asociado al cuarzo gris y cuarzo euhedral hialino. Esta falla limita la mineralización tanto hacia el Oeste así como la parte inferior y hay otras fallas que está hacia el Este del área como son: falla normal “Constanza” de dirección E – W con buzamiento 88º S y falla” Pomarani” de rumbo N255º E, de buzamiento 82º SE. Aparte de estas fallas, se presenta muchas otras paralelas a ellas, las más importantes son la falla “Bertha” (N250º E / 88º – 85º NW) y falla “Santos” (N 260º E / 85 SE) todas estas son inversas de alto ángulo. También se

encuentran fallas tensionales (N – S / 40º - 85º E) que cortan a las anteriores, originando desplazamientos cortos. Además es notable el fallamiento en bloques, esto quiere decir que ha habido una reactivación después de la mineralización de Au de las anteriores fallas, para luego dar origen a un movimiento en bloques, esto se nota claramente porque algunos mantos mineralizados terminan en falla, algunas veces tienen saltos verticales de hasta 15.0 m. -21-


Entre la falla “San Miguel y las otras mencionadas al Este hay un

intenso

fallamiento y fracturamiento con un promedio de 9 falla / 20m lineal, son fallas inversas de alto ángulo y tienen una dirección y buzamiento de N 320º - 340° E / 75-88° NE originando desplazamientos verticales de 0.03 a 0.10 m. Este fallamiento es causante del intenso fracturamiento perpendicular y cortante (tensional) al fallamiento NW – SE, las cuales fueron rellenados de feldespato y cuarzo lechoso a hialino con evidencias de sulfuros.

5.4. GEOLOGÍA ECONÓMICA Este yacimiento es aurífero y es uno de los más importantes de la Cordillera Oriental del sur del Perú. El yacimiento es de tipo estratiforme, stock work y diseminado dentro de las rocas del Paleozoico Inferior. La característica estructural del sistema son vetas, mantos y diseminaciones debido a la acción de productos hidrotermales que ascendieron por medio de fracturas y microfracturas, llevando iones libres de oro y sulfuros. El oro se encuentra en los sulfuros de hierro, como metal libre diseminado en las rocas y dentro de los mantos de cuarzo gris ahumado, además existe oro blanco denominado calaverita, por ser de fluidos de teluros. Entre los sulfuros se tiene los minerales como la pirrotita, que se encuentra en forma diseminada, motas y acompañando a los mantos de cuarzo gris. La pirita, es común en la zona, se presenta en forma cúbica, se encuentra en las vetas, mantos, nódulos de cuarzo lechoso. La arsenopirita se encuentra acompañando a los sulfuros de fierro, plata y cobre. La estibina asociado a minerales de antimonio, plomo y en diseminados o en estructuras de mantos lenticulares de cuarzo gris emplazados en rocas filitas. La calcopirita, es la mena principal de cobre, se encuentra en pequeñas cantidades asociadas a la pirrotita, pirita, blenda, galena, esfalerita, etc. Es de origen hidrotermal. La galena existe en menor cantidad, asociada a los anteriores sulfuros. La blenda se encuentra en pequeñas cantidades. Los óxidos provienen de la oxidación de los sulfuros por reacciones químicas, en la zona su presencia es débil, entre los principales tenemos a la hematita, la limonita, la jarosita. -22-


En el sector de Pomarani la presencia de vetas, lentes, venillas y micro venillas de cuarzo lechoso - cuarzo gris - feldespato, cerca de la fallas es un buen indicativo, por otro lado los sulfuros diseminados a lo largo de la secuencia de pizarras y cuarcita, indica la continuidad de la mineralización en este sector. En el Sector

la mineralización está en gran medida controlada por las fallas

y

otras múltiples fallas de rumbo NW y SE. Debido a lo abrupto del terreno la explotación se realiza mediante minería subterránea.

-23-


6. TECTONICA Y SISMICIDAD En enero del 2011, Buenaventura Ingenieros S.A. solicito a ZER Geosystem Perú S.A. el estudio: “Peligro Sísmico Para El Depósito De Relaves Filtrados Untuca”,

entre las principales conclusiones del mencionado estudio se manifiesta que: La sismicidad histórica indica que en la región en estudio se han producido eventos sísmicos con intensidades de hasta VI grados en la escala Mercalli Modificada (MMI). En base a la clasificación de sitio definida en el código IBC, la ley de atenuación de Youngs et al, 1997 para roca aplica para un suelo Tipo B, con velocidades promedio de ondas de corte Vs entre 760 m/s y 1500 m/s. Así mismo en base a la respuesta de la comunicación escrita realizada al profesor Youngs, el modelo de atenuación de Youngs et al, 1997 para suelo, aplica para un suelo firme “Stiff soil” Tipo D, con

velocidades promedio de ondas de corte Vs que varían de 180 m/s a 360 m/s. En base a la estimación probabilística del OBE (Sismo Base de Operación), obtenida para un espectro respuesta de 5% de amortiguamiento crítico, con 10% de probabilidad de excedencia y 50 años de periodo de exposición sísmica, se ha estimado un valor de PGA en roca de 0.13g y un PGA en suelo de 0.24g para la zona del proyecto. En base a la estimación probabilística del MCE (Máximo Sismo Considerado), de acuerdo a las recomendaciones del código IBC, obtenida para un espectro respuesta de 5% de amortiguamiento crítico, con 2% de probabilidad de excedencia y 50 años de periodo de exposición sísmica, se ha estimado un valor de PGA en roca de 0.20g y un PGA en suelo de 0.37g para la zona del proyecto. En base a la estimación determinística del MCE (Máximo Sismo Considerado), de acuerdo a las recomendaciones del código IBC, estimado como el 150% de la mediana (P.50) de las aceleraciones de respuesta amortiguadas al 5% de todos los periodos que resultan de un sismo característico de una falla activa conocida dentro de la zona de estudio, se ha estimado un valor de MCE determinístico para roca de 0.25g, y un MCE determinístico para suelo de 0.47g. La aceleración horizontal máxima bajo criterios determinísticos, considerando procesos de ruptura de fallas normales presenta valores menores a 0.05g, según lo -24-


cual se puede observar que los niveles de demanda sísmica generados por estos mecanismos no revisten peligro para las estructuras en las zonas del proyecto. En base a los resultados expuestos se propone un valor de aceleración horizontal máxima de diseño PGA de 0.13g para roca, y un valor de aceleración horizontal máxima de diseño PGA de 0.24g para suelo rígido, estimado para 475 años de periodo de retorno En el caso de considerar la influencia de la componente vertical del movimiento sísmico, de acuerdo a la norma de diseño sismo resistente E-030 (2003), ésta deberá ser estimada como los 2/3 del valor de la aceleración horizontal máxima de diseño (PGA). En caso de utilizar métodos pseudo-estáticos para el diseño de los muros y taludes, se sugiere el uso de un coeficiente sísmico igual al 50% de la aceleración pico de diseño (PGA), en base a la recomendación del Cuerpo de Ingenieros del Ejército de los Estados Unidos (U.S. Army Corps of Engineers, Hynes y Franklin, 1984). De acuerdo a lo manifestado se recomienda un valor de coeficiente sísmico para roca (Tipo B) de α=0.07 y para suelo Tipo D de α=0.12. Se presentan espectros de respuesta uniforme para roca y suelo rígido, los cuales podrán ser usados de manera referencial en el área del proyecto, según las condiciones locales del terreno de fundación.

-25-


7. ASPECTOS GEOMECÁNICOS MINA SUBTERRANEA 7.1. Generalidades Luego de la revisión, análisis y evaluación de las opciones de minado, por las condiciones geomecánicas del yacimiento Pomarani y Cruz de Oro, se ha decidido aplicar el siguiente método de minado: -

Cámaras y Pilares

La validación del método de minado por Cámaras y Pilares, lo realizo la Consultora DCR Ingenieros S.R Ltda, en el siguiente informe: 



Informe evaluación Geomecánica para la ampliación de cámaras en el método de minado R&P (Enero 2018)

Informe evaluación Geomecánica para la ampliación de cámaras en el método de minado R&P (Enero 2018) El esquema de cámaras y pilares que tiene un factor de seguridad aceptable, según la práctica minera y la experiencia en el uso de este método de minado, es el que corresponde a pilares cuadrados de 5m de lado por 4 m de altura y cámaras de 9 m de ancho. El esquema de cámaras y pilares cuadrados de 5m de lado por 5m de altura y cámaras de 9m de ancho, presenta factor de seguridad que podrá ser aceptable con ciertas restricciones como es el uso de relleno de tajeos acompañando al avance del minado. Para la estabilidad de los techos de las cámaras (coronas) es necesario disminuir el espaciamiento de los pernos de roca y aumentar la longitud de los mismos, respecto a los determinados en la evaluación geomecánica efectuada por el personal de CORI PUNO. En nuevo esquema de pernos de roca sería, longitudes de 8 a 10 pies y espaciamiento 1.2 m x 1.2 m.

El Departamento de Geomecánica de la Unidad, presento la validación de la variante del método de minado. 

Evaluación Geomecánica del Método de Minado de Cámaras y Pilares Pomarani (Julio 2017).

Las conclusiones fueron las siguientes: 

Evaluación Geomecánica del Método de Minado de Cámaras y Pilares Pomarani (Julio 2017)

-

Para garantizar la estabilidad del techo de las excavaciones es necesaria la utilización de Split Set de 7 pies, los cuales serán espaciados 1.50 m x 1.70 m, intermediados en algunos casos y reforzados con malla Electrosoldada empalmada con Mini Split Set de 1 pie en otros. Esto relacionado a la evaluación del ingeniero geomecánico. -26-


7.2. Investigaciones Geotécnicas 7.2.1. Estaciones Geomecánicas In-Situ La estabilidad de las excavaciones en roca está siempre controlada por las discontinuidades naturales, las cuales constituyen las zonas más débiles de fallamiento, contribuyendo a la inestabilidad de la masa rocosa. Los registros en las estaciones geomecánicas se tomaron en los afloramientos rocosos más representativos y de las principales familias de juntas se tomaron; el buzamiento, la dirección del buzamiento, así como también las características de las discontinuidades como: tipo, abertura, terminación, relleno, rugosidad, ondulación, longitud de la traza y presencia de agua.

7.2.2. Logueo Geotécnico Se ha realizado el logueo de 14 sondajes diamantinos, determinando su litología, el RQD, la frecuencia de fracturas, el grado de meteorización y las propiedades intrínsecas de las discontinuidades (rugosidad, relleno y meteorización).

7.2.3. Martillo Schmidt Como parte del mapeo geomecánico de las labores subterráneas, afloramientos y del logueo geotécnico de los testigos de sondajes diamantinos, se llevaron a cabo ensayos de golpes con el martillo de geólogo y con el esclerómetro de Schmidt insitu, siguiendo las normas sugeridas por la ISRM, a fin de estimar la resistencia compresiva de la roca intacta. Los resultados de los ensayos con el martillo Schmidt se presentan en la siguiente tabla: TABLA 7.1 RESULTADOS DE LOS ENSAYOS CON EL MARTILLO SCHMIDT Sector

Litología

Rango NR*

Rango σc (MPa)

Prom. σc (MPa)

Pomarani

Filita Pizarra y mineral

20 – 25 19 – 28

31 – 40 29 -47

38 42

NR: Número de Rebote con el martillo Schmidt. Fuente DCR Ingenieros S.R. Ltda.- 2013.

-27-


7.2.4. Ensayos de Laboratorio Se ha recopilado una serie de ensayos de laboratorio de mecánica de rocas que fueron realizados durante estudios anteriores, los mismos que corresponden a la zona de operación actual. TABLA 7.2 ENSAYOS DE LABORATORIO SECTOR POMARANI

LITOLOGIA

Mineral

Pizarra

ENSAYOS

PROPIEDADES FISICAS

TRACCIÓN INDIRECTA

NORMA

ASTM C 97- 02

ASTM D3967

CARGA PUNTUAL

COMPRESIÓN T RIAXIAL

CORTE DIRECTO

ASTM D 5731-02

ASTM 2664-95

ASTM D 560795

Densidad Seca

Porosidad Aparente

Absorci ón

Resistencia a la tracción

Is(50)

(gr/cm3)

(%)

(%)

(MPa)

(MPa)

Nª Datos

5

5

5

-

5

Mínimo

2.75

0.93

0.34

-

6.59

Máximo

3.13

1.18

0.38

-

9.10

Promedio

2.86

1.04

0.36

-

8.11

Nª Datos

5

5

5

8

5

Mínimo

2.76

0.41

0.15

13.86

3.25

Máximo

2.77

0.82

0.30

25.11

8.38

Promedio

2.77

0.69

0.25

20.24

7.11

mi

σc

Φ

c

(MPa)

5.038

145.948

31.975

0.037

4.916

123.189

26.578

0.113

Fuente DCR Ingenieros S.R. Ltda.- 2013.

7.3. Modelo Geomecánico 7.3.1. Geo-Estructuras 7.3.1.1.

Sistema de Fallas Regionales y Locales

El área de estudio ha sido afectada desde el Paleozoico hasta el Cretácico por esfuerzos compresivos y tensiónales a través del tiempo, los cuales han producidos áreas de cizallamientos y plegamientos que originaron zonas de debilidad en donde se emplazaron soluciones mineralizadas. Este fallamiento es controlado principalmente por la falla San Miguel, la cual es una falla inversa de bajo ángulo que aflora al Oeste de la zona, tiene buzamiento de 30°E, con espesor de 80 m, de forma simoidal, que se encuentra rellenada en un primer evento por feldespato, luego por cuarzo hialino y posteriormente por diseminado por pirita asociado a cuarzo gris y cuarzo euhedral hialino. Esta falla limita la mineralización hacia el Oeste como a la zona inferior. -28-


Existen otras fallas hacia el Este como la falla Constanza de dirección E-W con buzamiento 88°S, la falla Pomarani con rumbo N255°E, con buzamiento 82°SE. Se presentan fallas paralelas a estas, entre las más importantes son las fallas Bertha con rumbo de N250°E y buzamiento de 88°-85°NW y la falla Santos con rumbo N260°E y buzamiento 85°SE, las cuales son fallas inversas. También se presentan fallas tensiónales que cortan a las anteriores con rumbo N –S y buzamiento 40° –85°E. Se ha observado la presencia de fallamiento en bloques, que originaron una reactivación después de la mineralización del oro, debido a que algunos mantos mineralizados terminan en fallas, donde algunas tienen a veces saltos verticales de hasta 15 m. Entre la falla San Miguel y las anteriores mencionadas existe alrededor de nueve fallas con una separación aproximada de 20 m, presentando fuerte fracturamiento, con dirección N320°- 340°E y buzamiento 75°-88°NE con desplazamiento vertical de 0.03 a 0.10 m, el cual es el causante del intenso fallamiento perpendicular y cortante al fallamiento NW –SE. La zona de Pomarani está controlada por el sistema de fallas de rumbo Noroeste (sistema Andino). La presencia de fallas tensiónales es muy importante, ya que en estos sectores hay concentración de valores de oro. El sistema de fallas secundarias y de tercer orden Noroeste se encuentra mayormente rellenado de cuarzo lechoso, cuarzo hialino, clorita, jarosita, goetita y feldespato. El cuarzo en estas fallas se presenta con textura masiva FIGURA 7.1 SECCION GEOLOGICA ESTRUCTURAL LOCAL

-29-


En la zona de Pomarani se observa; dos principales fallas que presentan orientación N43°(Noreste-Suroeste) y N345° (Noroeste-Sureste) con buzamientos que varían entre 81° a 90°; las fallas secundarias, transversales a las anteriores y menos predominantes, son de orientación N242° (SuroesteNoreste) con buzamiento de 10°.

FIGURA 7.2 FALLAS LOCALES ZONA POMARANI

7.3.1.2.

Diaclasamiento del Macizo Rocoso

La información estructural del sistema de fracturamiento o diaclasamiento por tensión, fueron medidas en los afloramientos superficiales y labores subterráneas. El análisis de los datos de las discontinuidades obtenidos en los registros de campo, se efectuó con ayuda del siguiente programa de cómputo: 

El programa DIPS (Versión 5.1, © 1989 – 2005 Rocscience Inc.), que

permite obtener la proyección estereográfica de polos diferenciados según el tipo de discontinuidad, así como los gráficos de concentración de polos que permiten identificar a las familias de discontinuidades presentes en el macizo rocoso. Las discontinuidades se agruparon de acuerdo a sus tendencias estructurales. En las Figuras se presentan los diagramas de concentración de polos para cada una de las agrupaciones definidas. -30-




Después de definir las principales familias de discontinuidades y/o

estratificaciones, se procedió a realizar un análisis estadístico determinando las tendencias y predominancias de las características de cada una de las familias de discontinuidades. Las principales familias de discontinuidades se resumen en las tablas y figuras siguientes, los mismos que son detallados en las Figuras. FIGURA 7.3 SISTEMA DE FRACTURAMIENTO MACIZO ROCOSO – SECT. POMARANI

TABLA 7.3 RESUMEN DE LAS PRINCIPALES FAMILIAS DE DISCONTINUIDADES Zona Pomarani

7.3.1.3.

Dominio Estructural Pizarra/Filita

FAM-1

FAM-2

FAM-3

89/160

76/072

06/209

Propiedades de Resistencia de Discontinuidades

La estabilidad de labores subterráneas en roca está normalmente controlada por la resistencia que existe a lo largo de la superficie de las discontinuidades, sobre todo cuando éstas pueden desarrollar cuñas u otras superficies de deslizamiento. Asimismo, para calcular la resistencia a lo largo de las discontinuidades para la evaluación de la estabilidad del pilar puente y las cuñas que se puedan formar en el techo de las excavaciones, donde los esfuerzos normales están -31-


alrededor de 0.1 a 0.2 MPa, se utilizó el método propuesto por Barton (1973), estimándose sobre la base de los siguientes parámetros: rugosidad de la discontinuidad JRC, resistencia de la pared de la discontinuidad JCS y el ángulo de fricción básico φb o residual φr.

 =  ∗[  ∗  (   ) +  ] El parámetro JRC se obtiene de los afloramientos rocosos para cada forma y rugosidad, el parámetro JCS se obtiene a partir de los ensayos de resistencia sobre la pared de la discontinuidad utilizando el esclerómetro y que a la vez tiene una equivalencia a la resistencia a la compresión simple

c

y el ángulo

de fricción básico φb que fue obtenido de al tipo de roca.

En la Tabla 7.4, se muestra los valores considerados para cada uno de los parámetros antes mencionados y las resistencias instantáneas a lo largo de las discontinuidades estimados. TABLA 7.4 PARÁMETROS DE RESISTENCIA DE DISCONTINUIDADES Litología

Mineral Pizarra Caja Techo

Áng. Fricción

fricción (φ)

Cohesión (kPa)

30

38

3

50

40

3

JRC

JCS

27

5

28

5

Básico (φb)

Ángulo de

7.3.2. Hidrogeología La presencia del agua dentro de la masa rocosa, influye adversamente en las condiciones de estabilidad de las labores subterráneas. Su principal efecto es la presión que ejerce en las discontinuidades, disminuyendo la resistencia al corte y por tanto disminuyendo el factor de seguridad o grado de estabilidad, por ello es importante tomarlo en cuenta. Según se pudo observar durante los mapeos geomecánicos de la masa rocosa de las labores subterráneas en los distintos niveles de la mina, las características de -32-


presencia de agua corresponden a condiciones secas y húmedas, en algunos sectores debido a las filtraciones desde superficie como producto de lluvias o nevada que ocurren en la zona, puede que el agua aumente su presencia dentro de la masa rocosa. Así mismo, en la superficie generalmente se observan condiciones secas a húmedas en el presente periodo de estiaje, es probable que durante la temporada de lluvias deba aumentar la presencia del agua. Debido a las condiciones de presencia del agua en la mina, se puede anticipar que no habría mayor influencia en la estabilidad por este factor. Es recomendable controlar la presencia del agua implementando sistemas adecuados de drenaje durante el desarrollo de la operación minera.

7.3.3. Macizo Rocoso Para determinar los parámetros geomecánicos del macizo rocoso, se analizaron las diferentes propiedades de sus componentes como la roca intacta, las discontinuidades y el macizo rocoso en su conjunto.

7.3.3.1.

Propiedades de la Roca Intacta

Para determinar las propiedades de resistencia de la roca intacta se realizó una evaluación in-situ con el uso de la picota de geólogo y la recopilación de toda la información existente de ensayos laboratorio. Las propiedades de resistencia de la roca intacta son: TABLA 7.5 RESISTENCIA DE LA ROCA INTACTA - LABORATORIO Y CAMPO

Litología

Peso Unitario (kN/m3)

Rango de Resistencia a la Compresión Simple (MPa)

Resistencia a la Compresión Simple Predominante (MPa)

mi

Mineral Pizarra Filita

28.04 27.15 26.85

29 – 146 31 – 123 70

40 80 70

5.04 – 4.92 4.92 6.24

-33-


7.3.3.2.

Clasificación Geomecánica del Macizo Rocoso

Se utilizaron tres índices y sistemas de clasificación geomecánica para la identificación del macizo rocoso: RQD (Deere, 1964), RMR (Bieniawski, 1989) y GSI (Hoek et. al., 1995) modificado por Marino y Hoek (2000). La clasificación del macizo rocoso se efectuó una vez definido los límites de cada dominio estructural.

7.3.3.3.

Índice RQD

El índice de designación de la calidad de la roca RQD (Deere, 1964) provee un estimado cuantitativo de la calidad de la masa rocosa a partir de los testigos de la perforación diamantina. Del análisis estadístico de los valores de RQD para todos los tipos de roca presentes en la zona del proyecto Pomarani, se obtuvo que el 9 % están por debajo de 25 % (Muy malo), el 39 % entre 25 y 50 % (mala), el 52 % entre 50 y 75 % (regular) y no se observa valores para él % restante de RQD; con lo cual se concluye que la roca está de regular a mala. Figura 7.4, muestra el análisis estadístico de los valores de RQD en todas las Perforaciones Geotécnicas de la Zona Pomarani. FIGURA 7.4 RQD – ZONA POMARANI

Durante la visita al campo se ha podido verificar que el RQD es representativo para todos los sectores. -34-


Sistema de Clasificación RMR El sistema de clasificación geomecánica de Bieniawski RMR (1989) valora al macizo rocoso según sus características intrínsecas de cada dominio estructural. Este sistema considera cinco parámetros: resistencia a la compresión uniaxial (σ C), índice de calidad de la roca (RQD), espaciamiento

de las discontinuidades (S), condición de las discontinuidades (J C) y condición de agua (W t). RMR  ( C



RQD  S  J C

 W t

)  At

Dónde: At es el ajuste por orientación de discontinuidades.

7.3.3.4.

Índice GSI

El Índice de Resistencia Geológica GSI de Hoek & Brown (1995), actualizado en 2002 por Marino y Hoek et., es aquel que evalúa al macizo rocoso en función a dos criterios, estructura geológica y condición de la superficie de las juntas. FIGURA 7.5 PARAMETROS DE CLASIFICACION GSI

PIZARRA CAJA TECHO

PIZARRA MINERALIZADA

-35-


En las siguientes figuras se presenta la variación del RMR por cada sector y en la tabla, se presenta un resumen de los índices de calidad RMR, RQD y GSI predominantes del macizo rocoso, estimados para cada uno de los dos dominios estructurales en las diferentes zonas del proyecto. FIGURA 7.6 RMR SEGÚN TIPO DE ALTERACION – SECTOR POMARANI

TABLA 7.6 ÍNDICES Y CALIDAD DEL MACIZO ROCOSO Índices y Clasificación del Macizo Rocoso

Dominio Estructural

DE-1 (Pizarra mineralizada, altamente fracturada, con resistencia baja) DE-2 (Pizarra de caja techo, ligeramente fracturada, con resistencia media a alta)

7.3.3.5.

RQD

Calidad

RMR

Calidad

GSI

5-35

Muy Mala

40

Mala

37

40-70

Regular

60

Regular

58

Propiedades del Macizo Rocoso

Las propiedades de resistencia del macizo rocoso difieren de la roca intacta, debido a que el primero presenta discontinuidades como diaclasas, fisuras, fallas, etc., siendo prácticamente imposible ejecutar ensayos de corte o de compresión triaxial en el mismo, a una escala apropiada.

-36-


Por esta razón, se han definido criterios de fallamiento del macizo rocoso a partir de los índices de clasificación, siendo uno de ellos el criterio propuesto por Hoek & Brown (1988), actualizado por Hoek, Carranza-Torres y Corkum (2002). Los parámetros de resistencia del macizo rocoso fueron calculados siguiendo la metodología expuesta anteriormente, los resultados del cálculo se muestran en la Tabla 7.7. TABLA 7.7 RESISTENCIA DEL MACIZO ROCOSO - DOMINIO ESTRUCTURAL

c

Dominio Estructural

(MPa)

DE-1 DE-2

40 80

7.3.3.6.



GSI

mi

a

mb

s

37 58

5 7

0.514 0.503

0.249 0.947

0.0002 0.0037

Esfuerzos Inducidos

Las alturas de encampane en las diferentes zonas de evaluación varían entre 50 a 200 m, como es el caso de Pomarani donde la altura de encampane esta alrededor de 100 a 200 m. Con estos valores se prevé que el factor K que correlaciona el esfuerzo vertical sobre el esfuerzo horizontal asciende a 1.5, que multiplicando con el esfuerzo vertical, asciende a un esfuerzo horizontal de 2.1 a 8.1 MPa. En este contexto, se puede deducir que los niveles de esfuerzo en la zona de la mina Pomarani son bajos y no se presentará efecto de concentración de esfuerzos.

-37-


7.4. Diseño Geomecánico del Método Cámaras y Pilares Se ha determinado que el método más apropiado para la explotación del yacimiento Pomarani, corresponden al método de cámaras y pilares, los mismos que fueron configurados de acuerdo a las condiciones geomecánicas del macizo rocoso y el plan de minado. La configuración geométrica del yacimiento está conformada por una serie de mantos paralelos de 10° a 20° de buzamiento, potencias de 1.5 a 9 m, con leyes de mineral de Oro.

7.4.1. Metodología de Diseño La metodología de diseño de pilares está controlada por la relación de resistencia del pilar vs la presión de confinamiento sobre el pilar, que da como resultado un factor de seguridad. La geometría del pilar influye en la estimación de la presión de confinamiento, así como se muestra en la figura siguiente. FIGURA 7.7 VISTA ISOMETRICA DE PILARES VS CAMARAS DE EXPLOTACION

-38-


FIGURA 7.8 ESFUERZOS SOBRE PILARES RECTANGULARES

FIGURA 7.9 ESFUERZOS SOBRE PILARES CUADRADOS

FIGURA 7.10 GRAFICO DE ESTABILIDAD DE PILARES

-39-


7.4.2. Diseño de Pilares Cuadrados Considerando las características de encampane, propiedades de resistencia del macizo rocoso, con el criterio descritos en el anterior acápite, se ha diseñado los pilares para diferentes condiciones de confinamiento o encampane, los mismos que son resumidos en los siguientes figuras. Todos los diseños de pilares fueron hechos considerando un ancho de abertura o cámara de 9 m y bajo una geometría de pilar cuadrado que guarda relación con la estabilidad estructural y mejor distribución de esfuerzos durante el confinamiento del pilar. En la Figura 7.11, se muestra una correlación de esfuerzo de confinamiento sobre el pilar vs ancho de pilar cuadrado. FIGURA 7.11 ESFUERZO DE CONFINAMIENTO SOBRE EL PILAR VS ANCHO 14 Presión de Confinamiento sobre el Pilar 50 m

12

Presión de Confinamiento sobre el Pilar 100 m

) m (


O10 D A R D A 8 U C R A L I 6 P E D O H 4 C N A


2

0 0

5

10

15

20

25

30

PRESIÓN DE CONFINAMIENTO SOBRE EL PILAR (MPa)

En la Figura 7.12, se muestra el ancho de pilar cuadrado vs. Altura de pilar o Altura de minado, considerando un factor de seguridad de 1.4

-40-


FIGURA 7.12 ANCHO DE PILAR CUADRADO VS ALTURA DE PILAR O MINDAO 14

12 ) m ( O10 D A R D A 8 U C R A L I 6 P E D O H 4 C N A

Altura de Pilar para Emcampane de 50 m Altura de Pilar para Emcampane de 100 m Altura de Pilar para Emcampane de 150 m Altura de Pilar para Emcampane de 200 m

2

0 0.0

5.0

10.0

15.0

20.0

25.0

ALTURA DE PILAR (m)

En la figura 7.13, se muestra la correlación del porcentaje de recuperación del mineral vs ancho de pilar cuadrado, para un ancho de cámara de 9 m, considerando un factor de seguridad de 1.4. FIGURA 7.13 RECUPERACION MINERAL VS ANCHO DE PILAR CUADRADO 14

% Recuperación

12 ) m ( O10 D A R D A 8 U C R A L I 6 P E D O H 4 C N A

% Recuperación

2

0 50%

55%

60%

65%

70%

75%

80%

PORCENTAJE DE RECUPERACIÓN

-41-

85%

90%

95%


7.4.3. Diseño de Cámaras y Sostenimiento de Tajeos Las cámaras o aberturas de los tajeos considerados para la explotación del método de cámaras y pilares, tienen un ancho de 9 m y en las zonas de intersección estas cámaras tienen una ancho máximo de 12.7 m, ver figura siguiente. Los pilares son de 5 x 5 m FIGURA 7.14 DIMENSIONES DE ABERTURAS DE CAMARAS CÁMARA 9m PILAR CUADRADO

Tras la evaluación del análisis cinemático de los principales sistemas de diaclasamiento y fallas locales, se ha estimado el tamaño de cuña más desfavorable. Los mismos que son resumidos en el siguiente cuadro y la figura siguiente. TABLA 7.8 ANÁLISIS CINEMÁTICO DE CUNÁ

Sistema Estructural Predominante 41/334 80/150

86/242

Rumbo de labor, tamaño de cuña y altura de cuña

Tipo

Falla local sistemática Sensibilidad de Tamaño de Cuña para Diferentes Rumbos Sistema de de Labor discontinuidad 40NE, 1.95 m3 y 0.7 m altamente persistente 50NE, 9.2 m3 y 1.3 m (> 20 m) 60NE, 387 m3 y 4.5 m 70NE, 25.1 m3 y 1.8 m Sistema de 80NE, 3.2 m3 y 0.9 m discontinuidad secundaria (< 3 m) 30SE, 0.13 m3 y 0.3 m

-42-


FIGURA 7.15 ANALISIS CINEMATICO DE CUÑAS

Sostenimiento con pernos de 2.1 m de longitud con malla sistemática de 1.5 x 1.5 m, se alcanza un factor de seguridad de 2.3 para el tamaño de cuña máximo.

El tamaño de cuña es muy pequeño, lo que puede considerarse como sostenimiento ocasional. -43-


Finalmente, luego de la evaluación de las diferentes calidades de roca, se identificó que la calidad del macizo rocoso predominante corresponde a una roca de calidad regular (RMR de 45 a 65), para esta calidad de roca en las labores de explotación (tajeos) el tipo de sostenimiento adecuado debe ser mediante el uso de pernos (friccionante) y malla electro soldada. Los detalles del tipo de sostenimiento para diferentes tipos de roca se muestran en la tabla siguiente. TABLA 7.9 SOSTENIMIENTO TAJEOS DE EXPLOTACIÓN - CÁMARAS Y PILARES Altura de Minado

>3m

<3m

>4m

<4m

Ancho de Abertura

9m

Tipo de Roca Roca Buena (RMR > 65) Roca Regular (RMR 45 a 65) Roca mala (RMR < 45)

9m

Roca Buena (RMR > 65) Roca Regular (RMR 45 a 65) Roca mala (RMR < 45)

12.7 m (solo zona de intersección)

Roca Buena (RMR > 75) Roca Buena (RMR 65 a 75) Roca Regular (RMR 45 a 65)


Roca mala (RMR < 45) Roca Buena (RMR > 75) Roca Buena (RMR 65 a 75)

* Ajustado por el área de geomecánica.

-44-

Tipo de Sostenimiento Sin sostenimiento, Pernos ocasionales de 2.1 m Perno Sistemático Friccionante de 2.1 m, con malla de 1.5 x 1.5 m, más malla electro soldada. Concreto Lanzado de 350 kg/cm2 con espesor de 2” más fibra de acero y

pernos sistemático Friccionante de 2.4 m, con malla de 1.5 x 1.5 m. Sin sostenimiento, pernos ocasionales de 1.5 - 2.1 m Perno Sistemático Friccionante de 2.1 m, con malla sistemática de 1.5 x 1.5 m, más malla electro soldada. Concreto Lanzado de 250 kg/cm2 con espesor de 2” más fibra de acero y Perno Sistemático Friccionante de 2.1 m, con malla de 1.5 x 1.5 m. Sin sostenimiento, Pernos ocasionales de 2.4 m Perno sistemático de 2.4 m, con malla d e 1..5 x 1.5 m Perno Sistemático 2.4 m, con malla de 1.5 x 1.5 m. Concreto Lanzado de 250 kg/cm2 con espesor de 2” más fibra de acero y

pernos sistemático Friccionante de 2.4 m, con malla de 1.5 x 1.5 m Sin sostenimiento, pernos ocasionales de 2.1 m Perno sistemático de 2.4 m, con malla sistemática de 1.8 x 1.8 m


En vista que el comportamiento estructural del macizo rocoso presenta una predominancia en estratos sub-horizontales y diaclasamiento de tensión subvertical, para que el perno tenga un mejor amarre entre bloques se debe colocar con un ángulo sobre la horizontal de 70 a 80°, de acuerdo a las condiciones del macizo rocoso.

7.4.4. Modelamiento Numérico de secuencia de Minado Para conocer y tener un mejor entendimiento de los esfuerzos inducidos alrededor de la explotación de la mina Pomarani, que nos pueda permitir simular una secuencia de minado favorable a la seguridad y reducción de concentración de esfuerzos, se ha realizado un modelamiento de esfuerzos inducidos en dos dimensiones (2D) con el apoyo del programa Phases2D (Rocscience), que realiza análisis numérico de esfuerzo-deformación por el método de elementos finitos (FEM) para una condición elástica y elasto-plástica. Los esfuerzos calculados en forma elástica pueden ser contrastados contra el criterio de falla de Hoek-Brown, a fin de determinar si hay zonas con potencial de fallamiento. Para realizar una evaluación de esfuerzos y factores de seguridad, se consideró los siguientes parámetros del modelo.

7.4.4.1. Propiedades del Macizo Rocoso Las propiedades del macizo rocoso que se estimaron fueron la resistencia a la compresión simple, los coeficientes de criterio de rotura de Hoek-Brown y la densidad de la roca, tanto para las cajas como para el mineral.

7.4.4.2. Ubicación de Sección de Análisis Considerando las condiciones geométricas de las excavaciones por el método de cámaras y pilares, se ha estimado que la longitud de elemento de malla entre nodos deberá estar entre el rango de 0.2 a 0.4 m en la zona de los pilares y excavaciones, los mismos que irán incrementándose gradualmente hacia los extremos para optimizar el modelo de elementos. La sección utilizada para el modelo de elementos finitos es típica, la misma que considera las condiciones más desfavorables tanto en geometría como resistencia. -45-


FIGURA 7.18 SECCION TIPICA DE ANALISIS DEL MODELO 2D

7.4.4.3. Esfuerzos In-situ Considerando la altura de encampane para los diferentes sectores de Pomarani y Cruz de Oro, se utilizó una correlación de esfuerzo horizontal/vertical en el orden de k=1.5, para los diferentes presiones de confinamiento.

7.4.4.4. Análisis de Resultados de Modelamiento Numérico Los resultados de esfuerzos en la sección de análisis más desfavorable, da como resultado niveles de esfuerzo principal mayor en la zona central de los pilares en el orden de 4.7 a 7 MPa, que convertidos al pilar cuadrado, se estimó en 9.0 a 13.5 MPa, para una altura promedio de 150 m de encampane. Asimismo, en el pilar puente se ha identificado valores de esfuerzo en el orden de 5.7 a 9.0 MPa.

-46-


FIGURA 7.19 ESFUERZO PRINCIPAL MAYOR SIGMA 1

Los valores de esfuerzo principal menor en la zona central de los pilares están en el orden de 2.1 a 3.7 MPa. Asimismo, en la zona de pilar puente están en el orden de 0.17 a 0.50 MPa. FIGURA 7.20 ESFUERZO PRINCIPAL MENOR SIGMA 3 FACTOR

Los valores del factor de seguridad, indican en todos los casos que está por encima de la unidad, tanto para los pilares cuadrados como para los pilares puente, confirmado los cálculos de análisis de equilibrio límite realizados en los anteriores acápites.

-47-


FIGURA 7.21 STRENGTH FACTOR

Los valores de deformación estimados están en el orden de 3 a 15 cm, presentados principalmente en la zona de los pilares, que representarían hasta el 2.5% de deformación. FIGURA 7.22 DEFORMACIONES

7.4.4.5. Sectorización para Dimensionamiento de Pilares En vista que hay mucha similitud en la calidad del macizo rocoso del mineral y de las cajas que están emplazadas principalmente en roca pizarra, con estratos sub-horizontales. La diferencia entre los sectores con geometría de pilar similar, estarán controlados por la altura de encampane y la altura de minado o altura de pilar.

-48-


En este contexto, se deberá diseñar zonas con similar geometría que guarden continuidad de los pilares desde el manto inferior al manto superior de cada yacimiento, bajo un esquema de mapa de isovalores de potencia de manto y potencia de cajas intermedias de desmonte, para poder decidir donde se podrían unir dos o tres mantos.

7.5. Diseño de Sostenimiento de Labores de Preparación y Desarrollo Los sistemas de sostenimiento juegan un importante rol en el mejoramiento de las condiciones de estabilidad y seguridad en las excavaciones subterráneas permanente. Los mismos que pueden ser definidos en función a las variaciones en la calidad del macizo rocoso, dimensiones de las excavaciones subterráneas y el uso de la excavación. Para la estimación del sostenimiento existen diversas metodologías empíricas en la literatura que permiten definir los requerimientos de sostenimiento en excavaciones subterráneas. En la presente evaluación se utilizó la metodología de aplicación de la curva empírica de Grimstad and Barton (1993) para estimar los requerimientos de sostenimiento según las condiciones del macizo rocoso. Esta curva empírica relaciona la calidad del macizo rocoso expresado por el valor de Q de Barton con la luz o altura de la excavación (S) ajustada por un factor de seguridad según el tipo de excavación (ESR, Excavation Support Ratio). El parámetro ESR (Excavación Support Ratio) se estimó igual a 1.6, considerando las labores de preparación y desarrollo como permanentes, dado su uso como labores de acceso y tránsito de personal. Para las labores de subniveles principales de extracción se consideró una luz de 4 m (ancho de labor) con un valor de S/ESR igual a 2.5, mientras que para los sectores de intersección con los accesos a las cámaras de los tajeos dan un ancho teórico de 7 m, lo cual tendría asociado un S/ESR de 4.4. Luego, para aplicación de la curva empírica, se deberán considerar los valores mencionados como los límites superior e inferior de S/ESR. De acuerdo a lo antes mencionado

se ha determinado el sostenimiento más

adecuado a instalar en las labores de preparación y desarrollo en cada dominio estructural según la calidad de roca (Grimstad & Barton, 1993). Ver en la Tabla 7.11.

-49-


TABLA 7.10 SOSTENIMIENTO PARA LABORES DE PREPARACIÓN Y DESARROLLO Ancho de Galería

4a5m

6a7m (intersecciones )

Indice Q Barton

RMR Bieniawski

>11

> 65

5 .8 – 11

55 - 65

1.7 – 5.8

45 - 55

0.2 – 1.7

35 - 45

< 0.2

< 35

>11

> 75

5 .8 – 11

65 - 75

1.7 – 5.8

45 - 65

0.2 – 1.7

35 - 45

< 0.2

< 35

Sostenimiento Recomendado Sin sostenimiento, pernos puntuales en zonas de formación de cuñas Pernos sistemáticos en zonas de formación de cuñas y bloques de roca, con espaciamiento e=1.5-1.8 m Pernos sistemáticos con espaciamiento e=1.5 m más malla electro soldada Pernos sistemáticos e=1.2m más shotcrete de 5 cm de espesor Pernos sistemáticos e=1.0-1.2m mas shotcrete con fibra de acero de 7.5 cm de espesor Sin sostenimiento, pernos puntuales en zonas de formación de cuñas Pernos sistemáticos en zonas de formación de cuñas y bloques de roca, con espaciamiento e=1.5-1.8 m Pernos sistemáticos e=1.5m más malla electro soldada Pernos sistemáticos e=1.2m más shotcrete de 7.5 cm de espesor Pernos sistemáticos e=1.0-1.2m mas shotcrete con fibra de acero de 10 cm de espesor

La tabla anterior es aplicable para las labores de preparación y desarrollo de la mina y zonas de conexión o intersección a los tajeos de explotación. Para la intersección con los echaderos y ventanas de extracción, se recomienda mayor atención en el sostenimiento para garantizar la estabilidad del sector, mediante la instalación de pernos con malla electro soldada y shotcrete. El comportamiento del sostenimiento en una labor deberá ser evaluado en el terreno dependiendo de las condiciones geomecánicas particulares de cada tramo. La instalación deberá ser realizada de manera oportuna.

-50-


8. ASPECTOS GEOMECÁNICOS TAJO ABIERTO Por las condiciones geotécnicas del tajo abierto, se agrupan en 1 estudio. 

Estudio Geotécnico Tajo Cruz de Oro (Noviembre 2017)

8.1. Aspectos Geotécnicos Tajo Cruz de Oro Para evaluar las propiedades geomecánicas del medio geológico donde se está desarrollando el estudio de estabilidad de taludes del tajo Cruz de Oro, se ha requerido la ejecución de una serie de actividades relacionadas con las investigaciones geológicas y geotécnicas de campo.

8.1.1. Caracterización Geomecánica El mapeo por celdas de la zona de la explotación fue realizado con el objetivo de determinar las características estructurales del macizo rocoso presente en la zona de explotación, definida en la Figura, donde se muestra la zona a ser explotada. Esta zona presenta condiciones de calidad de roca evaluadas por el método RMR con valores de 55 en promedio (Roca III-A) y algunos tramos compuestos por roca de tipo II-A. FIGURA 8.1 ZONIFICACIÓN GEOMECÁNICA Y FALLAS PRINCIPALES EN EL TAJO CRUZ DE ORO

-51-




Aspectos Litológicos Las rocas presentes en Cruz de oro opción 3 primera etapa, pertenecen a la Formación Sandia; en la parte superior se tienen cuarcitas grises de grano medio, en la parte inferior se encuentran esquistos.



Distribución de discontinuidades El análisis estereográfico que se presenta en el presente informe corresponde al elaborado por mapeos in situ realizados por el departamento de Geomecánica de Cori Puno SAC. En el cual se contemplan los datos de las discontinuidades detallados por los mapeos. Correspondientes a las condiciones estructurales de los afloramientos rocosos ejecutados como parte del estudio mencionado. La Figura muestra las fallas principales determinadas en campo. FIGURA 8.2 CARACTERÍSTICAS ESTRUCTURALES DE TAJO CRUZ DE ORO

TABLA 8.1 RESUMEN DE FAMILIAS DE DISCONTINUIDADES Y FALLAS

-52-




Resistencia de las Discontinuidades En esta sección se presentan los valores obtenidos en la determinación de las características geomecánicas de las discontinuidades a través de la aproximación propuesta por de Barton and Choubey (1977), con la expresión:

τ = σ ∗tan[JRC∗log (JCS σ ) + φ r ] Donde JRC es el coeficiente de Rugosidad de la discontinuidad que se muestra en la Figura N° 39. El término JCS, es la resistencia a la compresión de las caras de la discontinuidad; este valor para efectos prácticos es considerado igual a la resistencia a la compresión de la roca intacta o UCS (uniaxial compressive strength). FIGURA 8.3 COEFICIENTE DE RUGOSIDAD DE LAS DISCONTINUIDADES BARTON Y CHOUBEY

-53-


Para tal efecto, la resistencia a la compresión del material intacto fue correlacionada a través de ensayos de Martillo de schmidt según su grado de alteración. Esta correlación fue hecha mediante la relación propuesta por Xu et al. (1990), donde UCS es la resistencia a la compresión simple, R es el número de rebote del martillo de Schmidt.

=2.98∗ .∗ Para los distintos tipos de condiciones de alteración, las tablas siguientes muestran los valores resultantes del golpe en campo hecho con el martillo de Schmidt. Los valores de JRC y JCS son verificados según la ecuación propuesta por Barton and Choubey (1977), para definir la envolvente de resistencia de las discontinuidades. TABLA 8.2 VALORES DEL COEFICIENTE DE RESISTENCIA A LA COMPRENSION DE DISCONTINUIDADES

Los valores de resistencia presentados en la muestran el comportamiento de las estructuras según el cambio que rugosidad y el grado de alteración que modifica la resistencia a la compresión de las paredes de la discontinuidad.

-54-


FIGURA 8.4 ENVOLVENTES DE RESISTENCIA SEGÚN RUGOSIDAD DE LAS DISCONTINUIDADES

Para efectos de cálculo, cada curva generada por el criterio de resistencia está representada por su tendencia lineal. Esto, para determinar una resistencia promedio que pueda ser correlacionada con el criterio de resistencia de Mohr-Coulomb. Esta resistencia global, representa el comportamiento de la discontinuidad de manera general y nos permite verificar el comportamiento de la cuña que pueda ser formada en toda su sección. Valores de resistencia al cizallamiento fueron estudiados en litologías similares en los yacimientos de Cori Puno SAC. Los valores de resistencia al cizallamiento son presentados en la siguiente tabla. TABLA 8.3 PARÁMETROS DE RESISTENCIAS DE DISCONTINUIDADES

-55-


8.1.2. Análisis de Estabilidad por el Comportamiento del Macizo Rocoso 8.1.2.1 Condiciones Geométricas Geométricas de Análisis Para el análisis de los taludes finales globales se ha utilizado el software SWEDGE y Phase2, desarrollados por Rocscience (Rocscience; 2004, Rocscience 2002c), aplicando el modo de falla por cuña y verificando el comportamiento del macizo rocoso con la distribución de esfuerzos por la excavación propuesta, mostradas en las secciones A- A’, B -B’ y C-C’ de la Figura 8.5. FIGURA 8.5 SECCIONES EVALUADAS EN LA DETERMINACION DE ESTABILIDAD GLOBAL

FIGURA 8.6 GEOMETRÍA DE EXCAVACIÓN

-56-


8.1.2.2 Condiciones Geotécnicas de Análisis El análisis de estabilidad, toma como fuente de información primaria los parámetros de resistencia determinados de la investigación geotécnica de campo y analizados en los laboratorios de mecánica de rocas de TECSUP mostrados en la siguiente tabla, como el promedio de datos para las muestras específicas. Asimismo, la condición para el análisis Pseudoestático considera la aceleración de la gravedad equivalente a 0.13 g. TABLA 8.4 PARÁMETROS DE RESISTENCIAS

8.1.2.3 Resultados Resultados Finales de Estabilidad Física en el Talud Final 55° FIGURA 8.7 ESTABILIDAD FISICA CONDICION PSEUDOESTATICA PSEUDOESTATICA – SECCION AA’

-57-


FIGURA 8.8 ESTABILIDAD FISICA CONDICION PSEUDOESTATICA PSEUDOESTATICA – SECCION BB’

FIGURA 8.9 ESTABILIDAD FISICA CONDICION PSEUDOESTATICA PSEUDOESTATICA – SECCION CC’

8.1.2.4 Diseño de Taludes TABLA 8.5 PARÁMETROS GEOMÉTRICOS DE DISEÑO

-58-


9. DESCRIPCIÓN DEL PROCESO OPERATIVO MINADO SUBTERRANEO 9.1. •

Criterios de Diseño de Mina por Cámaras Impacto Medio Ambiental y Sensibilidad Social del Entorno

La ubicación de las zonas mineralizadas y las actividades allí desarrolladas y también las proyectadas, fueron consideradas por CORI PUNO, en su propósito de no alterar las condiciones ambientales del entorno. También se tomó en consideración los aspectos relacionados a la permeabilidad de las comunidades respecto a la incorporación de los nuevos sectores a la producción, las facilidades de accesos y las menores distancias de transporte. •

Naturaleza de la Estructura Mineralizada

El origen de la mineralización, los patrones de ocurrencia y los controles de mineralización, fueron estudiados. Esta información ayudó a definir la estrategia de exploración, ubicando las labores de acceso de tal forma de facilitar el reconocimiento simultáneo de las estructuras mineralizadas en distintos niveles, desde donde se podrán habilitar siguiendo el buzamiento las cámaras de producción (Tajeos). •

Aspectos Geotécnicos

En la explotación para darle más estabilidad y seguridad a la excavación y sobre todo para obtener una mayor recuperación de reserva, se estudia la naturaleza competente del mineral y su caja para su mejor aprovechamiento. También se analiza la secuencia de explotación y las dimensiones apropiadas de las Unidades Básicas de Explotación (UBE). •

Dimensión y Geometría del Depósito Mineralizado

Estos aspectos se estudiaron y sirvieron para: Diseñar el plan de accesibilidad mediante la ubicación y desarrollo de labores de acceso, en caja piso hasta interceptar las estructuras mineralizadas, luego sobre estructura continuar con el desarrollo exploratorio en forma longitudinal a la secuencia estratigráfica y al rumbo de las estructuras mineralizadas. Determinar la separación entre niveles adecuadamente, considerando el efecto negativo del bajo buzamiento en el rendimiento de los equipos de -59-


acarreo, también para un mejor control de los contactos y así minimizar los efectos de la dilución, en la etapa de explotación. La correcta ubicación de las cámaras de acumulación con el objetivo de darle mayor fluidez a la extracción del mineral especialmente en las actividades de traspaso del mineral. •

Zoneamiento Mineral

Se revisará y ordenará la información de los recursos por niveles, aspectos que permitirá ubicar el nivel de transporte o extracción del mineral. La ubicación adecuada de esta labor permitirá aprovechar el manipuleo del mineral que luego se traspasa hacia la cámara de carguío donde allí inicia el transporte del mineral en volquete. Se diseñara el ingreso de los servicios de preferencia por el nivel 4870. •

Hidrogeología y Secuencia Estratigráfica

La secuencia estratigráfica y la presencia de planos de debilidad, deben estudiarse con más detenimiento, para entender mejor el comportamiento de los niveles freáticos, la presencia de aguas subterráneas y las infiltraciones. Estos aspectos ayudaran al manejo de escorrentías y/o sistemas de drenaje. •

Reservas y Ley del Mineral

El volumen de reservas del proyecto condicionará el orden de magnitud de la operación y el periodo de agotamiento. Es importante señalar; que no obstante a las actividades de exploración en curso. •

Recuperación de Reserva y Dilución.

Este aspecto está vinculado a la elección del método de explotación y su auto sostenimiento, en ese sentido podemos manifestar que la naturaleza geomecánica del mineral y roca encajonante resulta favorable para la aplicación de métodos de cámaras abiertas con pilares y relleno. •

Blending y Comportamiento Metalúrgico.

No existen antecedentes del comportamiento metalúrgico del mineral de los sectores (Pomarani – Cruz de Oro), razón por la cual se estudiará en el diseño la posibilidad de ubicar cámaras de carguíos diferenciados, para -60-


acumular mineral de características similares; que de haber la necesidad, se podrá manejar la mezcla o “Blending” en interior mina. •

Avance y Orientación de la Excavación.

La estrategia de avance de la excavación, será estudiada de tal forma de aprovechar los desarrollos exploratorios como labores de preparación, inicialmente con desarrollos horizontales desde superficie, para luego sobre estructura y siguiendo el buzamiento, continuar sistemáticamente con el desarrollo de las cámaras de producción, dejando pilares de sistemáticos de 5 x 5 m de acuerdo al diseño.

. Requerimiento de Producción. El diseño será elaborado para el sector subterráneo Pomarani para una producción de 1100 TPD y subterráneo Cruz de Oro para una producción de 500 TPD. Sin embargo es necesario señalar que se tiene una buena información geológica disponible, por eso las labores programadas de avance una vez delimitado por el cuerpo se convierten en tajos de producción por el método de explotación. •

Extracción de Mineral y Desmonte.

Se identifica el buzamiento horizontal y se define como condición desfavorable para la extracción del mineral, condición que no permite aprovechar la gravedad en el proceso de extracción del mineral. Para este propósito se diseñaran las labores de extracción convenientemente ubicadas, haciendo que la descarga del mineral en cámaras de acumulación para luego cargarla en la cámara de carguío. Para el manejo del desmonte se considera en el esquema de avance de la explotación, iniciar la explotación de acuerdo al diseño, respetando los pilares sistemáticos, generando espacios vacíos para que el desmonte de los desarrollos rellene estos tajeos vacíos. •

Capacidad de los Equipos de Producción

Por las dimensiones de las estructuras mineralizadas (longitud) y especialmente potencia y buzamiento, se identificará al equipo adecuado para -61-


cada operación unitaria del proceso productivo, dándole mayor atención al dimensionamiento del ancho de minado mínimo necesario para albergar cómodamente a los equipos, evitando la sobre rotura. •

Consideraciones Económicas

Por la naturaleza marginal de las leyes y las limitaciones de disponibilidad de recurso mineral medido indicados, conviene el desarrollo de una estrategia de minado selectivo, que con el desarrollo subterráneo debe confirmar las formas geométricas de las estructuras minables, priorizando en la etapa de explotación el control de la dilución, en un esquema de minado de costos CAPEX y OPEX, bajos. Planteando las preparaciones sobre mineral y desarrollo sobre estéril lo que significa que habrá aporte muy limitado de desmontes. Se estudia el nivel de inversión luego del diseño de mina, considerando la ubicación del yacimiento y de sus componentes, también las distancias a desarrollar para accesar a los cuerpos mineralizados y extraer mineral, a razón de 1100 TPD en la Mina Pomarani y 500 TPD en la Mina Cruz de Oro.

9.2.

Opciones de Explotación

Luego de estudiar el depósito, se han definido las condiciones naturales del yacimiento: características geológicas, morfológicas (forma, potencia, rumbo y buzamiento, y profundidad), recursos minables (forma geométrica y distribución de leyes), propiedades geomecánicas (calidad de la masa rocosa de las cajas y del mineral, resistencia de la roca y esfuerzos, dominios estructurales, etc.) y las posibilidades de presencia del agua subterránea. Priorizando en el análisis, las condiciones naturales del yacimiento para su autosostenimiento, condiciones geomecánicas del mineral y de las cajas, Hartman (1987) y Nicholas (1981), así también; tomando en consideración la calidad marginal del mineral, el bajo buzamiento como una gran limitante para el aprovechamiento de la gravedad en la extracción del mineral y para la distribución de relleno. Se identifica al método de explotación por Cámaras y Pilares (Room & Pillar – R&P), como la opción más adecuada para la mina Untuca, señalando que; en cuanto se tenga mayor información del -62-


comportamiento geomecánico de las excavaciones, así también de la calidad del mineral, podrá aprovecharse mejor las variantes que este método ofrece.

9.3.

Elección del Método de Explotación

De acuerdo a lo anteriormente señalado, con la información disponible a la fecha de elaboración del estudio, podemos manifestar que; dadas las características del comportamiento geomecánico del yacimiento y la naturaleza marginal de la mineralización, se requiere de un método de minado selectivo de bajo costo, autosoportado con pilares y que no requiera relleno. Para estas condiciones de operación los métodos que mejor se adaptan, es el método de explotación por “ Cámaras y Pilares ”. La ventaja del método de explotación por Cámaras y Pilares, es que los pilares pueden acomodarse según las leyes en los sectores más pobres; de tal forma que alineados permitan siempre el acarreo de mineral, este esquema podría variar razonablemente para extraer mineral de varios frentes a una ley requerida. La orientación de las cámaras y pilares es recomendable que sean alineadas a las direcciones preferenciales de avance de las excavaciones, es decir en dirección SW a NE o viceversa, o de NW a SE o viceversa. En esta dirección las condiciones de estabilidad de las cámaras así como de los pilares se verán favorecidas y el sostenimiento será menor, este criterio aplica para los cuerpos mineralizados de Pomarani y Cruz de Oro.

9.4.

Unidad Básica de Explotación (UBE) y Descripción del Método

Para determinar las dimensiones de las cámaras y pilares se ha utilizado el método convencional de área tributaria para la estimación de los esfuerzos sobre los pilares, y el criterio de Lunder y Pakalnis (1997) para estimar la resistencia de los pilares. Los factores de seguridad de diseño utilizados estuvieron ligeramente por encima de 1.4. Según ello, se establecen las siguientes dimensiones de cámaras y pilares: La unidad básica de explotación (UBE) para Pomarani, está definida por las dimensiones de los tajeos de producción de 9 m de ancho, separadas por pilares de 5 x 5. -63-


La recuperación del recurso mineral, está en función del ancho de los pilares. Para efectos del estudio, se considera pilares de 5 x 5 m, con una recuperación del recurso mineral al final de la explotación de un 87%.

9.5.

Parámetros del Diseño

El método de explotación Room and Pillar o también llamado Cámaras y Pilares, ha sido concebido para un minado mecanizado selectivo mediante dos opciones de explotación:

9.5.1 Opción uso de Desquinche Se desquinchara al ancho de cámara de 9 m, dejando el pilar de diseño de 5 x 5 m. El Jumbo perforara en sección 5 m x 4 m. La limpieza de mineral será con scoop de 4 yd3 por ser secciones anchas.

9.5.2 Opción uso de Breasting El método contempla la recuperación del mineral hasta el techo según control geológico, por lo que en potencias mayores a 6 m se tendrá que rellenar el piso para que el jumbo tenga altura de perforación y quede una luz de 1 m, para proceder a los cortes horizontales hasta llegar al techo del horizonte mineralizado según control geológico. La siguiente tabla muestra los parámetros del método de explotación: TABLA 9.1 PARÁMETROS DE MÉTODO DE EXPLOTACIÓN CAMARAS Y PILARES MÉTODO

CAMARAS Y PILARES

Altura de Mantos (Potencia) Longitud de los tajeos (Largo)

6m 86 m

Ancho de los tajos (Entre ejes de tajos)

14 m

Índice de preparación

47 t/m

Longitud de Perforación

10 - 12 pies

Aporte de los avances a la Producción

80 %

Recuperación de Mineral Inicial - Final

87 %

Porcentaje de Dilución (estimado)

5%

Avance de Excavación

Sub Horizontal -64-


10. DESCRIPCIÓN DEL PROCESO OPERATIVO MINADO TAJO ABIERTO 10.1. •

Criterios de diseño minero

Impacto Medio Ambiental y Sensibilidad Social del Entorno

La ubicación de las zonas mineralizadas y las actividades allí desarrolladas y también las proyectadas fueron consideradas por CORI PUNO, en su propósito de no alterar las condiciones ambientales del entorno. También se tomó en consideración los aspectos relacionados a la permeabilidad de las comunidades respecto a la incorporación de los nuevos sectores a la producción, las facilidades de accesos y las menores distancias de transporte. •

Naturaleza (Génesis) de la Estructura Mineralizada

El origen de la mineralización, los patrones de ocurrencia y los controles de mineralización, fueron estudiados. Esta información ayudó a definir la estrategia de exploración, ubicando las zonas de acceso de tal forma de facilitar el reconocimiento simultáneo de las estructuras mineralizadas en sector Cruz de Oro. •

Aspectos Geotécnicos (Competencia del Mineral)

En la explotación para darle más estabilidad a los taludes en general y seguridad a la explotación. Asimismo para obtener una mayor recuperación de reserva, se estudia la naturaleza competente del yacimiento mineralizado y su estabilidad para el mejor aprovechamiento. También se analiza la secuencia de explotación y las dimensiones apropiadas de las Unidades Básicas de Explotación (UBE). •

Hidrogeología y Secuencia Estratigráfica

Las formaciones geológicas predominantes en la zona de los yacimientos mineralizados de Cruz de Oro, son impermeables consecuentemente no son medios propicios para formación de acuíferos, no se han interceptado medios saturados y/o acuíferos.

-65-


•

Reservas de Mineral

Se define como parte del recurso Mineral Medido o Indicado, que para su estimación ha requerido de un estudio de Factibilidad Preliminar. En este estudio se definen los factores de minado, procesamiento, metalurgia, economía y otros factores relevantes, que demostraron la viabilidad económica de la explotación a Tajo abierto, en el sector de Cruz de Oro. •

Dilución

Este aspecto está vinculado a la elección del método de explotación, en ese sentido podemos manifestar que la disposición de la mineralización resulta favorable para la explotación a Tajo abierto. •

Blending y Comportamiento Metalúrgico

En Tajo Cruz de Oro, el blending será

totalmente manejable por la

disposición de la mineralización y por la secuencia de explotación. •

Requerimiento de Producción

El diseño será elaborado para el

Tajo abierto Cruz de Oro para una

producción de 200 TPD para el sector a tajo abierto. • Extracción de Mineral y Desmonte

Para este propósito se diseñaran las rampas de extracción convenientemente ubicadas, evitando mayor rotura de desmonte y optimizando distancias de transporte para una mayor eficiencia en los ciclos de acarreo. El esquema de avance de la explotación se ha proyectado descendente, de los bancos superiores a los inferiores,

en forma generando

plataformas operativas para un mejor control de minado. • Capacidad de los Equipos de Producción

Las dimensiones de las estructuras mineralizadas (longitud) y especialmente potencia y buzamiento del yacimiento Cruz de Oro, así como el ritmo de producción son factores importantes a considerar para la elección de los equipos de producción y servicios.

-66-


Las dimensiones del equipo han sido tomadas en cuenta para el diseño de los tajos y el dimensionamiento de las plataformas de trabajo. • Consideraciones Económicas

Por la naturaleza de la mineralización conviene el desarrollo de una estrategia de minado a cielo abierto en el sector Cruz de Oro. Con el propósito de obtener bajos costos operativos (OPEX) y CAPEX se ha considerado en el estudio la tercerización de las actividades de producción y servicios.

10.2.

Elección del Método de Explotación

Se ha tomado en cuenta las características geológicas, geotécnicas y geo metalúrgicas del yacimiento, para elegir el método de explotación a tajo abierto del yacimiento Cruz de Oro. La operación minera, se desarrollara de modo progresivo y sistemático, de acuerdo con el Plan de Minado. La secuencia de minado permitirá reducir los costos de transporte, mejor control de dilución, apertura de mayores frentes de trabajo, mayor versatilidad y control de calidad.

10.3.

Unidad Básica de Explotación (UBE) y Descripción del Método

Para determinar el método de explotación para el sector Cruz de Oro se realizó simulaciones de optimización del Tajo, para el tipo de yacimiento y mineralización, luego se determinaron las dimensiones apropiadas de las Unidades Básicas de Explotacxión (UBE).

10.4.

Parámetros de Diseño

El método de explotación para el sector Cruz de Oro es mediante Tajo abierto, el Límite final se determinó utilizando el Algoritmo Lerch – Grossman, considerando Precios base de US$ 1100 por Oz de Au. Los parámetros de optimización se muestran en la Tabla 10.1

-67-


TABLA 10.1 PARÁMETROS TECNICOS ECONOMICOS DE OPTIMIZACION Y DISEÑO UNIDAD

CANT.

Costo de Operación desmonte Costo de Operación mineral

US$/t US$/t

10.79 13.61

Costo de Procesamiento

US$/t

20.90

%

78

Precio Metal Au

US$/oz

1100

Ley de corte económica

g_Au/t

1.5

Angulo de Talud final

Grados

57

Angulo de Cara de Banco

Grados

80

Angulo de Interrampa

Grados

60

Ancho de Rampa

m

8

Ancho de Berma

m

4

Altura de Banco

m

10

Gradiente de Rampa

%

12

DESCRIPCION

Recuperación Metalúrgica

-68-


11. PLAN DE MINADO DETALLADO SECTOR SUBTERRANEO El plan de minado establecido para el proyecto obedece primeramente a la necesidad de confirmar la interpretación geológica hecha en base a los sondajes diamantinos, mediante un programa de desarrollos exploratorios que permitan re categorizar recursos de la condición de inferidos a la de medido indicados, delimitando también las formas geométricas de las estructuras mineralizadas económicamente explotables en forma selectiva, esto debido a la naturaleza marginal de la mineralización.

11.1. Recursos Minerales Los recursos para la mina subterránea se muestran en la siguiente tabla: TABLA 11.1 DISTRIBUCION DE RECURSOS MINA SUBTERRANEA Sector

Mineral_t Ley g_Au/t 4,648,887 1.37 3,671,456 1.52 8,320,343 1.44


El plan de minado se ha desarrollado sobre los modelos de bloques de cada sector, la distribución de recursos permite guiar el planeamiento y definir una adecuada secuencia de explotación. La tabla anterior mostró la distribución de recursos del Sector Pomarani y Cruz de Oro: La siguiente imagen muestra el diseño de desarrollo, preparación y explotación por el método de minado por cámaras y pilares. FIGURA 11.1 RECURSOS MINERALES – SECTOR POMARANI

-69-


11.2. Reservas Minerales 11.2.1. Cut Off por Sectores La ley de corte (cut-off), será aquella ley mínima cuyo valor cubra todos los costos involucrados

en

el

proceso

de

minado

(producción,

procesamiento

y

comercialización) y equivale al costo necesario para que la reserva mineral resulte económicamente rentable. El cut Off para el Sector de Pomarani y Cruz de Oro Subterráneo es de 1.8 g_Au/t.

Costos de producción Cut Off (Ley Mínima %) = -----------------------------------Precio neto x Recuperación

11.2.2. Reserva Mineral Las reservas estimadas para sector el Sector de Pomarani y Cruz de Oro se determinó sobre el cut off de 1.8 g/t, en la Tabla 11.2, se muestra el resumen. TABLA 11.2 DISTRIBUCION DE RESERVAS POR SECTORES Sector

Mineral_t Ley g_Au/t 824,713 2.72 494,957 2.49 1,319,670 2.63


11.3. Diseño de Minado Subterráneo 11.3.1. Labores de Exploración Corresponden al desarrollo de labores sub horizontales (galerías). Las labores sub horizontales se deben desarrollar siguiendo el rumbo de cada uno de los mantos hasta el límite de concesión. Este desarrollo se proyecta iniciar en el manto superior de la secuencia mineralizada, luego en forma progresiva se irán desarrollando galerías en los demás mantos de la secuencia inferior, en forma descendente.

-70-


11.3.2. Labores de Preparación Corresponden a las labores que permitirán la accesibilidad y preparación de cada uno de los tajeos para su explotación que son corridas dentro del manto mineralizado. Esta labor inicialmente cumplirá la función de galería piloto a sección 4.0 x 4.0 para posteriormente poder ampliar la galería a 9.0 x 4.0 m.

11.3.3. Labores de Desarrollo El diseño considera la excavación de cruceros de sección 4.0 m x 4.0 m para el ingreso de scoops al nivel de producción, esto permitirá facilitar la accesibilidad al manto, permitiendo mecanizar el acarreo del mineral entre los tajos donde la limpieza se desarrolla con scoops. Los avances de profundización para volquete a 5.0 x 5.0 m.

11.3.4. Labores de Explotación Luego de delimitar los paneles de explotación y una vez concluidas las labores de preparación. La explotación se inicia mediante la ampliación de las galerías pilotos, separadas por pilares y siguiendo el buzamiento del manto. La explotación se realiza en retirada hacia el crucero principal. Es importante mencionar por razones de seguridad, que en la primera etapa de la explotación; el avance de la excavación y la explotación debe progresar desde los extremos hacia un crucero o rampa principal todo en retirada. En la segunda etapa; que corresponde a la recuperación de pilares, para la cual se deberá rellenar los tajos vacíos y usar un tipo de sostenimiento como pilar artificial en este caso podrían ser los Wood pack o pilares cementados si en caso sea económicamente factible la recuperación de este pilar.

-71-


FIGURA 11.2 ESQUEMATICO DEL METODO DE MINADO



Primera Etapa de Explotación

La siguiente figura muestra en planta la distribución de pilares en el manto. Esta distribución es general, sin embargo las dimensiones de los pilares son de 5.0 x 5.0 m, actualmente el nuevo diseño es cámaras de 9 m y pilares de 5 x 5 m. El porcentaje de recuperación de mineral se incrementa hasta 87%. FIGURA 11.3 DISTRIBUCIÓN DE PILARES MANTO

-72-




Segunda Etapa de Explotación - Recuperación de Pilares

El gráfico siguiente muestra la distribución de pilares luego del proceso de recuperación, como opción se hace mención también al uso de wood pack, pilar cementado o relleno de los tajos para una recuperación mayor. La siguiente figura muestra imágenes de la colocación de wood pack, aplicado especialmente a los mantos de mejor ley. FIGURA 11.4 RECUPERACION DE PILARES MANTO

11.4. Plan de Minado Mina Subterránea El planeamiento de Minado considera una producción de 1100 tpd de mina subterránea proveniente del sector Pomarani y 500 tpd de mina subterránea proveniente del Sector Cruz de Oro.

11.4.1. Programa de Desarrollos – Sector Pomarani y Cruz de Oro Actualmente se viene realizando los desarrollos en el manto sub horizontal del Nv 4870.

-73-


TABLA 11.3 PROGRAMA DE DESARROLLO – SECTOR POMARANI Y CRUZ DE ORO

TABLA 11.4 PROGRAMA DE PREPARACIONES – POMARANI Y CRUZ DE ORO

-74-


11.4.2. Programa de Preparación – Sector Pomarani y Cruz de Oro Las labores de preparación, corresponden a las labores de accesibilidad a los tajeos del nivel en el manto mineralizado. El detalle del programa se aprecia en la tabla siguiente.

11.4.3. Programa de Producción: Sectores Pomarani y Cruz de Oro El programa de producción, de acuerdo al Plan de minado, considera la explotación del sector Pomarani subterráneo y Cruz de Oro.

-75-


TABLA 11.5 PROGRAMA DE PRODUCCIÓN SECTOR POMARANI Y CRUZ DE ORO

AÑO

2,018

TN MINERAL Etiquetas de fila

TMD

Etiquetas de columna Enero Febrero

Marzo

Abril

Mayo

Junio

Julio

Agosto

Pomarani Subterrane o

1,100

34,100

30,800

34,100

33,000

34,100

33,000

34,100

34,100

33,000

34,100

33,000

34,100

401,500

Cruz de Oro Subterrane o

500

15,500

14,000

15,500

15,000

15,500

15,000

15,500

15,500

15,000

15,500

15,000

15,500

182,500

Cruz de Oro Superficial

200

6,200

5,600

6,200

6,000

6,200

6,000

6,200

6,200

6,000

6,200

6,000

6,200

73,000

1,800

55,800

50,400

55,800

54,000

55,800

54,000

55,800

55,800

54,000

55,800

54,000

55,800

657,000

31

Total general

28

31

30

31

-76-

30

31

31

30

31

30

Setiembre Octubre Noviembre

31

Diciembre Total general


11.4.4. Secuencia de Minado Sector Pomarani y Cruz de Oro Las siguientes figuras muestran la secuencia de minado para el sector Pomarani y Cruz de Oro sector con mayor desarrollo subterráneo. FIGURA 11.5 SECUENCIA DE MINADO SECTOR POMARANI

El ciclo de minado empieza con las preparaciones de las galerías con una sección de 4.0 x 4.0 m avanzando en mineral hasta llegar al límite del manto mineralizado, posteriormente se realiza la ampliación de la galería obteniendo una sección de 9.0 x 4.0 m respetando los pilares de 5.0 x 5.0 m de acuerdo al diseño realizado. Si la potencia del manto es mayor a 4m se procede con el relleno del tajo dejando una luz de 1.0 m para proceder con el corte faltante para culminar la extracción total del tajo.

11.5. Operaciones Unitarias Mina Subterránea Los tajeos estarán constituidos por cámaras, separados por sus respectivos pilares, los tajeos tendrán una longitud variable de acuerdo a los límites de los mantos. El ciclo de minado plantea ocupar para limpieza equipos scoops.

-77-


FIGURA 11.6 VISTA ESQUEMATICA CICLO DE EXPLOTACION

11.5.1. Perforación La perforación se realizara con equipos mecanizados Jumbo, la distribución de la malla de perforación se hará dependiendo de la potencia de la estructura mineralizada en Cruz de Oro se realiza la malla de 4.0 x 4.0 m. FIGURA 11.7 DIAGRAMA DE PERFORACION DE GALERIAS EN CRUZ DE ORO

-78-


11.5.2. Voladura Para la voladura o disparo, se usaran explosivos convencionales como emulnor 5000,3000 y 1000, como iniciadores faneles unidos por cordón.

11.5.3. Sostenimiento Para la explotación de las cámaras, especialmente en la zona de intersección diagonal de mayor longitud entre pilares se recomienda el uso del sostenimiento conforme se especifica en la siguiente tabla: TABLA 11.6 SOSTENIMIENTO EN TAJEOS - CAMARAS Y PILARES Altura de Minado

>3m

<3m

>4m

<4m

Ancho de Abertura

9m

9m



Tipo de Roca Roca Buena (RMR > 65) Roca Regular (RMR 45 a 65) Roca mala (RMR < 45)

Roca Buena (RMR > 65) Roca Regular (RMR 45 a 65) Roca mala (RMR < 45)

Roca Buena (RMR > 75) Roca Buena (RMR 65 a 75) Roca Regular (RMR 45 a 65) Roca mala (RMR < 45) Roca Buena (RMR > 75) Roca Buena (RMR 65 a 75) -79-

Tipo de Sostenimiento Sin sostenimiento, Pernos ocasionales de 2.1 m Perno Sistemático Friccionante de 2.1 m, con malla de 1.5 x 1.5 m, más malla electrosoldada. Concreto Lanzado de 350 kg/cm2 con espesor de 2” más fibra de acero y

pernos sistemático Friccionante de 2.4 m, con malla de 1.5 x 1.5 m. Sin sostenimiento, pernos ocasionales de 1.5 - 2.1 m Perno Sistemático Friccionante de 2.1 m, con malla sistemática de 1.5 x 1.5 m, más malla electrosoldada. Concreto Lanzado de 250 kg/cm2 con espesor de 2” más fibra de acero y Perno

Sistemático Friccionante de 2.1 m, con malla de 1.5 x 1.5 m. Sin sostenimiento, Pernos ocasionales de 2.4 m Perno sistemático de 2.4 m, con malla de 1.5 x 1.5 m Perno Sistemático 2.4 m, con malla de 1.2 x 1.2 m. Concreto Lanzado de 250 kg/cm2 con espesor de 2” más fibra de acero y

pernos sistemático Friccionante de 2.4 m, con malla de 1.5 x 1.5 m Sin sostenimiento, pernos ocasionales de 2.1 m Perno sistemático de 2.4 m, con malla sistemática de 1.8 x 1.8 m


* Ajustado por el área de geomecánica .

Para las labores de preparación de uso permanente como los sub-niveles de extracción e intersecciones con las cámaras, se recomienda el uso del siguiente sistema de sostenimiento: TABLA 11.7 SOSTENIMIENTO EN TAJEOS - CAMARAS Y PILARES Ancho de Galería

4a5m

6a7m (intersecciones)

Indice Q Barton

RMR Bieniawski

>11

> 65

5 .8 - 11

55 - 65

1.7 – 5.8

45 - 55

0.2 – 1.7

35 - 45

< 0.2

< 35

>11

> 75

5 .8 - 11

65 - 75

1.7 – 5.8

45 - 65

0.2 – 1.7

35 - 45

< 0.2

< 35

Sostenimiento Recomendado Sin sostenimiento, pernos puntuales en zonas de formación de cuñas Pernos sistemáticos en zonas de formación de cuñas y bloques de roca, con espaciamiento e=1.5-1.8 m Pernos sistemáticos con espaciamiento e=1.5 m más malla electrosoldada Pernos sistemáticos e=1.2m más shotcrete de 5 cm de espesor Pernos sistemáticos e=1.0-1.2m mas shotcrete con fibra de acero de 7.5 cm de espesor Sin sostenimiento, pernos puntuales en zonas de formación de cuñas Pernos sistemáticos en zonas de formación de cuñas y bloques de roca, con espaciamiento e=1.5-1.8 m Pernos sistemáticos e=1.5m más malla electrosoldada Pernos sistemáticos e=1.2m más shotcrete de 7.5 cm de espesor Pernos sistemáticos e=1.0-1.2m mas shotcrete con fibra de acero de 10 cm de espesor

11.5.4. Acarreo de Mineral El acarreo de mineral se hará desde los frentes disparados hacia la cámara de carguío para cargar un volquete o hacia cámara de acumulación mediante el uso de scoops de 4 yd 3.

-80-


FIGURA 11.8 SCOOP 4 YD3

11.5.5. Transporte Esta operación se llevara a cabo mediante el uso de camiones que se desplazaran por las rampas principales de transporte de 5.0 x 5.0 m. Para extraer el mineral hasta superficie, los volquetes podrán trasladar el mineral a la planta concentradora.

11.5.6. Servicios Auxiliares El sostenimiento para los tajos de producción y las labores de desarrollo se realizan con Split set de 7 pies y malla electrosoldada. El drenaje será por gravedad, en los niveles de extracción se ubicaran las respectivas cunetas que servirán para derivar las aguas a las respectivas pozas de sedimentación y tratamiento en superficie.

11.5.7. Ventilación Haciendo uso del software VENTSIM se efectuaron análisis de sensibilidad de los circuitos de ventilación de mina, teniendo en cuenta los siguientes considerandos: -

Demandas de aire para una producción de 1100 t/día en Pomarani y 500 t/día en Cruz de Oro.

-

Operación de equipos diésel, disponibilidad mecánica, factor de utilización.

-

Método de explotación por cámaras y pilares.

11.5.7.1.

Circuito de Aire Pre Minado

El pre minado corresponde al desarrollo de labores sub horizontales (galerías) siguiendo el rumbo del manto inferior hasta el límite de la concesión. En su -81-


trayectoria se desarrollaran cruceros desde superficie que interconectaran los límites del manto. Para el desarrollo de los cruceros y galerías en los mantos se requeriría equipos scoop para la limpieza y extracción del material roto hasta superficie. En el caso específico de excavación de cualquiera de las galerías hasta el límite de la concesión, la demanda de aire está relacionada directamente a la necesidad de aire de un scoop y personal que los opera, además de otros trabajadores de supervisión y servicios que eventualmente se encontrarán en la labor; en todo caso, esta demanda no superaría los 20,000 pies 3/min de aire. Para fines de ventilación se plantea el desarrollo de cruceros y preparaciones de galerías simultáneas del manto inferior, de modo que la primera galería sea utilizada como vía de ingreso de aire fresco y la segunda como vía de salida de aire usado. La implementación de esta opción requiere la comunicación de un by pass hacia superficie en la primera galería. En este by pass deberá instalarse un ventilador de 30,000pies3/min, dispuesto en un tapón, el cual mediante mangas de ventilación de 24 y/o 32 pulgadas de diámetro lo insuflará hacia el frente de desarrollo; el aire usado retornará por la misma galería llegando a la red principal, posterior a ello mediante un extractor a superficie. En una segunda galería, paralela a la primera, deberá instalarse otro ventilador de 30,000 pies 3/min con mangas de ventilación de 24 y/o 32” de diámetro para el desarrollo de la galería. Ambas galerías en desarrollo, en cuanto hayan alcanzado una distancia prudencial, de las áreas ya explotadas, deberán ser comunicadas con una galería que será utilizada posteriormente en la explotación del cuerpo mineralizado. Comunicada ambas galerías se retirarán los ventiladores auxiliares de las bocaminas y ser trasladadas a los frentes de desarrollo para su ventilación auxiliar con mangas de 32 ” de diámetro. -82-


La totalidad del aire que ingrese por la bocamina principal, será impulsado por el ventilador extractor auxiliar de 60 000 pies 3/min, saliendo por la bocamina de la segunda galería en el manto superior. Continuando con el desarrollo de ambas galerías en paralelo, en los siguientes 50 metros deben ser comunicadas nuevamente con otra galería, procediendo a la vez con el cierre de la primera galería de forma que el aire ingrese hasta esta nueva galería. Este procedimiento debe continuarse de manera que el aire ingrese hasta la última galería construida paralela al límite de la concesión y retorne a superficie por la segunda galería. La figura 11.9 muestra la disposición de las galerías paralelas, galerías de comunicación, barreras de ventilación y la ubicación de los ventiladores propuestos. FIGURA 11.9 MODELO DE DESARROLLO DE GALERIAS PARALELAS

En la zona de Cruz de Oro el ingreso de aire fresco será por la rampa principal y se aplicara de la misma manera en la zona Este de la operación y en el Oeste se tendrá chimeneas de ventilación para extraer aire viciado mediante ventilación auxiliar con un máximo de 20 metros. Para las labores de preparación y desarrollo se tendrá la misma -83-


secuencia en la zona de Pomarani, donde se tendrá galerías de avance se tendrá ventiladores auxiliar de capacidades de 30 000 pies 3/min posterior a ello se comunicara a la red principal de extracción. FIGURA 11.10 DESARROLLO DE GALERÍAS EN MINA PRE MINADO

11.5.7.2.

Etapa de Minado

Esta opción contempla la comunicación de las galerías a superficie. En el nivel del manto, el mineral será acumulado en cámaras de acumulación o se cargara en cámaras de carguío para a un volquete, mediante el scoop, para su transporte a superficie. Para esta etapa de minado, en la base de las galerías superiores, excavadas en la etapa de pre minado, se instalarán dos ventiladores de 60,000 pies 3/min, dispuestos como extractores de aire viciado. Previo a la explotación de las cámaras y pilares, las galerías que fueron excavadas inicialmente en la etapa de pre minado para fines de ventilación, deben mantenerse cerradas con las barreras ya instaladas. -84-


La explotación de las cámaras debe ser iniciada desde la última galería próxima a la concesión minera, esto es, en retroceso hacia las bocaminas. Este procedimiento permitirá que el aire fresco ingrese por las galerías excavadas directamente hasta los frentes de explotación, evitando su dispersión y reducción de velocidades en las cámaras, si la explotación se iniciase de la bocamina hacia el límite de concesión. El aire usado luego de circular por las cámaras ya explotadas serían captadas por uno de los ventiladores extractores de 60,000 pies3/min para su evacuación a superficie; las cámaras ya explotadas deben ser señalizadas para impedir el acceso de personal, ya que en varias de ellas la velocidad del aire puede estar por debajo de la velocidad límite que establece el Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería. Un ventilador auxiliar de 30,000 pies 3/min será necesario para la ventilación de las mismas cámaras de explotación. Para la explotación en los mantos superiores los ventiladores de 30,000 pies3/min serán trasladados a las galerías superiores cuando correspondan, para seguir con el procedimiento descrito y por consiguiente las galerías cerradas donde estuvieron ubicados anteriormente. TABLA 11.8 UBICACIÓN Y PARÁMETROS DE TRABAJO DE VENTILADORES

N°

Ubicación

1 Pomarani 2 Cruz de Oro 3 Cruz de Oro

Capacidad Nominal (pies3/min) 60,000 60,000 60,000

-85-

Caudal de Trabajo (pies3/min) 59,100 58,700 58,700

Potencia Motor HP 150 100 100


TABLA 11.9 BALANCE DE AIRE DE MINA CRUZ DE ORO PROYECTADO 2018

-86-


TABLA 11.10 BALANCE DE AIRE DE MINA POMARANI PROYECTADO 2018

-87-


11.5.7.3.

Características de Ventiladores

Las características de los ventiladores a ser implementado para el minado son las siguientes: Cantidad Tipo Capacidad Presión total Velocidad de rotación Diámetro carcasa Etapas Altitud de operación Temperatura de operación Motor Tablero de arranque Adicionales

: 03 : Axial : 60,000 pies3/min. : 5.5 pulgadas Agua : 1750 rpm : 45 pulgadas. :1 : 4,900 msnm. : -15 °C a 30° C : 60 HP, 1750 RPM, 3 FASES, 460 Voltios, 60 ciclos, Encerramiento TEFC : Arrancador Estrella Triángulo para motor de 60 HP, 460 Voltios, 3 fases, 60 ciclos, a 4000 msnm. : Malla de protección y campana de succión.

Adicionalmente, el desarrollo de las labores de exploración y preparación requerirá la implementación de ventiladores auxiliares, cuyas características serán las siguientes: Cantidad Tipo Capacidad Presión Total Velocidad de rotación Diámetro carcasa Etapas Altitud de operación Temperatura de operación Potencia de motor Adicionales campana de succión.

11.6.

: 05 : Axial : 20,000 pies3/min. : 9.5” : 3450 rpm : 25.25 pulgadas. :2 : 4,900 msnm. : -15 °C a 30° C : 50 HP, 3450 RPM, 3 fases, 460 Voltios, 60 ciclos. : Tablero de arranque, malla de protección y

Flota de Equipos

El plan de minado de la mina subterránea requiere de una flota de equipos para producción, desarrollo y preparación de avances horizontales y sub horizontales, también para el sostenimiento de la labor. Los equipos utilizados en la operación son: Jumbo, Scoop y Boolter.

-88-


A: Equipos diesel Zona Cruz de Oro Proyectado 2018

B: Equipos diesel Zona Pomarani

11.7.

Personal

A: Personal de la zona de Cruz de Oro proyectado 2018

-89-


B: Personal de la zona de Pomarani

11.8.

Balance Ingreso y Salida Mina Pomarani y Cruz de Oro

-90-


12. PLAN DE MINADO DETALLADO SECTOR TAJO ABIERTO 12.1. Recursos Minerales El tamaño de los bloques es de 2 m x 2 m x 2 m, las leyes con que se trabajaron se encuentran en la atributo AUKO, que contiene la ley de Au calculado por kriging; el atributo CATE contiene la categoría de mineral, 1: medido, 2 indicado y 3 inferido, y el atributo DEN corresponde a la densidad del mineral (2.87 para el modelo de bloques de Cruz de Oro). Los Recursos abajo mostrados corresponden a la totalidad de cada sector, clasificados

como Medido, Indicado e Inferido, estos serán optimizados con

variables técnico económicas para obtener el cono óptimo y posteriormente realizar el diseño, para luego obtener la reservas mineral. En la Tabla 12.1, se muestra los recursos de cada Sector. TABLA 12.1 TOTAL RECURSOS MINERALES SECTOR TAJO CRUZ DE ORO Sector

Mineral_t

Ley g_Au/t

Cruz de Oro

3,124,794

1.37

Total

3,124,794

1.37

FIGURA 12.1 DISTRIBUCION DE RECURSOS MINERALES – SECTOR CRUZ DE ORO

-91-


12.2. Reserva Mineral 12.2.1. Tipo de Mineralización El yacimiento Cruz de Oro – Opción 3 comprende 2.33 hectáreas. La mineralización se desarrolla en esquistos del Grupo San José pertenecientes al Ordovícico medio - inferior. Las unidades litológicas que afloran son de edades del paleozoico inferior y está comprendida por una secuencia de esquistos mineralizados (sulfuros) pertenecientes a la Formación San José (de textura porfidoblastica de andalucita y cordierita), infrayaciendo a la secuencia de filitas esquistosas con intercalación de bandas de Metarenisca de la Formación Sandia Inferior pertenecientes al periodo (Ordovícico superior) en donde presenta valores anómalos y un paquete de cuarcita gris/blanco con potencias variables que va de 2 a 30 metros, emplazados por vetas de cuarzo lechoso, Qz gris, Py oquerosa, Po y Apy (en parches).

PALEOZOICO INFERIOR Grupo San José (Ordovícico medio inferior). Secuencia de esquistos porfidoblasticos y lodoliticos con intercalación de cuarcitas. El primero con intercalación de metareniscas de potencias milimétricas, con porfidoblastos de andalucita que llega a medir hasta los 2 cm de tamaño. El segundo con blastos de lodolita (cordierita). Formación Sandia Inferior (Ordovícico superior). Secuencia de filitas esquistosas con intercalación de metareniscas milimétricas a centimetricas.

MINERALIZACIÓN La mineralización de Au está controlada por Qz gris con muscovita y sulfuros (Py oquerosa -Po-Apy), en forma de Vllas, lentes y parches. Las Vllas son principalmente discontinuas. También presenta Py singenetica el cual no tiene valores económicos.

-92-


ALTERACIÓN La alteración, está controlado por estructuras de Sílice los cuales tienen 

intensidades variables de silicificación y sericitización (muscovita). También los procesos supergenos dan lugar a la presencia de óxidos, posible alteración del Po y Apy. FIGURA 12.2 ALTERACIÓN DE MUSCOVITA CON PY OQUEROSA Y PARCHES DE APY

12.2.2. Método y Estimado de Reserva Mineral Para la Estimación de reservas se consideró solo a los Recursos Medidos e Indicados. Realizada la optimización económica del Tajo Cruz de Oro, mediante método Lerch Grossman, considerando los parámetros técnico-económicos como son: Precios de metal, costos de minado, costos de procesamiento, recuperación metalúrgica, parámetros geomecánicos y taza de retorno, obtenemos el Pit con mayor Valor Presente Neto.

12.2.3. Cut Off La ley de corte (cut-off), será aquella ley mínima cuyo valor cubra todos los costos involucrados

en

el

proceso

de

minado

(producción,

procesamiento

y

comercialización) y equivale al costo necesario para que la explotación de la reserva mineral resulte económicamente rentable. El Cut Off para los Tajos Cruz de Oro es de 1.5 gAu/t.

Costos de Producción Cut Off (Ley Mínima %) = ---------------------------------------------Precio neto x Recuperación -93-


12.2.4. Resumen y Detalle de Reservas Minerales del Tajo 

Tajo Cruz de Oro; Para el Tajo se ha estimado una reserva total de 657,246 t de mineral extraíble con ley promedio de 1.91 gAu/t, equivalentes a 29,804 oz de Au y un total de desmonte de 1, 314,492 t, los que serán llevados a Planta y Botaderos respectivamente. La relación de desmonte - mineral es de 2.0. En la Tabla 12.2, se muestra resumen de las reservas estimadas para el Tajo Cruz de Oro. TABLA 12.2 RESUMEN RESERVAS TAJO CRUZ DE ORO Sector Cruz de Oro

Mineral_t 657,246

Ley g_Au/t

S.R.

1.91

4.0

FIGURA 12.3 RESERVAS TAJO CRUZ DE ORO

-94-


12.3. Plan de Minado Tajo 12.3.1. Diseño Del Tajo Cruz de Oro 

Dimensionamiento de Banco Para determinar la geometría del banco se tomaron en cuenta las dimensiones de los equipos de mayor tamaño usados en la unidad minera y las capacidades de alcance en operación (retroexcavadora oruga), como son los anchos máximos y las alturas máximas de operación. FIGURA 12.4 ESPECIFICACIONES DE LA EXCAVADORA HIDRAULICA 336D2

TABLA 12.3 DIMENSIONES DEL EQUIPO PARA EXPLOTACION DEL TAJO

-95-


FIGURA 12.5 ESPECIFICACIONES DEL BRAZO DE LA EXCAVADORA HIDRAULICA 336D2

TABLA 12.4 ESPECIFICACIONES DEL BRAZO DE LA EXCAVADORA

-

Altura de banco (H)

=

-

Ángulo de talud de banco ( β) =

80° (Angulo inicial para cálculos de estabilidad)

-

Ancho de Banco

4.0 m

=

10.0 m

AB = 0.2 x H + 2.0

(Fórmula para alturas de banco menores o iguales a 10 m) AB = 0.2 x 10 + 2.0 = 4.0 m

-96-




Geometría Global Ancho de Rampa (A) A = ancho de rampa a = 3.39 (mayor ancho de equipos) n = 1.00 (número de carriles)

A≥a 0.5+1.5n ≥ 6.78 m ≡ 8.0 m

Criterio de Ritchie para el diseño de bancos

H AB β

q

 =1.76  = tan

= 10.0 m (altura de banco) = 4.00 m (ancho de banco) = 80° = 1.76 m (Quiebre por voladura)

Ángulo Interrampa (IRA). Criterio de Call y Nicholas

= − ( + )=60°

Ángulo de Talud Global. Criterio de Hustrullid

Altura Total (para el # de bancos) Número de bancos (Nb) Número de rampas (Nr) Ancho de rampas (A) Ángulo de talud global (α)

 = − [   +   + ] =57°

= 100 m = 10 =1 =8m = 57°

FIGURA 12.6 RESUMEN DE DISEÑO DEL TAJO

-97-


12.3.2. Programa de Producción 12.3.2.1. Estrategia de Minado Teniendo en cuenta las características, mineralógicas, morfogenéticas y geotécnicas del yacimiento, el método de explotación proyectado para este sector es de tajo abierto, mediante profundización por banqueo. Las operaciones mineras se desarrollaran de modo progresivo y sistemático, de acuerdo con el Plan de Minado. El secuenciamiento de minado permitirá reducir los costos de transporte. Así como también tendrá como objetivo desarrollar una operación minera con ratio de desmonte descendente, el minado será en forma sostenida tanto en Tonelaje de mineral y leyes de Au. El objetivo será mantener rentable la operación durante la vida de la mina.

12.3.2.2. Programa de Minado Tajo Cruz de Oro Se ha estimado un total de 657,246 t de mineral con ley promedio de 1.91 gAu/t y 1, 314,492 t de desmonte del tajo Cruz de Oro a un ritmo de producción de 200 tpd. En la tabla 12.5, se muestra resumen del Plan de Minado Anual de las reservas estimadas del Tajo Cruz de Oro. TABLA 12.5 PLAN DE MINADO ANUAL TAJO CRUZ DE ORO

La secuencia de minado tendrá como objetivo desarrollar una operación minera con ratio de desmonte promedio por año de 1:2, manteniendo una producción sostenida

en

tonelaje y ley, en la extracción de desmonte, en el último año habrá un incremento por la configuración del yacimiento. El objetivo será mantener rentable la operación minera. -98-


FIGURA 12.7 SECUENCIA DE MINADO – TAJO CRUZ DE ORO

TABLA 12.6 PLAN DE MINADO DE ROTURA ANUAL DE DESMONTE DEL TAJO CRUZ DE ORO

-99-


12.3.3. Plan de Monitoreo de Estabilidad de Taludes del Tajo Es recomendable que durante la operación del tajo se implementen sistemas de monitoreo de desplazamientos y monitoreo de los posibles factores que pueden influir en la estabilidad de los taludes como el agua y la voladura. Estos sistemas tendrán como objetivo detectar áreas potencialmente inestables y luego conocer la evolución de los movimientos del talud. Mediante un adecuado procesamiento de datos del monitoreo y su interpretación, se podrá adoptar medidas oportunas de control de la estabilidad de los taludes. Actualmente existe una amplia gama de instrumentos de monitoreo, pero lo importante será que éstos sean efectivos en los objetivos planteados. El monitoreo topográfico con equipos de estación total, los extensómetros de cinta, los inclinómetros, son algunas de las opciones muy utilizadas en el minado a cielo abierto. Por lo menos el primero de los nombrados, que es el sistema de monitoreo más común, debe ser implementado en el Tajo Cruz de Oro. Coripuno; implementará el monitoreo topográfico con la estación total ejecutando cronogramas semanales y mensuales, sistema de monitoreo más común y así aprovechar los propios propios recursos.

12.3.4. Control del Plan de Minado Para el control de plan de minado, el área de planeamiento considera dos importantes aspectos: 

Largo Plazo.- Estará encargado de realizar el cálculo de reservas y reevaluaciones del modelo de bloques, según el avance de minado y con datos actualizados de los taladros de voladura (blast holes). Asimismo también elaborar optimizaciones de pits a diferentes precios y costos de minado, diseño de los pits finales económicos, botaderos. Elaborar Planes operativos a largo plazo tanto del tajo abierto, botaderos y Planta. Realizar el análisis de sensibilidad y calcular la rentabilidad del Proyecto.



Corto Plazo.- Elaborar planes mensuales, indicando Volumen, Tonelaje y ley proyectada para el mes, teniendo en cuenta el promedio de contenido fino mensual establecido por el planeamiento a largo plazo. Direccionar la -100-


operación minera para el cumplimiento de los planes a largo plazo. Coordinar y evaluar con las áreas operativas y de procesos metalúrgicos, la factibilidad de los planes mensuales, semanales y diarios. Realizar reporte diario de producción. Coordinar con las áreas de Mina, Geología, Mantenimiento y Planta para cumplir con los objetivos de producción mensual y semanal. Coordinar trabajos de topografía para las operaciones y levantamientos topográficos, demarcación de polígonos, proyectos y actualizaciones actualizaciones diarias diarias de las zonas zonas del tajo, botaderos botaderos de acuerdo con los estándares de seguridad establecidos en la unidad minera.

12.3.5. Botaderos de Desmonte Actualmente se tiene la Desmontera Cruz de Oro para el Tajo Cruz de Oro ubicado cerca al Tajo Cruz de Oro para ahorrar en el transporte del material estéril.

12.3.6. Plan de Monitoreo de Estabilidad Física de Botadero Para garantizar el control de la estabilidad de taludes del Botadero de desmonte y tajos abiertos, se realizaran monitoreos geotécnicos de control mediante: piezómetros, inclinómetros y puntos topográficos. topográficos. Los piezómetros permiten evaluar las variaciones del nivel freático en una zona específica y los inclinómetros permitirán medir los desplazamientos que pudieran ocurrir como resultado del apilamiento de mineral en las capas siguientes. TABLA 12.7 CRONOGRAMA DE MONITOREO GEOTECNICO

-101-


12.4. Operaciones Unitarias Tajo Abierto 12.4.1. Control Control de Operaciones Mina La

operación de

minado,

comprenderá las

operaciones unitarias de

Perforación, Voladura, Carguío y Acarreo. Se ha considerado operar: dos turnos/día, de 8 horas cada uno, 365 días al año.

12.4.1.1.

Perforación

En esta actividad se utilizará un Rock Drill marca Atlas Copco modelo ROCD7. Las perforaciones tendrán una profundidad de 5 metros, con un diámetro de perforación de 63.5 mm. Se perforarán en promedio 20 taladros por día con una malla de perforación que tendrá un burden y espaciamiento de 2.17 metros por 2.5m respectivamente con lo cual se estima aportar 200 toneladas diarias de las 1,800 toneladas totales que procesara la Planta de Beneficio. •

Diseño de Perforación

El diseño se ha realizado utilizando el modelo de Langefor B1max = ( D/33 ) x ( ( P x S )/ ( c x f x (E/B) ) 0.5 B1max Burden Máximo (metros) D Diámetro del Taladro en mm c Constante de la Roca 0.3 + 0.05 rocas medias 0.4 + 0.05 rocas duras f Factor de Fijación verticales 1.00 Inclinados 3 :1 0.90 Inclinados 2 :1 0.85 E/B Relación Espaciamiento Espaciamiento Burden S Potencia Relativa en Peso del Explosivo P Grado de Retacado BP1 = Bmax - 2 x D - 0.02 x L La perforación perforac ión de los

de producción, en el entorno del tajo se realiza de

acuerdo a los parámetros de perforación establecidos por el área de voladura y Geotecnia, Con el apoyo del

software

2DBench

–

JKSimBlast.

Utilizando mallas Triangulares como se indica indica en la la figura número dos.

-102-


FIGURA 12.8 DISEÑO DE MALLA DE PERFORACION

En acuerdo a la caracterización geotécnica y al índice de volabilidad, se define el diseño de la perforación. En los taludes de contorno del poblado, se realiza la perforación dejando una distancia de cinco metros, sin perforar, como escudo, para evitar el deslizamiento y/o caída de rocas producto de la voladura.

Diámetro Promedio de Fragmentación En acuerdo a la caracterización del índice de volabilidad, la carga operante por taladro y el volumen de roca a romper por taladro, podemos predecir la fragmentación empleando el modelo de Kuz – Ram. TABLA 12.8 PARAMETROS DE VOLADURA VS FRAGMENTACION Parámetro

Unid.

D

i mm Kg / m m m m m m Kg / m3 K i

D Dc

Bl E Bt L V Q Q X

Descripción

2.5 64 2.660 2.40 2.23 1.93 3 12.96 0.55 7.17 4.94 -103-

3 8 5.213 3. 3. 2. 5 40.84 0. 22.60 5.

4.5 114 8.618 4.30 4.00 3.47 5 69.34 0.55 38.38 6.54


Rosin – Rammler

A Q

Factor de la roca 0.12 BI Peso del explosivo por taladro (Kg)

38.38

Kg

V

Volumen de roca por taladro (m3)

69.34

m3

RWS

Potencia en peso con respectos al anfo

1.00

< X > = 18.13 cm = 7.14 in

Kuz - Ram – 1993

X= A . (V / Q)0.8 . Q0.167 . ( RWS / 115)0.6333 < X > = 16.61 CM = 6.54 IN

12.4.1.2.

Voladura

La voladura se realizará con ANFO y emulnor 5000 o 3000 que se utilizara como iniciador de toda la columna de carga .Los

accesorios

a utilizarse

son: nonel, mecha lenta, conectores y fulminantes convencionales. Las voladuras se realizarán a una hora predeterminada, usualmente a las 17:00 del día. Las horas programadas estarán indicadas, en una pizarra visible para todo el personal. Previo

a

la

voladura

se

despejará

toda

el área

de trabajo,

ubicándose el personal a distancias mayores a 500 m y equipos mayores a 300 m, de acuerdo a las normas de seguridad. El Jefe de Voladura dará la orden previa verificación, de que el área está totalmente despejada.

-104-


•

Distribución de Carga Explosiva

Para cada proyecto de voladura, se identifican las zonas que puedan generar algún riesgo para las estructuras, taludes y para el campamento minero. Comportamiento Geotécnico del macizo (RMR, Índice de volabilidad). Los taludes finales del cerro y el tajo, Los taladros que presenten cara libre, se direccionan la voladura hacia el tajo. •

Uso de Retardos No Eléctricos (Faneles)

Con

la

implementación

de

faneles

duales,

se

logra

una

secuencia de salida de la voladura, controlando la carga operante por

retardo

y

la

reducción

considerable

en

la generación de

vibraciones. Esto es posible con el uso de diferentes tiempos de retardo, con lo que se logra que salgan una determinada cantidad de taladros al mismo tiempo. No afectando, ni en el campo lejano ni en campo cercano, la estabilidad por las vibraciones. En el monitoreo de vibraciones se obtiene lo siguiente: Fecha y hora del proyecto de voladura, Configuración del sismógrafo, geófono y micrófono, Datos del equipo, Las velocidades pico partícula (PPV) de las ondas, El rango de golpe de aire y otros.

12.4.1.3. Carguío Se realizará con la excavadora Hidraulica 336D2, el cual cargarán a volquetes con un promedio de 6 cucharadas en un tiempo de 5 minutos.

12.4.1.4. Acarreo En esta etapa los volquetes de mina de 30 t (18 m 3) de capacidad llevan el material de mina a la zona de descarga, transitando por las vías de acarreo.

-105-


En base a las actividades previamente descritas, se estimó el ciclo promedio tanto para el mineral como para el desmonte. El resultado de este análisis determinó que el ciclo para el mineral es de 80 minutos y el de desmonte de 15 minutos resultando en una productividad de 22.5 t/h y 120 t/h, respectivamente. Se obtiene una mayor productividad para el desmonte debido a que la distancia al botadero es considerablemente menor que a la planta (1 km vs. 11 km) lo cual reduce el ciclo de transporte del desmonte. Los ciclos de acarreo se calcularon teniendo en cuenta las velocidades que se muestran en la Tabla 12.9 TABLA 12.9 VELOCIDADES DE ACARREO

Velocidad de Transporte Cargado + Vacío Und. Mineral Desmonte

12.5.

En open pit

Km/hr

12.5

12.5

En carretera

Km/hr

8

10

En botadero

Km/hr

12.5

12.5

Listado de Equipos

El análisis del ciclo de minado en relación a la producción es la base para determinar la cantidad de equipos necesarios en la operación. Cabe mencionar que la cantidad de equipos mostradas en la Tabla 12.10, serán usadas en el Tajo Cruz de Oro. El equipo minero necesario para operaciones tajo se detalla en la siguiente tabla.

-106-


TABLA 12.10 LISTA DE EQUIPOS

Equipo Principal

Cant.

Rock Drill

1

Excavadora Hidráulica 336D2

1

Volquetes cap. 18 m3

4

Equipo Auxiliar Principal Tractor sobre orugas tipo Cat D8

1

Tractor Dresta TD15M

1

Motoniveladora tipo Cat16

1

Camión Cisterna

1

Retroexcavadora

1

Equipo Auxiliar Servicio

12.6.

Camión utilitario

1

Ómnibus para personal

1

Camioneta de Supervisión

1

Servicios Auxiliares

Las vías principales de accesos hacia el tajo abierto, botadero de desmonte y Planta son acondicionadas y mantenidos mediante el uso de la motoniveladora y un camión cisterna para el regado con agua, esto permitirá tener las vías en buen estado y evitar el polvo originado por el paso de vehículos y maquinarias. Son equipos encargados básicamente del apoyo en las zonas de carguío; nivelación de pisos, acumulación de material para alimentar a los equipos de carguío, limpieza de frentes, en las zonas de acceso; limpieza de vías, construcción de bermas, construcción de accesos, regado de vías y en las zonas de descarga empuje de material y nivelación de pisos.

12.7.

Mantenimiento Mecánico

Contaremos con un taller de mantenimiento equipado para poder realizar de manera oportuna las reparaciones de los equipos por ejemplo el mantenimiento preventivo de los equipos de operación; para el cual también se cuenta con equipos para lubricación, movilización de repuestos, armado de componentes, etc. -107-


12.8.

Supervisión Mina

Para la movilización del personal de supervisión se utilizará camionetas 4 x 4 los cuales estarán asignados una a cada área, las cuales son mencionados:

Superintendencia

General,

Superintendencia

mina,

Administración, Planta, Mantenimiento, Planeamiento, Perforación y voladura, Operaciones, Geología mina y Topografía mina.

12.9.

Decapeo

La limpieza y el desbroce incluirán, la remoción de suelos orgánicos superficiales, vegetación, raíces, etc. El transporte y apilado de este material se realizara en los botaderos de Top Soil.

12.10. Costos de Producción 12.10.1.

Costo de Operación Estimado

Viene a ser el costo estimado en US$/t, para el periodo de explotación de la mina. El detalle se muestra en la tabla 12.11. TABLA 12.11 COSTOS DE MINADO A TAJO ABIERTO

Descripción

Und.

US$

US$/t

24.40

Mineral

US$/t

13.61

Desmonte

US$/t

10.79

Costo de Procesamiento

US$/t

30.9

Costo Total

US$/t

55.3

Costo minado

-108-


13. PLANTA La aprobación y autoriza ción para el funcionamiento de la “Planta de Beneficio Untuca” fue mediante Resolución Directoral Nº 060-2007-MEM/DGM, otorgada a favor de Cori Puno S.A.C., con una extensión superficial de 18.0950 hectáreas, que incluye la cancha de almacenamiento de relaves, con una capacidad de tratamiento metalúrgico 3,500 TMS/D, mediante procesos de chancado, molienda, gravimetría y flotación. La Empresa minera CORIPUNO S.A.C realiza operaciones de la actividad minera, que comprende entre otras, las labores de exploración, desarrollo, preparación, explotación de mineral y su transporte hasta la Planta de Beneficio de minerales para el tratamiento 1800 TPD de mineral, la que por medio de operaciones metalúrgicas de chancado, molienda, gravimetría, flotación y filtración, producen concentrados de oro, los que son transportados por carretera hacia el puerto Callao para su refinamiento, principalmente. Para ello tiene una infraestructura minera compuesta por dos sistemas de extracción, a tajo abierto y una rampa como vía de accesos a las labores subterráneas, carreteras como vías de comunicación en superficie y una Planta de Beneficio de mineral de oro. Obteniéndose económicamente como producto final del tratamiento metalúrgico, concentrados de sulfuros de fierro con apreciable contenido de oro. Asimismo, los desechos industriales del proceso metalúrgico (relaves), son transportados y conducidos por medio de una tubería metálica hacia el depósito de almacenamiento de relaves.

Ingeniería de Planta Concentradora 13.1. Chancado Primario El mineral proveniente de la Faja Nº 1 es alimentado a una zaranda FIMA 6 x 14 DD, donde el rechazo de la malla superior ingresa hacia la Chancadora de Quijadas Nordberg C100 30” x 40”.

El rechazo de la malla inferior (3/8 de pulg.) se junta con el producto de la chancadora C100, los finos de la zaranda (100 % tamaño -3/8) son transportados por la faja Nº 9 hacia la faja Nº 12.

13.2. Chancado Secundario El producto del chancado primario es transportado por la faja Nº 2, esta descarga en la faja Nº 3 y luego hacia la faja Nº 4; alimentado a la zaranda FACCO 6 x 16 DD, el -109-


O/Z de las dos mallas de esta zaranda ingresa hacia la Chancadora NORDBERG HP200 secundaria (aproximadamente el 80 % de la alimentación de la zaranda), los finos (malla inferior 3/8 pulg.) son transportados por la faja Nº 10 hacia la faja Nº 11.

13.3. Chancado Terciario Los productos de la chancadora HP200 secundaria se transporta por la faja Nº 5 , está descarga a la faja Nº 6 para luego descargar en la faja Nº 7 y alimentar a la zaranda TEREX 7 x 20 DD. Las partículas mayores a 3/8se alimentan a la Chancadora HP200 terciaria cuyo producto es transportado hacia la faja Nº 8 que alimenta a la faja Nº 7, trabajando en circuito cerrado con una carga circulante de 100 % Los pasantes de la zaranda (malla inferior 3/8 pulg.) es dirigido por la faja Nº 10 hacia la Nº 11 para luego trasportar a la faja Nº 12 y faja Nº 13 para alimentar a la tolva de finos Nº 1 y Tolva de finos Nº 2 de capacidad de 120 toneladas. Cada una mediante la Faja Nº20.

13.4. Molienda, Clasificación y Gravimetría El circuito de molienda opera las 24 horas del día, sin embargo durante un mes se prevé una disponibilidad de tiempo del 97.0% o sea un día de parada para mantenimiento u otros imprevistos. El producto que se alimentará a este circuito será de - 1/2” a 3/8” de tamaño, se proyecta el trabajo de dos etapas de molienda dispuestas en serie bien definidas, operaran en el circuito, es decir que se tendrá dos etapas de clasificación. El producto final de molienda que se espera obtener es una pulpa que contenga partículas de mineral de 210 μ (micrones) de tamaño.

El circuito de molienda

comienza en la descarga de las tolvas de finos Nº 1 y Nº 2 a través de un chute de compuerta regulable. La alimentación uniforme de la tolva de finos se alimenta al Circuito de Molienda y esta se produce regulando la altura de la compuerta que alimenta la faja Nº 14 que a su vez alimenta a la faja 15 y para el caso de la tolva de finos Nº 2 se alimenta mediante Faja Nº 21 hacia la Faja Nº 15 y este al Molin o de Bolas 8’ x 10’ No. 1 y

-110-


Molino de Bolas 8’ x 10’ No. 2 mediante la faja Nº 16 que realizan la Molienda

Primaria.

13.5. Flotación La sección flotación comienza en el over flow del nido de Hidrociclones Gmax D15 con una densidad de 1280 gr/lt (P80 = 75 μm) que alimenta a la celda Flash SK -240

Nº 1 su relave de esta celda alimenta a la celda Flash SK-240 Nº2, sus concentrados van hacia la Bomba Vertica l 2 1/2"x36” Nº 10 que será bombeado a Holding Tank para ser Filtrado; su relave de la celda Flash SK-240 Nº 2 alimenta al acondicionador 10’x10’ Nº 1, este acondicionador alimenta al circuito Rougher que comprende cuatro

celdas TC 20, donde por acción de los colectores y espumantes se flota los minerales valiosos obteniéndose dos productos, un concentrado Rougher que es descargado a la bomba vertical 2 1/2"x36” Nº 9, esta bomba a su vez bombea la

carga al concentrador Vymsa Nº 2 el cual realiza concentración de los metales pesados en este caso el oro, se trabaja con agua de fluidización con una presión de 2.5 PSI, el ciclo de concentración es de 30 minutos luego se hace un by pass de la carga por medio de válvulas y se procede a parar el concentrador para realizar la descarga de concentrado; el relave del Vymsa Nº 2 es alimentado al circuito Cleaner, banco de cuatro celdas Sub A 30 Nº 1 y banco de cuatro celdas Sub A 30 Nº 2 en forma independiente, del circuito cleaner se obtiene dos productos: el relave que descarga al cajón de la bomba ASH 4”x3” Nº 5 o Nº 6 y es retornado al circuito

Rougher, su concentrado se envía al circuito recleaner que consta de un banco de 6 celdas Sub A-24 para su limpieza final, el relave de este circuito descarga al cajón de la bomba vertical 2 1/2"x36” Nº 9 retornando al circuito Cleaner, el concentrado de este circuito se descarga a la bomba vertical 2 1/2"x36” Nº 10, el cual representara el

concentrado final de flotación. El relave del circuito Rougher descarga en el cajón de las bombas Krebs 6”x6” Nº 7 ó Nº 8 la cual bombea la pulpa hacia el circuito de flotación Scavenger, que comprende cuatro celdas TC 20, de esta etapa se obtienen dos productos: el concentrado que descarga a la bomba ASH 4”x3” Nº 5 o Nº 6 y

está bombea al circuito Rougher; el relave del circuito scavenger es el relave final que es enviado a la presa de relaves mediante tuberías de 8” y 6” para su

almacenamiento y recuperación de agua.

-111-


13.6. Filtrado La sección Filtrado recepciona los concentrados del Circuito de Flotación en el Holding Tank (8’x10’) donde se homogeniza y almacena para luego mediante un

ciclo automático de filtrado sea cargado al Filtro Prensa CIDELCO que con una Bomba 2 ½”x2” realiza el carguío de concentrado en el filtro Prensa mediante un

control de peso carga hasta llegar al peso de 950 Kg. aproximadamente donde corta la alimentación e inicia el proceso de secado. El proceso de secado se inicia con la etapa de presurización donde se inflan las placas membranas diseñadas para ese trabajo y por aplastamiento eliminan un porcentaje de agua del concentrado. Luego se inicia cuatro etapas de secado una tras otra, que consiste en insuflar aire al interior del filtro y en diversas direcciones lo que hace que el agua evacue el concentrado hasta alcanzar una humedad aproximada de 12 % al terminar con las etapas de secado. Luego de culminar con las etapas de secado se inicia la despresurización y se abre el filtro donde el operador inicia la operación de descarga mediante una faja transportadora Nº 17, de 18 ” de ancho que traslada el concentrado a los BIG BAG que contienen una bolsa plástica en el interior para evitar pérdidas de concentrado, se descarga placa por placa hasta culminar con todas las cámaras donde se aloja el concentrado, aquí es donde se obtiene el concentrado final de la Planta Concentradora. El agua evacuada del filtro mediante un dren se junta con el relave final de flotación y es enviada a la relavera para posteriormente ser recuperada y recirculada para el proceso de la Planta Concentradora.

-112-


FIGURA 13.1 DIAGRAMA DE FLUJO DE CHANCADO PLANTA UNTUCA

-113-


14. INFRAESTRUCTURA GENERAL Para las operaciones de la mina, se contará con las siguientes instalaciones: campamentos, comedores y oficinas administrativas para albergar al personal que laborará en la mina, contará con todos los servicios e infraestructura requeridos, que incluyen dormitorios y/o habitaciones para el personal (tanto obreros, empleados), oficinas administrativas y de operaciones, servicios de cocina, comedores, servicios higiénicos, servicios de vigilancia, losa deportiva, sistema de abastecimiento de agua potable y aguas servidas. Dentro de la infraestructura también se contará con un Centro Médico debidamente implementado y equipado, asimismo un Almacén Central, y un Taller de Reparación de equipo pesado, entre otros. Se construirá almacenaje de Cal, Cianuro, Diatomita, de acuerdo a las Normas y Reglamentos de Construcción Civil Nacional y la Normatividad sobre Seguridad Industrial y de Conservación Ambiental.

14.1. Instalaciones Productivas El proyecto CORIPUNO contará con las siguientes instalaciones productivas: 

01 Tajos abierto



Labores Subterráneas Sector Pomarani y Cruz de Oro



03 Depósitos de desmonte (Desmontera 3, Desmontera 2, Desmontera Yesica)



Planta de Procesos



Depósito de Relaves



Stock Pile

Además de las instalaciones para las actividades netamente productivas, la mina contará con las instalaciones auxiliares, tales como: 

Casa Lámparas Mineras



Depósitos de almacenamiento de madera y cemento -114-




Polvorín de explosivos y accesorio de voladura, talleres de mantenimiento general, almacén general, oficinas y campamentos; Estas instalaciones serán las mismas que se utilizarán en el proyecto Pomarani y Cruz de Oro que fueron descritas ya en el presente informe.



Área de Explotación Las operaciones de mina comprenden la explotación del tajo abierto y subterráneo, rampas de acceso, depósito de desmonte e instalaciones conexas de mina, como polvorines (depósito de nitrato - anfo), parque automotor mina, equipos-maquinarias, etc.

14.1.1.

Área de Tratamiento

El área de tratamiento metalúrgico comprende principalmente el área de Planta de Beneficio e incluye instalaciones conexas como, laboratorio, almacenes y otros insumos.

14.1.2.

Área de Instalaciones Auxiliares

La mina también cuenta con la construcción de campamentos para obreros, empleados, staff, oficinas mina, geología y de administración, todos ubicados en las cercanías del área de operación, tendrá el sistema de tratamiento de aguas y otras instalaciones afines.

-115-


15. FUENTES DE ABASTECIMIENTO DE ENERGÍA ELÉCTRICA El suministro de energía se abastecerá del sistema interconectado con la empresa Energía Electro Puno en una cantidad de 2 MW, asimismo se tiene proyectado a través de su empresa corporativa y subsidiaria Aguas y Energías del Perú S.A.C., construir una hidroeléctrica en la zona de Poquera de 2 MW de capacidad; el saldo faltante será cubierto por los grupos electrógenos térmicos que se tienen en la Unidad de Producción Untuca, para generar hasta 0,9 MW de electricidad. Se dispondrá así de un total de hasta 4.9 MW, que resultan necesarios para la puestas en marcha del proyecto. Adicionalmente, se contará con un sistema de contingencia en caso de deficiencia o fallo de las fuentes de abastecimiento previstas, por ello se hace necesario contar con un sistema alterno de generación de energía eléctrica en base a grupos electrógenos térmicos a ser instalados en la Casa Fuerza Untuca, para el funcionamiento de la Planta de beneficio Untuca actualmente cuenta con dos (02) grupos electrógenos térmicos de 1200 kW de capacidad de generación de corriente eléctrica para sus operaciones y que trabajan

alternadamente; por lo que la ampliación de la casa fuerza será para la

instalación de tres (03) grupos electrógenos térmicos adicionales a los dos (02) grupos electrógenos térmicos ya existentes y que serán ubicados en la misma área donde se ubica la casa fuerza- cada uno de los generadores tendrá 1200 kw nominales, lo que significaría una capacidad instalada de 6,0 MW de generación de energía de las cuales solo se usaran cuatro (04) generadores con una capacidad de 4,8 MW de energía requerida para todos los equipos previstos, en la ampliación de la Concesión de Beneficio Untuca a 3 500 TMSTD.

-116-


16. MEDIDAS DE SEGURIDAD Y SALUD OCUPACIONAL 16.1. Almacenamiento de Explosivos 16.1.1. Acondicionamiento A. Instalaciones Eléctricas El rápido crecimiento y la incorporación de nuevas tecnologías eléctricas en las industrias y el contacto de estos equipos con materiales potencialmente explosivos e inflamables hacen que se deba escoger el material eléctrico adecuado para la seguridad del personal y el explosivo a almacenar. El código norteamericano NEC es generalmente aceptado como guía para la selección e instalación adecuada de equipo eléctrico.

B. Extintores Requisitos Generales - Los extintores estén instalados en lugares accesibles, libres de obstáculos

y visibles en todo momento. Así mismo su ubicación numerada. - Si no fueran totalmente visible desde todos los puntos de la habitación o

local, deberán usarse señales y/o figuras. - Los extintores deberán estar instalados en sus respectivos porta -

extintores, ganchos colgadores o gabinetes y que no sean retirados de estos. - Todos los extintores deben estar correctamente instalados a la altura

adecuada (El extremo superior de los extintores de más de 18 Kg. de peso bruto estarán ubicados a una altura máxima de 1,10 m., cuando el peso bruto sea inferior, la altura no será más de 1,50 m. En ningún caso el extremo inferior del extintor estará a menos de 20 cm. del suelo). - Cada extintor deberá contar con su etiqueta de control, instrucciones de

operación y rotulados completos.

-117-


C. Señalización - El sistema de señalización que se adopte deberá hacer comprender, con

la mayor rapidez posible, la posibilidad de accidente y el tipo de accidente y también la existencia de ciertas circunstancias particulares. - Nivel de claridad.- No menos de 50 lux sobre la superficie de la señal. - Si el nivel de claridad mínima de 50 lux no se lograra con la luz propia del

ambiente, se recomienda disponer iluminación especial para la señal. En ciertos casos es aún mejor el uso de señales luminiscentes o reflejantes.

16.1.2.

Almacenamiento

1. Los explosivos se almacenarán solamente en los polvorines. 2. Los explosivos, accesorios de voladura y agentes de voladura, se almacenarán en depósitos diferentes. 3. Los explosivos se colocarán sobre parihuelas de madera con tratamiento ignífugo. 4. Las cajas se colocarán de tal modo que su lado mayor sirva de base. 5. Cada ruma de cajas no tendrá una altura mayor de 02 metros medidos desde el piso. 6. Cada caja se colocará de modo que pueda leerse la etiqueta 7. Entre cajas laterales deberá dejarse un espacio de por lo menos 05 cm. para la circulación del aire. 8. Las rumas de cajas no deberán apoyarse sobre las paredes del polvorín, debiendo estar distanciados de éstas no menos de 01 metro. 9. Los polvorines estarán señalizados con carteles gráficos y letreros visibles con la indicación: “Peligro -Explosivos” y otros indicativos de

seguridad. 10. Está terminantemente prohibido almacenar en los polvorines otro material distinto a los explosivos.

-118-


11.

Los polvorines auxiliares subterráneos no deberán almacenar una

cantidad de explosivos mayor que la necesaria para 24 horas de trabajo. 12.

No podrán almacenarse en los polvorines, explosivos que no estén

autorizados por la DICSCAMEC.

16.1.3. 1.

Señales de Seguridad El propósito de las señales de seguridad y de los símbolos que

pueden contener, junto con el uso de colores de seguridad para reforzar sus efectos, es el de atraer rápidamente la atención sobre un peligro y facilitar su identificación especificándolo, si fuera necesario, mediante leyendas explicativas. 2.

Deben de ser usadas igualmente para indicar la localización de

aparatos y equipos que desde el punto de vista de la seguridad, son importantes, así como actitudes a tomar e información en general. 3.

Las señales de seguridad refuerzan las medidas de prevención de

accidentes. 4.

Dimensiones.- Las medidas generales de las señales de seguridad

deberán ser tales que el área “S” de la señal y la distancia “L” de

observación satisfagan la fórmula. ≥ _ 2_

2000 5.

Debiendo expresarse “S” y “L” en las mismas unidades (por

ejemplo, el metro) 6.

El diseño de los símbolos deberá ser lo más simple posible y

deberán emitirse detalles no esenciales para la identificación del mismo. 7.

La leyenda explicativa, de ser necesaria, deberá situarse en una

franja de anchura igual a la franja de borde, en la parte inferior contigua a la señal, de manera que no sobrepase la dimensión mayor horizontal de la señal. 8.

Disposición de los colores.- El color de seguridad debe cubrir por lo

menos el 50 % de la superficie de la señal. -119-


FIGURA 16.1 SEÑALES DE SEGURIDAD

16.2. Reglamento Interno de Seguridad e Higiene Minera 16.2.1.

Reglamento Interno de Seguridad y Salud Ocupacional

El reglamento Interno de Seguridad y Ocupacional, es el conjunto de disposiciones que elabora el titular minero en base a los alcances del Reglamento de seguridad y Salud Ocupacional en Minería, adecuándolo a las características particulares de sus actividades mineras (Artículo 7 del D.S. 055EM-2010) El grado de competitividad al que las Empresas se encuentran sometidas, junto al hecho de las exigencias de las normativas vigentes, procedimientos y reglas que tienen por objeto organizar en forma sistemática las actividades que se ejecutan para prevenir accidentes y minimizar enfermedades ocupacionales, hacen que permanentemente estén en una mejora continua para llegar a la “Excelencia Empresarial”.

Las herramientas de prevención de incidentes y/o accidentes, establecen normas, procedimientos y estándares en los temas de Seguridad con el objeto de controlarlos y minimizarlos. El Programa se basa en el “SISTEMA DE CONTROL DE RIESGOS” tiene como filosofía “La Seguridad es el alma de nuestra Organización” y se

fundamenta en los valores, principios y objetivos considerados en el Programa Anual con un Plan Estratégico desarrollados para alcanzar los objetivos y -120-


metas de la Política de Seguridad con la integración de los principios de Seguridad:

¡La Seguridad, Salud en el Trabajo y Medio Ambiente son Nro. 01! ¡La Seguridad, Salud en el Trabajo y Medio Ambiente son un Valor! ¡Cero Tolerancia para los Accidentes! En la medida que el trabajador comprenda la importancia del cuidado de su integridad física y de su salud en el trabajo, así de cómo de las r epercusiones y consecuencias personales, familiares y laborales que traen los accidentes de trabajo y las enfermedades ocupacionales, será más fácil elevar el nivel de cultura en Seguridad y Salud Ocupacional. El Reglamento Interno de Seguridad, Salud Ocupacional y Medio Ambiente es un conjunto de disposiciones de carácter normativo que nos va a ayudar a disminuir los riesgos de accidentes de trabajo cuidando la salud del trabajador y protegiendo el medio ambiente. Es aplicable a todos los trabajadores que desarrollan trabajos en la Empresa CORIPUNO S.A.C., y se le entregará a cada trabajador. En el anexo Nº 18 se encuentran detalles del Reglamento Interno de Seguridad y Ocupacional.

16.2.2.

Estándares y Procedimiento Estricto de Trabajo Seguro (PETS)

CORIPUNO S.A.C., ha implementado estándares y procedimientos escritos de trabajo seguro; documento que contiene la descripción específica de la forma cómo llevar a cabo o desarrollar una tarea de manera correcta desde el comienzo hasta el final, dividida en un conjunto de pasos consecutivos o sistemáticos. Resuelve la pregunta: ¿Cómo hacer el trabajo/tarea de manera correcta? Debidamente alineada con el D.S. 055 –EM, art. Artículo 92 “El titular minero, con participación de los trabajadores, elaborará, actualizará e implementará los estándares y PETS de las tareas mineras que ejecuten; los pondrán en sus respectivos manuales y los distribuirán e instruirán a sus trabajadores para su uso obligatorio, colocándolos en sus respectivas labores y áreas de trabajo”.

-121-


16.2.3.

Plan de Emergencias

CORIPUNO S.A.C., como empresa minera, está expuesta a una gran variedad de riesgos, de origen accidental técnico, como por ejemplo incendios, contaminaciones, explosiones, fallas estructurales, derrames de soluciones, volcadura de equipos y de origen natural; terremotos, sismos, huaycos, inundaciones, etc. El plan de emergencia está diseñado para ser aplicado por todo el personal incluido contratistas, con el objetivo de prevenir y responder ante cualquier situación de emergencia y minimizar la severidad de un evento Los principales objetivos de la preparación y respuesta a las situaciones de emergencia son: Proteger a los trabajadores, equipos, comunidades, y el medio ambiente mediante el diseño de estrategias y capacidades de respuesta ante emergencias. Establecer procedimientos específicos a seguir durante el desarrollo de las operaciones de respuesta, para optimizar el uso de los recursos humanos y materiales comprometidos en el Plan de Contingencias.

La política de emergencias 

Responder en forma rápida y eficiente a cualquier emergencia con posibilidad de riesgo a la vida, en general, la salud y el medio ambiente, manejando las contingencias con responsabilidad y métodos técnicos y específicos.



Proveer al nivel superior y supervisión la información necesaria para responder rápidamente y adecuadamente a eventos que involucren materiales peligrosos.



Entrenar a todo el personal en cada área para actuar rápidamente en caso de emergencia.

16.2.4.

Comité de Seguridad y Salud en el Trabajo

CORIPUNO S.A.C., en cumplimiento a la Ley 29783 art. 19, ha conformado comité paritario de seguridad y salud en el trabajo; órgano paritario constituido por representantes del empleador y de los trabajadores, con las facultades y -122-


obligaciones previstas por las normas vigentes, nombrados para considerar la participación de los trabajadores y sus organizaciones sindicales es indispensable en el Sistema de Gestión de la Seguridad y Salud en el Trabajo, respecto de lo siguiente: a) La consulta, información y capacitación en todos los aspectos de la seguridad y salud en el trabajo. b) La convocatoria a las elecciones, la elección y el funcionamiento del comité de seguridad y salud en el trabajo. c) El reconocimiento de los representantes de los trabajadores a fin de que ellos estén sensibilizados y comprometidos con el sistema. d) La identificación de los peligros y la evaluación de los riesgos al interior de cada unidad empresarial y en la elaboración del mapa de riesgos

16.2.5.

Programa de Capacitación en Seguridad

CORIPUNO S.A.C., desarrollar programas de capacitación permanente, teórica y práctica, para todos los trabajadores, a fin de formar mineros calificados por competencias en sus instalaciones, DS-055 2010 EM; Art. 69. 

CORIPUNO S.A.C., tiene programado realizar Inducción de Personal Nuevo por el área de seguridad durante 16 horas y en el área de trabajo durante 32 horas según anexos 14 y 14A del DS-055- 2010 EM.



CORIPUNO S.A.C., tiene programado realizar inducción a todo personal Visitante no menor a 01 hora. Según el art. 69 del DS-055- 2010 EM



CORIPUNO S.A.C., realizará la capacitación a su personal mediante empresas externa según anexo 14B del D.S. 055 -2010 EM.



CORIPUNO S.A.C., realiza capacitación a brigadistas de emergencia según el 69 del DS-055-2010 EM.



CORIPUNO S.A.C., realizará reuniones pre-labor en todas las áreas en donde se plasman las recomendaciones de seguridad que tendrá una duración de 15 minutos.

-123-


16.3. IPERC Línea Base – 2018 Mina

-124-


-125-


-126-


-127-


-128-


-129-


-130-


-131-


-132-


-133-


-134-


-135-


-136-


-137-


-138-


-139-


-140-


-141-


-142-


-143-


-144-


FIGURA 16.2 MAPA DE RIESGO MINA POMARANI

-145-


FIGURA 16.2 MAPA DE RIESGO MINA CRUZ DE ORO

-146-


TABLA DE CONTENIDO INTRODUCCIÓN

10

1

RESUMEN EJECUTIVO

11

2

ASPECTOS FISICOS 2.1 Ubicación y Accesibilidad 2.2 Topografía y Fisiografía

13 13 13

3

HIDROLOGIA Microcuenca Azoguine Microcuenca Ananea Microcuenca Umalanta RECURSOS HIDRICOS O FUENTES DE AGUA Aguas Subterráneas

14 14 14 14 15 15

4

HIDROGEOLOGIA

16

5

GEOLOGÍA DEL DEPÓSITO 5.1 Geología Regional 5.1.1 Formación Sandia (Os-s) 5.1.2 Formación Ananea (SD-a) 5.1.3 Depósitos Cuaternarios 5.1.4 Rocas Intrusivas 5.2 Geología Local 5.3 Geología Estructural 5.4 Geología Económica

17 17 17 17 18 18 19 21 22

6

TECTONICA Y SISMICIDAD

24

7

ASPECTOS GEOMECÁNICOS MINA SUBTERRANEA 7.1 Generalidades 7.2 Investigaciones Geotécnicas 7.2.1 Estaciones Geomecánicas In-Situ 7.2.2 Logueo Geotécnico 7.2.3 Martillo Schmidt 7.2.4 Ensayos de Laboratorio 7.3 Modelo Geomecánico 7.3.1 Geo-Estructuras 7.3.2 Hidrogeología 7.3.3 Macizo Rocoso 7.4 Diseño Geomecánico del Método Cámaras 7.4.1 Metodología de Diseño 7.4.2 Diseño de Pilares Cuadrados 7.4.3 Diseño de Cámaras y Sostenimiento de Tajeos 7.4.4 Modelamiento Numérico de secuencia de Minado 7.5 Diseño de Sostenimiento de Labores de Preparación y Desarrollo

26 26 27 27 27 27 28 28 28 32 33 38 38 40 42 45 49

8

ASPECTOS GEOMECÁNICOS TAJO ABIERTO 8.1 Aspectos Geotécnicos Tajo Cruz de Oro

511 511 511

9

DESCRIPCIÓN DEL PROCESO OPERATIVO OPERATIVO MINADO SUBTERRANEO SUBTERRANEO -2-

59


9.1 9.2 9.3 9.4 9.5

Criterios de Diseño de Mina por Camaras y Pilares Opciones de Explotación Elección del Método de Explotación Unidad Básica de Explotación (UBE) y Descripción del Método Parámetros del Diseño 9.5.1 Opción uso de Desquinche 9.5.2 Opción uso de Breasting

59 62 63 63 64 64 64

10 DESCRIPCIÓN DEL PROCESO OPERATIVO MINADO TAJO ABIERTO 10.1 Criterios de diseño minero 10.2 Elección del Método de Explotación 10.3 Unidad Básica de Explotación (UBE) y Descripción del Método 10.4 Parámetros de Diseño

65 65 67 67 67

11 PLAN DE MINADO DETALLADO SECTOR SUBTERRANEO 11.1 Recursos Minerales 11.2 Reservas Minerales 11.2.1 Cut Off por Sectores 11.2.2 Reserva Mineral 11.3 Diseño de Minado Subterráneo 11.3.1 Labores de Exploración 11.3.2 Labores de Preparación 11.3.3 Labores de Desarrollo 11.3.4 Labores de Explotación 11.4 Plan de Minado Mina Subterránea 11.4.1 Programa de Desarrollos – Sector Pomarani y Cruz de Oro 11.4.2 Programa de Preparación – Sector Pomarani y Cruz de Oro 11.4.3 Programa de Producción: Sector Pomarani y Cruz de Oro 11.4.4 Secuencia de Minado Sector Pomarani y Cruz de Oro 11.5 Operaciones Unitarias Mina Subterránea 11.5.1 Perforación 11.5.2 Voladura 11.5.3 Sostenimiento 11.5.4 Acarreo de Mineral 11.5.5 Transporte 11.5.6 Servicios Auxiliares 11.5.7 Ventilación 11.6 Flota de Equipos 11.7 Personal

69 69 700 700 700 700 700 700 70 70 71 71 71 73 73 73 75 77 77 78 79 79 80 81 81 81 88 89

12 PLAN DE MINADO DETALLADO SECTOR TAJO ABIERTO 12.1 Recursos Minerales 12.2 Reserva Mineral 12.2.1 Tipo de Mineralización 12.2.2 Método y Estimado de Reserva Mineral 12.2.3 Cut Off 12.2.4 Resumen y Detalle de Reservas Minerales de Tajos 12.3 Plan de Minado del Tajo 12.3.1 Diseño del Tajo Cruz de Oro

91 91 92 92 93 93 94 95 95

-3-


LISTA DE TABLAS TABLA 7.1 RESULTADOS DE LOS ENSAYOS CON EL MARTILLO SCHMIDT

27

TABLA 7.2 ENSAYOS DE LABORATORIO SECTOR POMARANI

28

TABLA 7.3 RESUMEN DE LAS PRINCIPALES FAMILIAS DE DISCONTINUIDADES

31

TABLA 7.4 PARÁMETROS DE RESISTENCIA DE DISCONTINUIDADES

32

TABLA 7.5 RESISTENCIA DE LA ROCA INTACTA - LABORATORIO Y CAMPO

33

TABLA 7.6 ÍNDICES Y CALIDAD DEL MACIZO ROCOSO

36

TABLA 7.7 RESISTENCIA DEL MACIZO ROCOSO - DOMINIO ESTRUCTURAL

37

TABLA 7.8 ANÁLISIS CINEMÁTICO DE CUNÁ

42

TABLA 7.9 SOSTENIMIENTO TAJEOS DE EXPLOTACIÓN - CÁMARAS Y PILARES

44

TABLA 7.10 FACTORES DE SEGURIDAD PARA DIFERENTE ANCHO DE MINADO

46

TABLA 7.11 SOSTENIMIENTO PARA LABORES DE PREPARACIÓN Y DESARROLLO

52

TABLA 8.1 RESUMEN DE FAMILIAS DE DISCONTINUIDADES Y FALLAS

54

TABLA 8.2 VALORES DEL COEFICIENTE DE RESISTENCIA A LA COMPRESION DE DISCONTINUIDADES

56

TABLA 8.3 PARÁMETROS DE RESISTENCIA DE DISCONTINUIDADES

57

TABLA 8.4 PARÁMETROS DE RESISTENCIAS

59

TABLA 8.5 PARÁMETROS GEOMÉTRICOS DE DISEÑO

60

TABLA 9.1 PARÁMETROS DE MÉTODO DE EXPLOTACIÓN CAMARAS Y PILARES

66

TABLA 10.1 PARÁMETROS TECNICOS ECONOMICOS DE OPTIMIZACION Y DISEÑO

70

TABLA 11.1 DISTRIBUCION DE RECURSOS MINA SUBTERRANEA

71

TABLA 11.2 DISTRIBUCION DE RESERVAS POR SECTORES

72

TABLA 11.3 PROGRAMA DE DESARROLLO – SECTOR POMARANI Y CRUZ DE ORO

76

TABLA 11.4 PROGRAMA DE PREPARACIONES – POMARANI Y CRUZ DE ORO

76

TABLA 11.5 PROGRAMA DE PRODUCCIÓN SECTOR POMARANI Y CRUZ DE ORO

78

TABLA 11.6 SOSTENIMIENTO EN TAJEOS - CAMARAS Y PILARES

81

TABLA 11.7 SOSTENIMIENTO EN TAJEOS - CAMARAS Y PILARES

82

TABLA 11.8 UBICACIÓN Y PARÁMETROS DE TRABAJO DE VENTILADORES

87

TABLA 11.9 BALANCE DE AIRE DE MINA CRUZ DE ORO PROYECTADO 2018

88

TABLA 11.10 BALANCE DE AIRE DE MINA POMARANI PROYECTADO 2018

89

TABLA 12.1 TOTAL RECURSOS MINERALES SECTOR TAJO CRUZ DE ORO

93

TABLA 12.2 RESUMEN RESERVAS TAJO CRUZ DE ORO

99

TABLA 12.3 DIMENSIONES DEL EQUIPO PARA EXPLOTACION DEL TAJO

97

TABLA 12.4 ESPECIFICACIONES DEL BRAZO DE LA EXCAVADORA

98

TABLA 12.5 PLAN DE MINADO ANUAL TAJO CRU DE ORO -5-

100


TABLA 12.6 PLAN DE MINADO DE ROTURA ANUAL DE DESMONTE DEL TAJO CRUZ DE ORO 101 TABLA 12.7 CRONOGRAMA DE MONITOREO GEOTECNICO

101

TABLA 12.8 PARAMETROS DE VOLADURA VS FRAGMENTACION

103

TABLA 12.9 VELOCIDADES DE ACARREO

106

TABLA 12.10 LISTA DE EQUIPOS

109

TABLA 12.11 COSTOS DE MINADO A TAJO ABIERTO

108

TABLA 17.1 ENSAYO ABA - MUESTRA DE LA DESMONTERA

150

TABLA 17.2 UBICACIÓN DE ESTACIÓN METEREOLÓGICA

152

TABLA 17.3 PRECIPITACIÓN EXTREMA EN LA ESTACION DE CONTROL (MM)

153

TABLA 17.4 PRECIPITACIÓN EXTREMA DE LA CUENCA (MM/HR)

153

-6-


LISTA DE FIGURAS FIGURA 7.1 SECCION GEOLOGICA ESTRUCTURAL LOCAL

29

FIGURA 7.2 FALLAS LOCALES ZONA POMARANI

30

FIGURA 7.3 SISTEMA DE FRACTURAMIENTO MACIZO ROCOSO – SECT. POMARANI 31 FIGURA 7.4 RQD – ZONA POMARANI

34

FIGURA 7.5 PARAMETROS DE CLASIFICACION GSI

35

FIGURA 7.6 RMR SEGÚN TIPO DE ALTERACION – SECTOR POMARANI

36

FIGURA 7.7 VISTA ISOMETRICA DE PILARES VS CAMARAS DE EXPLOTACION

38

FIGURA 7.8 ESFUERZOS SOBRE PILARES RECTANGULARES

39

FIGURA 7.9 ESFUERZOS SOBRE PILARES CUADRADOS

39

FIGURA 7.10 GRAFICO DE ESTABILIDAD DE PILARES

39

FIGURA 7.11 ESFUERZO DE CONFINAMIENTO SOBRE EL PILAR VS ANCHO

40

FIGURA 7.12 ANCHO DE PILAR CUADRADO VS ALTURA DE PILAR O MINADO

41

FIGURA 7.13 RECUPERACION MINERAL VS ANCHO DE PILAR CUADRADO

41

FIGURA 7.14 DIMENSIONES DE ABERTURAS DE CAMARAS

42

FIGURA 7.16 ANALISIS CINEMATICO DE CUÑAS

43

FIGURA 7.17 CRITERIOS DE ROTURA – LOSA DE RELLENO CEMENTADO

45

FIGURA 7.18 DIAGRAMA DE ESFUERZOS – LOSA DE RELLENO CEMENTADO

46

FIGURA 7.19 SECCION TIPICA DE ANALISIS DEL MODELO 2D

48

FIGURA 7.20 ESFUERZO PRINCIPAL MAYOR SIGMA 1

49

FIGURA 7.21 ESFUERZO PRINCIPAL MENOR SIGMA 3 FACTOR

47

FIGURA 7.22 STRENGTH FACTOR

50

FIGURA 7.23 DEFORMACIONES

50

FIGURA 8.1 ZONIFICACIÓN GEOMECÁNICA Y FALLAS PRINCIPALES EN TAJO CRUZ DE ORO 53 FIGURA 8.2 CARÁCTERÍSTICAS ESTRUCTURALES DE CRUZ DE ORO

54

FIGURA 8.3 COEFICIENTE DE RUGOSIDAD DE LAS DISCONTINUIDADES BARTON Y CHOUBEY

55

FIGURA 8.4 ENVOLVENTES DE RESISTENCIA AL CIZALLAMIENTO DE DISCONTINUIDADES SEGÚN VALORES DE JRC 57 FIGURA 8.5 SECCIONES EVALUADAS EN LA DETERMINACIÓN DE ESTABILIDAD GLOBAL 58 FIGURA 8.6 GEOMETRÍA DE EXCAVACIÓN

58

FIGURA 8.7 ESTABILIDAD FÍSICA CONDICIÓN PSEUDOESTATICA – SECCION AA’

59

FIGURA 8.8 ESTABILIDAD FÍSICA CONDICIÓN PSEUDOESTATICA – SECCION BB’

60

FIGURA 8.9 ESTABILIDAD FÍSICA CONDICIÓN PSEUDOESTATICA – SECCION CC’

60

FIGURA 11.1 RECURSOS MINERALES – SECTOR POMARANI

71

-7-


FIGURA 11.2 ESQUEMATICO DEL METODO DE MINADO

74

FIGURA 11.3 DISTRIBUCIÓN DE PILARES MANTO

74

FIGURA 11.4 RECUPERACION DE PILARES MANTO

75

FIGURA 11.5 SECUENCIA DE MINADO SECTOR POMARANI

79

FIGURA 11.6 VISTA ESQUEMATICA CICLO DE EXPLOTACION

80

FIGURA 11.7 DIAGRAMA DE PERFORACION DE GALERIAS EN CRUZ DE ORO

80

FIGURA 11.8 SCOOP 4 YD3

83

FIGURA 11.9 MODELO DE DESARROLLO DE GALERIAS PARALELAS

85

FIGURA 11.10 DESARROLLO DE GALERÍAS EN MINA PRE MINADO

86

FIGURA 12.1 DISTRIBUCION DE RECURSOS MINERALES – SECTOR CRUZ DE ORO

93

FIGURA 12.2 ALTERACION DE MUSCOVITA CON PY OQUEROSA Y PARCHES DE APY 95 FIGURA 12.3 RESERVAS TAJO CRUZ DE ORO

96

FIGURA 12.4 ESPECIFICACIONES DE LA EXCAVADORA HIDRAULICA 336D2

97

FIGURA 12.5 ESPECIFICACIONES DE ALCANCE DE LA EXCAVADORA HIDRAULICA 336D2

98

FIGURA 12.6 RESUMEN DISEÑO DEL TAJO

99

FIGURA 12.7 SECUENCIA DE MINADO – TAJO CRUZ DE ORO

101

FIGURA 12.8 DISEÑO DE MALLA DE PERFORACION

105

FIGURA 13.1 DIAGRAMA DE FLUJO DE CHANCADO PLANTA UNTUCA

115

FIGURA 16.1 SEÑALES DE SEGURIDAD

11322

FIGURA 17.1 AREA DE INFLUENCIA AMBIENTAL DIRECTA E INDIRECTA

-8-

149


NOMENCLATURAS Y ABREVIACIONES Abreviación

Descripción

Abreviación

Descripción

a

Año

m3

Metro cúbico

atm

Atmósfera

m2

Metro cuadrado

HP

Caballos de fuerza

m3/h

Metros cúbicos por hora

cm

Centímetros

m/min

Metros por minutos

d/week d/y

Días por semana Días por año

mg/l mm/d

°C

Grado centígrado

m2/t/d

Miligramos por litro Milímetros por día Metros cuadrados por tonelada por día

shift/d

Gramos por centímetros cúbicos Guardias por día

g/l

Gramos por litro

%

Porcentaje

g/t

Gramos por tonelada métrica

TSS

Sólidos totales suspendidos

h

Horas

TSD

Sólidos totales disueltos

h/shift

Horas por guardia

ST

Sólidos totales

h/y

Horas por año

T

Tonelada métrica

km

Kilómetro

t/y

Toneladas por año

km/h

Kilómetros por hora

t/d

Toneladas por día

kW

Kilowatts

t/m2h

Tonelada por metro cuadrado hora

kWh/t

Kilowatts-hora por tonelada

t/d

Tonelada métrica por día

l/s m

Litros por segundos Metros

t/h t/m3

Tonelada métrica por hora Tonelada métrica por metro cúbico

mm

Milímetros

V

Voltios

g/cm3

Msnm

Metros sobre el nivel del mar

Ppm

Partes por millón

-9-

Plan de Minado 2018 Unidad Minera Untuca - 1800 Tpd

Recommend Documents