TESIS FINAL DE ALEXIS ARMANDO MEDINA BEGAZO.doc

UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN DE AREQUIPA FACULTAD DE GEOLOGÍA, GEOFÍSICA Y MINAS ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS

DISEÑO DEL DIÁMETRO DE CHIMENEA EN VENTILACIÓN PARA MEJORAR LA CALIDAD DEL AIRE MINA CATALINA HUANCA S.A.C.

TESIS PRESENTADA POR EL BACHILLER: ALEXIS ARMANDO MEDINA BEGAZO PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE INGENIERO DE MINAS.

AREQUIPA - PERÚ 2013

i

DEDICATORIA Dedicado para mis padres: Germán y Lola. Para

mi querida esposa y mi adorado hijo

que

son

mi

fortaleza

para

seguir

superándome en la minería. A mis hermanos: por su cariño y apoyo en los momentos de mi vida.

ii

AGRADECIMIENTOS

Mi profundo agradecimiento a la Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa, a la Facultad de Geología, Geofísica y Minas, en especial a los docentes de la Escuela Profesional de Ingeniería de Minas, quienes me han enseñado los conocimientos de

la minería con

su talento tanto teórico y

práctico por transmitir sus experiencias, en mi formación integral como profesional de la Industria extractiva de minerales. Así mismo agradezco al Gerente de Operaciones de por sus enseñanzas y apoyo incondicional, para seguir desarrollándome profesionalmente; a todo el equipo de profesionales de mina Catalina Huanca por su tiempo dedicado en aportar información para el desarrollo de ésta tesis.

iii

RESUMEN La mina Catalina Huanca, tiene problemas por un lado con la emanación de gases del macizo rocoso (Geología) y otro lado un déficit de aire fresco en 37%, actual. Por lo que para llevar adelante esta tesis se planteó el siguiente objetivo general: Explicar

el diseño del diámetro de la chimenea de

ventilación, según

requerimiento de caudal del aire, considerando el número de trabajadores, cantidad de equipos diesel y consumo de explosivos El procedimiento seguido fue: 1. Revisión del marco teórico Haciendo la revisión del marco teórico disponible, nos revelo, que para estimar el caudal de aire fresco existen normas y límites permisibles, y es necesario determinar la cantidad de Hp de los equipos diesel, cantidad de personal en interior mina, y cantidad y calidad de explosivos empleados. En las galerías principales y como ventilador principal se debe de multiplicar el caudal calculado. 2. Diagnóstico de la ventilación actual La relación que resulta de comparar el caudal de aire que ingresa a la mina con los requerimientos de aire determinados, resulta en una cobertura de 63,16%, con un déficit de 84 011 CFM. Falta 36,84% de aire fresco insuflar a la fecha. Y teniendo en cuenta para ampliaciones de explotación hasta nivel 3000, falta aproximadamente el 100%. 3. Cálculo del requerimiento de aire fresco según operación mina Es el siguiente el cálculo del requerimiento de aire fresco: •

Aire para personal = 25 583,4375 CFM

iv

•

Diluir aire viciado por explosivos= 1320 x 35,2675=46 579,5 = 46 580 CFM y

•

Por equipos diesel fue establecido en 155 919 CFM

•

Subtotal Total = 228 082,43 CFM

•

Mas por caída de presión, fuga y ampliaciones= 2

•

TOTAL = 456 164 CFM

4. Obtención del diseño de chimenea de ventilación El resultado y obtenido alcanzo a 13,5 pies de diámetro de la chimenea Alimak 185 y 895 Se llegó a la siguiente conclusión: el diseño de dos chimeneas Ch Alimak 185 y 895, con un diámetro de 4,11 m.

v

INDICE GENERAL Pág. DEDICATORIA.....................................................................................................ii AGRADECIMIENTOS..........................................................................................iii RESUMEN...........................................................................................................iv CAPÍTULO I INTRODUCCIÓN 1.1 Justificación.......................................................................................01 1.2 Preguntas de investigación...............................................................02 1.3 Variables e indicadores....................................................................02 1.4 Objetivos............................................................................................02 1.4.1 Objetivo general......................................................................02 1.4.2 Objetivos específicos..............................................................02 1.5 Hipótesis............................................................................................03 CAPÍTULO II INTRODUCCIÓN 2.1 Atmósferas de minas.........................................................................04 2.2 Ventilación de minas subterráneas y circuitos de ventilación ..........07 2.2.1 Nociones preliminares............................................................07 2.2.1.1

Condiciones

de

trabajo,

seguridad

y

salud

ocupacional en la minería del Perú.......................07 2.2.1.2

Marco normativo nacional........................................08

2.2.1.3

Competencia administrativa sobre la seguridad

y

salud en el trabajo....................................................09 2.2.2

Efectos en la salud y fuentes de origen de los contaminantes 10

2.2.3 Razones principales para ventilación.....................................12

vi

2.2.3.1

Principios de ventilación principal............................13

2.2.4 Tipos de ventilación................................................................13 2.2.4.1

Ventilación auxiliar...................................................13

2.2.5 Clasificación de los ventiladores.............................................14 2.2.5.1

Ventiladores centrífugos..........................................15

2.2.5.2

Ventiladores axiales.................................................15

2.2.6 Circuitos básicos de ventilación en minas..............................15 2.2.6.1

Circuitos en serie.....................................................15

2.2.6.2

Circuitos de ventilación en paralelo........................16

2.2.7 Cantidad de aire necesario.....................................................18 2.2.7.1

De acuerdo al número de personas........................18

2.2.7.2

De acuerdo a la cantidad de equipos diesel que ingresan a la mina....................................................18

2.2.7.3

De acuerdo al consumo de explosivos....................19

2.3 Necesidad de ventilación...................................................................19 2.3.1 Ventiladores............................................................................22 2.3.2 Tipos de ventilación................................................................22 2.4 Atmósfera de la mina subterránea....................................................23 2.4.1 Densidad (o peso especifico, w).............................................24 2.4.2 Estimación

del

caudal

necesario

para

remover

los

contaminantes del aire (Qo)..................................................24 2.4.3 Contaminantes del Aire...........................................................26 2.4.4 Gases de la mina....................................................................26 CAPÍTULO III MATERIAL DE ESTUDIO 3.1 Ubicación y accesibilidad...................................................................27 3.2 Clima y vegetación............................................................................28 3.3 Fisiografía..........................................................................................28 3.4 Recursos naturales............................................................................30 3.5 Recursos humanos............................................................................30 3.6 Organigrama de la empresa..............................................................30

vii

3.7 Geología............................................................................................32 3.7.1 Geología regional....................................................................32 3.7.1.1

Estratigrafía..............................................................32

3.7.1.2

Rocas ígneas...........................................................34

3.7.2 Geología local.........................................................................35 3.7.2.1

Formación Chunumayo (Jm – ch)...........................35

3.7.2.2

Formación Huacaña (Jm – hu)................................35

3.7.2.3

Formación Paire (Jms – pa)....................................36

3.7.2.4

Depósitos Cuaternarios...........................................36

3.7.2.5

Depósitos Morrénicos..............................................36

3.7.2.6

Depósitos Coluviales...............................................36

3.7.2.7

Depósitos Aluviales..................................................37

3.7.3 Geología económica...............................................................37 3.7.3.1

Características del yacimiento.................................38

3.7.3.2

Estructuras mineralizadas........................................38

3.7.3.3

Tipo Stock Work Keyko............................................41

3.7.3.4

Alteraciones de la roca caja.....................................45

3.7.3.5

Zoneamiento y paragénesis....................................45

3.7.3.6

Mineralogía, controles de mineralización................46

3.7.4 Reservas minables.................................................................50 3.7.4.1

Inventario de reservas al 2011................................50

3.8 Métodos de explotación: introducción...............................................53 3.8.1 Corte y relleno ascendente.....................................................53 3.8.2 Cámaras y pilares con corte y relleno ascendente.................53 3.8.3 Shirinkage en vetas................................................................54 3.8.4 Ciclo de minado......................................................................55 3.8.4.1

Perforación...............................................................55

3.8.4.2

Voladura...................................................................56

3.8.4.3

Desatado de rocas...................................................57

3.8.4.4

Carguío o limpieza...................................................57

3.8.4.5

Acarreo o transporte ...............................................57

3.8.4.6

Fortificación ............................................................58

viii

3.8.4.7

Servicios auxiliares..................................................58

3.8.5 Labores de explotación...........................................................58 CAPÍTULO IV METODOLOGÍA 4.1 Alcance investigación........................................................................60 4.2 Tipo de diseño de investigación........................................................60 4.3 Técnicas.............................................................................................60 4.3.1 Trabajo de gabinete................................................................60 4.3.1.1

Revisión de planos...................................................60

4.3.1.2

Cálculos del volumen de aire secciones

mina:

fresco requerido por

explotación,

preparación,

y

desarrollo.................................................................61 4.3.1.3

Sección transversal o área del conducto.................69

4.3.1.4

Perímetro y longitud del conducto..........................70

4.3.1.5

Elección del coeficiente de fricción..........................70

4.3.2 Trabajo de campo...................................................................73 4.3.2.1

Levantamientos de las labores................................73

4.3.2.2

Monitoreo del aire....................................................74

4.3.2.3

Medición del volumen del aire con anemómetro.....79

4.3.2.4

Circuitos del aire: Alimak 01, y 02..........................79

4.3.2.5

Balance del aire de ingreso y salida........................82

4.3.2.6

Diseño de diámetro de chimenea de ventilación.....83

4.4 Instrumentos: DS Nº 055-2010- EM .................................................84 4.5 Procedimientos..................................................................................90 4.5.1 Revisión del marco teórico......................................................90 4.5.2 Diagnóstico de la ventilación actual........................................91 4.5.3 Cálculo del requerimiento de aire fresco según operación mina.........................................................................................91 4.5.4 Obtención del diseño de chimenea de ventilación ................91

ix

CAPÍTULO V RESULTADOS, DISCUSIÓN Y COMENTARIOS

5.1 Introducción .....................................................................................92 5.2 Caudal de aire fresco según requerimientos en el futuro de mina catalina...............................................................................................93 5.3 Requerimientos de ventiladores principales en mina........................93 5.4 Costos de inversión del diseño de ventilación.................................94 5.5 Resultado del diseño del diámetro de chimenea para ventilación....95 CONCLUSIONES.......................................................................................98 RECOMENDACIONES............................................................................100 REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS.........................................................101 ANEXOS...................................................................................................103

x

ÍNDICE DE TABLAS Pág.

Tabla Nº 01: Nivel de ruido......................................................................10 Tabla Nº 02: Principales fuentes de contribución de ruido......................11 Tabla Nº 03: Contaminantes del aire......................................................12 Tabla Nº 04: Factores que contribuyen a riesgos y métodos de control.21 Tabla Nº 05: Composición del aire.........................................................23 Tabla Nº 06: Volumen de respiración y consumo de oxigeno del hombre 23 Tabla Nº 07: Límites permisibles (TWA-TLV).........................................26 Tabla Nº 08: Personal de empleados y obreros......................................30 Tabla Nº 09: Reservas probadas y probables al 2011............................52 Tabla Nº 10: Valores de punto.................................................................53 Tabla Nº 11: Leyenda de perforación y carguío de explosivos..............56 Tabla Nº 12: Labores de explotación .....................................................58 Tabla Nº 13: Numero de personal de mina Catalina Huanca.................64 Tabla Nº 14: Número de equipos diesel de mina Catalina Huanca........65 Tabla Nº 15: Resumen del requerimiento de aire fresco para mina Catalina Huanca (Producción 1500 TMD, labores de avance: 600 mts)................................................................66 Tabla Nº 16: Cobertura de aire actual y remolienda...............................67 Tabla Nº 17: Velocidad de aire actual y caudal en las distintas labores de mina Catalina Huanca........................................................68 Tabla Nº 18: Valores del coeficiente k para minas metálicas.................71 Tabla Nº 19: Monitoreo de Ventilación en las estaciones principales (agosto del 2012)................................................................76 Tabla Nº 20: Balance del aire de ingreso y salida de Catalina Huanca..82 Tabla Nº 21: Ventiladores necesarios y costos de operación anual.......94 Tabla Nº 22: Costo de inversión de ventiladores principales..................94

xi

Tabla Nº 23: Distribución de costos de chimeneas, desarrollos y por ventiladores principales......................................................95

ÍNDICE DE FIGURAS Pág.

Figura Nº 01:

Circuito de ventilación en serie......................................16

Figura Nº 02:

Circuito de ventilación en paralelo.................................17

Figura Nº 03:

El comportamiento del organismo con la altura............21

Figura Nº 04:

Esquema

de

ventilación

aspirante

en

una

mina

subterránea....................................................................22 Figura Nº 05:

Presión atmosférica........................................................23

Figura Nº 06:

Ubicación de mina Catalina Huanca..............................28

Figura Nº 07:

Fisiografía de Catalina Huanca......................................29

Figura Nº 08:

Organigrama de Catalina Huanca..................................31

Figura Nº 09:

Geología Regional Catalina Huanca..............................33

Figura Nº 10:

Columna estratigráfica generalizada local de la unidad mnera Catalina Huanca..................................................34

Figura Nº 11:

Malla de perforación en chimenea.................................55

Figura Nº 12:

Esquema de carga de explosivo....................................57

Figura Nº 13:

Puntos de estado: uno entrada de aire y punto 2 salida de aire.............................................................................61

Figura Nº 14:

Ilustración para determinar la entalpia...........................62

Figura Nº 15:

Ábaco psicométrico para determinar la entalpia............63

Figura Nº 16:

Caída de fricción por presión ........................................70

Figura Nº 17:

Capacidad del ventilador................................................72

Figura Nº 18:

Potencia del motor del ventilador, según la presión y caudal.............................................................................72

Figura Nº 19:

Ejemplo numérico – resultado final................................73

Figura Nº 20:

Monitoreo en estaciones de ventilación – gráfico de velocidades.....................................................................77

xii

Figura Nº 21:

Monitoreo en estaciones de ventilación – Gráfico de caudal (m³/sg).................................................................78

xiii

CAPÍTULO I INTRODUCCIÓN 1.1

JUSTIFICACIÓN La mina tiene problemas por un lado con la emanación de gases del macizo rocoso (Geología) y otro lado un déficit de aire fresco en 37%. Catalina Huanca, tiene los siguientes proyectos con un avance del 10%: construcción de la rampa Saynocca (1700 m), chimenea Alimak 185, 895, 150 y By Pass 682. Y así mismo, tiene la intención de llegar al nivel -2800 para explotar el mineral, donde se cotiza a la fecha el oro en US $ 1711 (26-10-2012) en vista que el valor punto significa de US $ 17,91, seguido de plata, plomo, zinc y cobre (US $ 6,11). Por tanto se justifica llevar adelante la presente investigación porque solucionara la ventilación y mejorara la calidad de vida de los

145

trabajadores y 20 equipos diesel, y 600 metros de longitud de labor a ventilar con sección promedio de 10,26 m 2, en cinco niveles de interior mina en su conjunto.

1

1.2

PREGUNTAS DE INVESTIGACIÓN 1. ¿Por qué diseñar el diámetro de la chimenea de ventilación en la mina Catalina Huanca? 2. ¿Cómo mejorara la calidad del aire en la profundidad

de la mina

tomando en cuenta los trabajadores, equipos diesel y emanación de gases del macizo rocoso en forma natural? 1.3

VARIABLES E INDICADORES Variable

Variable

Independiente

Dependiente

Diseño

Calidad de aire

Diámetro

Chimenea

Indicadores Mejora el caudal de aire limpio. Construcción chimenea

de con

alimak 1.4

OBJETIVOS 1.4.1 Objetivo general Explicar el diseño del diámetro de la chimenea de ventilación, según requerimiento de caudal del aire, considerando el número de trabajadores, cantidad de equipos diesel y consumo de explosivos, en la Mina Catalina Huanca S.A. 1.4.2 Objetivos específicos 1. Calcular el caudal de aire requerido según el número de trabajadores de interior mina, cantidad de equipos diesel, y consumo de explosivos. 2. Determinar el circuito de ventilación más favorable para la mina Catalina Huanca, para calcular la potencia y cantidad de

2

ventiladores conforme el reglamento de Seguridad y salud ocupacional en minería. 3. Realizar los monitoreos del caudal de aire en los puntos críticos de la mina. 4. Obtener el título profesional de Ingeniero de Minas. 1.5

HIPÓTESIS Que, diseño del diámetro de chimenea en ventilación para mejorar la calidad del aire permitirá mayor productividad con buena salud ocupacional.

3

CAPÍTULO II MARCO TEÓRICO

2.1

ATMOSFERAS DE MINAS Composición del aire de Minas del aire atmosférico seco es: Nitrógeno 78,08% según volumen Oxígeno 20,95; Anhídrido Carbónico 0,03; Argón 0,93; Otros gases 0,01. El contenido de vapor de agua en el aire oscila entre 0.05 y 4 % en promedio, 1% según volumen, no influye sobre la relación entre oxigeno. Al pasar por una mina, la composición del aire cambia: la cantidad de oxígeno disminuye, la del Anhídrido Carbónico aumenta; además, se agregan al aire se gases (CH 4, H2S, SO2, CO, H), vapores y polvo. Se considera que el aire de las minas está compuesto por: aire atmosférico, gases activos (gases explosivos o nocivos) y por aire muerto (mezcla de Anhídrido Carbónico y nitrógeno). Un hombre en reposo consume cerca de 7 litros/minutos de aire. Esta cantidad pasa a 25 litros/ minutos cuando trabaja, y puede ascender hasta 40 lts. Si hace un esfuerzo considerable. El hombre aspira el aire con 17% de oxígeno.

4

Oxígeno (O2): Es un gas desprovisto de color, sabor y olor. Su peso específico que con respecto al aire es de 1,11; es muy activo, necesario para la combustión y respiración. Las principales causas de disminución del oxígeno en el aire de mina son: •

Proceso de oxidación lenta de la materia orgánica (madera de mina, combustibles, roca)

•

Desprendimiento de gases por los carbones y las rocas

•

Explosiones de grisú y de polvo

•

Incendios

•

Respiración de las persona

•

Combustión de las lámparas y motores.

La disminución del contenido de oxigeno hasta un 17% provoca disnea y palpitación. El descenso por debajo del 12 a 14 % puede provocar la muerte. Algunos países fijan el contenido mínimo de oxigeno en las labores activas en 19,5 – 20%. Para el control del aire respecto al contenido de oxigeno en el aire de mina, se puede utilizar una lámpara minera de llama, que con la disminución del O 2 en el aire por debajo de lo normal, empieza a oscurecer, y se apagan si el contenido de oxígeno es menor del 17 – 16%. Nitrógeno (N2): Es un gas incoloro, sin color ni sabor; de peso específico 0,97; químicamente inerte. Es prescindible para la respiración y la combustión. No es nocivo, pero el aumento de su contenido en el aire de minas es perjudicial para el hombre, por ser la causa de la disminución del oxígeno. Las fuentes de aumento del contenido de nitrógeno son: •

Putrefacción de sustancias orgánicas.

•

Trabajos con explosivos.

5

•

Desprendimiento de nitrógeno de las rocas y los carbones (el grisú contiene hasta 40% de Nitrógeno).

Anhídrido carbónico (CO2): Gas sin color y olor, con un sabor ligeramente ácido, de peso específico de 1,53; es soluble en agua. Su punto de fusión de 57°C está por arriba de su punto de ebullición de 78,5°C. Es inofensivo para las personas hasta 0,5%; con 3% de este gas la lámpara empieza a apagarse y la frecuencia de la respiración aumenta; con un 5% la lámpara se apaga y la respiración se triplica; con10%, puede producir estado de coma y con 20 a 25%, la muerte en algunos segundos. En pequeñas cantidades estimula la respiración. Los mineros experimentados reconocen la presencia de CO2 por la dificultad de la respiración, el calentamiento de las piernas y de la piel que se enrojece; por dolor de cabeza y decaimiento general. Concentraciones mayores provocan la tos y aceleración de la respiración. El anhídrido carbónico se forma por: •

Hulleras subterráneas durante la putrefacción de la madera de mina.

•

Oxidación lenta del carbono

•

Descomposición de rocas carbonatadas por la acción de las aguas ácidas.

•

Explosiones de grisú y polvo de carbón.

•

Incendios subterráneos.

•

Trabajos con explosivos.

•

Respiración de las personas.

•

Combustión de motores, etc.

En minas bien ventiladas, el contenido de anhídrido carbónico en lugares de trabajo no debe sobrepasar de 0,25 a 3%. Los reglamentos de seguridad fijan el contenido máximo de CO 2, para lugares de trabajo

6

donde no debe superar el 0,5 % (según volumen) y en corrientes de aire saliente el 0,75%. El anhídrido carbónico es 1,5 veces más pesado que el aire y por esto puede acumularse en el piso de las labores y en la parte inferior de las labores inclinadas. El CO 2 se identifica mediante lámparas de seguridad que a la vez indica el contenido de oxígeno en el aire. La llama de la lámpara de acetileno no es indicador, ya que todavía arde cuando el hombre está asfixiado. 2.2

VENTILACIÓN DE MINAS SUBTERRÁNEAS Y CIRCUITOS DE VENTILACIÓN 2.2.1 Nociones preliminares 2.2.1.1

Condiciones

de

trabajo,

seguridad

y

salud

ocupacional en la minería del Perú Algunos comentarios de la Organización Mundial de la Salud (OMS). La explotación Minera en el mundo tiene repercusiones económicas, ambientales, laborales y sociales. •

La minería en el mundo, no es un generador de empleo sólo ocupa el 1% de la mano de obra, sin embargo es responsable del 8% de los accidentes fatales (15 000 aprox.), no están incluidos las enfermedades

ocupacionales

(Neumoconiosis,

Audición etc.). •

La minería en general se desarrolla alejado de centros urbanos.

•

Se trabaja con factores físicos adversos (iluminación, nivel de ruido, vibraciones, trabajo en altura y otros).

7

•

Las jornadas de trabajo son extendidas a más de 10 horas y en algunos casos a más de 40 días consecutivos.

•

Trabajos en turnos nocturnos y aislados de sus compañeros.

•

No se encuentra información estadística de salud ocupacional.

La minería en el Perú es pilar productivo de la economía, en la década pasada contribuyó con más del 8% del PBI y mas del 45% como generador de divisas. 2.2.1.2

Marco normativo nacional A. Constitución Política del Perú (1993) Art. 7º, 9º y 59º.- Derecho de todos a la protección de la salud, el medio familiar y de la comunidad; hay elementos para obligar al Estado, empleador y trabajador para prevenir y resolver los problemas. B. Ley general de Salud.- “Cap. VII sobre Higiene y Seguridad en los ambientes de trabajo” •

Art. 100º.- “Establece la obligación por parte de quienes conducen o administran actividades de extracción, producción, transporte y comercio de bienes o servicios de adoptar las medidas necesarias para garantizar en sus ambientes de trabajo, la promoción de la salud y la seguridad de los trabajadores y de terceras personas”.

•

Art. 101º.- “Las condiciones de higiene y seguridad de los Ambientes relacionados con las

8

actividades

de

extracción,

producción

y

transporte de bienes y servicios se sujetan a las disposiciones que dicta la autoridad de salud competente asignándole a ésta un rol normativo y de vigilancia del cumplimiento”. C. Código civil •

Art. 1970º. Señala “Aquel que mediante un bien riesgoso o peligroso o por el ejercicio de una actividad riesgosa o peligrosa causa un daño a otro, está obligado a repararlo”

D. Código penal Se tipifica los delitos de violación a la libertad de trabajo entre ellos. “El que obliga a otro, mediante violencia o amenaza a trabajar sin las condiciones de seguridad e higiene industriales determinadas por la autoridad”. 2.2.1.3

Competencia administrativa sobre la seguridad

y

salud en el trabajo •

Ministerio de Salud (MINSA)

•

Ministerio de Energía y Minas (MEM)

•

Ministerio de Trabajo y Promoción Social (MTPS)

•

Ministerio de Energía y Minas

•

D.S. 014-92-EM Ley General de Minería

•

Art. 209º al 213º Disposiciones sobre Higiene y Seguridad en el Trabajo.

•

DS 055-2010- EM Reglamento de Seguridad e Higiene Minera.

9

VENTILACIÓN Artículo 236. - El titular minero dotará de aire limpio a las labores de trabajo de acuerdo a las necesidades del trabajador, de los equipos y para evacuar los gases, humos y polvo suspendido que pudieran afectar la salud del trabajador. Todo sistema de ventilación en la actividad minera, en cuanto se refiere a la calidad del aire, deberá mantenerse dentro de los límites de exposición ocupacional para agentes químicos de acuerdo al anexo Nº 4 y lo establecido en el Decreto Supremo Nº 015-2005-SA o la norma que la modifique o sustituya. Además debe cumplir con lo siguiente: •

Ley 27474 Ley de Fiscalización de las actividades mineras.

•

Art.

17º.-

Los

Fiscalizadores

Externos

o

representante de las Empresas serán consideradas como Funcionarios Públicos 2.2.2

Efectos en la salud y fuentes de origen de los contaminantes Tabla Nº 01: Nivel de ruido

Nivel de ruido en el tiempo Escala “A” – dB (decibeles) 82 decibeles 85 decibeles 88 decibeles 91 decibeles 94 decibeles 97 decibeles 100 decibeles

Tiempo de exposición 16 horas - día 8 horas – día 4 horas – día 1 ½ horas – día 1 hora – día ½ hora – día ¼ hora - día

Tabla Nº 02: Principales fuentes de contribución de ruido

Fuente de

Principales fuentes de

10

Nivel de potencia

ruido Compresores

contribución de ruido Escape

de

aire

del sonido (dB) decibeles 100-120 100-110

comprimido. Impacto del pistón

interno

o

del

Faja

tornillo. Limpiadores e impactos

transportadora

de las partes mecánicas

100-105

95-100

110-120

85-105

110-120

100-115

100-110

85-105

y material roto. Ruido del Chancadoras

motor y los engranajes. Impacto y flujo de materiales.

Ruido

del

Tractor de

motor y los engranajes. Motor, admisión y

oruga,

escape de aire.

cargador frontal, excavadores, camiones Molinos

Flujo interno del material

Equipo de

impacto del material. Escape de aire

perforación

comprimido. Sonido de

hidráulicos. Equipo de

la perforación. Ruido del compresor.

perforación

Sonido de la perforación.

neumática. Bombas.

Reducción del trabajo en las tuberías.

11

120

130

125

90-100

80-90

Tabla Nº 03: Contaminantes del aire

Contaminante s CO SOx NOx Hidrocarburos no saturados y aromáticos Partículas

Efecto en la salud

Principales fuentes Combustibles fósiles.

Daños a los sistemas nervioso central y cardiovascular. Cardiovasculares y Combustibles respiratorios fósiles Conteniendo azufre Tracto respiratorio alto y Combustión a alta bajo temperatura de combustibles fósiles Algunos poseen Uso de petróleo, propiedades carbón y gas cancerígenas, natural. terratogénicas y mutagénicas. Afecciones en sistemas Actividades respiratorio, nervioso industriales de central, renal, transporte, gastrointestinal. combustión y causas naturales.

2.2.3 Razones principales para ventilación Cuatro razones principales para la ventilación - Oxígeno para la respiración. - Diluye y remueve el polvo. - Diluye y remueve gases nocivos. - Reduce temperaturas. Además la ventilación provee - Un ambiente laboral seguro y confortable: Objetivos de la ventilación minera •

Proporcionar a la mina un flujo de aire en cantidad y calidad suficiente para diluir contaminantes, a límites seguros en todos los lugares donde el personal está en trabajo.

12

•

Cumplir con el R.S.H.M. en lo referente a ventilación y salud ambiental.

2.2.3.1 Principios de ventilación principal Para que exista ventilación debe haber: - Dos puntos de diferente presión ( >P a

Tº a < Tº ). 2.2.4 Tipos de ventilación Se pueden clasificar en dos grandes grupos: A. Ventilación natural B. Ventilación mecánica 2.2.4.1 Ventilación auxiliar a. Ventilación natural Es el flujo natural de aire fresco al interior de una labor sin necesidad de equipos de ventilación. En una galería horizontal o en labores de desarrollo en un plano horizontal no se produce movimiento de aire. En minas profundas, la dirección y el movimiento del flujo de aire, se produce debido a las siguientes causas: diferencias de presiones, entre la entrada y salida.

Diferencia

de

temperaturas

durante

las

estaciones. A.1 El caudal de aire Es la cantidad de aire que ingresa a la mina y que sirve para ventilar labores, cuya condición debe ser que el aire fluya de un modo constante y sin interrupciones.

13

El movimiento de aire se produce cuando existe una alteración del equilibrio: diferencia de presiones entre la entrada y salida de un ducto, por causas naturales (gradiente térmica) o inducida por medios mecánicos. B. Ventilación mecánica Es la ventilación auxiliar o secundaria y son aquellos sistemas que, haciendo uso de ductos y ventiladores auxiliares, ventilan áreas restringidas de las minas subterráneas, empleando para ello los circuitos de alimentación de aire fresco y de evacuación del aire viciado que le proporcione el sistema de ventilación general. C. Objetivo de la ventilación auxiliar El objetivo de la ventilación auxiliar es mantener las galerías en desarrollo, con un ambiente adecuado para el buen desempaño de hombres y maquinarias, esto es con un nivel de contaminación ambiental bajo las concentraciones máximas permitidas, y con una alimentación de aire fresco suficiente para cubrir los requerimientos de las maquinarias utilizadas en el desarrollo y preparación de nuevas labores. 2.2.5 Clasificación de los ventiladores Se clasifican en: •

Ventiladores centrífugos

•

Ventiladores axiales

14

2.2.5.1 Ventiladores centrífugos En estos ventiladores, el aire entra por el canal de aspiración que se encuentra a lo largo de su eje, cogido por la rotación de una rueda con alabes. Ofrece la más alta presión estática y un flujo mediano. Su eficiencia varía entre 60% y 80%, pueden trabajar a altas velocidades. Son ventiladores que pueden considerarse “quietos” si se observa su cueva característica, produce menos ruido que las axiales, son rígidos, son más serviciales pero mucho más costosos. 2.2.5.2 Ventiladores axiales En este tipo de ventiladores, el aire ingresa a lo largo del eje del rotor y luego de pasar a través de las aletas del impulsor o hélice es descargado en dirección axial. También se les llama ventiladores de hélice. Ofrece el más alto flujo de aire, su eficiencia esta entre 70 y 80% y son capaces de trabajar a las velocidades más altas,

presentan

una

gama

fuerte

de

inflexión

e

inestabilidad, producen los niveles más altos de ruidos, son más versátiles y son más baratos. 2.2.6 Circuitos básicos de ventilación en minas 2.2.6.1 Circuitos en serie Se caracteriza porque la corriente de aire se mueve sin ramificación, por lo que el caudal permanece constante, en este caso todas las galerías se conectan extremo a extremo.

15

Figura Nº 01: Circuito de ventilación en serie

Propiedades: a. El caudal que pasa por cada labor es el mismo Qt = Q1 = Q2 = .........= Qn b. La caída de presión total es igual a la suma de caídas de presiones parciales: Ht = H1 + H2 + .....+ Hn Luego, como H = R*Q2 Ht = R1 * Q12+ R2*Q22+ ............+ Rn * Qn2 Rt * Qt2= R1 * Q12+ R2 * Q22+ .......+ Rn * Qn2 Como Qt = Q1 = Q2 = .........= Qn quedará: RT = R1 +R2 +R3 +…….. Rn 2.2.6.2 Circuitos de ventilación en paralelo En la unión en paralelo, las labores se ramifican en un punto, en dos o varios circuitos que se unen en otro punto:

16

Figura Nº 02: Circuito de ventilación en paralelo

Características: a. La característica básica de las uniones en paralelo, es que las caídas de presión de los ramales que la componen son iguales, independientemente del, largo, resistencia y cantidad de aire. H1 = H2 = H3 =....=Hn b. El caudal total del sistema de galerías en paralelo, es igual a la suma de los caudales parciales. Qt = Q1 + Q2 + Q3 + .....+ Qn c. La raíz cuadrada del valor recíproco de la resistencia aerodinámica del circuito, es igual a la suma de las raíces cuadradas de los valores recíprocos de las resistencias aerodinámicas parciales. 1 /√ R = 1 / √ R1 + 1 / √ R2 +..............+ 1 / √ Rn

17

2.2.7 Cantidad de aire necesario 2.2.7.1 De acuerdo al número de personas Se emplea la siguiente ecuación, para calcular la cantidad necesaria de aire Q1 = q x n Q1 = Cantidad de aire necesario para el personal (m³/min) q = Cantidad de aire mínimo por persona (m³/min) (R.S.H.M) n = Número de personas presentes en la mina por guardia. Necesidades de aire de acuerdo a diferentes altitudes Es necesario basarnos en la norma que exige los mínimos necesarios de aire para el personal en mina, según la altitud a la que se encuentra, como se muestra a continuación.

2.2.7.2 De acuerdo a la cantidad de equipos diesel que ingresan a la mina Se emplea la siguiente ecuación, para calcular la cantidad necesaria de aire, cuando se emplean equipos diesel.

18

Q2 = K x N Q2 = Cantidad de aire para uso de equipos Diesel. (m³/min.) K = 3.0 (m³/min) Cantidad de aire necesario por cada HP N = Número de HP de los equipos autorizados y que trabajan en la mina. 2.2.7.3 De acuerdo al consumo de explosivos Se emplea la siguiente ecuación, para calcular la cantidad necesaria de aire, cuando se emplean explosivos de dinamita y anfo. Q3 = V . n . A Q3 = Cantidad de aire para diluir contaminantes por explosivos (m³/min) V = Velocidad del aire 20 m/min. (dinamita) 25 m/min (AnFo) n = Número de niveles de la mina en trabajo A = Área promedio de la sección de las labores niveles en trabajo (m²) 2.3

NECESIDAD DE VENTILACIÓN La ventilación en una mina subterránea es el proceso mediante el cual se hace circular por el interior de la misma el aire necesario para asegurar una atmósfera respirable y segura para el desarrollo de los trabajos.

19

La ventilación se realiza estableciendo un circuito para la circulación del aire a través de todas las labores. Para ello es indispensable que la mina tenga dos labores de acceso independientes: dos pozos, dos socavones, un pozo y un socavón, etc. En las labores que sólo tienen un acceso (por ejemplo, una galería en avance) es necesario ventilar con ayuda de una tubería. La tubería se coloca entre la entrada a la labor y el final de la labor. Esta ventilación se conoce como secundaria, en oposición a la que recorre toda la mina que se conoce como principal. Es necesario establecer una circulación de aire dentro de una mina subterránea por las siguientes razones: •

Es necesario asegurar un contenido mínimo de oxígeno en la atmósfera de la mina para permitir la respiración de las personas que trabajan en su interior.

•

En el interior se desprenden diferentes tipos de gases, según el mineral a explotar y la maquinaria utilizada. Estos gases pueden ser tóxicos, asfixiantes y/o explosivos, por lo que es necesario diluirlos por debajo de los límites legales establecidos en cada país.

•

A medida que aumenta la profundidad de la mina la temperatura aumenta. El gradiente geotérmico medio es de 1º cada 33 m. Adicionalmente, los equipos y máquinas presentes en el interior contribuyen a elevar la temperatura del aire. En este caso la ventilación es necesaria para la climatización de la mina. Ver tabla adjunta.

20

Tabla Nº 04: Factores que contribuyen a riesgos y métodos de control

Figura Nº 03: El comportamiento del organismo con la altura

21

2.3.1 Ventiladores Los ventiladores son los responsables del movimiento del aire, tanto en la ventilación principal como en la secundaria. Generalmente los ventiladores principales se colocan en el exterior de la mina, en la superficie. Los tipos de ventiladores utilizados son: •

Axiales o de hélice

•

Radiales o centrífugos

2.3.2 Tipos de ventilación La ventilación de una mina puede ser soplante o aspirante (ver figura). En la soplante el ventilador impulsa el aire al interior de la mina o de la tubería. En el caso de aspirante el ventilador succiona el aire del interior de la mina (o la tubería) y lo expulsa al exterior. En Europa el más habitual es que la ventilación principal sea aspirante. El aire limpio entra por una (o varias) de las entradas de la mina y el aire viciado tras recorrer la mina es aspirado por el ventilador principal.

22

Figura Nº 04: Esquema de ventilación aspirante en una mina subterránea

2.4

ATMÓSFERA DE LA MINA SUBTERRÁNEA El aire es una mezcla gaseosa, existiendo como un vapor que constituye la atmósfera natural a la superficie de la tierra. Cuando el aire ingresa a la mina, su composición cambiará dependiendo de las rutas

que

recorre: En minería subterránea, el aspecto más crítico del ambiente es el control del "aire" en el lugar de trabajo. Tabla Nº 05: Composición del aire

Fuente: http://www.youtube.com/watch?v=hAth1N4dMoU&feature=related Tabla Nº 06: Volumen de respiración y consumo de oxigeno del hombre

23

Figura Nº 05: Presión atmosférica

2.4.1 Densidad (o peso especifico, w)

24

2.4.2 Estimación

del

caudal

necesario

para

remover

los

contaminantes del aire (Qo) Esta estimación es la parte más empírica en el diseño de un sistema de ventilación Para determinar Qo es necesario saber: Caudal de contaminantes emitidos (q) Concentraciones máximas permisibles (TLV) (TLV = Threshold Limit Value Requerimientos de aire fresco (De acuerdo a MSHA de EE.UU.) Parte 57.22213: Para minas metálicas Caudal mínimo por frente de trabajo: 6000 CFM Velocidad mínima en último recorte: 40 FPM Parte 75.22213: Para minas de carbón Caudal mínimo en el último recorte: 9000 CFM Velocidad mínima en el frente de trabajo: 60 FPM Recomendación: mantener velocidades > 150 FPM Una vez conocido el caudal de emisión de los contaminantes, el volumen del aire puede ser calculado utilizado la ecuación de dilución. Qo = Caudal de aire B = Concentración q = Caudal de emisión gas TLV = Límite permisible

25

Qo =

q TLV − B

El problema es como determinar el caudal de emisión de los contaminantes (g). Ejemplo 1: La oxidación de sulfuros en un tope libera 7 x 10 -5 m³/s de SO2. Si el límite permisible del gas es de 5 ppm, cual es el caudal requerido? Solución: Qo =

q C −B

Este es parte del volumen total de aire circulado por el sistema de ventilación. Tabla Nº 07: Límites permisibles (TWA-TLV)

(para ser usados como referencias solamente)

2.4.3 Contaminantes del Aire Gases en estratos mineralizados CH4 y CO2 en mantos de carbón, dolomitas, etc. Radón en yacimientos de uranio

26

Productos de diesel (Gases y DPM) Gases y partículas sólidas Productos de voladura: incluyendo CO, y NOx Polvo grueso y respirable Calor y temperaturas extremas. 2.4.4 Gases de la mina Los gases son generados durante voladura, Son también producidos por equipos a diesel: Gases comunes: CH 4, CO2, CO, NOx, SO2 Gas Natural, CH4 Es producido por descomposición de material orgánico. Es explosivo entre 5 – 15 %. Es más liviano que el aire (ρ = 0.65 kg/m3).

27

CAPÍTULO III MATERIAL DE ESTUDIO 3.1

UBICACIÓN Y ACCESIBILIDAD La Unidad Minera Catalina Huanca se ubica en las estribaciones orientales de la Cordillera Occidental de los Andes del Centro del Perú. Políticamente pertenece al Distrito de Canaria, Provincia de Fajardo, Departamento de Ayacucho, a una altitud de 3,400 m.s.n.m. (Ver plano N° 01). Sus coordenadas U.T.M. son: •

Longitud: 615,200 E * Latitud: 8’454,200 N

Es accesible por dos rutas: •

Lima – Nazca – Pampa Galeras – Mina 715 Km. 11 hrs.

•

Lima – Pisco – Ayacucho – Cangallo – Mina 1022 Km. 14 hrs.

28

Figura Nº 06: Ubicación de mina Catalina Huanca

29

3.2

CLIMA Y VEGETACIÓN El clima es seco y frio. Con dos estaciones marcadas, invierno entre Diciembre y Marzo con fuertes precipitaciones de lluvias y verano de Abril a Noviembre, con intenso sol, cielo azul de día y frígido por las noches descendiendo fuertemente la temperatura. En las partes altas la vegetación se limita al ichu y a los 3,500 m.s.n.m. existen sembríos de trigo, cebada, maíz, habas, etc.

3.3

FISIOGRAFÍA El área del proyecto está conformada por terrenos montañosos de moderada a fuerte pendiente. Las labores mineras se encuentran en la Qda. Saccllani, entre los 3100 y 3600 msnm., mientras que los relaves se ubican en la cabecera del río Mishca, entre los 3200 y 3250 msnm. La Unidad Catalina Huanca se encuentra emplazada en la Unidad Geomorfológica

denominada

“Valle

Angosto”,

caracterizado

por

presentar flancos con fuerte declive (35º hasta 60º en promedio) con un perfil transversal en forma de V, labrados en rocas sedimentarias de las formaciones: Chunumayo (Jm-ch), Huacaña (Jm-hu) y Paire (Jms-p) cubiertos parcialmente por depósitos cuaternarios de origen coluvial y fluvio /aluvial.

Figura Nº 07: Fisiografía de Catalina Huanca

30

3.4

RECURSOS NATURALES El yacimiento mineral constituye el principal recurso, es así que en el área correspondiente a la Mina Catalina Huanca, podemos encontrar minerales que contienen Plomo, Zinc, Cobre y otros, que es objeto de la exploración.

3.5

RECURSOS HUMANOS La fuerza laboral es uno de los aspectos más importantes de la actividad minera, por lo que la empresa realiza una selección rigurosa y mantiene una constante preocupación por el perfeccionamiento y capacitación de todo su personal. Los cuales se muestra en la tabla adjunto. Tabla Nº 08: Personal de empleados y obreros

EMPLEADOS OBREROS

COMPAÑÍA EMPRESAS CONTRATISTAS TOTAL 3.6

TOTAL

180

405

585

270

393

663

450

798

1248

ORGANIGRAMA DE LA EMPRESA En la siguiente figura se presenta el organigrama de la minera Catalina Huanca.

31

GERENCIA GENERAL

Gerencia de Operaciones Secretaria General

Gerencia de Seguridad y Medio ambiente

Superintendencia Planeamiento y Costos Jefe de Planeamien to Jefe de Geología

Superintendenci a Mina Jefe de Sección

Jefe de Guardia

Jefe de Depto. De Geomecánica

Superintendencia Geología

Jefe de Geología de exploracio Jefe de sobrestant e de muestreo

Superintendencia Planta

Jefe de Laboratorio Metalúrgico Jefe de Guardia

Jefe de Productivid ad

Superintendencia De proyectos e infraestructura

Jefe de Manejo de relaves Jefe de Proyectos de inversión

Superintendenc ia De Mantenimiento Jefe de Mantto. Eléctrico Jefe de Mantto. Mina

Superintendencia Adm. Y RR.HH

Jefe de RR.HH y Administraci Jefe de logística mina Contabilidad

Jefe de Mantto. Planta Relaciones comunitarias

Figura Nº 08: Organigrama de Catalina Huanca

32

3.7

GEOLOGÍA 3.7.1 Geología regional La secuencia litológica que aflora en la región está compuesta por rocas de origen sedimentario cuyo período de formación se extiende desde el Permiano Superior (Paleozoico), rocas del Triásico y Jurásico Inferior

del Mesozoico representado por los

Grupos Mitu (Ps-m) y Pucará (Tr-Jr) hasta el Cuaternario. Estas unidades rocosas se encuentran conformando una franja con dirección NO-SE. El relieve de la zona está caracterizado por presentar vertientes muy pronunciadas y valles interandinos con ríos de la cuenca del río Cangallo-Pampas afluentes del río Apurímac. El río Pampas presenta un recorrido de Oeste a Este. La Formación Socosani del grupo Chunumayo forma un contacto discordante con el Grupo Pucará y también con la Formación Labra y ésta última se encuentra en concordancia con la Formación Gramadal. Se observa afloramientos de facies graníticas (PS-q/gr) hacia el Este del área del emplazamiento minero y en el área del emplazamiento mismo rocas intrusivas de tipo diorítico, la Diorita Ccasccabamba (Nm-ca/di) y cuarzo monzonita (Tms-qm). Ver figura de geología regional. 3.7.1.1 Estratigrafía El Yacimiento Catalina Huanca se ubica en las faldas de los cerros Hatun Orcco (4,000 msnm)

y Monteruyocc,

donde destaca la quebrada Sacllani de rumbo S60°E, principal colector del drenaje superficial que llega hasta el río Mishca, a través del cual se observa la columna estratigráfica representativa de la mina.

33

Nm - di

Ki - ma

Kis - fe

N

8' 46 8

E

8' 46 4

61 2

8' 46 MARIA DEL CARMEN 0 Nº 1 N 35º

NpQp - ba

E

Ccanccahua Cº Jatun Seca

N

60 8

8' 45 6

N

San Pedro de Huaya

N

E

Chinchinga

C

61 6

NpQp - ba

58º

Q

ih

ish ca

E 60 8

E LO CAN

62 4

45º

SO

ND

D ON

O

N

ta hon

RIO

C Rio

qui

REDUCIDO APONGO

Qda. Cruz Huayco

Qda. Chinche

15º

30º

Cº Illalloc

8' 46 0

i

CERRO APONGO

Cº Yana Orjo Jurapampa

Cayhua Ajolla

l an

Jm - ch

Qh - al

ca ish

N

APONGO

M

8' 44 8

iatar Q d a. C h u g

sr

Rio

i-

Saccllani Jm Js s-s pa a

Cº Santa Elena

spa

Pi - gr Pi - gr

Uyuccasa a

Cº Chuyo

Jm

a

Huanca Pampa

ccl

Js K

N

50º

a a. S

Jms- pa

-m

ac

Qd

8' 44 4

Ki

40º

MINA CATALINA HUANCA

E

40º

mi

61 2

Js -

da .T

Ps - m

M

Cº Yauriña

85º

PLANTA

Raccaya

RI O

E 60 8

sr

N

TACA Q

Rio

i-

8' 46 4

CANARIA

Pillu Pillu

TrJi - p 65º

40º

60º

Qh - al

ua

JsKi - sr

40º

40º

E

E 60 4

h

ni

C

30º

ocha

ua

40º

a.

C ch

Pucasora

Cº Huara Huara Js K

Q d a. T e j a y h u a s i

h

a

hi

hac

Cº Chuchaucruz

C

26º

Jm - ch

Cº Hu ac ra ch uc o

75º

a.

N 46º

65º

d

Pac

8' 45 2

Js - sa Ki - ma

Q d a.

60º Q

la

62 0

cute Q d a. A n a

Cº Yanaorjo N Aualaya Pampa

Qd

Jms - pa

ure Ra ja Rio

o huc rac

8' 44 8

ccl

40º

60º

Js Ki - sr

To d a.

35º

20º

ac Hu Cº

Tm - c

Jm - hu

Cº Condorillo

N

Kis-fe

25º

Qr - fg

Jms - pa

8' 46 8

Tiquihua

Jm - hu

Huaytara

Kis - fe

Kis - fe

35º

Cº Corral Pampa Ta lav er a

Laguna Chanhalucnayoc Chalhuamayo

Huishja

40º

JsKi - sr Anoccara Pampa

Puquio Huayjo

Ki - ma

Kis - fe

NMachay Punco

60 0

E

Vedo Pampa

30º

Jm - ch

60 4

8' 45 6

GAL

E

Pallcco

cc oll pa

N

Llihua

NpQp - ba

- fg

Q d a. D o n J u a n

Lag. Chihuancocha

Tepoccollpa Lanti Pampa Cº T epo

º Ca ngra ra

Qr Jaja Toma

8' 45 2

Seca Pata

Kis - fe

Pampa Uracancha

Ps - m Cº Pepino Chayoc

D

Rio

Jm - ch

U

Ay

hu a

ja

8'4 40

Cº Muyo Muyo

8' 44 4

N

Milpo

Rio L

ASQUIPATA

as ucan

8' 45 6

Pi - gr

40º

N

D

Puma Pucro

Qp - ba 8º

U

Cruz Huasi

Qp - ba

Cº Hincochayoc

Morocolla

8' 44 8

20º

Geol.: INGEMMET Top. : I.G.N. Dib. : Ing. D. López. Rev. : Ing. Alfredo Enriquez.

N

8' 44 4

N

E

TrJi - p

Ps - m

Qp - ba

CATALINA HUANCA SOCIEDAD MINERA S.A.C. Departamento de Geologia & Exploraciones

MAPA GEOLOGICO REGIONAL

Figura Nº 09: Geología Regional Catalina Huanca

34

N

NpQp - ba

Gpo. Barroso

Kis - fe

Fm. Ferrobamba

JsKi - sr

Fm. Soraya

Jms - pa

Fm. Paire

Km - hu

Fm. Huacaña

Js - sa

Mbro. Sayhua

Js - mi

Mbro. Minaschayoc

Jm - ch

Fm. Chunumayo

TrJi - p

Gpo. Pucará

Ps - m

Gpo. Mitu

Ki-ma

Fm. Mara

Nm - di Pi - gr

Diorita Granito Querobamba

Mina Catalina Huanca

62 4

E

8'4 40

62 0

61 6

E

TINTAY 10º

N

LEYENDA

Ps - m

Uchuy

8' 45 2

QUEROBAMBA

Jajalla

Cº Morjolla Orjo

Mogalla

Rio Hu an

carina

61 2

E

61 6

E

Cº Condorina

E

TrJi - p

62 8

Pumpana

Granja

Esc.

: 1/100,000

Fecha. : Setiembre, 2011 Plano : 02

N

LO BO

COLUMNA

SIM

GROSOR APROX EN M.

SERIE

UNIDAD

DESCRIPCION LITOLOGICA

HOLOCENO

DEP. ALUVIAL Qh - al Qh - co

DEP. COLUVIAL

PLEISTOCENO

CUATERNARIO

DEP. FLUVIOGLACIAR

Qh - fg

DEP. MORRENICO

Qp - m

Bloques, gravas, arenas y limos no consolidados Bloques, gravas, arenas y limos ligeramente consolidados Disc. Erosional

INFERIOR

TRIASICO

MESOZOICO

CENOZOICO

ERATEMA

SISTEMA

COLUMNA ESTRATIGRAFICA GENERALIZADA LOCAL DE LA UNIDAD MINERA CATALINA HUANCA

TrJi - p

GPO. PUCARÁ

Calizas gris oscuras en bancos gruesos, intercaladas con porciones subordinadas de areniscas, yeso y lutitas oscuras en capas delgadas.

>750

SUPERIOR

PERMIANO

PALEOZOICO

Disc. Angular

Conglomerados, areniscas rojizas estratificadas en bancos de grosor medio, intercalados con lutitas rojas en bancos delgados, brechas y derrames lavicos andesiticos GPO. MITU

Ps - m

>800

ER IO R

ME DI O

GPO. EXCELSIOR

IN F

DEVONIANO

Disc. Erosional

Esquistos areniscosos gris verdosos a pardo rojizos,arenas limoliticas finamente laminadas y cuarcitas D-e grises estratificadas en bancos de 20 a 50 cm. intruido por granito Querobamba.

Geologia

:

INGEMMET

CATALINA HUANCA SOCIEDAD MINERA S.A.C.

Diseño

:

INGEMMET

DEPARTAMENTO DE GEOLOGIA E INGENIERIA

Dibujo Cad :

Ing. David López.

Revisión

Ing. Alfredo Enrriquez

:

COLUMNA ESTRATIGRAFICA

FECHA

:

Enero 2012

Lám. Nº.

:

03

Figura Nº 10: Columa estratigráfica generalizada local de la unidad mnera Catalina Huanca

3.7.1.2 Rocas ígneas Tenemos la presencia de un stock subvolcánico riolítico que aflora en el cerro Monteruyocc en las inmediaciones del contacto caliza-conglomerado. A este subvolcánico se le puede atribuir haber sido el portador de las soluciones mineralizantes y los efectos de la alteración hidrotermal de las cajas. En el Metalotecto Pucará constituida por

35

calizas,

se

encuentran

intercalaciones

de

diques

riodacíticos y de andesita porfirítica propilitizada. El contacto caliza-subvolcanico presenta un rumbo N24°E y 29°NW de buzamiento y el contacto intrusivoconglomerado tiene un rumbo N35°E y buzamiento 73°NW. 3.7.2 Geología local Las principales unidades lito-estratigráficas que afloran en el área de la Unidad Minera están representados por el Grupo Chunumayo (Jm – ch) y las Formaciones Huacaña (Jm – hu) y Paire ((Jms – pa) del Grupo Yura; estas unidades se encuentran parcialmente cubiertos por depósitos de origen coluvial y aluvial. Se describe en seguida las unidades litológicas. 3.7.2.1 Formación Chunumayo (Jm – ch) Esta unidad tiene amplio desarrollo en el área de la Unidad

Minera.

Está

constituido

por

calizas

criptocristalinas en estratos de 0,40 hasta 1,00m de espesor, con intercalaciones delgadas de margas y calizas arcillosas. Las capas de calizas tienden a dividirse en lajas. Regionalmente las capas de esta unidad están conformando los flancos de una estructura anticlinal de orientación general NO-SE. 3.7.2.2 Formación Huacaña (Jm – hu) Esta unidad aflora en la parte alta de la cuenca de la quebrada Rajaure. Litológicamente está constituida en su base

por

una

secuencia

lutácea

con

algunas

intercalaciones delgadas de areniscas cuarzosas y calcáreas, gradando hacia arriba a una secuencia

36

constituida por areniscas calcáreas, margas y lutitas calcáreas. Hacia la parte alta predominan areniscas cuarcíticas dentro de las que se intercalan niveles delgados subordinados de lutitas y areniscas calcáreas. 3.7.2.3 Formación Paire (Jms – pa) Esta unidad lito-estratigráfica, aflora en la línea de cumbres del cerro Talavera, que a su vez constituye un sector de la divisoria de cuenca de la quebrada Rajaure. Litológicamente esta formación está representada por una secuencia calcárea constituida por calizas arenáceas en sus niveles inferiores y calizas arcillosas, con algunos horizontes de margas en su parte superior. 3.7.2.4 Depósitos Cuaternarios En el área de estudio se han desarrollado depósitos clásticos, en eventos ocurridos entre el Pleistoceno y Holoceno a los que se identifican como depósitos morrrénicos, coluviales y aluviales. 3.7.2.5 Depósitos Morrénicos Estos depósitos se encuentran en la parte alta de la cuenca de la quebrada Rajaure, a partir de los 4,000 msnm

aproximadamente.

Está

constituida

por

acumulaciones de arcillas y arenas aglutinando clastos heterométricos. 3.7.2.6 Depósitos Coluviales Se encuentran depositados en las laderas de la quebrada Rajaure. Están compuestos por arenas, gravas, cantos y bloques angulosos a sub-angulosos aglutinados en una matriz arenosa, limosa o limoarcilloso.

37

3.7.2.7 Depósitos Aluviales Constituyen los depósitos transportados por la corriente del río Rajaure y quebradas laterales, ocupando el fondo ó lecho del valle. Litológicamente están compuestos por gravas arenosas, gravas limo-arenosas con cantos y bloques de bordes sub-redondeados a redondeados. 3.7.3 Geología económica El tipo de yacimiento es hidrotermal (mesotermal) de relleno fisural (Vetas, Stock Work) y de reemplazamiento (Cuerpos y Cuerpos Manteados). La presencia de la falla Principal y N 55° E y buzamiento de 83° SE, controla el sistema de vetas, las mismas que conforman un gran cimoide, en cuyo extremo NE se juntan en una sola y en el extremo SW todas las vetas se abren en cimoides y colas de caballo, hasta las inmediaciones del contacto con las calizas Pucará; este contacto erosional y angular (zonas puntuales) con rumbo de N 10° Este y buzamiento de 30° NW, este contacto comprende el Corredor Estructural con la falla inversa Oeste con el mismo rumbo y buzamiento sobre las calizas Pucará, en las cuales

se

observan

evidencias

de

mineralización

de

reemplazamiento en calizas de gran Potencial en Recursos Minerales (Sistema Amandas) parcialmente explorado. En el contacto entre el intrusivo cuarzo monzonítico con las calizas Pucara se desarrollan fallas de mediana magnitud las cuales sirven como conducto para la mineralización Tipo stock work con intenso vetilleo.

38

3.7.3.1 Características del yacimiento Se ha definido 3 tipos de mineralización, así mismo se trata

de

hidrotermal

un

yacimiento de

Epigenético

con

reemplazamiento,

proceso

polimetálico,

presentando en su modelo geológico 4 tipos de mineralización, de los cuales solo trataremos 3 donde se centra nuestras operaciones mineras. 3.7.3.2 Estructuras mineralizadas En la mina se reconocieron vetas, cuerpos manteados y tipo stock work. Entre las estructuras mineralizadas más importantes debemos destacar las siguientes: A. Veta principal Es la mayor de las estructuras vetiformes, la más uniforme y continua, con anchos que varían entre 0,30 a 5,.00m. Controlada por una falla de rumbo del tipo de cizalla. Es una veta de Pb y Zn. Presenta un relleno mineralizado del tipo rosario en una longitud de 600 m., con un plunge económico de 30° de Noreste a Suroeste y de Niveles Superiores a Inferiores. Presenta un rumbo N55°E y buzamiento 83°SE. Mineralógicamente consiste en galena,

esfalerita y

fluorita teniendo como cajas los conglomerados, y mayor proporción de esfalerita, moderada galena y escasa calcopirita y fluorita teniendo como cajas en tramos la monzonita y/o conglomerados. En los niveles superiores tenemos concentraciones de galena argentífera y blenda rubia; en cambio en los

39

niveles inferiores es notable la presencia de marmatita y calcopirita con contenidos auríferos. B. Veta Vilma Esta veta no aflora y es un ramal de la veta principal cuya intersección se ubica en la cota 3,397, su rumbo es de N75°W y buzamiento 72°NW. Reconocida en 600m, controlada por el sobreescurrimiento Este en contacto con las calizas al SW. Es una estructura también en cizalla, con potencias desde 0,10 a 2,20 m. con mayores distribuciones de galena sobre la esfalerita, además de fluorita, calcopirita y hematita entre otros. Longitudinalmente presenta

fuerte

ramaleo

del

tipo

cimoide,

de

significativa importancia económica. C. Veta Piedad Es

un

ramal

importante

de

la

veta

Principal,

reconocida en una longitud de 680m (Nv-3090) de rumbo N45°E y buzamiento 75°SE, con anchos mineralizados desde delgadas capas de panizo hasta 3.50; mineralógicamente consiste en galena, blenda, fluorita, pirita, etc. Mayormente se emplaza en el intrusivo y se le ha reconocido hasta en 4 niveles. D. Veta Luz Estructura reconocida en un tramo de 110 m. el Nv3050 (Gal-281) está ubicada al piso de Amanda 5 y se comporta como un alimentador de esta, tiene rumbo promedio N85°E y buzamiento 84° al SE, con potencia promedio de 2,00 m. y los minerales principales que

40

contiene son la esfalerita y galena. En su proyección hacia abajo se aprecia un angostamiento; pero, se la debe explorar en los niveles inferiores. E. Veta Rocio Estructura reconocida en dos niveles y en un tramo de 200 m, ramal que se desprende de Piedad y está emplazada en el conglomerado Mitu. De rumbo N77°E y buzamiento 85°NW con mayores contenidos de zinc sobre el plomo. Es una veta angosta desde escasos centímetros

hasta

0,90

m.

se

acompañan

diseminaciones y mineralizaciones en concreciones. F. Veta Lucero En el lado Este, la veta Lucero es un ramal importante de

la

veta

Principal,

su

mejor

exposición

geoeconómica se evidencia en el nivel 3050 y 3090, con más de 300m de longitud, con un rumbo N88°E, S80°W buzamiento sinuoso sub vertical de 83°-85° SE a vertical, consiste en abundantes concentraciones de galena, esfalerita, calcopirita, pirita, hematita, etc. Son comunes los ramaleos y sigmoides, con los cuales forman cuerpos de hasta 5 m. se emplaza en las calizas Pucará y en el conglomerado Mitu, con potencias de 0.40 a 1.60 m. Es evidente la existencia de un plunge hacia el SW en Lucero, mineralizando mucho más intensamente hacia el SW del yacimiento que el resto de las vetas.

41

G. Veta Esperanza Mayormente emplazada en el intrusivo, con potencias de 0.10 a 1.00 m. estructura delgada con mejores distribuciones de zinc sobre el plomo, de rumbo N46°E y buzamiento 82°SE. También es un cimoide de Principal hacia el SE y reconocida en 4 niveles. H. Veta Elisa Es un ramal localizado al NW de la Veta Principal en el nivel 500, de rumbo N70°W y 73°NE de buzamiento, con una potencia de 0.35 m con abundante galena, esfalerita y fluorita bandeadas. Reconocida en un tramo de 18.00 m en la galería 340. I. Veta Rajo Esta veta se ha trabajado intensamente en la época de los

españoles,

por

su

buena

mineralización

argentífera. Se le localiza hacia el extremo NE del Yacimiento denominado Chumbilla. Tiene un rumbo N35°E y buzamiento 83°SE, en un tramo de 200 m se le

viene

explorando

a

partir

del

Nivel

3480

(Huayrachina). 3.7.3.3 Tipo Stock Work Keyko Es la estructura que sigue en importancia. Keyko es una estructura

brechoide

irregular,

de

reemplazamiento

constituido por un enrejado de vetilleo con diferentes direcciones que atraviesan el Stock Subvolcánico riolítico de rumbo promedio N24°E y buzamiento 30°NE; presenta anchos mineralizados desde 0.20 a 12.00 m. consistente en galena, esfalerita y minerales de plata (Platas rojas)

42

gangas

pirita

diseminada

y

en

venillas,

hematita,

rodocrosita. Estructuralmente correlaciona con la veta Principal en profundidad, y representa su ramificación al Suroeste y en altura. A. Cuerpo Nancy Nancy es un cuerpo de reemplazamiento desarrollado en conglomerados polimicticos calcáreos y silicios del Mitu y en Calizas del Pucará (Nv-3090) denominados Chumbilla-Nancy cuya mineralogía consiste en galenaesfalerita-calcopirita,

como

gangas

pirita-calcita-

fluorita-rodocrosita y ojos de especuladita-hematina y alteración propilítica “retrógrada” de débil a moderada. Se ubican cerca y en contacto con las calizas Pucará y su mineralización está relacionada a Fallas veta Principal, Lucero, etc. Las cuales han servido como alimentadores, su rumbo predominante es de NS a N15°W y buzamiento de 23°-35° al W-SW. En superficie, los afloramientos presentan abundante psilomelano y limonitas. Reconocido en interior mina y afloramientos

en

más

de

550

m

con

anchos

mineralizados hasta de 46 metros. En los niveles superiores al nivel 3446, los conglomerados calcáreos reemplazados presentan una débil alteración propilítica. Este cuerpo reconocido con laboreo minero en el Niv3140 y 3090, correlaciona espacialmente con los llamados mantos Chumbilla en los niveles 3446 y 3470, los

cuales

se

ubican

en

forma

irregular

en

conglomerados calcáreos del Mitu, manteniendo el

43

rumbo

y

buzamiento

aparente

de

dichos

conglomerados N10°E y 25°NW respectivamente, las facies más favorables son los conglomerados calcáreos teniendo como conductos alimentadores las vetas falla Principal y Lucero, las cuales cruzan estas secuencias conglomerádicas.

La

mineralización

consiste

principalmente en esfalerita y Galena y minerales de ganga: pirita. La alteración que presenta es la de cloritización con tendencia de débil a fuerte hacia los niveles inferiores (3250, 3160, 3133 y 3090). B. Cuerpo Doña Maria Emplazado en el conglomerado Mitu emplaza en un paquete de arenisca con granos de cuarzo y cierta matriz calcárea-volcánica y hacia la cota 2900, con 05 taladros

realizados

desde

el

nivel

3090.

La

mineralización se emplaza sub horizontalmente y hacia el piso de Amanda 5. (Según el Dr. Murray Hitzman), la mineralización se presenta

reemplazando

clastos

calcáreos

una

mineralogía con algunas facies de anfíboles y de piroxenos con feldespatos, hematita retrograda que nos pueden indicar la presencia de un Skarn. C. Cuerpo Lucero Oeste.- Ubicado al Oeste de la veta Lucero, cerca al crucero 185, quizá producto de la veta Lucero y ramales que vienen del Este hacia el Oeste, está emplazado en conglomerado reemplazando los clastos con presencia de esfalerita, marmatita, en forma de parches y de veta (alimentador) que ha

44

permitido un reemplazamiento de la matriz, la cual es de composición arenácea calcárea, con presencia de minerales skarnizados. Aún nos falta reconocer la forma de su emplazamiento y su mineralogía. D. Cuerpos Manteados Amandas Los cuerpos Manteados Amandas son estructuras mineralizadas

por

reemplazamiento

asociadas

a

entrampamientos estructurales por fallas y diques y diques

sills

de

composición

riodacítica-riolítica,

ubicadas dentro de las calizas del metalotecto Pucará dispuestos en forma de mantos sobre horizontes favorables (a Dic.2009 se han definido los horizontes mineralizados Amanda, Amanda 1, 2, 3, 5 y 6). Se estima que se extienden aproximadamente 1600m, entre la falla Oeste con rumbo N20°E y buzamiento al de 35° a 40°NW, y hacia el Este en contacto erosional con el grupo Mitu y parte con el intrusivo de composición denominada

riolítica

en

Monteruyocc

la

zona

formando

Geográfico en

corredor

estructural mineralizado de aproximadamente 400 metros de potencia con gran potencial económico. En superficie se observan afloramientos de óxidos de Manganeso (psilomelano) de norte a sur desde la zona geográfica

denominada

Chumbilla-Monteruyocc-

Sayhuacucho y Lampaya. E. Cuerpos mineralizados Marielas La mineralización de Pb, Zn, con cierta presencia de Au, se emplaza en el contacto caliza conglomerado, evidenciados en el Nv. 3000, producto de los feeders de Amanda 3 Techo, veta Luceros y Ramales, con

45

buzamiento

de

bajo

ángulo

entre

45°

a

sub

horizontales. Se han identificado a Dic. 2011 los cuerpos Mariela, Mariela1, Mariela 2 y Mariela 3. 3.7.3.4 Alteraciones de la roca caja El grado de alteración es muy variable para cada una de las estructuras mayormente se observa silicificación, piritización y sericitación. En algunas es notable la hematización, propilitización (cloritización y epidotización); la cloritización de débil a fuerte y de niveles superiores a inferiores es muy clara en el cuerpo Nancy 1, cuerpo Doña María y en los cuerpos Manteados; asimismo se aprecian zonas de intensa caolinización especialmente en las cajas del subvolcánico riolítico, en el Manto Keyko. En el conglomerado Mitu se puede apreciar una alteración retrógrada que nos de indicios de un Skarn de magnetitapiroxeno-anfíbol-esfalerita, así como relicto de piroxeno con esfalerita remanente y retrógrada con ensamble de la calcita-clorita-hematita en Lucero. 3.7.3.5 Zoneamiento y paragénesis La mineralización está en forma de vetas o cuerpos de acuerdo a la secuencia paragenética se ha establecido las siguientes fases de mineralización: Un primer evento constituyen los cuerpos que son básicamente de Zn seguido por la formación de vetas de Zn, Pb, Ag con Zoneamiento de Zn-Pb a la base y Ag-Zn al techo, terminando la secuencia con las vetas de Cu-Au. La distribución de los elementos mayores Zn-Pb-Ag-Cu delinea la geometría de la forma de mineralización en el

46

cual se nota zoneamiento a la base, predomina el Zn y en las partes altas de las vetas predomina la Ag, el Cu está en forma anómala en la veta piedad pro sobreposición de dos eventos mineralizantes. La distribución de los valores de Au está relacionado a dos eventos, uno relacionado al Cu-Au en forma de vetas como un evento posterior y la otra incluida dentro del Zn que está en forma de exsolución que nos indica una posible relación metasomática. Finalmente, de acuerdo a la geometría de las estructuras mineralizadas, la distribución y los eventos mineralizantes, el sistema de vetas y cuerpos de Catalina Huanca tienen una tendencia de “NE” a “SW” con un Plunge de mineralización de 30° hacia el “SW” e inclinación hacia el “NW” (dicho sistema va profundizando e incrementando el volumen de los cuerpos que van casi concordante con el contacto Mitu-Pucará) 3.7.3.6 Mineralogía, controles de mineralización El ensamble mineralógico está constituido por esfalerita, galena, calcopirita, cobre gris, enargita y marmatita entre los minerales mena y fluorita, calcita, rodocrosita, pirita, hematita y cuarzo como minerales de ganga. A) Esfalerita ZnS: Mena de Zinc cuyas características, es su peso específico liviano 3-4, cuyo color es gris opaco a metálico, color de la raya marrón, fractura irregular en 8 direcciones y con una ley promedio cubicado de 7.18%. Los tajos potenciales de Zn corresponden a Tj-

47

280, Tj-290 por orden de importancia tanto por cantidad y calidad. Como minerales de ganga tenemos: Presencia

de

carbonatos:

Rodocrosita,

rodonita,

calcita, y alabandita. Además se presenta cuarzo y pirita. B) Galena PbS: Otra MENA en Catalina Huanca viene a ser la galena argentífera PbS, cuyas características principales son peso específico alto: 7.5, dureza baja 2.5, brillo metálico, sistema de cristalización cúbica y con la ley cubicada de 1.57 %. Tajos potenciales de Pb

tenemos el Tj-735,

los

cuales representan los más importantes en la producción de este metal. Como minerales de ganga tenemos: Pirita: presentándose como mineral ganga en algunas labores. Siderita:

se presenta en venillas asociados a otros

carbonatos como calcita. Calcita: fluidos mineralizantes de calcita se han ido intruyendo en forma de vetillas y venillas en algunos paquetes de caliza, asociados con otros carbonatos. C) Calcopirita CuFeS2 : Mena de Cu cuyas características, su peso específico es 4.2, dureza 3.5, cuyo color es amarillo verdoso,

48

color de la raya negra verdoso, brillo metálico y con la ley cubicada de 0.18% Como minerales de ganga tenemos: Pirita: presentándose como mineral ganga en algunas labores Fluorita: Se presenta en venillas bandeadas y trazas remplazando a la pirita. Cuarzo: Se presenta en pocas cantidades en forma de venillas. Controles de mineralización Es un trabajo donde se debe de tener mucho cuidado para que el mineral cubicado que

se extraiga, se

beneficie y se transporte a su destino final

con un

mínimo de pérdida. Para su mejor desarrollo necesita trabajar 4 puntos necesarios: -

Mapeo a escala adecuada (1/500)

-

Muestreo adecuado

-

Supervisión y chequeo de la carga resultante de los tajeos y las perforaciones.

-

Conciliación

(comparar

con

otras

muestras

duplicadas) Mapeo: Se mapea todas las estructuras, zoneamientos, alteraciones,

litologías

y

demás

características

geológicas que sean necesarias de cada tajeo, para poder comprender el comportamiento a medida que se avance en este.

49

Muestreo: Se puede realizar ya sea en canales o en chips (puntos). La longitud de estos canales va a depender de la intensidad de la mineralización, del grado de fracturamiento, de la alteración, siendo esta longitud variable en un rango de 1 a 3 m (a mayor espaciamiento cuando existe uniformidad en el frente). Se deben obtener las coordenadas exactas (punto inicial y final del canal) para obtener con exactitud las variaciones

mineralógicas

y

modelar

la

zona

mineralizada. Este último es un poco difícil ya que el avance del tajo es muy rápido y para esto se necesitaría contar con un topógrafo a tiempo completo para el área de geología. Supervisión: Revisar la carga resultante de los disparos teniendo en cuenta no sólo la parte superficial de la carga, sino también revisando las cajas y el techo de la labor, ya que la mineralización puede estar cubierta por una capa superficial de material estéril. La revisión debe de ser constante durante el tiempo que dure el transporte de la carga, porque puede ocurrir el caso de que exista desmonte en partes no visibles. Cálculo de la dilución: En los intrusivos se observan minerales de alteración como: clorita, epidota, calcita por

descomposición

de

los

minerales

ferromagnesianos; y clorita, sericita y caolín como descomposición de los feldespatos así como también piritización.

Se

cubicación.

50

realiza

semanalmente,

mediante

3.7.4

Reservas minables 3.7.4.1

Inventario de reservas al 2011 Una “Reserva de Mineral” es la parte económica explotable de un Medido y/o Indicado Recurso Mineral.

Ello incluye dilución del mineral y

consideraciones por pérdidas, las que pueden ocurrir cuando el material es minado. Apropiadas evaluaciones y estudios han sido llevados a cabo, los que incluyen consideraciones de modificaciones por factores realísticos asumidos en minería, metalurgia, economía, ventas, legal, ambiente,

social

evaluaciones dan

y

gubernamental.

Estas

la explotación y podría

razonablemente ser justificada. Las Reservas de Mineral están subdivididas en orden de acuerdo al grado de confianza creciente en reservas de mineral Probables y Reservas de mineral Probadas. Se tiene otro concepto muy aplicado sobre reserva de mineral l económicamente explotable y que para que sea económico debe tener un “Cut off” (ley de corte) que pague los costos operativos

(costos

fijos,

costos

variables,

administración, depreciación, inversión a corto plazo, financiamiento, etc.); pague los costos de producción (transporte, ventas, administración Lima, otros) y

genere utilidad neta y/o

rentabilidad atractiva a la empresa.

51

Las reserva mineral, (una vez calculado el cut off) entre otros requisitos debe garantizar una explotación sostenida y viable a través de un cálculo de agotamiento de recursos

llamado

LOM (Life of Mine o tiempo de vida útil de la mina). Estos requisitos son: que tenga la certeza de ser recurso medido o indicado, y por su grado de confianza puede llegar a ser reserva probada o probable, y por su accesibilidad deber ser accesible o eventualmente inaccesible. A. Criterio por accesibilidad Mientras más grados de certeza y confiabilidad en ley y tonelaje, tengan las reservas probadas y probables, menores serán los riesgos de cumplir con un planeamiento de minado a corto, mediano y largo plazo. En el caso particular de la UEA Catalina Huanca, gran parte de los recursos minerales que se encuentran

en

niveles

que

no

se

están

trabajando y que se encuentran alejados, figuran aún en el listado de blocks que ha emitido el área de Geología. Estos

blocks han sido asumidos con la

información del estado de reservas que se contaba desde que se adquirió la compra de la mina, y hasta ahora muchos de ellos no han sido verificados insitu, ni se ha modificado la información de sus tarjetas y planos; por lo que

52

para efectos del cálculo y selección de blocks de reservas probadas y probables, sólo se están considerado los blocks de recursos medidos e indicados que sean accesibles y eventualmente accesibles; y que de acuerdo a las labores horizontales y verticales existentes, y otras que puedan rehabilitarse, se pueda llegar a ellos y realizar su explotación; siempre y cuando el valor económico del block de mineral cubra estos costos de preparación. B. Inventario de reservas al 2011 a) Reservas de mineral Las reservas minerales a Diciembre del 2011 han sido estimadas teniendo en cuenta aspectos y normas internacionales

para

establecer un

Plan de Negocios Técnico, y que aplica en forma general a todas las unidades mineras de grupo. Ver tabla adjunto. Tabla Nº 09: Reservas probadas y probables al 2011

53

Tabla Nº 10: Valores de punto

PLOMO ZINC PLATA COBRE ORO

3.8

VALORES DE PUNTO US $ 15.61 US $ 12.10 US $ 16.25 US $ 6.11 US $ 17.91

MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN: INTRODUCCIÓN Se aplican tres métodos principales, como son: •

Método de corte y relleno ascendente convencional

•

Método de cámaras pilares con corte y relleno

•

Método de almacenamiento provisional. Los que se describen a continuación:

3.8.1 Corte y relleno ascendente Hay variadas modalidades de corte y relleno. La modalidad que se aplica en Mina Catalina Huanca, por las características morfológicas de la mineralización y por el rango de condiciones geomecánicas que presenta la masa rocosa, es el corte y relleno ascendente, puesto que se puede controlar adecuadamente la estabilidad de los techos y de las paredes de los tajeos en todos los casos observados, y sin necesidad de utilizar relleno cementado sino solo relleno sin cementar. 3.8.2 Cámaras y pilares con corte y relleno ascendente

54

Este método de minado es una variación del método “cámaras y pilares”, que se aplica en cuerpos con potencias mayores de l0 m y bajo buzamiento. La explotación es ascendente, una vez realizada la perforación, voladura, sostenimiento (si fuera necesario), carguío y transporte del mineral, se procede a rellenar las cámaras, relleno que aumenta el confinamiento y permite mejorar la recuperación. Este método de minado es aplicado en Catalina Huanca en cuerpos y mantos, como en el Manto Amanda por ejemplo, siendo el Tajeo 290 del Nv. 3090. La parte NE del Manto Amanda presenta masas rocosas de calidad Regular A (IIIA RMR 51-60). Esta calidad de masa rocosa se presta para realizar un minado con grandes aberturas, no obstante esto, en el citado manto se tuvo complicaciones con este método de minado, obligando a su abandono. Hacer “drift & fill” en este tipo de roca no es correcto conceptualmente, porque hay otros métodos de minado mejor adaptados a rocas de mayor calidad. Con la experiencia que se tuvo en la parte NE del Manto Amanda, en la parte Central, donde la calidad de la masa rocosa es Regular B (IIIB RMR 41-50). El esquema de las cámaras y pilares es cuadrado, donde las cámaras tienen de 4.5 m a 5 m de ancho y los pilares nominalmente tienen 4 m x 4 m. En la parte SW de Manto Amanda, donde la calidad de la masa rocosa es de Mala A (IVA RMR 31-40) e incluso Mala B (IVB RMR 21-30), se explota con cuadros de madera. 3.8.3 Shirinkage en vetas Las condiciones naturales del yacimiento de la Mina Catalina Huanca, permiten aplicar este método de minado y en los lugares

55

donde se está aplicando está funcionando bien, como la Veta Piedad del Nv. 3090 (Tajo 559), donde las rocas de las cajas tienen calidad Regular B (IIIB RMR 41-50). Este método de minado se utiliza por lo general en vetas angostas, donde la roca de las cajas es competente o moderadamente

competente.

Se

remueve

solamente

el

esponjamiento, aproximadamente el 40 % del volumen de la roca disparada, el resto se mantiene almacenado para sostener las cajas y proveer piso al sistema de perforación. Este método tiene la ventaja de ser implementado con una mínima inversión de capital, pero tiene la desventaja de que se requiere labor intensiva y es de baja productividad. 3.8.4 Ciclo de minado 3.8.4.1

Perforación Se perfora con perforadora Jack leg neumática de aire comprimido a 100 psi de presión. Siendo en forma vertical y horizontal o breasting. La malla de perforación de chimeneas alimak sección de 2 m x 2 m tipo de roca dura, es la siguiente:

56

Figura Nº 11: Malla de perforación en chimenea

Siendo las características como sigue: AREA

4.00 M2

FACTOR DE CARGA

3.73 KG/m3

LONGITUD

2.00 m

TALADRO CARGADOS

32.00 UND

VOLUMEN

8.00 m3

# TALADRO ALIVIOS

5.00 UND

# TALADRO

totales = 37.00 UND

Leyenda de perforación de 8 pies, se presenta a continuación. Tabla Nº 11: Leyenda de perforación y carguío de explosivos,

57

3.8.4.2

Voladura Los explosivos empleados, consisten de dinamitas semexa de 65%, 60%, 45% y exadit de 45%. Así también se usa accesorios de retardos de no eléctricos fanel, mencionado en la tabla anterior.

Figura Nº 12: Esquema de carga de explosivo

58

3.8.4.3

Desatado de rocas Se realiza

según al decreto supremo 055-2010-EM;

artículo 220, enciso b, que a la letra dice: desatar las rocas sueltas o peligrosas antes, durante y después de la perforación. Así mismo, antes y después de la voladura. 3.8.4.4

Carguío o limpieza El carguío del material de los frentes se ejecuta con pala Eimco-21 en labores de desarrollo. En cambio en labores de preparación es con scoop, asi como en tajos de explotación convencional. La limpieza en rampas es con scoop de 6 yd3 de capacidad.

3.8.4.5

Acarreo o transporte Se usan camiones de volvo modelo N-1020, de 15 m 3 de capacidad nominal, siendo el transporte mixto, en labores de desarrollo se emplean locomotoras a batería.

3.8.4.6

Fortificación Según las labores se emplea desde cuadros de madera hasta pernos de fricción de Split set de 5 y 7 pies, hasta shotcrete de 5 cm de espesor.

3.8.4.7

Servicios auxiliares Consisten básicamente de las tareas de apoyo logístico de instalar aire comprimido, drenaje de agua, energía eléctrica, teléfono, y ventilación.

3.8.5 Labores de explotación Los tajos en producción están clasificados por tipo de estructura, siendo el mayor aporte el proveniente de mantos, luego los tajos

59

en cuerpos y finalmente los tajos de vetas. Esta producción se obtendrá de los actuales y nuevos tajos de producción ubicados desde el nivel 3140 hasta el nivel 3,000; los cuales se distribuyen por tipo de estructura y nivel de la siguiente manera: Tabla Nº 12: Labores de explotación ESTRUCTURA Veta Veta Veta Veta Veta Veta Veta Veta Veta Veta Veta Veta Veta Manto Manto Manto Manto Manto Cuerpo Cuerpo Cuerpo Cuerpo Cuerpo Cuerpo Cuerpo Cuerpo

NOMB.ESTRUCT Piedad Piedad Piedad Piedad Piedad Ramal Piedad Techo Ramal Piedad Techo 1 Principal Principal Vilma Luz Amanda 3 Techo Amanda 3 Techo Amanda 2 Amanda 2 Amanda 5 Amanda 6 Amanda 5 Lucero Lucero Lucero Techo Ramal Lucero Techo Lucero 650 Amanda 3 Techo Amanda 3 Techo Mariela 2

NIVEL 3140 3050 3050 3040 3010 3010 3050 3050 3000 3050 3050 3030 3000 3070 3030 3090 3090 3050 3070 3030 3070 3070 3070 3030 3000 3000

TAJOS 441 543 NE 455 971 200 201 542 NE 51 19F 735 281 523 555 620 620 A 290 290 280 618 618 A 619 A 621 650 523 555 185

METOD. EXPLOT. Sublevel Stoping Shirinkage Shirinkage Shirinkage Shirinkage Shirinkage Shirinkage Corte y relleno Corte y relleno Corte y relleno Corte y relleno Corte y relleno Corte y relleno Corte y relleno Corte y relleno Corte y relleno Corte y relleno Corte y relleno Corte y relleno Corte y relleno Corte y relleno Corte y relleno Corte y relleno Corte y relleno Corte y relleno Corte y relleno

Fuente: área ingeniería de mina.

El aporte de mineral de Mantos será mayor al de Vetas y Cuerpos, tal como sucedió en el 2011, y su distribución en porcentajes será de Mantos con 55.3 %, Cuerpos con 24.1 % y Vetas con 20.6 %.

60

CAPÍTULO IV METODOLOGÍA 4.1

ALCANCE INVESTIGACIÓN: Correlacional

4.2

TIPO DE DISEÑO DE INVESTIGACIÓN Experimental.

4.3

TÉCNICAS 4.3.1 Trabajo de gabinete 4.3.1.1

Revisión de planos En

esta

etapa

de

evaluación

se

efectuó

un

levantamiento de las labores accesibles de la mina por donde circula el aire, incluyendo aquellas labores

de

niveles donde ya no se desarrollan actividades de desarrollo ni explotación. Ver ventilación (Anexo Nº 01).

61

Plano de circuito de

4.3.1.2

Cálculos del volumen de aire secciones

mina:

fresco requerido por

explotación,

preparación,

y

desarrollo Para determinar el caudal de aire, se vio también el calor que se genera en las operaciones, lo cual se calculó con la relación matemática:

Qo =

q1−2 w * (h2 − h1 )

Dónde: Q = pies 3 / min q 1,2 = energía de calor BTU/ min h = entalpia de aire BTU /lb w = densidad del aire lb/pie En vista que, en las labores el aire con el calor se forma vapor y es necesario conocer la energía y entalpia, esto se obtiene del ábaco, que se muestra en la figura Nº 13. En la relación matemática anterior h, se determina del ábaco.

Figura Nº 13:

Puntos de estado: uno entrada de aire y punto 2 salida de aire.

62

Ábaco para determinar propiedades psicr ométricas del aire Figura Nº 14: Ilustración para determinar la entalpia

Los cálculos del aire requerido y la circulación de aire limpio y fresco en cantidad y calidad suficientes para cubrir las necesidades de la mina, efectuados de acuerdo a los siguientes criterios: •

Número de personal,

•

Equipos diesel que operan en interior mina y

•

Cantidad de explosivos usados tanto de dinamita y anfo, se requiere 25 m/min de velocidad. En seguida, se describen cada uno de los criterios establecidos.

A. Personal Para determinar el requerimiento del aire fresco para el personal, se consideró la guardia que cuenta con el mayor número de personal y según la norma que estable

el

Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional, D.S. N° 0552010-EM Art. 236 (d) que a la letra dice: Cuando las minas se encuentren hasta 1500 m.s.n.m., en los lugares de trabajo la cantidad mínima de aire necesaria por hombre será de 3 m3/min.

63

Figura Nº 15: Ábaco psicométrico para determinar la entalpia

64

En otras altitudes la cantidad de aire será de acuerdo con la siguiente escala: 1. De 1,500 a 3,000 m.s.n.m aumentará en 40% y será igual a 4 m3/min 2. De 3,000 a 4,000 m.s.n.m aumentará en 70% y será igual a 5 m3/min 3. Sobre los 4,000 m.s.n.m aumentará en 100% y será igual a 6 m3/min Para el caso de la mina Catalina Huanca se requiere de un flujo de aire de 5 m3/minuto por trabajador, ver tabla Nº. Tabla Nº 13: Numero de personal de mina Catalina Huanca

PERSONAL EN INTERIOR MINA AREA

NRO TRAB.

OPERACIONES MINA

91

GEOLOGIA

10

INGENIERIA

6

SEGURIDAD

2

MAESTRANZA

4

ELECTRICIDAD

3

SERVICIOS MINA SEPROCAL MDH OTROS (+Choferes)

TOTAL PERSONAS

10 4 4 11 145.00

Luego, haciendo los cálculos, se obtiene: Caudal de aire es: Q = 5 m3/minuto* 145 personas = 725 m3/minuto/ personal Q = 25 592 cfm. (Equivalente en pies cúbicos por minuto).

65

B. Equipos diesel Los equipos diesel son 20 en total, ver tabla Nº: 14, los cálculos fueron efectuados teniendo como base el factor de trabajo efectivo de cada uno de los equipos. Esta modalidad de cálculo cubre las exigencias del Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional, D.S. 055-2010-EM Art. 236 (d), que en términos generales especifica una necesidad de 3 m 3/min por cada HP que desarrollen los equipos. El aire determinado para cubrir los requerimientos por equipos diesel fue establecido en 155 919 CFM (4418,52 m 3 /min) distribuido de la siguiente forma: Tabla Nº 14: Número de equipos diesel de mina Catalina Huanca

EQUIPOS EN INTERIOR MINA SCOOPTRAMS

ST 710 (C.H) ST 2G (C.H.) CAT 1300G

HP

Cant f-altura f-sim

HP correg

210 137 165

2 68.60% 1 68.60% 2 68.60%

60% 60% 60%

172.87 56.39 135.83

210 210

2 68.60% 0 68.60%

50% 0%

144.06 0.00

67 57 74

1 68.60% 1 68.60% 0 68.60%

20% 20% 20%

9.19 7.82 0.00

VOLVO min VOLVO des

440 440

4 68.60% 1 68.60%

50% 50%

603.68 150.92

C. H. MANTTO

130 130

2 68.60% 0 68.60%

40% 30%

71.34 0.00

110 110

2 68.60% 2 68.60%

50% 30%

75.46 45.28

DUMPERS

C. H. MANTTO JUMBOS

H-281 H-104 AXERA DD310 VOLQUETES

CAMION

CAMIONETAS

C. H. E. E.

TOTAL DE HP DE EQUIPOS

1472.84

Nota: el factor de conversión a CFM, es 35,2875 p 3 que equivale a un metro cubico.

66

El resumen de requerimiento de aire fresco y confort del personal a fin de lograr buena productividad, se muestra en la tabla siguiente: Tabla Nº 15:

Resumen del requerimiento de aire fresco para mina Catalina Huanca (Producción 1500 TMD, labores de avance: 600 mts)

DESCRIPCIÓN DATOS PRINCIPALES 1. Hp de equipos con motores diesel 2. Nº de hombres/g/día 3. Área promedio de labores mina (m²) 4. Nº de niveles a trabajar 5. Velocidad mínima de flujo de aire (m/min) CÁLCULOS REALIZADOS 1. Caudal para personal a 300 mssm 2. Cálculo para equipo Diesel 3. Caudal para diluir contaminantes de voladura Total requerido BALANCE DE AIRE PARA VENTILAR LA

m³/min.

CFM 1 472,84 145,00 10,56 5 25

725 4 418,53 1 320

25 583,4375 155 919 46 580

5 143,53

228 082

MINA Ingreso de aire fresco por Bocamina Bolívar Salida de aire por la chimenea Alimak 01 y 02 Requerimiento de aire para ventilar la mina

144 071 140 014 181 566,47

C. Cobertura de aire actual La relación que resulta de comparar el caudal de aire que ingresa a la mina con los requerimientos de aire determinados, resulta en una cobertura de 63,16%, con un déficit de 84 011 CFM. De acuerdo a las fiscalizaciones del MEM (OSINERGMING) se establece como factor de seguridad un 10% más al total del requerimiento de aire en Mina, además J. Corimanya, sugiere de 1,5 a 2 veces más. Ver tabla. Tabla Nº 16: Cobertura de aire actual y remolienda

Ingreso de

Cantidad

67

Diferencia

Porcentaje

aire fresco por labor Bocamina

144 071

--

de cobertura % 63,16

Bolivar Salida de aire

140 014

4 057

2,8

viciado

CFM

de aire

x

remolienda.

labor: CH Ali 01 y 02 Requerimient o

de

228 082

84 011

100

aire

fresco Interpretación de la tabla: Falta 36,84% de aire fresco insuflar a la fecha. D. Condiciones de ventilación de las labores En la tabla adjunto, se muestra las velocidades en las labores. En la tabla siguiente se observa, que en la rampa 445, Tj 290, y 250; gal 894, Tj 735, Rp 522, tj 280, Rp 458, Cx 185, Tj 185 (izq) y Cx 160, la ventilación es totalmente deficiente, por tener velocidades menores al límite permisible por la norma nacional.

68

Tabla Nº 17: Velocidad de aire actual y caudal en las distintas labores de mina Catalina Huanca. EST

LABOR

UBICACIÓN

T(°C)

%HR

V(m/sg)

V(m/min) Area(m2) Q(m3/min)

Q(CFM)

Q(m3/sg)

Pique

Frente al ovalo esperanza

18.48

86

0.98

58.8

4.67

274.8

9,703.1

4.6

Rp-741

Acceso al tajo 650 Nv-3140

25.16

100

3.22

193.4

12.48

2,414.2

85,257.1

40.2

Rp-440

Zona de cimbras

21.63

100

0.79

47.3

10.87

514.0

18,152.9

8.6

Rp-445

Acceso al Tj-290

25.8

100

0.26

15.4

11.07

170.5

6,020.6

2.8

Gal-441

Acceso al Tj-441

25.8

100

0.67

40.2

12.18

489.5

17,287.1

8.2

Gl-441 NE

Acceso al Tj-290

23.79

100

0.83

49.5

8.72

431.7

15,245.0

7.2

Tj-290

Entrada

24.77

98

0.37

22.4

12.56

281.2

9,931.6

4.7

Tj-290

Cola Tj-290 por el Tj-338

24.97

100

0.22

13.4

10.27

137.6

4,860.3

2.3

Tj-290

Acceso centro del Tj-290

24.57

100

0.32

19.2

22.73

436.4

15,410.9

7.3

Gal-894

A 30m del frente

24

100

0.32

19.3

22.14

427.3

15,090.0

7.1

Rp-211

Bajando hacia el acceso a la CH-210

23.39

96

1.71

102.8

14.15

1,454.9

51,378.5

24.2

Rp-211

Acceso de la CH-212 al VAV-90000

22.21

97

1.77

106.4

10.25

1,090.2

38,501.0

18.2

Gal-560

Cercano al deflector

25.16

100

6.17

370.4

10.38

3,846.1

135,825.2

64.1

Gal-570

Pasando el deflector

25.36

100

7.03

421.8

7.04

2,968.6

104,836.1

49.5

Cx-650

Acceso a la Ch-Alk-523

25.3

92.8

3.31

198.4

9.95

1,974.9

69,742.0

32.9

Tj-735

En el mismo tajo

21.62

77

0.19

11.6

13.00

150.8

5,323.8

2.5

Rp-522

En el frente

24.77

100

0.31

18.4

17.55

322.9

11,403.8

5.4

Gal-280

En el acceso hacia el Tj-280-281

22.41

100

0.90

54.0

14.40

777.6

27,460.7

13.0

Tj-280

Acceso del Tj-281 hacia CH-212

23.79

100

0.38

22.7

11.00

249.7

8,819.0

4.2

Tj-280

En el mismo tajo

23.59

100

0.33

19.6

10.15

199.0

7,026.9

3.3

Rp-458

A 30m del ingreso de la rampa

22.3

89.32

0.29

17.2

12.60

216.7

7,653.4

3.6

Gal-480

Union con Cx-185

25.95

88.2

1.84

110.4

11.29

1,246.0

44,001.2

20.8

Cx-185

Pasando Cx-188 hacia el Tj-187

25.75

100

0.38

22.6

11.16

252.1

8,903.3

4.2

Tj-185

En el acceso al Cx-186

26.34

100

0.42

25.4

10.85

275.7

9,736.0

4.6

Tj-185

En el tajo ingreso por el Cx.188

23.59

89

0.35

21.1

12.79

269.8

9,529.6

4.5

Cx-160

En el crucero

25.56

100

0.33

20.0

13.20

264.0

9,323.9

4.4

Cx-910

Acceso a Gl-910

21.82

100

9.06

543.4

5.42

2,947.1

104,075.0

49.1

Lurigancho

Entrada

22.1

99.2

3.08

184.8

7.52

1,390.4

49,102.8

23.2

Ch-Alimack 01

Cabeza de CH-Alimak 01 Nv-3420

22.02

100

2.54

152.6

6.67

1,017.7

35,939.4

17.0

69

4.3.1.3

Sección transversal o área del conducto Para el diseño de del diámetro de la labor, es necesario conocer la sección transversal del ducto, y se calcula con la siguiente ecuación. Para el diseño del sistema, el principio básico, es la estimación del caudal, presión y potencia del ventilador. El caudal es calculado en función del volumen de contaminantes generados en el frente y los límites permisibles de estos (TLV). El principio básico, no dice el caudal en galería primaria (Qt) debe ser de 1,5 a 2 veces el caudal requerido (Qo). La presión es calculada utilizando la ecuación de Atkinson al sistema de ductos únicamente. La ecuación de Atkinson (en Unidades Inglesa) H L = R Q3

R=

K .Per.L 5.2 A³

Donde: HL = caída de energía R = Resistencia del ducto E-10 Q = Caudal del ventilador K Coeficiente de fricción E-10 Per = Perímetro del duct L = Longitud del ducto A = Área transversal del ducto Dando valores, de los términos de la ecuación, tenemos: Q = 120 000 CFM K = 60

70

P = 48 L = 2000 pies A = 3.1415 pie3 R = 14.70 pulg de agua 4.3.1.4

Perímetro y longitud del conducto. La longitud consistente esta alrededor de 600 metros (2000 pies). La sección del ducto es 24 pulgadas, de donde se deduce el perímetro es 96 pulgadas.

4.3.1.5

Elección del coeficiente de fricción La elección del coeficiente de fricción k, es muy importante para determinar la caída de presión por fricción, entre dos puntos de entrada y salida, por lo tenemos las siguientes ecuaciones y tabla de valores para minas metálicas a nivel del mar, que en seguida presento:

Figura Nº 16: Caída de fricción por presión

71

Ecuación de Atkinson

hL = R * Q 2 =

k * Per * L 2 Q 5.2 A3

Donde: hL = Caída de presión, pulg. de agua (“ H2O) R = Resistencia del ducto, pulg.-min2/p6 Q = Caudal de aire, p/m; = Velocidad * Área k = Factor de Fricción, lb-min2/p4 Para Unidad Internacional, cambie: K = k*1.855 E+6 El coeficiente - k aumenta con la rugosidad del ducto y presencia de obstrucciones. Tabla Nº 18: Valores del coeficiente k para minas metálicas

Para nuestro caso, se ha elegido k, en 60,7 lb-min 2 / ft4 E-10, por ser labor de expulsión. A.

Cálculo

de

potencia

y

cantidad

de

ventiladores La capacidad o potencia de los ventiladores de calcula, según la siguiente figura:

72

Figura Nº 17: Capacidad del ventilador.

Figura Nº 18: Potencia del motor del ventilador, según la presión y caudal.

73

Figura Nº 19: Ejemplo numérico – resultado final

4.3.2 Trabajo de campo 4.3.2.1

Levantamientos de las labores Los parámetros a considerar en el levantamiento de ventilación son: •

Cantidad de aire requerido para las diferentes secciones de la mina, tales como labores de explotación, preparación y desarrollo y otras áreas donde trabaja el personal.

•

Área de la sección transversal del conducto.

•

Perímetro de la sección transversal del conducto.

•

Longitud del conducto.

•

Coeficiente de fricción

Con los parámetros descritos se determinan la cantidad, el

tamaño,

la

capacidad

y

la

potencia

de

los

ventiladores, para poner en movimiento el aire requerido y dar solución al sistema de ventilación de la mina, empleando las siguientes expresiones:

74

HP =

HQ 6346n

(a)

Dónde: HP: Potencia de motor del ventilador (HP) H: Pérdida de presión (Pulg. de agua) Q: Caudal requerido (pie3/min) n: Eficiencia del motor del Ventilador (tanto por uno) Relación de Atkinson: H=

KPLQ 2 5.2 A 3

(b)

Dónde: H: Pérdida de presión (Pulg. de agua) K: Coeficiente de fricción del conducto (lb min 2/pie4) P: Perímetro de la sección transversal del conducto (pie) L: Longitud del conducto (pie) Q: Caudal requerido (pie3/min) A: Área de la sección transversal del conducto (pie 2) 4.3.2.2

Monitoreo del aire Son lugares donde se efectúa las mediciones de: velocidad de aire, sección transversal, temperatura ambiental, humedad relativa, muestreo de gases y la dirección del flujo de aire. Estas estaciones de control tenemos identificados en los diferentes niveles de la mina para el monitoreo de flujos de aire, de acuerdo a su importancia desde el punto de ventilación.

75

La identificación de estaciones se realizó en las labores de ingreso y salida de aire de la mina, en los puntos de bifurcación o unión de labores de mayor significación de corrientes de aire, en labores de captación y descarga de ventiladores. En cada una de las estaciones de control se efectuaron mediciones de la sección transversal haciendo uso de un flexómetro. De los planos topográficos existentes se obtuvieron las distancias longitudinales de las galerías, cruceros, rampas y chimeneas de la mina, conocidos como conductos de aire. Ver tabla

76

Tabla Nº 19: Monitoreo de Ventilación en las estaciones principales (agosto del 2012) EST 1 2 4 5 6 7 9 15 16 17 19 20 21 22 23 24 25 27 28 29 30

LABOR Bocamina Bolivar Cro Vilma Gal 102 Rpa V. Chapi Gal Esperanza By Pass 890 Nv-3140 Rp 970 Gal 894 Gal 894 Gal 894 Cro 912 Rpa 970 Rpa 780 Rpa 781 Rp-522 Entrada Gal 542 W Gal 542 W Cx-185 Cx-682 W Cx-170 Rp-440 Pique Cx-910 Lurigancho Ch-Alimack 01 Rpa-213 Cro-185 Cro-560 Ch-290

UBICACIÓN Del ingreso a 40 m. Cerca de la Rpa-045 A 10 mts del óvalo Inicio de rampa, zona de cimbra Inicio de galeria, zona de cimbra A 5 mts de poza de bombeo Frente a bodega Ventilación A 5 mts de Tolva 864 A 10 mts de la subestación y cro 559 En la zona de cimbras A 20 mts de camara de lavado 915 Cerca a interseccion de Rpa 970 con Rpa 780 Inicio de Rampa 780 Nv-3050 Al inicio de Rampa 781 Al inicio de Rampa 522 Costado de Estación de primeros auxilios Cerca a OP 483 A 30m de la entrada del crucero 185 Zona de cimbras Cerca a Gl-425 En la Estación de ventilación N°-30 Frente al ovalo esperanza Acceso a Gl-910 Entrada Cabeza de CH-Alimak 01 Nv-3420 a 90m del ventilador de 90,000 cfm Ingresando cerca al echadero-525 A 20m del OP-483, Nv-3090 Pie de la chimenea hacia Cro-560

T(°C) 12,78 15,33 11,7 14,6 19,8 16,2 16,12 18,5 18,87 20,05 18,08 18,08 18,87 19,66 19,46 19,87 19,46 23,1 16,2 19,66 23 17,1 21,03 21,3 22,61 23,9 27,3 25,56 24,18

77

%HR V(m/sg) V(m/min) 36,6 4,04 242,2 54,4 1,68 100,7 55,3 2,46 147,4 66,1 2,19 131,5 63 0,79 47,4 76,9 0,11 6,4 83,5 1,77 106,1 84,6 0,73 43,9 89,3 1,04 62,6 98,8 1,92 115,2 79 1,24 74,1 80,05 1,53 92,0 98,2 0,89 53,5 88,5 1,97 118,0 89,4 2,17 130,3 83 1,14 68,6 89,4 1,20 71,8 87,8 1,04 62,3 96,6 1,04 62,2 87,8 0,10 6,1 86,5 0,15 8,8 98,1 0,96 81,9 99 9,08 544,6 99 1,76 105,3 99 3,04 182,1 94,5 1,45 86,9 92,4 1,14 68,1 84,1 5,39 323,2 88,3 2,10 125,9

Area(m2 ) Q(m3/min) Q(CFM) Q(m3/sg) 16,40 3.971,4 140.249,4 66,2 10,99 1.106,6 39.078,9 18,4 16,85 2.483,4 87.700,3 41,4 15,60 2.051,2 72.436,0 34,2 14,18 672,2 23.736,8 11,2 9,23 59,1 2.087,0 1,0 18,54 1.967,5 69.480,8 32,8 11,29 495,5 17.496,8 8,3 12,63 790,8 27.926,0 13,2 9,16 1.055,2 37.264,2 17,6 14,15 1.048,4 37.022,7 17,5 19,38 1.782,5 62.949,0 29,7 17,42 931,7 32.902,8 15,5 21,23 2.504,6 88.448,0 41,7 20,02 2.609,0 92.136,8 43,5 12,32 844,9 29.837,8 14,1 11,62 834,7 29.475,9 13,9 12,31 767,0 27.087,7 12,8 10,87 676,0 23.871,3 11,3 12,29 74,9 2.646,4 1,2 16,41 144,4 5.098,2 2,4 4,67 382,5 13.506,8 6,4 5,83 3.176,1 112.163,2 52,9 7,52 792,3 27.979,0 13,2 6,67 1.214,4 42.887,0 20,2 10,25 890,4 31.444,9 14,8 9,64 656,4 23.181,1 10,9 10,38 3.356,0 118.517,0 55,9 4,23 532,6 18.807,1 8,9

MONITOREOENESTACIONESDEVENTILACION GRÁFICODEVELOCIDADES 300.0

252.3 250.0

Rango delasvelocidades Máximo 250 m/min Mínimo 25 m/min

200.0 161.0

151.9

146.6

(m a cid lo e V ) /n

150.0

94.5

100.0

102.8

92.7

96.0 78.7

78.2

76.3

61.3

55.8

82.8

65.9

63.7

72.9 48.2

45.7

50.0

7.1

6.3 0.0

Bocamina Bolivar

Cro Vilma

May

248.8

82.6

171.0

157.2

32.0

Jun

277.0

83.4

199.0

152.0

Jul

252.3

94.5

161.0

Ago

242.2

100.7

147.4

Gal 102 Rpa V. Chapi

Gal ByPass 890 Esperanza

Entrada Gal Gal 542 W 542W

Rp 970

Gal 894

Gal 894

Gal 894

Cro 912

Rpa 970

Rpa 780

Rpa 781

Rpa 522

Cx-185

Cx-823

Cx-170

Rpa 440

10.4

111.8

42.6

53.2

77.2

70.4

95.4

59.8

102.4

69.0

57.0

60.2

67.2

46.0

42.7

9.4

69.2

11.6

110.2

49.6

54.2

71.4

68.0

102.8

63.0

146.6

47.4

77.4

82.2

81.4

90.6

45.4

8

151.9

55.8

6.3

92.7

61.3

45.7

102.8

78.7

96.0

76.3

146.6

65.9

78.2

82.8

63.7

72.9

48.2

7.1

131.5

47.4

6.4

106.1

43.9

62.6

115.2

74.1

92.0

53.5

118

130.3

68.6

71.8

62.3

62.2

6.1

8.8

Figura Nº 20: Monitoreo en estaciones de ventilación – gráfico de velocidades

78

MONITOREOENESTACIONESDEVENTILACION GRÁFICODE CAUDAL(m3/sg)

80.0 70.0

66.2

60.0

3/sg )

50.0 40.0

l(m a d u C

41.7

41.4 34.2

32.8

29.7

30.0 18.4

20.0

43.5

17.6

17.5

15.5

13.2

11.2

14.1

13.9

12.8

8.3

10.0

11.3

Bocamina Bolivar

Cro Vilma

May

68.0

15.1

48.0

40.9

7.6

Jun

75.7

15.3

55.9

39.5

Jul

69.0

17.3

45.2

Ago

66.2

18.4

41.4

Gal 102 Rpa V. Chapi

Gal ByPass 890 Esperanza

2.4

1.2

1.0 0.0

Entrada Gal Gal 542 W 542 W

Rp 970

Gal 894

Gal 894

Gal 894

Cro 912

Rpa 970

Rpa 780

Rpa 781

Rpa 522

Cx-185

Cx-823

Cx-170

Rpa 440

1.6

34.6

8.0

11.2

14.3

16.6

30.8

17.4

36.2

23.0

11.7

11.7

13.8

8.3

8.7

2.6

16.4

1.8

34.1

9.3

11.4

13.2

16.0

33.2

18.3

51.9

15.8

15.9

15.9

16.7

16.4

9.3

2.2

39.5

13.2

1.0

28.6

11.5

9.6

15.7

18.6

31.0

22.1

51.9

22.0

16.1

16.0

13.1

13.2

9.9

1.9

34.2

11.2

1.0

32.8

8.3

13.2

17.6

17.5

29.7

15.5

41.7

43.5

14.1

13.9

12.8

11.3

1.2

2.4

Figura Nº 21: Monitoreo en estaciones de ventilación – Gráfico de caudal (m³/sg)

79

4.3.2.3

Medición del volumen del aire con anemómetro En 03 puntos de la sección transversal de la labor, se toman la velocidad máxima y la velocidad mínima, es decir un total de 06 lecturas para obtener el promedio aritmético, el cual se multiplica por el factor de calibración del instrumento para obtener la velocidad de flujo de aire. V = f x Vp V : Velocidad de flujo de aire, en m/s Vp: Velocidad promedio, en m/s f : Factor de calibración del instrumento A. Método de movimiento uniforme rectilíneo Se realiza empleando una bombilla y un tubo de ventilación. Se toma un tramo del conducto de longitud conocida y se controla el tiempo de desplazamiento del polvillo que emite el tubo de ventilación impulsado por la bombilla, y empleando la siguiente relación se calcula la velocidad de flujo de aire: V = d/tp V : Velocidad de flujo de aire, en m/s d: Longitud del conducto, en m tp : Tiempo promedio, en s

4.3.2.4

Circuitos del aire: Alimak 01, y 02 Las labores subterráneas por donde circula el aire en interior mina, están interconectados entre sí formando los circuitos de ventilación. El sistema de ventilación de la mina Catalina Huanca es íntegramente mecánico. Las

operaciones

80

propias

de

la

mina

están

condicionadas al funcionamiento de este sistema; ante la paralización del mismo, existe la necesidad de evacuar al personal de los niveles más bajos de la mina y por consiguiente paralizar las operaciones. De acuerdo a la disposición de las vías de ingreso y salida de aire se identifican dos circuitos principales de aire los que sin ser independientes, tienen marcadas particularidades de acuerdo a las necesidades de aire de cada área operativa. Así se identifican: Circuito de ventilación Chimenea Alimak 01 Circuito de ventilación Chimenea Alimak 02 Los cuales consisten en: A. Circuito de ventilación chimenea Alimak 01 El ingreso de aire viciado a este circuito es a través de la chimenea 410, que capta el aire usado de las labores del nivel 3000 que es succionado por 01 ventilador ubicado en el collar de la chimenea 410 , este aire usado se encauza

por la chimenea 523 hacia los

niveles superiores y por el crucero 650 del nivel 3070 cuyo flujo es de 69,742 CFM que es aire contaminado, se encauza por labores abiertas hacia el Nv-3090, todo este aire es captado por un ventilador principal que se ha instalado en el collar de la chimenea 559 en el Nv3140 el flujo llega a la rampa 826 en donde están ubicadas las 2 chimeneas gemelas para luego llegar al Nv-3189 y comunicar a la chimenea Alimak 01 que llega al Nv-3420 San Martin cuyo flujo es de 35,939 CFM, se observa que existiendo una diferencia de nivel de 350 m, hay una pérdida

81

del caudal de 33 803 CFM,

indicando que el diámetro de chimenea Alimak 01 es inferior. En este circuito se observa que el ingreso de aire es de un gran volumen, pero a medida que el aire comienza a salir por las diferentes chimeneas, este aire se encauza hacia otras labores y un gran volumen está recirculando (remoliendo) ocasionando acumulación de humo en las diferentes labores. Haciendo un balance del aire que ingresa y el aire que sale por la chimenea Alimak 01 se puede establecer lo siguiente: Ingreso de aire al sistema o al circuito: 79,764.85 CFM Salida de aire por la Chimenea Alimak 01: 35,939.4 CFM Aire que está recirculando en las diferentes labores: 36,364.86 CFM B. Circuito de ventilación chimenea Alimak 02 El ingreso de aire a este circuito es a través de las siguientes labores: Por el crucero 682 del nivel 3189 ingresa 17,684 CFM, que se encauza a las labores de los niveles inferiores. Por la galería 894 del nivel 3090 cuyo flujo es de 34,199.92 CFM, este aire se encauza a las diferentes labores de los niveles inferiores. Con el funcionamiento de los 02 ventiladores principales en este circuito, se concluye que por el circuito Alimak 02 está saliendo la

82

siguiente cantidad de aire usado o contaminado, de la siguiente forma: Por el ventilador principal que está instalado en la rampa 211

está captando 89,879.5 CFM.

Por el

ventilador principal que está instalado en el tajeo 290 está expulsando 45,945.5 CFM (total: 135 825 CFM). El aire que captan los 02 ventiladores principales es evacuado a través de la chimenea Allimack 02 cuyo flujo es de 135,825 CFM. El flujo de aire que llega al nivel 3420 en San Martin es de 104,075 CFM, por donde sale a superficie a través de la boca mina y otras chimeneas que comunican a superficie. 4.3.2.5

Balance del aire de ingreso y salida Es necesario las mediciones de los flujos de aire de ingreso y salida, donde se realizó durante el último levantamiento de campo donde determinaron los siguientes resultados ver tabla adjunto Tabla Nº 20: Balance del aire de ingreso y salida de Catalina Huanca

INGRESO DE AIRE Lugar Nivel "3189". Bocamina Bolívar TOTAL

Flujo (m³/min)

Flujo (pies³/min)

4,079.6

144,071

4,079.6

144,071

Flujo (m³/min)

Flujo (pies³/min)

SALIDA DE AIRE Lugar Chimenea Alimak 01

1,017.7

35,939,5

Chimenea Alimak 02

2,947.1

135,825

3,964.8

171 764,5

TOTAL

83

La vía principal de ingreso de aire fresco a la mina es la bocamina Bolívar en el Nivel “3189”. Las chimeneas de ventilación Alimak N° 01, 02 en San Martin constituyen las vías principales de salida de aire usado de la mina. 4.3.2.6

Diseño de diámetro de chimenea de ventilación Se realiza empleando la

fórmula para el diseño

económico de pozos o chimeneas, que en teoría el diámetro es calculado minimizando una función de costos. En la práctica, este parámetro se determina por la maquinaria disponible. Si bien el costo de capital puede ser obtenido de contratistas el costo de operación es estimado generalmente. La siguiente ecuación es usada: Diámetro óptimo, D: D = 7 6.27 *10 −4 *

Co * K * ( L + Le) * Q 3 (pies) η * Cc * Ce * L

Donde (dimensiones en UI): Co = C. operación, $/hp/año K = Constante de fricción L = Longitud física Le = Longitud equivalente Q = Caudal de Aire n = Eficiencia total Cc = Costo de capital/año Ce = C, excavación, p³/año Cc es calculado en función de interés y tiempo (i, n)

84

Detalle de costos: Cc = G. de capital Co = C de operación Ct = Costo total 4.4

INSTRUMENTOS: DS Nº 055-2010- EM Capítulo III Chimeneas y capitulo IV Ventilación A. CHIMENEAS Artículo 234º.- En la preparación de chimeneas con maquinarias especiales deberá cumplirse los aspectos técnicos establecidos en los respectivos manuales de operación. Artículo 235º.- Considerando los dos tipos de construcción de chimeneas de gran dimensión: una con piloto descendente y rimado ascendente y la otra de construcción ascendente usando plataforma y jaula de seguridad; se tendrá especial cuidado en el control de riesgos de los siguientes puntos: 1. La cámara de máquinas, el refugio de la plataforma de perforación y la zona de carguío deberán ser recintos con

85

sostenimiento natural en arco o con sostenimiento de acuerdo al estudio geomecánico. La ventilación en los espacios indicados deberá cumplir con el estándar de velocidad del aire de veinte (20) metros por minuto con una cantidad de aire establecido en el literal e) del artículo 236° del presente reglamento. 2. El ingeniero supervisor, en función al diseño, debe asegurarse de la construcción de un espacio que permita cargar el material rimado, utilizando cargador y camiones de bajo perfil. El diseño debe considerar un espacio adicional para depositar la piña rimadora en espera, listo para casos de mantenimiento, reparación o emergencia. 3. Se realizará monitoreos de presencia de polvo, gases y oxígeno en el ambiente de trabajo. 4. En la parte mecánica, el mantenimiento de las leonas y su correcto

uso

será

inspeccionado

diariamente,

quedando

registrada dicha inspección por el supervisor técnico del área. Una leona trancada deberá liberarse siguiendo las técnicas recomendadas por el fabricante y siempre con intervención de un mecánico, de ser el caso. 5. El personal no deberá ingresar a esta chimenea después del disparo ni después de uno o más días de estar paralizada, sin autorización escrita del supervisor. La autorización del ingreso se hará previa medición de gases.

86

B. VENTILACIÓN Artículo 236º.- El titular minero dotará de aire limpio a las labores de trabajo de acuerdo a las necesidades del trabajador, de los equipos y para evacuar los gases, humos y polvo suspendido que pudieran afectar la salud del trabajador. Todo sistema de ventilación en la actividad minera, en cuanto se refiere a la calidad del aire, deberá mantenerse dentro de los límites de exposición ocupacional para agentes químicos de acuerdo al ANEXO Nº 4 y lo establecido en el Decreto Supremo N° 015-2005SA o la norma que la modifique o sustituya. Además debe cumplir con lo siguiente: a)

Al inicio de cada jornada o antes de ingresar a cualquier labor, en especial labores ciegas programadas, deberá realizar mediciones de gases tóxicos, las que deberán ser registradas y comunicadas a los trabajadores que tienen que ingresar a dicha labor.

b)

En todas las labores subterráneas se mantendrá una circulación de aire limpio y fresco en cantidad y calidad suficientes de acuerdo con el número de trabajadores, con el total de HPs de los equipos con motores de combustión interna, así como para la dilución de los gases que permitan contar en el ambiente de trabajo con un mínimo de 19.5% de oxígeno.

c)

Las labores de entrada y salida de aire deberán ser absolutamente independientes. El circuito general de ventilación se dividirá en el interior de las minas en ramales para hacer que todas las labores en trabajo reciban su parte proporcional de aire limpio y fresco

87

d)

Cuando las minas se encuentren hasta un mil quinientos (1,500) metros sobre el nivel del mar, en los lugares de trabajo la cantidad mínima de aire necesaria por hombre será de tres (03) metros cúbicos por minuto. En otras altitudes la cantidad de aire será de acuerdo con la siguiente escala: 1. De 1,500 a 3,000 msnm, aumentará en 40% que será igual a 4 m³/min 2. De 3,000 a 4,000 msnm aumentará en 70% que será igual a 5 m³/min 3. Sobre los 4,000 msnm aumentará en 100% que será igual a 6 m³/min 4. En el caso de emplearse equipo diesel, la cantidad de aire circulante no será menor de tres (3) m³/min por cada HP que desarrollen los equipos.

e)

En ningún caso la velocidad del aire será menor de veinte (20) metros por minuto ni superior a doscientos cincuenta (250) metros por minuto en las labores de explotación, incluido el desarrollo, preparación y en todo lugar donde haya personal trabajando. Cuando se emplee explosivo ANFO u otros agentes de voladura, la velocidad del aire no será menor de veinticinco (25) metros por minuto.

f)

Cuando la ventilación natural no sea capaz de cumplir con los artículos precedentes, deberá emplearse ventilación mecánica, instalando ventiladores principales, secundarios o auxiliares, según las necesidades.

88

g)

Se tomará todas las providencias del caso para evitar la destrucción y paralización de los ventiladores principales. Dichos ventiladores deberán cumplir las siguientes condiciones: 1. Ser instalados en casetas incombustibles y protegidas contra derrumbes, golpes, explosivos y agentes extraños. 2. Tener, por lo menos, dos (02) fuentes independientes de energía eléctrica que, en lo posible, deberán llegar por vías diferentes. 3. Estar provistos de dispositivos automáticos de alarma para el caso de disminución de velocidad o paradas y provistos de los respectivos silenciadores para minimizar los ruidos. 4. Contar con otras precauciones aconsejables según las condiciones locales para protegerlas. 5. En casos de falla mecánica o eléctrica de los ventiladores, la labor minera debe ser paralizada y clausurado su acceso, de forma que se impida el pase de los trabajadores y equipos móviles hasta verifi car que la calidad y cantidad del aire haya vuelto a sus condiciones normales. Los trabajos de restablecimiento

serán

autorizados

por

el

ingeniero

supervisor. h)

Los ventiladores principales estarán provistos de dispositivos que permitan invertir la corriente de aire en caso necesario. Sus controles estarán ubicados en lugares adecuados y protegidos, alejados del ventilador y preferentemente en la superfi cie. El cambio de la inversión será ejecutado sólo por el trabajador autorizado.

i)

Se colocará dispositivos que eviten la recirculación de aire en los ventiladores secundarios.

89

j)

En labores que posean sólo una vía de acceso y que tengan un avance de más de sesenta (60) metros, es obligatorio el empleo de ventiladores auxiliares. En longitudes de avance menores a sesenta (60) metros se empleará también ventiladores auxiliares sólo cuando las condiciones ambientales así lo exijan. Se prohíbe el empleo de sopladores para este objeto. En las labores de desarrollo y preparación se instalará mangas de ventilación a no menos de quince (15) metros del frente de disparo. Cuando las condiciones del trabajo lo requieran, los ventiladores auxiliares estarán provistos de dispositivos que permitan la inversión de la corriente de aire en el sector respectivo, evitando cualquier posible recirculación.

k)

Se contará con el equipo necesario para las evaluaciones de ventilación las que se hará con la periodicidad que determinen las características de la explotación. Asimismo, se llevará a cabo evaluaciones cada vez que se originen cambios en el circuito que afecten significativamente el esquema de ventilación.

l)

Cuando existan indicios de estar cerca de una cámara subterránea de gas o posibilidades de un desprendimiento súbito de gas, se efectuará taladros paralelos y oblicuos al eje de la labor, con por lo menos diez (10) metros de avance.

m) La evaluación integral del sistema de ventilación de una mina subterránea se hará cada semestre y las evaluaciones locales se harán cada vez que se produzcan nuevas comunicaciones de chimeneas, cruceros, tajeos y otras labores; considerando, primordialmente, que la cantidad y calidad del aire establecido en los artículos precedentes debe darse en las labores donde

90

haya personal trabajando, como son los frentes de los tajeos, sub-niveles, galerías, chimeneas, inclinados, piques, entre otros. n)

La concentración promedio de polvo respirable en la atmósfera de la mina, a la cual cada trabajador está expuesto, no será mayor de tres (03) miligramos por metro cúbico de aire.

o)

En el monitoreo se debe incluir el número de partículas por metro cúbico de aire, su tamaño y el porcentaje de sílice por metro cúbico.

p)

La medición de la calidad del aire se hará con instrumentos adecuados para cada necesidad.

q)

La concentración promedio se determinará midiendo durante un periodo de seis (06) meses en cada una de las áreas de trabajo. El contenido de polvo por metro cúbico de aire existente en las labores de actividad minera debe ser puesto en conocimiento de los trabajadores.

Artículo 237º.- La sala o estación de carguío de baterías, deberán estar bien ventiladas. Para el funcionamiento de la sala o estación en el subsuelo, previamente se deberá presentar a la autoridad minera competente la memoria descriptiva, el plano de ubicación y el plano de ventilación. El cumplimiento de esta obligación será verificado en la fiscalización que realice la autoridad minera competente. 4.5

PROCEDIMIENTOS 4.5.1 Revisión del marco teórico Haciendo la revisión del marco teórico disponible, nos revelo, que para estimar el caudal de aire fresco existen normas y límites permisibles, y es necesario determinar la cantidad de Hp de los

91

equipos diesel, cantidad de personal en interior mina, y cantidad y calidad de explosivos empleados. En las galerías principales y como ventilador principal se debe de multiplicar el caudal calculado. 4.5.2 Diagnóstico de la ventilación actual La relación que resulta de comparar el caudal de aire que ingresa a la mina con los requerimientos de aire determinados, resulta en una cobertura de 63,16%, con un déficit de 84 011 CFM. Falta 36,84% de aire fresco insuflar a la fecha. Y teniendo en cuenta para ampliaciones de explotación hasta nivel

3000, falta

aproximadamente el 100%. 4.5.3 Cálculo del requerimiento de aire fresco según operación mina Es el siguiente el cálculo del requerimiento de aire fresco: •

Aire para personal = 25 583.4375 CFM

•

Diluir aire viciado por explosivos= 1320 x 35.2675=46 579,5 = 46 580 CFM y

•

Por equipos diesel fue establecido en 155 919 CFM

•

Subtotal Total = 228 082.43 CFM

•

Mas por caída de presión, fuga y ampliaciones= 2 veces

•

TOTAL = 456 164 CFM

4.5.4 Obtención del diseño de chimenea de ventilación El resultado y obtenido alcanzo a 13.5 pies de diámetro de la chimenea alimak 185 y 895.

92

CAPÍTULO V RESULTADOS, DISCUSIÓN Y COMENTARIOS 5.1

INTRODUCCIÓN Como se apreció que para la explotación de los Tj-185, Tj-186, Tj-187, labores de desarrollo y exploración del Nivel-3000 además comprenderá la explotación del Tj-290 en el Nv-3090. Para evitar un mayor recorrido de aire viciado hacia la Chimenea Alimak 01, se invertirá el sentido del flujo de aire limpio ingresando por la Rp522. El ingreso de aire usado al nuevo circuito será a través de la chimenea Alimak 185, que captará el aire usado de las labores del nivel 3000, este aire se encauzará por la Ch-150 en el nivel 3090 que será succionado por un ventilador principal de 120 000 CFM, ubicado en el Cx-682 del nivel 3189, este aire usado se encauzará por la rampa 682 hacia la chimenea Alimak 02 que llegará al nivel superior Nivel 3420 en San Martin. Para ello se desarrollará las siguientes labores:

93

1. Desarrollo del Crucero 823 de una longitud de 193 m 2. Desarrollo de la chimenea Alimak 895, longitud 105 m. 3. Desarrollo del crucero 425, longitud 77,5 m. 4. Desarrollo de la chimenea Alimak 185, longitud 102 m. Cuando se concluya con esta infraestructura mencionada podrá instalarse un ventilador de 120 000 CFM, sabiendo que el 70% de las operaciones se asocian al único conducto de salida chimenea Alimak 02 y 30% a la chimenea Alimak 01. El proceso de producción de la mina luego de la conclusión de la etapa de desarrollo de la Rampa Saynocca.; continua la etapa de explotación de los tajos doña María, Mariela y Amanda 03 techo y otras labores de expansión horizontal. 5.2

CAUDAL DE AIRE FRESCO

SEGÚN REQUERIMIENTOS EN EL

FUTURO DE MINA CATALINA TOTAL = 456 164 CFM, esto se repartirá en dos chimeneas Ch Alimak 185 y 895, por tanto el caudal de diseño es 228 082 CFM 5.3

REQUERIMIENTOS DE VENTILADORES PRINCIPALES EN MINA El objetivo de requerir ventiladores es dotar de aire fresco a los lugares de trabajo de acuerdo a los requerimientos del personal, equipos y para evacuar gases, humo y polvo suspendidos que puede afectar la salud de los trabajadores, además mejorar el rendimiento del personal y equipos. Para ello se requerirá de los siguientes ventiladores

94

Tabla Nº 21: Ventiladores necesarios y costos de operación anual.

UBICACIÓN Rampa Saynocca Rampa 490 Cámaras diamantinas Cámaras diamantinas Crucero 823 Rampa 440 Rampa 682 Crucero 160 Ch-ALK-895 Ch-ALK-290

CAUDAL PRESIÓN ESTATICA COSTO US$ CANTIDAD (pie³/min SIN IGV ) (Pulg H2O) 1 30,000 12.18 18,500.00 1 30,000 12.18 18,500.00 1 6,000 11.49 11,205.00 1 6,000 11.49 11,205.00 1 25,000 10.46 18,625.00 1 25,000 10.46 18,625.00 1 25,000 10.46 18,625.00 1 25,000 10.46 18,625.00 1 5,000 10.07 8,350.00 1 5,000 10.07 8,350.00 150,610.00 COSTO TOTAL 179 226 +IGV

Para la ampliación hasta el nivel 2800, vetas María, Mariela, y Amanda 03 techo. Se requiere ventiladores principales siguientes. Tabla Nº 22: Costo de inversión de ventiladores principales

UBICACIÓN

CANTIDAD

CAUDAL PRESION ESTATICA (pie³/min)

(Pulg H2O)

COSTO US$ SIN IGV

Ch-ALK-185

1

120,000

9.478

201 795

REEMPLAZO

1

120,000

9.478

201 795

COSTO TOTAL

5.4

403 590

COSTOS DE INVERSIÓN DEL DISEÑO DE VENTILACIÓN A continuación se detallan, los costos totales en US$ dólares de los proyectos de labores a ejecutarse, que harán posible la mejora de la calidad del aire fresco para el confort y mejorar la calidad de vida de los trabajadores en interior mina. Ver tabla Nº 23.

95

Tabla Nº 23: Distribución de costos de chimeneas, desarrollos y por ventiladores principales. 1. CHIMENEAS Chimeneas Ch-ALK-185 Ch-ALK-895 Ch-ALK-150 Total

Ubicación Nv-3000 a Nv-3090 Nv-3090 a Nv-3189 Nv-3090 a Nv-3189

2. DESARROLLOS PARA LAS CHIMENEAS Y OTROS Desarrollos Ubicación Desarrollos para Ch-Alk-185 Desarrollos para Ch-Alk-895

Desarrollos para Ch-Alk-150 Desarrollo rampa 682 Desarrollo Cro-823 Desarrollo rampa Saynocca Total 3.- VENTILADORES PRINCIPALES Ventiladores 01 Extractor 01 Extractor 01 Extractor 01 Extractor Total

Crucero 186, Nv-3000 Crucero 895, Nv-3090 Ch+Subnivel, Nv-3090 Crucero 425, Nv-3189 Crucero 180, Nv-3090 Chimenea 1 y 2, Nv-3090 Subnivel, Nv-3090 Crucero 150, Nv-3189 Rampa 682, Nv-3189 Crucero 823, Nv-3189 Rampa Saynocca

Ubicación Gal-682 Nv-3189 Cro-211 Nv-3090 REEMPLAZO REEMPLAZO

Costo Total US $

5.5

Sección (m x m/ m) 2.0 x 2.0 2.0 x 2.0 2.0 x 2.1

Longitud (m) 99.00 100.75 102.00 301.75

Costo (US $) 76,379 77,730 78,694 232,803

Sección (m x m) 3.5 x 3.5 3.5 x 3.5 2.0 x 2.0 3.5 x 3.5 3.0 x 3.0 2.0 x 2.0 2.0 x 2.0 3.0 x 3.0 3.0 x 3.0 4.0 x 4.5 4.5 x 5.0

Longitud (m) 20.00 20.00 32.00 77.50 36.00 10.70 8.20 10.00 115.00 193.00 1,700.00 2222.40

Costo (US $) 2,220 2,220 3,566 8,602 3,996 1,192 914 1,110 14,082 48,250 4,844,320 4,930,470

Capacidad (cfm) 120,000 120,000 120,000 120,000

Potencia (HP) 250 250 250 250

Costo (US $) 201,795 201,795 201,795 201,795 807,180 5,970,454

RESULTADO DEL DISEÑO DEL DIÁMETRO DE CHIMENEA PARA VENTILACIÓN Catalina Huanca, viene siendo mecanizada y es común optimizar el diámetro de chimenea como una función económica, con la siguiente ecuación.

96

Diseño económico de pozos Diámetro óptimo, D: D = 7 6.27 *10 −4 *

Co * K * ( L + Le) * Q 3 η * Cc * Ce * L

Donde (dimensiones en UI): Co= C. operación, $/hp/año K = Constante de fricción L = Longitud física Le = Longitud equivalente Q = Caudal de aire

η = Eficiencia total Cc = Costo de capital/año Ce = C, excavación, p³/año CC es calculado en función de interés y tiempo (i, n) Dando valores en la ecuación: Co = costo de operación US $/Hp/año = US$ 1 039 983 = US$ 227,32 K = constante de fricción = 60,7 lb-min2 / ft4 E-10 L = 2000 pies Le = 0 pies Qo = 228 KCFM; η = 70% Cc = US$ 398 030, 2667 Ce = US$ 20,96 / 15 años = US$ 1,4 pies3 /año Vida del proyecto = 15 años Tasa de interés = 10%

97

Costo de operación C/kw-h = 7 ctvos de dólar. Reemplazando valores en la ecuación anterior obtenemos: D = 13,55 pies; equivalente a 4,11 metros de diámetro de chimeneas Ch alimak 185 y 895.

98

CONCLUSIONES PRIMERA: Para diseñar el diámetro de chimenea, se empleó la ecuación del diseño económico del diámetro optimo, en donde se necesitaron los siguientes datos: longitud de chimenea, constante de fricción K, caudal de aire que va circular en miles de CFM, costo de excavación en pies3 /año, costo de capital por año, costo de operación US$/Hp/año, eficiencia de ventiladores principales. Por tanto se construirán dos chimeneas Ch- Alimak 895 y 185, de diámetro de 4,11 m, y a su vez se debe ampliar las Ch- Alimak 01 y 02, siendo en total 600 metros de longitud de chimeneas cada uno de 150 m. SEGUNDA: El cálculo del requerimiento de aire fresco para ventilar las labores es como sigue: •

Aire para personal = 25 583.4375 CFM

•

Diluir aire viciado por explosivos= 1320 x 35.2675=46 579,5 = 46 580 CFM y

•

Por equipos diesel fue establecido en 155 919 CFM

•

Subtotal Total = 228 082.43 CFM

•

Mas por caída de presión, fuga y ampliaciones= 2 veces

•

TOTAL = 456 164 CFM.

TERCERA: El circuito de ventilación, consiste en recorrido de aire viciado hacia la Chimenea Alimak 01, se invertirá el sentido del flujo de aire limpio ingresando por la Rp-522. El ingreso de aire usado al nuevo circuito será a través de la chimenea Alimak 185 (nuevo), que captará el aire usado de las labores del nivel 3000, este aire se encauzará por la Ch-150 en el nivel 3090 que será succionado por un ventilador principal de 120 000 CFM, ubicado en el Cx-682

99

del nivel 3189, este aire usado se encauzará por la rampa 682 hacia la chimenea Alimak 02 que llegará al nivel superior Nivel 3420 en San Martin. CUARTA:

Se realizaron monitoreo del caudal de aire y velocidad del aire en 21 estaciones ubicadas en exterior e interior de mina Catalina Huanca.

100

RECOMENDACIONES

PRIMERA: Recomiendo efectuar un planeamiento de ventilación a largo plazo, empleando un simulador (Software) a fin de predecir los requerimientos de ventilación así mismo para determinar: •

Los flujos de aire y sus sentidos de avance en las labores proyectadas, y determinar los cambios en presiones y caudales cuando nuevas labores son añadidas al modelo.

•

Cambios de velocidades del aire en las diferentes labores debidos a cambios efectuados.

•

Los

puntos

requerimientos

de de

operación energía

de

los

eléctrica

ventiladores, y

otros

los

factores

económicos. •

Caídas de presión del aire en los conductos primarios y secundarios indicando alternativas de mejora.

SEGUNDA: Tener mucho criterio y experiencia en el diseño del diámetro óptimo de la chimenea, en especial en la elección de la constante de fricción k, cálculo de la presión, eficiencia del ventilador, y costos de excavación y operación del sistema.

101

REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS 1.

Cisternas Yáñez Raúl Fernando, Ingeniero Civil de Minas, de la Universidad de Santiago de Chile (1979) , Magister en Evaluación de Proyectos, de la Pontificia Universidad Católica de Chile (1987) “Curso estrategias de ventilación de minas para operaciones subterráneas con alto uso de equipos diesel”, año 2008.

2.

Compañía peruana de uso minero ecológico y técnico: Capacitación para trabajadores mineros cerro rico- base rey; ventilación en minas módulo minería subterráneas; Lima, agosto del 2006.

3.

Corimanya Mauricio José “Planeamiento de Ventilación asistida para la Unidad Peruana San Cristóbal –Cía. Minera San Cristóbal” UNI – Lima Perú, 2012.

4.

D.S Nº 055-2010- EM- Reglamento de seguridad y salud ocupacional en minería.

5.

De la Cuadra Irizar, Luis (1974). Curso de Laboreo de Minas. Madrid: Universidad Politécnica de Madrid. ISBN 84-600-6254-6.

6.

Fernández Felgueroso, José Manuel; Luque Cabal, Vicente (1975). Lecciones de ventilación de minas. Escuela Técnica Superior de Ingenieros de Minas de Oviedo.

7.

Hernandez Sampieri Roberto “Metodología de la Investigación” cuarta edición Mc Graw Hill México abril 2006 – 2010.

8.

Katsabanis, Takis y SILVA, Guillermo: Tecnología de Explosivos y Técnicas de Voladura.- Publicaciones U.N.A.- Facultad de Ingeniería de Minas; Puno; 1 996.

102

9.

Luque Cabal, Vicente (1988). Manual de ventilación de minas. Asociación de Investigación Tecnológica de Equipos Mineros (AITEMIN). ISBN 84404-3192-9.

10. Rozan Bravo Milton Cesar “Diseño optimo del diámetro de chimenea para ventilación y determinación del costo mínimo entre caudal de aire y energía eléctrica aplicando el software Vnetpc en la mina Chipmo de Cía. De minas Buenaventura S.A.A tesis de Ingeniero UNSA - Ingeniería de Minas 2011. 11. Tafur Portilla Raúl “La tesis universitaria- tesis doctoral- la tesis de maestría- el nforme- la monografía, editorial Mantaro Lima marzo 1995.

103

ANEXOS

104

ANEXO Nº 01: CIRCUITO DE VENTILACIÓN DE MINA CATALINA HUANCA

105

ANEXO Nº 02: SUMINISTROS DE SOSTENIMIENTO POR CECO 2012

Subcomm. Tipo Petición

Cuenta DR COSTO

(Varios elementos) I

Descr Larga DINAMITA (DENS) 1.12GR/CM3;(DIA) 1.1/2";(LG) 8";(VEL-DETON) 4200MT/SEG DINAMITA (DENS) 1.12GR/CM3;(DIA) 7/8";(LG) 7";(VEL-DETON) 4200MT/SEG DINAMITA (DENS) 1GR/CM3;(DIA) 7/8";(LG) 7";(VEL-DETON) 3400MT/SEG

UM KG KG KG

MANGUERA (D-INT) 3/4";(MAT) GOMA ANTIESTATICA;(PRE) 150PSI;(TIP) ANTIESTATICA MT NITRATO DE AMONIO (VEL-DETON) 3000MT/SEG KG SUFERFAN 2 ( ANFO) UN MANGAS ANTIESTATICAS DE 3/4" PARA CONTROL DE VOLADURA CON ANFO UN

Total COSTO INVERSION

Total INVERSION Total general

Periodo ENERO Cant. Desp.

Datos FEBRERO Cant. Desp.

Importe

11,801.44 1,526.95 94.70 14,920.00

MARZO Cant. Desp.

Importe

ABRIL Cant. Desp.

Importe

34,220.64 3,680.25 186.14

15,255.28 1,586.55 236.28

44,334.16 3,823.90 464.43

14,691.75 4,428.87 842.89

42,716.27 10,674.46 1,656.78

12,684.98

30.00 14,684.63

432.79 12,708.08

50.00 15,179.85

721.32 13,270.67

MAYO Cant. Desp.

Importe

J UNIO Cant. Desp.

Importe

J ULIO Cant. Desp.

Importe

AGOSTO Cant. Desp.

Importe

43,865.04 7,774.91 1,083.87

20,457.64 3,175.97 519.25

59,774.59 9,123.93 1,020.64

11,095.88 2,012.01 648.01

32,485.41 5,780.10 1,273.73

6,376.52 1,782.20 430.00

18,668.54 5,119.89 845.21

844.25 507.78 274.14

2,471.71 1,458.75 538.85

641.31

1,877.56

130.12

255.76

15,269.00 3,000.00 1,500.00

13,502.92 2,583.00 1,391.85

14,035.00 2,000.00

12,463.47 1,722.00

7,470.85 7,250.00

6,678.19 6,242.25

11,622.00

10,349.92

20,756.10

18,405.85

21,155.00

18,597.36

2,067.00

2,505.00

5,310.60 6,942.00

4,172.14

460.00 32,877.00 18,660.00

975.20 19,759.08 4,868.39

28,400.00 20,189.00

17,068.40 5,267.31

7,785.00 82,164.27

1,858.28 50,336.11

5,524.00 76,039.43

1,318.58 44,384.98

356.00

1,022.72

4.57 217.00

8.98 191.64

8.23 125.00

16.18 109.89

1,582.00 248.00

950.78 64.70

1,432.00 1,349.00

241.00 2,292.57 84,456.84

57.53 1,273.63 51,609.74

110.00 3,380.23 79,419.66

UN UN UN

975.00 125.00

251.00

375.00

753.00

EMULSION (DIA) 1";(LG) 8";(TIP) 1000;(VEL-DETON) 5800MT/SEG

UN

125.00 41,412.86 492.64 22.93

276.50 86,699.12 1,438.73 65.87

31,356.75 75.00 6.32

58,523.28 219.58 18.16

27,152.72

39,155.70

31.63

90.87

53.58 345.00

105.32 305.54

5.03

9.89

9.20 140.00

18.08 124.60

75.00

159.00

KG KG

DINAMITA (DENS) 1GR/CM3;(DIA) 7/8";(LG) 7";(VEL-DETON) 3400MT/SEG NITRATO DE AMONIO (VEL-DETON) 3000MT/SEG MANGAS ANTIESTATICAS DE 3/4" PARA CONTROL DE VOLADURA CON ANFO

KG KG UN

EMULSION 3000(1 1/8 " X 12" EMULSION (DIA) 1.1/4";(LG) 12";(TIP) 3000;(VEL-DETON) 5700MT/SEG EMULSION (DIA) 1";(LG) 8";(TIP) 3000;(VEL-DETON) 5700MT/SEG

UN UN UN

EMULSION (DIA) 1";(LG) 8";(TIP) 1000;(VEL-DETON) 5800MT/SEG

UN

28,343.09 363.55 193.80

50,772.02 1,054.19 467.10

31,792.74 2,992.96 77.17

61,763.36 8,699.70 186.00

35,193.37 1,471.58 47.52

69,039.50 4,278.62 114.53

38,079.00 1,354.90 271.10

70,201.60 3,949.29 778.82

0.69 92.00

1.36 78.22

51.00 153.00

100.25 132.41

37.41 432.00

73.53 378.80

54.10 403.00 1,500.00

106.34 356.32 1,391.85

650.04 28,993.13

1,600.86 52,372.87

3,274.13 35,066.87

9,118.34 70,881.71

1,988.51 37,181.88

4,845.49 73,884.99

Total Cant. Desp.

3,583.10 41,662.10

6,582.62 76,784.21

106

989.15 42,402.01

2,074.46 88,773.58

86.35 31,443.10

247.62 58,770.90

180.83 27,333.55

233.55 39,389.25

Total Importe

Importe

15,052.19 2,706.39 551.42

EMULSION 3000(1 1/8 " X 12" EMULSION (DIA) 1.1/4";(LG) 12";(TIP) 3000;(VEL-DETON) 5700MT/SEG EMULSION (DIA) 1";(LG) 8";(TIP) 3000;(VEL-DETON) 5700MT/SEG

DINAMITA (DENS) 1.12GR/CM3;(DIA) 1.1/2";(LG) 8";(VEL-DETON) 4200MT/SEG DINAMITA (DENS) 1.12GR/CM3;(DIA) 7/8";(LG) 7";(VEL-DETON) 4200MT/SEG

SETIEMBRE Cant. Desp.

Importe

96,216.26 17,726.71 3,726.81

280,413.92 47,436.20 7,325.42

80.00 135,092.43 12,250.00 1,500.00

1,154.10 118,661.45 10,547.25 1,391.85

3,940.00 68,219.00 39,349.00

8,352.80 40,999.62 11,139.70

13,434.00 391,534.22 6,750.63 1,006.47

3,453.36 530,875.67 19,640.09 2,744.05

223.81 1,907.00 1,500.00

439.92 1,677.42 1,391.85

860.63 351.95

75.00 3,014.00 1,597.00

159.00 1,811.41 416.66

26.26 2,387.62 46,772.60

351.00 16,424.91 407,959.13

83.78 28,364.19 559,239.86

ANEXO Nº 02: EXPLOSIVOS - RESUMEN Subcomm.

(Varios elementos)

Tipo Petición

I

Cant. Desp. Descr Larga

Periodo UM

ENERO

FEBRERO

MARZO

ABRIL

MAYO

J UNIO

J ULIO

AGOSTO

SETIEMBRE

Total general

DINAMITA (DENS) 1.12GR/CM3;(DIA) 1.1/2";(LG) 8";(VEL-DETON) 4200MT/SEG

KG

12,164.99

18,248.24

16,163.33

16,407.09

20,950.28

11,170.88

6,376.52

844.25

641.31

102,966.89

DINAMITA (DENS) 1.12GR/CM3;(DIA) 7/8";(LG) 7";(VEL-DETON) 4200MT/SEG

KG

1,720.75

1,663.72

4,476.39

2,977.49

3,198.90

2,018.33

1,813.83

507.78

356.00

18,733.18

DINAMITA (DENS) 1GR/CM3;(DIA) 7/8";(LG) 7";(VEL-DETON) 3400MT/SEG

KG

95.39

287.28

880.30

605.52

572.83

653.04

439.20

278.71

138.35

3,950.62

30.00

50.00

14,837.63

15,611.85

15,672.00

14,380.00

7,470.85

11,762.00

20,973.10

21,280.00

136,999.43

2,000.00

7,250.00

1,050.00

2,505.00

MANGUERA (D-INT) 3/4";(MAT) GOMA ANTIESTATICA;(PRE) 150PSI;(TIP ) ANTIESTATICA MT 15,012.00

80.00

NITRATO DE AMONIO (VEL-DETON) 3000MT/SEG

KG

SUFERFAN 2 ( ANFO)

UN

3,000.00

MANGAS ANTIESTATICAS DE 3/4" PARA CONTROL DE VOLADURA CON ANFO UN

3,000.00

3,000.00

EMULSION 3000(1 1/8 " X 12"

UN

EMULSION (DIA) 1.1/4";(LG) 12";(TIP) 3000;(VEL-DETON) 5700MT/SEG

UN

EMULSION (DIA) 1";(LG) 8";(TIP) 3000;(VEL-DETON) 5700MT/SEG

UN

125.00

EMULSION (DIA) 1";(LG) 8";(TIP) 1000;(VEL-DETON) 5800MT/SEG

UN

125.00

Total general

12,250.00 460.00 6,942.00

28,993.13

35,066.87

37,181.88

41,662.10

42,402.01

375.00 31,443.10

27,333.55

4,015.00

34,459.00

29,832.00

71,233.00

18,908.00

21,538.00

40,946.00

8,026.00

5,634.00

13,785.00

84,456.84

79,419.66

407,959.13

EXPLOSIVOS POR IMPORTE 2012 Subcomm.

(Varios elementos)

Tipo Petición

I

Suma de Importe2 Descr Larga

Periodo UM

ENERO

FEBRERO

MARZO

ABRIL

MAYO

J UNIO

J ULIO

AGOSTO

SETIEMBRE

Total general

DINAMITA (DENS) 1.12GR/CM3;(DIA) 1.1/2";(LG) 8";(VEL-DETON) 4200MT/SEG

KG

35,274.82

53,033.86

46,994.89

47,814.33

61,213.32

32,704.99

18,668.54

2,471.71

1,877.56

300,054.01

DINAMITA (DENS) 1.12GR/CM3;(DIA) 7/8";(LG) 7";(VEL-DETON) 4200MT/SEG

KG

4,147.35

4,009.90

10,789.00

8,553.73

9,189.80

5,798.26

5,210.76

1,458.75

1,022.72

50,180.26

DINAMITA (DENS) 1GR/CM3;(DIA) 7/8";(LG) 7";(VEL-DETON) 3400MT/SEG

KG

187.50

564.68

1,730.32

1,190.21

1,125.95

1,283.62

863.29

547.83

271.94

7,765.34

432.79

721.32

12,840.49

13,649.47

13,859.25

12,769.01

6,678.19

10,474.52

18,597.49

18,707.25

120,338.86

1,722.00

6,242.25

2,226.00

5,310.60

MANGUERA (D-INT) 3/4";(MAT) GOMA ANTIESTATICA;(PRE) 150PSI;(TIP ) ANTIESTATICA MT 12,763.20

1,154.10

NITRATO DE AMONIO (VEL-DETON) 3000MT/SEG

KG

SUFERFAN 2 ( ANFO)

UN

2,583.00

MANGAS ANTIESTATICAS DE 3/4" PARA CONTROL DE VOLADURA CON ANFO UN

2,783.70

2,783.70

EMULSION 3000(1 1/8 " X 12"

UN

EMULSION (DIA) 1.1/4";(LG) 12";(TIP) 3000;(VEL-DETON) 5700MT/SEG

UN

EMULSION (DIA) 1";(LG) 8";(TIP) 3000;(VEL-DETON) 5700MT/SEG

UN

251.00

EMULSION (DIA) 1";(LG) 8";(TIP) 1000;(VEL-DETON) 5800MT/SEG

UN

276.50

Total general

10,547.25 975.20 4,172.14

52,372.87

70,881.71

107

73,884.99

76,784.21

88,773.58

753.00 58,770.90

39,389.25

8,511.80

20,709.86

17,929.03

42,811.03

4,933.10

5,619.26

11,556.36

1,915.81

1,344.84

3,537.14

51,609.74

46,772.60

559,239.86

DINAMITA(DENS) 1.12GR/CM3;(DIA) 1.1/2";(LG) 8";(VEL-DETON) 4200MT/SEG 25,000.00 20,000.00 15,000.00 10,000.00 5,000.00 0.00

DINAMITA(DENS) 1.12GR/CM3;(DIA) 7/8";(LG) 7";(VEL-DETON)4200MT/SEG 5,000.00 4,000.00 3,000.00 2,000.00 1,000.00 0.00

DINAMITA(DENS) 1GR/CM3;(DIA) 7/8";(LG)7";(VEL-DETON) 3400MT/SEG 1,000.00 800.00 600.00 400.00 200.00 0.00

108

109

110

ANEXO Nº 03: MALLA DE PERFORACIÓN CHIMENEA ALIMAK AREA LONGITUD VOLUMEN #TALADRO

4 M2 2M 8 M3 37

LEYENDA:

3.16 KG/M3 32 5

FANELNº 1 2 4 6 9 11 12 13 15

PERFORACIÓN DE 8PIES Nº CARTUCHOS TOTALDECARTUCHOS Nº TALADROS 12 24 2 12 24 2 11 44 4 11 44 4 11 44 4 10 40 4 8 32 4 8 32 4 8 32 4 316 32

KG. CARTUCHO CANT. KG. TALADRO 0.08 1.92 0.08 1.92 0.08 3.52 0.08 3.52 0.08 3.52 0.08 3.2 0.08 2.56 0.08 2.56 0.08 2.56 25.28

FANELNº 1 2 4 6 9 11 12 13 15

PERFORACIÓN DE 6PIES Nº CARTUCHOS TOTALDECARTUCHOS Nº TALADROS 8 16 2 8 16 2 7 28 4 7 28 4 7 28 4 6 24 4 6 24 4 6 24 4 6 24 4 212 32

KG. CARTUCHO CANT. KG. TALADRO 0.08 1.28 0.08 1.28 0.08 2.24 0.08 2.24 0.08 2.24 0.08 1.92 0.08 1.92 0.08 1.92 0.08 1.92 16.96

TOTAL

LEYENDA:

TOTAL

FACTORDECARGA #TALADROCARGADOS #TALADROALIOVIOS

111

ROCA MEDIA

2.0 m

0.35 2.0m TOTAL

AREA LONGITUD VOLUMEN #TALADRO

4 M2 2M 8 M3 37

LEYENDA: FANELNº 1 2 4 6 9 11 12 13 15 TOTAL

FACTORDECARGA #TALADROCARGADOS #TALADROALIOVIOS

PERFORACIÓN DE8PIES Nº CARTUCHOS TOTALDECARTUCHOS Nº TALADROS 12 24 2 12 24 2 11 44 4 11 44 4 11 44 4 10 0 0 9 36 4 9 36 4 9 36 4 288 28

112

3.6 KG/M3 32 5

KG. CARTUCHO CANT. KG. TALADRO 0.1 2.4 0.1 2.4 0.1 4.4 0.1 4.4 0.1 4.4 0.1 0 0.1 3.6 0.1 3.6 0.1 3.6 28.8

113

AREA LONGITUD VOLUMEN #TALADRO

4 M2 2M 8 M3 37

LEYENDA: FANELNº 1 2 4 6 9 11 12 13 15 TOTAL

FACTORDECARGA #TALADROCARGADOS #TALADROALIOVIOS

PERFORACIÓN DE8PIES Nº CARTUCHOS TOTALDECARTUCHOS Nº TALADROS 12 24 2 12 24 2 11 44 4 11 44 4 11 44 4 10 0 0 9 36 4 9 36 4 9 36 4 288 28

114

2.88 KG/M3 32 5

KG. CARTUCHO CANT. KG. TALADRO 0.08 1.92 0.08 1.92 0.08 3.52 0.08 3.52 0.08 3.52 0.08 0 0.08 2.88 0.08 2.88 0.08 2.88 23.04