FACULTAD DE GEOLOGÍA, GEOFÍSICA Y MINAS ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS
“INFORME DE PRACTICAS PRE-PROFESIONALES MINERA YANAQUIHUA S.A.C. – UNIDAD GOLDMIN”
AREQUIPA – PERÚ
DEDICATORIA
AGRADECIMIENTO
Mi grato agradecimiento a la Universidad Nacional de San Agustín, mi Alma Mater, y de manera especial a la Escuela Profesional de Ingeniería de minas, haciendo extensivo mi agradecimiento a los docentes, por los conocimientos impartidos durante mis años de estudio.
A la Compañía Minera Yanaquihua SAC, Unidad Goldmin por su enorme apoyo en la realización del presente informe.
Quisiera también expresar mis agradecimientos al ingeniero residente de la unidad, Ingenieros residentes de compañía
y a todo el personal de la
empresa especializada que de alguna forma me ayudaron a realizar mis prácticas en esta unidad minera.
Así mismo a todo el personal obrero con los que laboré, por haber compartido sus conocimientos y experiencia gentilmente volcada hacia mí persona, mi agradecimiento a todos ellos.
INTRODUCCIÓN La “Minera Yanaquihua S.A.C.” es una empresa minera que explota oro por el método de corte y relleno ascendente convencional, se encuentra ubicado en el departamento de Arequipa, provincia de Condesuyos a 8 hrs de la ciudad de Arequipa , presenta un clima árido y templado donde la mayor parte del año predomina un periodo seco.
El oro se presenta en filones de cuarzo y pirita aurífera dándose la explotación de vetas angostas de 0.3 m de potencia y ley de corte de 7 gr/TM con un rumbo aproximado de N 750 E y buzamiento entre 800 y 850. La roca encajonante es la Granodiorita, donde en algunas zonas se presenta alterado y un fracturamiento notable haciendo el terreno inestable.
El planeamiento de minado de labores de exploración y desarrollo es de aproximadamente de 1000 m/mes donde en cada metro de avance se amplía las reservas geológicas. La perforación se desarrolla con maquinas perforadoras Jack Leg TOYO y SECCO, en la voladura el chispeo se hace de forma individual (Mecha Lenta), produciéndose ciertas dificultades al momento del chispeo, se espera que se cambie este sistema por el CARMEX o iniciación en un solo punto.
El mineral de las vetas es extraído de los tajos con carretillas a los buzones donde son llenados los carros U-35 y lo transportados por una locomotora a la tolva fuera de la bocamina ahí es pallaqueado y llevado hacia la planta en volquetes NL12 con capacidad de 20 toneladas, el cual lleva el mineral de las demás contratas como: SVS, GOLDMIN, MINADES, EDINSA, PRODUCOM y MKL. La planta de beneficio trata 50 TMS/día, con ley de cabeza de 10 gr Au/ TM. Este mineral es tratado y lixiviado además es recuperado en solución mediante carbón activado.
En Yanaquihua se aplica el sistema de los cinco puntos de seguridad complementado con charlas de seguridad diarias inducción al personal nuevo y de retroalimentación al personal que retorna de algún accidente en mina.
ÍNDICE
CAPÍTULO I MATERIAL DE ESTUDIO 1.1 Ubicación y Accesibilidad ................................................................................. 01 1.2 Historia ............................................................................................................ 03 1.3 Geomorfología ................................................................................................. 04 1.4 Clima y vegetación ........................................................................................... 05
CAPÍTULO II GEOLOGIA LOCAL Y REGIONAL
2.1
Geología Local................................................................. .............................. 07 2.1.1 Complejo Bella Unión ........................................................................... 07 2.1.2 Formación Huaylillas ............................................................................ 07 2.1.3 Grupo Barroso ...................................................................................... 07 2.1.4 Depósitos Aluviales .............................................................................. 07
2.2
Geología Regional………………………………………………….. ................... 08
2.3
Geología Estructural ..................................................................................... 09
2.4
Tipo de Yacimiento ....................................................................................... 11 2.4.1 Alteraciones ......................................................................................... 12
2.5
Rumbo, buzamiento y descripción de las vetas ............................................. 13
2.6
Geología Económica ..................................................................................... 17 2.6.1 Mineral de Mena................................................................................... 17 2.6.2 Minerales de Ganga ............................................................................. 18
2.7
Reservas de Mineral ..................................................................................... 19
CAPÍTULO III OPERACIONES MINA 3.1
Ciclo de Minado en Labores de Avance ....................................................... 22 3.1.1 Perforación ........................................................................................... 22 3.1.1.1 Tipos de Perforadoras............................................................ 24 3.1.1.2 Parámetros de Perforación .................................................... 25 3.1.1.3 Problemas en la Perforación ................................................. 27 3.1.2 Voladura ............................................................................................... 27 3.1.2.1 Parámetros de Voladura ........................................................ 28 3.1.3 Carguío ................................................................................................ 29 3.1.4 Acarreo ................................................................................................ 29
3.2
Ventilación .................................................................................................... 30
3.3
Sostenimiento ............................................................................................... 32 3.3.1 Puntales de Seguridad ......................................................................... 33 3.3.2 Puntales en Línea ................................................................................ 34 3.3.3 Cuadros de Madera .............................................................................. 34 3.3.3.1 Cuadros Cónicos ................................................................... 35 3.3.3.2 Cuadros Cojos ....................................................................... 35
3.4
Servicios Auxiliares .................................................................................... ...36 3.4.1 Líneas de Agua y Aire .......................................................................... 36 3.4.2 Energía Eléctrica .................................................................................. 37 3.4.3 Aire Comprimido................................................................................... 38 3.4.4 Agua..................................................................................................... 39
CAPÍTULO IV METALURGIA
4.1
Planta Concentradora ................................................................................... 40
4.2
Sección Chancado ....................................................................................... 41 4.2.1
Chancado Primario .......................................................................... 42 4.2.1.1 Faja Transportadora Nº 2 ....................................................... 43 4.2.1.2 Zaranda Vibratoria ................................................................. 43
4.2.2
Chancado Secundario ..................................................................... 44 4.2.2.1 Tolva de Finos ....................................................................... 44 4.2.2.2 Orden y Limpieza en el circuito de chancado ......................... 44 4.2.2.3 Muestreo ................................................................................ 45
4.3
Sección Molienda .......................................................................................... 46 4.3.1
Faja Transportadora Nº 3 ................................................................ 46
4.3.2
Molino Primario y Molino de Remolienda ......................................... 47 4.3.2.1 Parámetros de Operación ...................................................... 49 4.3.2.2 Orden y Limpieza en el Circuito de Molienda ......................... 49
4.4
Método de Recuperación de Mineral ............................................................. 50 4.4.1
Lixiviación ........................................................................................ 50
CAPÍTULO V ACTIVIDADES REALIZADAS DURANTE LAS PRÁCTICAS
5.1
Instalación de Rieles en la Labor 680 Veta Despreciada ............................... 56
5.2
Reparación de Cuadros Rotos ...................................................................... 58
5.3
Instalación de Tuberías y Reparación de Válvulas de Paso de Agua. ........... 60
5.4
Reparación de Buzones. ............................................................................... 61
5.5
Encostillado de Material Suelto. .................................................................... 61
5.6
Paleo de Mineral en Frente de Perforación. .................................................. 62
5.7
Control de Tiempos de Perforación. .............................................................. 63
5.8
Charlas de Seguridad.................................................................................... 65
5.9
Informes de Incidentes. ................................................................................. 66
CAPÍTULO VI SEGURIDAD
6.1
Conceptos Básicos de Prevención de Riesgos ............................................. 67
6.2
Causas de los Accidentes. ............................................................................ 68
6.3
Capacitación en Seguridad. .......................................................................... 69
6.4
Código de Señales. ....................................................................................... 69
6.5
Sistema de Seguridad de los Cinco Puntos................................................... 71
6.6
Medio Ambiente. ........................................................................................... 73 6.6.1
Actividades de Cierre ...................................................................... 73
6.6.2
Estabilidad Geoquímica ................................................................... 76
6.6.3
Estabilidad Hidrológica .................................................................... 77
CAPÍTULO VII RELACIONES COMUNITARIAS
7.1
Objetivos Específicos... ................................................................................. 78
7.2
Objetivos de Área de Influencia... .................................................................. 78
7.3
Programa de Responsabilidad Social... ......................................................... 78
7.4
La línea de acción orientada a la educación... ............................................... 79
10. CONCLUSIONES ............................................................................................ 81 11. RECOMENDACIONES .................................................................................... 83 12. BIBLIOFRAFIA ................................................................................................ 84 13. ANEXOS ........................................................................................................ 85
Cálculos de voladura.
Costo por metro lineal de avance galería 931 en nivel 2170 Veta María.
Fotos de campamento y unidad
CAPÍTULO I
MATERIAL DE ESTUDIO
1.1
UBICACIÓN Y ACCESIBILIDAD
La unidad de producción Alpacay está ubicada en el anexo Alpacay, distrito de Yanaquihua, al noroeste de Condesuyos, departamento de Arequipa. Su altitud varía entre 2 134 y 2 972 m.s.n.m. (Fig.1.1)
Sus coordenadas geográficas son:
Longitud oeste
72° 56’ 50”
Latitud Sur
15° 48’ 25”
En coordenadas UTM:
Este
714000; 727000.
Norte
8248000; 8257000.
Cota
2625.
El acceso se realiza, desde la ciudad de Arequipa la mina Yanaquihua de la siguiente manera: Arequipa – Aplao – Chuquibamba – Yanaquihua – Mina Alpacay……….8 horas.
Figura 1.1. Plano de Ubicación Mina Yanaquihua Fuente: INGEMMET.1998
1.2
HISTORIA
El yacimiento aurífero de Alpacay habría sido descubierto por culturas pre incas; posteriormente, los incas continuaron con su desarrollo. En el año 1680 los españoles intensificaron los trabajos mineros en las vetas Andaray, Encarna y Alpacay; y, ya en el año de 1815, se inicia la explotación de la veta el Rey.
En el año 1 933, se constituyó la compañía minera Alpacay S.A, la que luego de tres años de reconocimiento y estudio, inició los trabajos de preparación, habiendo cubicado en la veta ”El Rey”, 33 200 toneladas con 17,33 gr. Au/ ton.
La compañía realizó trabajos de infraestructura, que comprendieron viviendas, carreteras, instalación de agua, campo de aterrizaje, etc., resaltando la construcción de la planta de flotación (1 939) con capacidad de 150 ton/día, complementada por una planta de cianuración; y la casa de fuerza de 600 HP, ampliada posteriormente a 1 000 HP.
En 1945, la planta de flotación dejó de funcionar debido a las dificultades operativas en la veta el Rey, por causa de derrumbes en la mina. En 1948 se concluyó la construcción de la cortada “Cerro Rico” la que permitió desarrollar y preparar 4 niveles, hacia las zonas de “Esperanza” y “Gertrudis”. En el año de 1950 se trabajaron las zonas de “Gertrudis”, “Esperanza”, “Cerro Rico” y “San José”.
El record de producción de oro entre los años 1 939 y 1 940 registra un total de 437 216 TMS, con leyes de Au entre 7,1 a 12,1 gr. /TM. Habiendo producido unas 92 300 oz.
La compañía habría paralizado sus operaciones en el año de 1 954 por diversas razones, como son el estancamiento del precio del oro, aumento de
3
los costos de producción, intensificación de los problemas laborales al haberse organizado el sindicato de los trabajadores, etc.
En la década del 70, se inician trabajos artesanales por buscadores de oro y por ese entonces se constituyó la empresa minera Cervantes S.A. que denunció las propiedades maneras dejadas caducar por la anterior compañía; y, al mismo tiempo compró la mina “Charco”. Luego se asocia con Barmine S.A. para estudiar el área y analizar la posibilidad de continuar con los trabajos. Posteriormente mediante escritura de fecha 13/11/1980, minera Cervantes vende sus derechos mineros a “Aurífera del sur S.A.” (AURISUR). En 1 999, “Aurisur S.A”, propietaria del yacimiento minero Alpacay, firmaron con “Cedemin S.A.C” un contrato de concesión minera por exploración y explotación y opción de compra, de todos sus derechos mineros. Es así que “Cedemin S.A.C” inicia trabajos de explotación en toda el área.
En abril del 2002 CEDIMIN transfiere sus acciones en Yanaquihua a los actuales accionistas y como contraprestación se crea una regalías y se adquieren compromisos de inversión.
1.3
GEOMORFOLOGÍA
La topografía de la región es accidentada y abrupta, de fuertes pendientes, quebradas profundas. La región se encuentra dentro del flanco andino occidental que en este sector está formado por cerros de mediana elevación, cimas redondeadas y pendientes moderadas.
Los cerros de mayor altura son
Cerro Quiroz
3 162 m.s.n.m.
Cerro Tiquimbro
2 972 m.s.n.m.
Cerro San Cristóbal
2 695 m.s.n.m.
4
Cerro San Antonio
2 655 m.s.n.m
Cerro El rey
2 134 m.s.n.m
Cerro Esperanza
2 130 m.s.n.m
Los cerros Quiróz y Tiquimbro están unidos por línea de cumbres, que forman la divisoria de aguas de las quebradas Chiuca y Piñog-Chorunga, afluentes del rio Ocoña. Estas dos quebradas captan el drenaje de toda el área que en su mayoría proviene de los deshielos del nevado Coropuna.
Ecológicamente se le puede clasificar como sierra baja, con pocas áreas agrícolas sobre terrazas y laderas de relieve casi plano o semi accidentado con suelos residuales y coluviales de profundidad variable y otras áreas formadas por lomas con malezas poco densas, de relieve ondulado a poco accidentado, con suelos residuales de baja fertilidad.
1.4
CLIMA Y VEGETACION
Yanaquihua presenta un clima árido y templado con tendencia a semiárido. Se alternan periodos
secos y lluviosos, característicos de la región puna y
cordillera. La temperatura varía entre los 13ºC y - 10ºC entre el día y la noche.
El clima está dividido en dos estaciones marcadamente diferentes durante el año.
Periodo seco con temperaturas de hasta 30º C entre los meses de mayo a
octubre.
Periodo de lluvia con temperaturas de hasta 12º C entre los meses de
noviembre a abril.
La mayor parte de los pobladores de la región se dedican a la agricultura, minería y en menor proporción a la ganadería. La producción agrícola produce papas, maíz, trigo, alfalfa, etc., y la ganadería crían ganado lechero, lanar y porcino.
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No se puede dejar de mencionar la carencia de agua por la que atraviesa la región, es así que se encuentran muchas zonas agrícolas eriazas, limitándose la crianza de ganado por falta de este elemento Flora.- La flora de la zona es diversa, habiéndose registrado un total de cuarenta especies vegetales. Las especies que sobresalen por su uso y como indicadores de alguna característica típica en la vegetación del lugar son: el ichu, tola, yareta, eucalipto y algunos arbustos de queñua, también es notoria la presencia de las especies vegetales cactáceas. Fauna.- Básicamente el asentamiento poblado del campamento minero Yanaquihua, tiene como principales representantes del género animal a las vizcachas, ratones, ratas propias de la zona, también es notoria la presencia de aves como: águilas, chihuancos, tortólas, cernícalos y algunos camélidos como llamas, alpacas, guanacos y zorros.
Figura 1.2. Mina Yanaquihua.
6
CAPÍTULO II
GEOLOGIA LOCAL Y REGIONAL
2.1
GEOLOGÍA LOCAL La geología local se define en base a los afloramientos o unidades litoestratigráficas reconocidas como son: 2.1.1
COMPLEJO BELLA UNIÓN Es la roca predominantemente en el área andesitas, equivalente volcánico
y está constituida por
de la diorita, que corresponde a un
conjunto hipabisal del mismo nombre de edad Cretáceo Inferior. Localmente esta roca es la receptora de los filones o vetas. 2.1.2
FORMACIÓN HUAYLILLAS Se encuentra sobre yaciendo a las rocas gris verdosas del complejo Bella Unión, está conformado por piroclastos, tobas dacíticas y rilolíticas de color grisáceo a blanco amarillento.
2.1.3
GRUPO BARROSO Se encuentra sobreyaciendo al volcánico Huallillas, litológicamente está constituido por capas estratiformes de 5 m. de espesor que han seguido la pendiente del terreno, son de composición andesítica, traquiandesítica y dacítica de textura porfirítica con abundantes cristales de feldespatos.
2.1.4
DEPÓSITOS ALUVIALES Coluviales del cuaternario reciente, se ubican en laderas y pequeñas terrazas, son de composición heterogénea, desde materiales finos, gravas, arenas, hasta bloques.
7
2.2
GEOLOGÍA REGIONAL.
El contexto geológico regional está compuesto por rocas intrusivas del batolito de la costa (cretáceo superior-terciario inferior) sobre el cual yacen secuencias sedimentarias del grupo Moquegua (terciario superior plioceno), volcánicos piroclásticos de la formación Sencca (plioceno medio) y andesitas del grupo barroso (plioceno superior a pleistoceno inferior).
En la mina Alpacay, el intrusivo es de composición granodiorítica a tonalita de grano medio a grueso y de textura porfirítica cubriendo el 80 % del área.
Numerosos diques cloritizados de composición ácida y básica de grano fino intruyen en diversas direcciones a la granodiorita e incluso siguiendo la dirección de las fallas. En el sector de “Encarna” sobreyaciendo al intrusito se observan horizontes de areniscas tufaceas de color gris de grano medio a fino poco consolidadas, estas rocas se correlacionan con el grupo Moquegua del terciario superior
Así mismo, en los sectores
de Encarna, Cerro Rico y quebrada Chiuca
cubriendo al intrusito afloran rocas piroclásticas de composición dacítica y rioclástica de color blanco
amarillento a rosado, correspondiente a los
volcánicos Sencca del plioceno medio.
Por las características mineralógicas de las rocas y el paleoclima; el intrusito ha sido fuertemente meteorizado provocando materiales cuaternarios recientes coluviales y deluviales, que en su mayoría cubren los afloramientos de las estructuras.
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Figura 2.1 Mapa geológico del distrito de Yanaquihua
2.3
GEOLOGIA ESTRUCTURAL
Se han reconocido hasta 3 sistemas de estructuras, una tiene rumbo N70-80W, otra conjugada N70-80E y una tercera tiene N45E.
Las 2 primeras son conjugadas y aparecen claramente en Teresita .Al parecer la ocurrencia de 2 sistemas estructurales en forma de X, son similares a las fallas conjugadas que ocurren entre dos fallas principales de rumbo en el modelo de Riedel (1929).
Estos sistemas en los fallamientos mayores originaron un fuerte cizallamiento del intrusivo provocando estructuras secundarias de alto ángulo como las fracturas de tensión; jogs; flexuras, splayes y colas de caballo que en su mayoría se encuentran mineralizadas.
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SISTEMA NE-SW: constituido por fracturas, fallas y vetas de rumbos que van de N70-80W y buzamientos altos al NW. El sistema de mayor exposición en toda el área es de importancia económica por constituir en la actualidad las mejores vetas: (Arauro, El Rey, Solimana, Victoria, La Poderosa, La Gemela, Jhovana, Consuelo Vilca, Huáscar, etc.). SISTEMA NW-SE: son estructuras con rumbos que oscilan entre N60°W a N70°W con buzamientos altos al NE.
Las vetas ramal piso San Antonio y B-1, son las estructuras de este sistema por su importancia económica. SISTEMA E-W; estructuras con rumbo predominante N45E con buzamientos altos. Las mejores representaciones de este sistema lo conforman las vetas Niño Jesús y La Reyna
De la distribución espacial y de las observaciones de campo, se deduce que las fallas Chiuca y Piñog han actuado como un “corredor tectónico” de movimiento dextral y cuyos esfuerzos de compresión N-S Y E-W habrían girado hacia el Este y al Norte respectivamente durante su historia tectónica.
Figura 2.2 Sistemas estructurales Minera Yanaquihua.
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Se tiene 2 fallas de rumbo principales que controlan el depósito Alpacay, serian las fallas Chiuca y Piñog( actuando como corredor tectónico). Entre ellas se forman las vetas conjugadas en forma de X. La consecuencia de esta observación es que probablemente, se han omitido porciones importantes de estructuras que van a ser investigadas con perforación diamantina.
Figura 2.3 Orientación de las fallas Chiuca y Piñog.
2.4
TIPO DE YACIMIENTO.
El cuerpo intrusivo granodiorítico-tonalítico fue afectado por fuerzas tensiónales que actuaron en sentido N S en el momento de su emplazamiento, dando lugar a la formación de fracturas, siendo estas las que sirvieron de receptáculo para que estuvieran las soluciones hidrotermales mineralizantes.
El origen de las soluciones hidrotermales estaría relacionado intensamente con el mismo magma intrusito que originó las diversas etapas de intrusión, ya que todo el magma no se solidificó a la vez, siendo estas soluciones mineralizantes líquidos residuales del mismo magma, las que al encontrar condiciones físicas y químicas
favorables forman el sistema de vetas
mineralizadas.
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Se trata de un depósito hidrotermal de filones de fisura; que según la clasificación de Lindaren estaría entre Epitermal a Mesotermal (de mediana a baja temperatura,) ósea que es un depósito:
Epigenético Hipogenético
Hidrotermal Epitermal a Mesotermal
2.4.1 ALTERACIONES
Las alteraciones producidas en la roca encajonante por efecto de las soluciones residuales han alcanzado pequeña distancia de las cajas, lo que ha podido estudiarse también en los socavones de cortada. Podemos decir que a 3m. A lo máximo se aprecian alteraciones de los componentes de la roca caja siendo reconocidos los siguientes:
1. CLORITIZACIÓN: común en la roca intrusita granodiorita, formado a partir de minerales ferromagnesianos. Su presencia es más intensa en las cajas de estructuras mineralizadas y se le nota por tramos verdosos y algunas ocasiones en finas partículas. 2. SILICIFICACIÓN: es una alteración muy importante que actúa sobre las cajas de las vetas Consuelo, San Antonio, Santa Teresita Y Esperanza; tornándolas más duras, compactas y dándoles un color gris claro a blanquecino. Su origen se debe a las soluciones hidrotermales de una primera etapa de mineralización.
3. SERICITIZACIÓN: se le conoce por la apariencia micácea de la roca caja, la coloración verdosa y su brillo sedoso, el origen se debe al reemplazamiento
gradual
de
los
feldespatos,
principalmente
fenocristales cálcicos que han reaccionado con las soluciones hidrotermales, formando componentes micáceos hidratados y productos arcillosos.
12
4. ALTERACIÓN SECUNDARIA: las aguas
meteóricas filtrantes han
alterado los minerales de las vetas; así se tiene que la calcopirita ha sido descompuesta parcialmente, formándose en su
lugar óxido de
cobre como; malaquita, brocantita. La pirita también ha sido descompuesta en óxidos de fierro y ácidos sulfurosos que hacen que las aguas meteóricas tengan mayor poder de disolución hacia los minerales.
Debido a esta mineralización es que en las fracturas de cuarzo se encuentran laminillas de oro de origen secundario. La veta presenta minerales secundarios hasta una profundidad de 50 a 80 m, aún mas, como se ha podido comprobar en las labores subterráneas 2.5
RUMBO, BUZAMIENTO Y DESCRIPCION DE LAS VETAS
1. VETA DESPRECIADA: Aflora 400 metros en forma entrecortada, tiene rumbo promedio N 75° E y buza 80° N, presenta 2 ramales, el ramal techo es la veta principal de 0,40 m a 1,0 m de potencia, cuarzo cavernoso, limonita, hematita y amplia caolinización que alcanza hasta 2,0 m. de ancho. Las mejores posibilidades de encontrar reservas de mineral están hacia el Este en la unión con la veta Silvana más o menos en la coordenada 718 800 E; y, principalmente en los niveles 286, 240 y 170.
2. VETA SILVANA Afloramiento discontinuo por 180 metros, rumbo N 70° E y buza 82° S, tiene 0,25 m. de potencia, cuarzo hialino, cavernoso, limonita, pirita, cajas argilitizadas. 3. VETA KATTY El programa en esta veta es de primera prioridad y se propone avanzar en los niveles 240, 220 y 170, es una veta angosta y de poco recorrido
13
en superficie, pero de gran potencia en los niveles inferiores en la zona de Esperanza. 4. VETA B–1 Aflora 220 metros reconocido en los niveles 2 050, 2 140, 2 170 y 2 284. El relleno de veta es cuarzo blanco masivo con textura brechoide, limonita, hematita; cajas con alteraciones de sericita y clorita.
Las vetas de Gertrudis y Katty aumentaron de potencia de 0,5 a 2 m en los niveles inferiores en la zona de Esperanza 5. VETA B-2 Veta con afloramiento de 620 metros, presenta lentes de cuarzo blanco craquelado, con limonita, hematita, las cajas son fallas longitudinales argilitizadas.
6. VETA CONSUELO VILCA Aflora en forma discontinua 450 metros explotada en los niveles 306, 363, 382, 411 y 448. La mineralización es cuarzo blanco cavernoso y hialino en drusas, limonita, hematita, escasa pirita cristalizada. Tiene rumbo N 65° E buza 70° NW; 7. VETA CONSUELO Es la veta principal ó troncal. En la zona Consuelo aflora en forma continua 250 metros que ha sido explotado del nivel 170 hasta superficie. El relleno mineral es material de falla con alteración argílica, lentes de cuarzo blanco masivo, limonita
y venas de yeso. Con la
galería 696 NE en el nivel 2295.
8. VETA SAN JOSÉ El afloramiento de esta veta se observa como hundimiento por 100 mts de longitud limitado por fallas del sistema NE-SW, tiene rumbo N85 °E y buza 70 ° SE. La veta está compuesta por cuarzo masivo y cavernoso
14
con pirita y calcopirita, óxidos de fierro y cobre, cajas argilizadas y sericitizadas Se muestra a continuación las principales vetas de la Mina Yanaquihua.
Figura 2.4. Principales vetas auríferas Minera Yanaquihua. Fuente: Minera Yanaquihua.
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Figura 2.5. Veta Despreciada Labor 680W, Nivel 2050, granodiorita con presencia de oxidos (Hematita), cuarzo y pirita diseminada.
Figura 2.6. Veta B1, Labor 680W, Nivel 2050, Clavo mineralizado, potencia 0.50cm
16
2.6
GEOLOGIA ECONOMICA Se encuentra asociada a las rocas volcánicas - intrusivas del batolito de Condesuyos, siendo el yacimiento del tipo Filoneano. El mineral económico se encuentra en vetas de cuarzo y sulfuros, donde el oro se encuentra en forma de inclusiones en piritas y calcopiritas, ó en los contactos galena – pirita esfalerita. El ensamble mineralógico de las vetas constituye una asociación típica mesotermal (250-350ºC) de cuarzo - calcopirita - pirita - oro. La mineralización se debe al relleno hidrotermal de fisuras en las rocas volcánicas instrusivas y están generalmente ubicadas muy cerca al contacto con el batolito granodiorítico. Los sulfuros que forman parte de esta etapa principal de mineralización rellenan generalmente las cavidades de cuarzo en las vetas de sulfuro. Al recolectar una muestra de interior mina presenta cuarzo aurífero blanco a gris claro rojizo, con inclusiones de Hematita, limonita y a veces calcita, en general la mineralización es irregular a lo largo de la estructura, presentando tramos estériles y tramos de alta ley. La mineralogía de las vetas es bastante simple ya que no hay gran variedad de minerales.
2.6.1 MINERAL DE MENA
El oro se encuentra en forma de inclusiones, principalmente en el cuarzo, y en la hematina-limonita a veces se observa a simple vista, generalmente en el cuarzo hialino con unas dimensiones que van de 1 a 2 mm.
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2.6.2 MINERALES DE GANGA
Estos minerales de ganga se encuentran asociados al oro, Cuarzo, Calcita, Pirita, Calcopirita, galena, Chalcosita, Covelita, Hematita, Limonita.
PARAGÉNESIS
Se entiende por paragénesis al orden en que los minerales se han depositado en este yacimiento. Basada en observaciones hechas en el terreno, se piensa que hubo dos etapas en la deposición de los minerales. En la primera etapa se deposito el cuarzo, que cubrió los espacios adyacentes a las cajas. Este hecho se prueba en consideración, que cuando la fractura es angosta (menos de 10 cm), solo la veta consta de cuarzo. En una segunda etapa se inyectaron los sulfuros-cuarzo. Al mismo tiempo se depositó el oro, así como la calcita.
Teniendo en cuenta estos datos se puede establecer una secuencia Paragénetica idealizada de los minerales que sería:
a) Mineralización Hipogénica
b) Mineralización Supergénica
Cuarzo Pirita Oro Calcita Calcopirita Galena
Chalcosita Covelita Hematita Limonita
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2.7
RESERVAS DE MINERAL
La ley de corte que se trabaja en Yanaquihua es de 7 gr/tm Se presenta a continuación el cuadro de resumen
de reservas minerales de la Mina
Yanaquihua. .
MINERAL DE RESERVA (PROBADO + PROBABLE) > 7.0 Gr/tm Au.
CONT. FINO VETA
T.M.S
POT (M)
AU Gr/tm.
Gr Au
Despreciada
5515.07
0.37
19.87
109584.44
Liliana-Silvana
3400.99
0.27
14.72
50062.57
Kathy
616.54
0.32
19.61
12090.35
Rocio
1067.97
0.23
21.40
22854.56
María
165.00
0.20
23.98
3956.70
B-1
1593.91
0.20
14.75
23510.17
Total Reserva
12359.48
0.30
17.97
222058.79
19
MINERAL DE RESERVA (BAJA LEY) < 7.0 Gr/tm Au
T.M.S
POT (M)
AU Gr/tm.
CONT. FINO Gr Au
2823.23
0.34
4.44
12535.14
2340.89
0.19
5.66
13249.44
Kathy L
919.50
0.26
4.54
4174.53
Rocio
129.92
0.20
6.61
858.77
B-1 F
1156.20
0.27
5.99
6925.64
B-2 U
1775.90
0.27
5.33
9465.55
San Antonio
5631.00
0.54
5.86
32997.66
Santiago
1779.00
0.53
5.66
10069.14
16555.64
0.39
5.45
90275.86
M
VETA
I
Despreciada N E
Silvana R A
E R A
D Total baja ley E
TOTAL DE RESERVAS
CONT. FINO T.M.S
POT (M)
AU Gr/tm.
Gr Au
Total Reserva
12359.48
0.30
17.97
222058.79
Total baja ley
16555.64
0.39
5.45
90275.86
TOTAL
28915.12
0.35
10.88
312334.65
20
CAPÍTULO III
OPERACIONES MINA El método de explotación que aplica la empresa especializada “Yanaquihua” es corte y relleno ascendente convencional, utilizando como sostenimientos puntales de seguridad para los tajos y cuadros de madera en galerías.
En un método ascendente (realce); el mineral es arrancado por franjas horizontales empezando por la parte inferior de un tajo y avanzando ascendentemente. Cuando se ha extraído la franja completa, se rellena el volumen correspondiente con material estéril (relleno), que sirve de piso de trabajo a los obreros y al mismo tiempo permite estabilizar las cajas.
La explotación de corte y relleno se utiliza por las características que presenta el yacimiento aurífero. Debe tener un buzamiento superior a los 40o (Yanaquihua tiene un buzamiento aproximado de 85o) y potencias de vetas entre bajas y moderadas, lo más codiciado que se busca es ubicar y explotar los clavos mineralizados
VENTAJAS DEL MÉTODO
Alto grado de recuperación.
Es altamente selectivo, lo que significa que se pueden trabajar secciones de alta ley y dejar aquellas zonas de baja ley sin explotar.
Es un método seguro en lo que a productividad se refiere.
Puede alcanzar un alto grado de mecanización dependiendo este de la potencia y leyes de las vetas. Se adecua a yacimientos con propiedades físicos – mecánicas incompetentes.
Corto tiempo para los trabajos de preparación.
DESVENTAJAS DEL MÉTODO
Costo de explotación relativamente elevado.
Bajo rendimiento por la paralización de la producción como consecuencia del relleno.
21
Dificultad de movimiento al interior de los tajos por la presencia de puntales de seguridad.
3.1
CICLO DE MINADO EN LABORES DE AVANCE Los frentes de avance en la actualidad para Goldmin son 3 cruceros, 2 estocadas, 4 frentes de avance, 4 chimeneas y 3 subniveles, los cuales pueden son
labores de exploración y desarrollo, estas labores se
trabajan generalmente Galería 680W secciones de 2,40 x 2,10 m y En la Galería 931E en nivel 2170 con secciones de 1.5 x 1.9 m que son acordes para iniciar trabajos de preparación y explotación mediante sistemas convencionales de minado. El ciclo de minado lo describiremos en las siguientes partes:
3.1.1
Perforación.
Voladura.
Ventilación
Desatado
Redesatado
Carguío
Limpieza
Acarreo.
PERFORACION
Es la operación unitaria más importante del ciclo de minado, para ello se debe tener un buen diseño de malla, considerando todas las características físico mecánicas de la roca; los taladros deben ser paralelos en ángulo y de la misma longitud, atacando directamente al frente ó cara libre frontal con un grupo de taladros que formarán la cavidad inicial, seguida de los demás taladros distribuidos alrededor del arranque. En Goldmin se utilizan dos tipos de perforación: Breasting (perforación horizontal); y, perforación vertical en chimeneas.
22
Figura 3.1. Perforación de chimenea sección. 1.5 x1.5m.
Figura 3.2. Perforación de frente de avance sección 2.4 x 2.1m.
23
3.1.1.1 TIPOS DE PERFORADORAS
El tipo de perforación es convencional utilizando las perforadoras JackLeg marcas TOYO YT-28 y SECO-250, utilizadas para los frentes de avance y subniveles, Perforadoras Stoper seco-250 utilizados para chimeneas.
En las galerías y especialmente en los cruceros utilizamos las perforadoras Jack-Leg modelo SECO 250, que brindan un mayor avance por minuto perforado y son más resistentes ya que perforan en roca maciza (granodiorita).
Estas perforadoras se alimentan de aire por medio de 2 compresoras Diesel y el agua proviene del reservorio conocido como “submarino” el cual se encuentra ubicado 40 m. arriba, en el Nivel 2286 (Teresita).
Los barrenos usados son de 3, 4 y 6 pies, siendo la longitud de perforación para las labores de avance y subniveles de 6 pies y para las chimeneas de 5 pies.
Figura 3.3. Perforadora TOYO YT-28
24
Figura 3.4. Perforadora SECO 250.
3.1.1.2 PARAMETROS DE PERFORACION
a) ESTRUCTURA DE LA ROCA Y TIPO DE ROCA Es importante conocer el tipo de roca, cual es el tipo de material trabajamos, ya que está asociada a fallas geológicas las que reducen la energía del explosivo. En Goldmin consideramos la dureza y tenacidad de la roca ya que no es lo mismo perforar en roca dura que en roca suave (panizo).
b) DISEÑO DE MALLA Y ARRANQUE
El tipo de malla está determinado por el tipo de roca así como el espaciamiento y Burden. En Yanaquihua se utiliza para los frentes se utiliza la malla con corte quemado cilíndrico para el arranque. El sistema de arranque empleado en el Proyecto es el Corte Cilíndrico. El cual realiza una voladura con perforación de uno o más taladros de diámetro más grande que los demás (taladros de alivio), estos taladros no se cargan, los cuales sirven de 3 caras libres para la voladura.
25
Figura 3.5. Diseño de malla de perforación 2.40 x2.10m.
Figura 3.6. Diseño de Arranque.
26
3.1.1.3 PROBLEMAS EN LA PERFORACION
Los principales problemas que se presentan durante la perforación son:
Presencia de fallas geológicas que producen un cambio en el tipo de roca y esto hace que se atasque el barreno produciéndose tiros soplados.
Baja de presión de agua a la hora de la perforación, los detritos hacen que el barreno se atasque.
Presencia de panizo en el frente ó terreno suave hacen que el barreno se plante o atasque.
3.1.2
VOLADURA
La voladura es la última operación unitaria de la explotación minera, es la segunda más importante después de la perforación, los resultados óptimos serán cuando se obtenga:
Una buena fragmentación,
Un control en el techo y paredes; es decir disminuyendo el sobre fracturamiento a dichas zonas,
Control
de la emisión de gases tóxicos provenientes de la
detonación del explosivo.
Los resultados dependen de:
Tipo de roca.
Cantidad y calidad de mezcla explosiva (densidad adecuada).
Paralelismo de taladros de la misma longitud.
Un arranque eficiente.
Los explosivos y accesorios de voladura usados son: Cartuchos de dinamita Semexa 65% utilizado como arranque en roca semidura y Semexa 80% como arranque en roca dura con dimensiones de 7 x 7/8” y con un peso de 0,082 kg/cartucho. Fulminante #8, Guía de seguridad ó mecha lenta de 3 y 6 pies según la labor.
27
El chispeo en las labores lineales así como también en las chimeneas se realiza individualmente, taladro por taladro utilizando mecha lenta. 3.1.2.1 PARAMETROS DE VOLADURA
a)
CONDICIÓN Y ESTRUCTURA DE LA ROCA Al igual que en la perforación se considera las estructuras, tipo de coca y el factor de esponjamiento (amortigua la energía de tensión).
b)
PERFORACIÓN, DISEÑO DE MALLA Y ARRANQUE Consideramos
un paralelismo entre taladros, espaciamiento y
Burden adecuado, así como también la simetría para la malla de perforación. c)
SELECCIÓN DEL EXPLOSIVO El tipo de explosivo que se utiliza en minera Yanaquihua son cartuchos de dinamita (Semexa 65 y Semexa 80) iniciados con fulminante simple
#8. Es un factor importante la selección del
explosivo así como también la buena aplicación de este. La mala confinación del explosivo trae como consecuencia fallas en la voladura y por lo tanto incrementa los costos. d)
SECUENCIA DE SALIDAS El tiempo de retardo entre taladros en Yanaquihua es simultáneo, actualmente se encuentra en proceso de cambio para utilizar un sistema de retardos, conectores
y mecha rápida. Mientras, la
secuencia de salidas es como sigue: a una
longitud de guía
denominada chispero se le hace cortes a distancias homogéneas de aproximadamente de 0,01 m. El chispero es encendido y por cada corte que va pasando produce una llama de fuego que el maestro perforista se encarga de que hagan contacto con las guías de los taladros teniendo en consideración el pequeño tiempo necesario entre los taladros para una buena fragmentación de la roca.
28
3.1.3
CARGUIO Para el carguío de mineral se hace uso de palas neumáticas EIMCO 12B los mismos que son propiedad de la compañía.
Figura 3.5 Pala Neumática.
3.1.4
ACARREO El transporte de mineral así como el desmonte se hace con locomotoras eléctricas Clayton y carros mineros U-35.
Figura 3.6 Locomotora eléctrica Clayton
29
3.2
VENTILACIÓN La ventilación que se aplica es natural, es decir que se realiza por diferencia de presiones. No utiliza ningún mecanismo artificial para llevar oxigeno a las labores. Desde las labores horizontales lineales (Nivel 1500) ingresa la ventilación hacia las chimeneas que se conectan a superficie. En el último mes se colocó un ventilador y una manga de ventilación en la labor V-2 pero por problemas de inundación y fallas en el ventilador se encuentra inoperativo. Generalmente los tajos y labores lineales en construcción son más necesarios para ventilar obligatoriamente. Como complemento de la ventilación se tiene al aire comprimido, a continuación se dan pasos a seguir para mantener la labor ventilada:
En cuanto se llega a la labor se debe verificar la válvula de aire
comprimido para constatar que el área de trabajo se ventile durante el tiempo de boleo.
La guardia saliente debe proporcionar el área de trabajo ventilada
dejando la llave de aire comprimido abierta después del disparo.
La manguera de aire comprimido debe estar lo más cercano posible
del frente y en sentido del avance de la galería.
Una vez que se ha ventilado la labor, se debe mantener la
manguera de aire abierta a media llave con el fin de mantener un área ventilada cuando se remueva el material.
Se debe tener bastante cuidado de no ingresar a las labores
abandonadas, debido a que en su interior se puede encontrar concentración de gases tóxicos de distintos orígenes (provenientes de la voladura, de la descomposición de madera y oxidación de minerales como la pirita, etc.)
En el siguiente grafico se muestra el ingreso de la ventilación por los distintos niveles. (Figura 3.7).
30
Figura 3.7 Ventilación Natural.
Figura 3.8 Ventilador JOY FP – 45.
31
3.3
SOSTENIMIENTO
Es una operación unitaria de gran importancia, para elegir el sostenimiento adecuado en una labor o frente se debe tener mucho criterio, ya que se debe analizar los costos que implican su elección sin dejar de lado el aspecto de la seguridad.
En la mayoría de labores se tiene a la madera como elemento de sostenimiento. A continuación
se detallan las propiedades físico –mecánicas del eucalipto
como material de sostenimiento: 1. PROPIEDADES FÍSICAS
Densidad básica
0,57 gr/cm3
Contracción volumétrica
22,40 %
Relación T/R
22,40
Contracción tangencial
1,10 %
Contracción radial
6,9 %
2. PROPIEDADES MECÁNICAS
Módulos de elasticidad en flexión
122,0 Tn/cm2
Módulo de ruptura en flexión
678,0 kg/cm2
Compresión paralela
232,0 kg/cm2
Compresión perpendicular
50,0 kg/cm2
Compresión paralela a las fibras
91,0 kg/cm2
Dureza de lados
571,0 kg/cm2
Tenacidad
4.9 kg/m
32
Los tipos de sostenimiento utilizados durante el proceso de minado son:
Puntales de seguridad.
Puntales en línea.
Cuadros de madera.
Cuadros cónicos.
Cuadros cojos.
3.3.1 PUNTALES DE SEGURIDAD
Este simple poste de madera es fijado verticalmente en una abertura para sostener el techo perpendicularmente al buzamiento de una veta para sostener la caja techo (en buzamientos echados) ó ambas.
Estos puntales son miembros compresivos, poseen una resistencia de 7 a 10 MPa, construidos de madera redonda de 5” a 10” de diámetro y longitudes que no superarán los 2,5 m, para evitar su pandeo y pérdida de resistencia.
Estos puntales son empleados con el uso de plantillas y cuñas. La plantilla es usada para distribuir la carga en los extremos del puntal y para ayudar a mantener el extremo del puntal sin romperse cuando el peso es aplicado sobre éste. La cuña es usada para ajustar el poste contra el techo. El espaciamiento de los puntales dependerá de las condiciones de la roca y del tamaño del puntal.
Figura 3.9 Puntal de Seguridad.
33
3.3.2 PUNTALES EN LÍNEA
Se utilizan en chimeneas, donde los esfuerzos son grandes debido a la carga del relleno que se va dejando mientras se tajea. La sección de las chimeneas es de 1,2*2,4 dando 3 puntales en línea por cada metro de altura. A los lados de la chimenea se encuentra un puntal en línea enrejado respectivamente para el relleno y al medio también un puntal, este es para el entablado dividiendo el buzón-camino. La sección de los puntales en línea es de 10 a 12 pulgadas, junto con unas buenas patillas y su gran capacidad físico mecánica desarrollarán un gran trabajo.
Figura 3.10 Puntales en línea.
3.3.3 CUADROS DE MADERA
Se usa el cuadro donde existe presión en las cajas, donde hay caída de losa y techo; los cuadros son armados con madera aserrada con capacidad de carga de 12 Ton/m2
La duración de la madera es variable, dependiendo en gran parte a las condiciones en que esté expuesta Actualmente sólo se emplean los cuadros de
34
madera en zonas donde el terreno es panisado, muy fracturado ó requiera de un soporte inmediato. Éstos son utilizados para sostener galerías, cruceros y otros trabajos de desarrollo, en condiciones de roca fracturada a intensamente fracturada y/ó débil, de calidad mala a muy mala y en condiciones de altos esfuerzos. Si las labores son conducidas en mineral, el enmaderado debe ser más sustancial para mantener la presión y el movimiento de roca en los contornos de la excavación. Lo más utilizado en la mina son los cuadros cónicos y los cuadros cojos siendo su descripción la siguiente:
3.3.3.1 CUADROS CÓNICOS Son usados cuando la mayor presión procede de los hastíales. Los cuadros cónicos reducen la longitud del sombrero, inclinando los postes, de tal manera de formar ángulos de 78° a 82° respecto al piso, quedando el cuadro de forma trapezoidal.
Figura 3.11. Cuadros Cónicos.
3.3.3.2 CUADROS COJOS Estos están compuestos por solo un poste y un sombrero. Se utilizan en vetas angostas menores de 3 m de potencia. Su uso permite ganar espacio de trabajo.
35
Pueden ser verticales ó inclinados según el buzamiento de la estructura mineralizada. Estos cuadros deben adecuarse a la forma de la excavación para que cada elemento trabaje de acuerdo a las presiones ejercidas por el terreno.
Figura 3.12. Cuadro Cojo.
3.4
SERVICIOS AUXILIARES
3.4.1 LINEAS DE AGUA Y AIRE
Las tuberías de agua son de 2 pulgadas y de aire de diámetros variables (2, 3,4) pulgadas, ambos de polietileno. Los diámetros mayores van en las líneas troncales, que traen mayores caudales de aire de la compresora.
Ahora bien, de estas líneas troncales derivan líneas de diámetro de 2 pulgadas, que van a los tajos y labores de avance lineal, donde se acoplan las mangueras de aire (1 pulg) y de agua (1/2 pulg).
36
Figura 3.13. Líneas de agua.
Figura 3.14. Líneas de aire
3.4.2 ENERGIA ELECTRICA Actualmente se goza de energía eléctrica en los campamentos de las empresas especialidades las 24 horas del día, es de vital importancia porque se usa para la recarga de las baterías de las lámparas de la guardia saliente, para el uso del personal y administración.
37
3.4.3 AIRE COMPRIMIDO
Las dos compresoras Ingersol Rand que abastecen de aire comprimido a la zona de Gertrudis utilizan diesel para su funcionamiento. Estas compresoras son de cinco martillos y generan aproximadamente 300 lb/min cada una. Las compresoras se encienden a las 8:30, ya sea en la mañana o en la noche por motivos de ventilación forzada y, se apagan a las 5.30, a la hora del disparo.
Por el momento sólo se tiene una compresora que funciona con energía eléctrica y trabaja en la zona de Esperanza, en un futuro se harán gestiones para adquirir compresoras eléctricas para toda la mina, ya que los costos generados por el consumo de petróleo son de importancia. Los equipos que hay en interior mina son perforadoras tipo Jack Leg, pala neumática, winches de izaje, neumáticos y una bomba también neumática, es por eso que cuando se hallan fugas de aire se les da solución inmediata para que los equipos funcionen eficientemente.
Figura 3.15. Compresor Ingersol Rand.
38
3.4.4 AGUA
El agua es escasa en Yanaquihua, por ello se lleva bastante cuidado en el uso racional del agua ya sea para los campamentos ó para la perforación.
Este líquido se trae del rio Piño por medio de tuberías que llegan a la planta; y, de la planta también se trae por medio de tuberías hacia los campamentos que llenan los pozos de almacenamiento y también llenan el submarino (pozo de almacenamiento de agua para la perforación).
Figura 3.16. Contenedores de agua para el campamento.
39
CAPÍTULO IV
METALURGIA
4.1 PLANTA CONCENTRADORA La planta metalúrgica de minería Yanaquihua SAC trata mineral entregado por las contratas, por relave de la planta de amalgamación de la empresa y por acopio de mineral de los mineros artesanales de la zona. Las contratas mineras que proveen mineral son MKL, MINANDES, EDINSA, SVS, GOLDMIN, SIERRA SUR. Además, este mineral puede ser cubicado o pesado, si es cubicado el representante de la contrata y el encargado de la planta metalúrgica se ponen de acuerdo en el peso por inspección visual y se procede al vaciado a la tolva de gruesos, si por el contrario se queda en pesar el mineral se procede a esta operación por medio de un cubo de fondo semiesférico o en carretillas; si es en el cubo se le pone sobre la balanza se procede a su llenado hasta 400kg.
Se vacía a la tolva de gruesos así hasta terminar el mineral, la peso del cubo es de 50kg, en caso de que fuera pesado en carretilla, lo que se hace es pesar 3
40
carretillas llenas de mineral se promedia ese peso y ese peso es aplicado a las demás pesadas, el peso de la carretilla es de 18 kg, también se da el caso de que viene el mineral es sacos, en ese caso se pesa de 4 en 4 sacos y al final se restara por cada 7 sacos 1kg. 4.2
SECCIÓN CHANCADO
TOLVA DE GRUESOS
Es una tolva cónica de 30 TM
de capacidad, tiene una parrilla en la parte
superior formada por rieles que llegan hasta la mitad de la circunferencia de la tolva, la abertura es de aproximadamente 6 pulgadas. Esta parrilla evita que el mineral de granulometría muy gruesa pase a la tolva y de esta manera evita atoros en el chute, el mineral que queda retenido en los rieles es reducido de tamaño de forma manual con un mazo de acero de 5 kg de peso. Al momento de realizar la descarga de mineral a la tolva de gruesos debe evitarse que el mineral sobrepase esta parrilla, también debe verse que los agujeros en el chute de la tolva estén toponeados para evitar pérdidas de mineral. Estos agujeros sirven para introducir las varillas de acero en el chute cuando hay atoros de mineral. Al terminar la descarga de mineral se debe, si fuera necesario, raspar las paredes de la tolva para que quede totalmente vacía. FAJA TRANSPORTADORA Nº1
Esa faja va de la tolva de gruesos a la chancadora primaria, en esta hay que tener cuidado de que no pase mineral grueso en una posición en que genere atoros en la descarga porque la faja se para y genera sobreesfuerzo en el motor; e, incluso puede llegar a romper el candado de la cadena de transmisión, también puede dañar a la faja inmediatamente y proceder a liberar ese trozo de mineral, pero, esto genera daños irreparables en las 3 capas de lona que forman la faja y a la cadena del motor reductor; donde incluso se puede llegar a romper un eslabón. Para prevenir estos atoros también se estila sacar trozos muy grandes de mineral de la faja y llevarlos directamente hasta la alimentación de la chancadora. Aquí debemos escoger los desperdicios del mineral como
41
plásticos, trozos de madera, pedazos de sacos y tener muchísimo cuidado en que no pasen a la chancadora alambres, clavos ó placas metálicas. También el desmonte es retirado del mineral con la finalidad de elevar la ley de cabeza. Debemos tener cuidado de que la faja se mantenga en el centro de los polines porque suele ladearse, al ladearse la faja se estropea por los costados, este ladeamiento se soluciona con los templadores que están en los costados de la polea de cola.
Por último se debe tener mucho cuidado al notar cualquier sonido extraño que nos puedan indicar fallas en los polines o en la cadena del motor reductor. En estos casos se debe poner en conocimiento del encargado de la guardia. 4.2.1 CHANCADO PRIMARIO Es una chancadora de mandíbulas tipo Blake de 10x16” pulgadas de forros estriados. Al momento de iniciar su operación hay que verificar que tenga o no el Grizzly estático a la entrada de su alimentación dependiendo del tipo de mineral a pasar. Hay que darnos cuenta de que las partes de la chancadora estén bien engrasadas y que estén funcionando correctamente, no debe prenderse la chancadora ni apagarse si aun tiene carga ya que sería un sobreesfuerzo al motor y un gasto innecesario de energía eléctrica. Si ocurre un atoro de las mandíbulas de la chancadora con algún trozo de mineral se debe introducir una varilla de acero solamente lo necesario para lograr mover este trozo de mineral a una posición en que las mandíbulas puedan destrozarlo, este caso es muy inusual ya que el Grizzly estático evita atoros en la chancadora porque evita el paso de mineral muy fino que al pasar juntos con el grueso le quita espacio y movilidad a las mandíbulas y esto genera los atoros.
Hay que tener muchísima atención con los sonidos que genera la chancadora porque si hubiera algún sonido inusual indica que hay de seguro una anomalía que puede ser falta de grasa en las partes de la chancadora, que el sostén de la chancadora fija se afloja, etc., sea cual
42
sea el caso si se requiere codificar el set de la chancadora eso se logra ajustando ó desajustando el tornillo del block de ajuste si es que se requiere aminorar a agrandarlo respectivamente. 4.2.1.1 FAJA TRANSPORTADORA Nº2
Esta faja va desde el chute de la descarga de la chancadora primaria hacia la zaranda vibratoria. Aquí hay que tener cuidado en el chute de descarga de la chancadora porque aquí se almacena mucho mineral lo que genera dos aspectos: primero que la faja se hunda y al hacerlo el mineral empieza a desbordar por la faja y cae al suelo; y, el segundo es que al hundirse la faja y con el movimiento de la misma, la faja se introduce dentro del chute de descarga de la chancadora y en ese caso la cantidad del mineral desperdiciado es considerable, para evitar esto se debe revisar de manera seguida el mineral del chute. En caso esto pasara se debe parar la faja 1 hasta que el mineral del chute haya sido descargado por la faja 2, entonces nuevamente reiniciar la faja 1. De vez en cuando la faja 2 también se ladea, la solución es ajustarla con los templadores que están a los lados de la polea de cola. 4.2.1.2 ZARANDA VIBRATORIA
En este punto debe prestarse a dejar la extensión de la zaranda que recibe al mineral de la faja 2 o de sacarla según el mineral a pasar por el circuito de chancado, si es mineral de mina se deja si es relave de amalgamación se saca.
Aquí se debe tener cuidado de que el mineral que pasa por la superficie de tamizado de la zaranda no se amontone ya que ello ocasiona una muy mala clasificación de la zaranda. Esto produce que mineral fino vaya a la chancadora secundaria y sea chancado innecesariamente. Para evitar este efecto se golpea la
43
malla tamizante periódicamente con una varilla de acero para lograr que el mineral fluya más uniformemente. 4.2.2 CHANCADO SECUNDARIO
Esta chancadora es de quijadas de 8x10 pulgadas, las precauciones en cuanto a su funcionamiento son que no pare ni arranque con carga, evitar que se introduzcan trozos de metal entre las mandíbulas y prestar atención a los sonidos extraños que esta pueda emitir.
4.2.2.1 TOLVA DE FINOS
Es una tolva en su parte superior con una extensión prismática en uno de sus costados y que termina en una base en una pirámide truncada. En esta tolva se puede apreciar que el mineral cae en tres zonas distintas, en un extremo cae el mineral que pasa por la chancadora secundaria, en el medio cae el mineral tamizado por la zaranda vibratoria y en otro extremo cae el mineral que no es zarandeado. Es decir el relave de amalgamación. Estas tres zonas de mineral deben ser mezcladas antes de su pase a la sección molienda, según los requerimientos de la misma; y, según los requerimientos de la sección lixiviación, es decir, cuando el mineral está saliendo muy grueso del rebose del molino primario. El mineral en la tolva es mezclado con más material fino, en caso de que la fuerza de cianuro baje quiere decir que hay que mezclar en esta tolva el relave de amalgamación,
este
punto
será
desarrollado
con
más
detenimiento más adelante 4.2.2.2 ORDEN Y LIMPIEZA EN EL CIRCUITO DE CHANCADO
Primero, aquí se debe tener en cuenta algo lógico pero que a veces se puede pasar por alto: el arranque y parada de la
44
sección chancado tiene un orden correcto que evita derrames de mineral, atoros de equipos y sobreesfuerzos a los motores, en este caso el arranque es primero, la chancadora secundaria segundo, la zaranda vibratoria, luego, la chancadora primaria y al final la faja 1. Al momento de apagar el circuito el orden es el inverso, nunca un equipo cuando aun tenga carga.
Cada guardia debe revisar:
Que los equipos estén correctamente lubricados y engrasados y reportar cualquier anomalía al encargado de la guardia.
Dejar limpio y con los equipos en su sitio la sección chancada al final de cada guardia, botar los desperdicios generados en sus respectivos tachos de basura y barrer el suelo.
Que la persona que vaya a arrancar el circuito de chancado sea previamente informada del orden correcto de hacerlo.
4.2.2.3 MUESTREO
Este se realiza en la faja 2, casi a la altura de la mitad de la extensión de la faja, se toma cada 18 segundos; ó, cada vez que la marca dejada por el muestreo previo llegue al último piolín antes de la descarga de la faja, estas muestras son depositadas en los sacos necesarios, al final de la pasada de cada loe de mineral se procede a moler el mineral en seco en un molino de bolas de 2’x2’ durante 1 hora, luego este mineral molido en descargas por la ventana del molino cuya tapa ya fue previamente cambiada por una enrejada, hacia unos recipientes en este caso son calaminas.
45
Se procede a tomar muestreos con un muestreador que en este caso es un tubo de pvc con un pico en un extremo de la calamina dejando las marcas en forma de columnas hasta completar toda la superficie de la misma, es decir se realiza muestreo por el método de puntos, así se llega a obtener aproximadamente 1 kg de muestra que será depositado en una bolsa plástica rotulada con el numero de lote respectivo. El nombre de la contrata ó minero artesanal, el nombre de la veta y los elementos por los cuales se va a analizar la muestra la demás parte del mineral es depositado en sacos.
El kilo de muestra es llevado a laboratorios para su respectivo análisis.
4.3
SECCIÓN MOLIENDA
4.3.1
FAJA TRANSPORTADORA Nº3
Esta faja Va desde el chute de la tolva de finos hasta el molino primario. Esta faja esto nos da el tonelaje alimentado al molino primario, este peso está estandarizado en 1,2 kg/ft lineal, pero es muy teórico que siempre pase ese peso por la faja, hay variaciones siempre en el trascurso de la operación es muy importante darse cuenta de ese aspecto, este paso es medido con un pie de metal para sacar
la
muestra deseada y luego pesar en una balanza que está al lado de la faja, el chute de la tolva de finos tiene una compuerta que regula el paso de mineral abriéndola ó cerrándola se logra el peso deseado en la faja 3; otro factor a controlarse es el no ingreso de desperdicios como pedazos de plásticos, de madera, de sacos y/ó trozos de metal, también en esta faja se añade 300 gr de cal cada hora y se toma muestra cada hora en la descarga de la faja. Esta muestra es la muestra de cabeza que será llevada al final de cada guardia al laboratorio para su análisis. El operador controla la
alimentación al molino primario según se
46
persona la densidad de pulpa del rebose de este
molino y del de
remolienda, ve si hay atoros en la malla de cajón de bomba o en la malla del rebose del hidrociclón y también midiendo la velocidad de pulpa de Over Flow. Más adelante tocaremos estos puntos más detenidamente y su influencia en el proceso mismo de molienda y en lixiviación.
Esta faja no presenta problemas de ladearse, pero no está de más siempre revisar este espacio, también revisar el correcto funcionamiento de los piolines, así como del motor y de la cadena del reductor. 4.3.2 MOLINO PRIMARIO Y MOLINO DE REMOLIENDA
Este molino es de bolas de 4x5 pies de medias y su rebose es por simple rebalse de su capacidad, en la operación de la planta de minera Yanaquihua SAC, la cianuración empieza desde la molienda, por la cual se agrega aparte de solución barren recirculada y/ó agua a la entrada del molino, los reactivos como son solución de cianuro de sodio y solución de hidróxido de sodio “soda”, el control de la adición de estos reactivos se determina por los controles que se llevan a cabo en la sección de lixiviación, si baja el PH a de aumentar el flujo de la solución de hidróxido de sodio, si la fuerza del cianuro está muy alta ó muy baja se varia el flujo de entrada de dicha solución al molino; la alimentación de mineral así como de agua y/o solución barren para formar la pulpa se varían en transcurso de la operación según los requerimientos inmediatos del proceso a densidades de pulpa muy altas que generan atoros en las mallas del circuito se puede aumentar el flujo de liquido ó disminuir la cantidad de mineral alimentado ó las dos operaciones a la vez.
También cuando hay exceso de descarga, de manera que no pasa por la malla del Trommel ó cuando en la malla del cajón de bomba se nota que el mineral tiene una mineralogía muy gruesa se ve la necesidad de recambio de bolas en esta plana el recambio de bolas se da interdiario en las dos guardias.
47
El molino de remolienda es un molino de bolas de dimensiones 3’x4’ pies y de rebose de la carga del molino, aquí no hay adición de reactivos, simplemente se controla la densidad de pulpa y la granulometría de su descarga, en la descarga de este molino se puede apreciar que el flujo normalmente es continuo, cuando el flujo de esta descarga se hace intermitente indica que el tubo de la descarga del hidrociclón está gastado y necesita repuestos, la adición de bolas se realiza también de manera interdiaria
Se debe prestar atención de los sonidos extraños en la operación del molino, si el molino al girar produce un sonido sordo indica que hay exceso de carga y si tiene un sonido muy agudo indica que hay carga, se debe tener cuidado del engrase de la catalina del molino del piñón que se une con la catalina y del eje de trasmisión, se debe tener cuidado de que Habbit esté en buenas condiciones y que la malla del Trommel esté nueva, si se genera falla de engrase de alguna pieza ó si se desgasta la catalina del molino ó del piñón se generaría de que en vez de unirse armónicamente las piezas en las revoluciones del molino se golpeen, lo que traería como consecuencia la rotura del Habbit, rotura de la tapa de la parte de la descarga del molino y afloje de los pernos de sujeción de los
forros,
así
que
es
sumamente
importante
dar
adecuado
mantenimiento a cada parte del molino de su motor y de su sistema trasmisión.
Punto aparte merece la mención de los cuidados que se deben dar al cajón de bomba y a la bomba en sí de la descarga de los dos molinos, para empezar se dirá que se debe alimentar con un adecuado flujo de agua a la bocina de la bomba para que la pulpa no erosione la empaquetadura de la bomba y se generen derrames y otro efecto del agua es ser refrigerante de la bocina, ya que si la bocina se calienta ese calor es trasmitido a la empaquetadura de acero grafitado, la que a altas temperaturas se desgasta demasiado rápido, por lo que
el cajón de
bomba debe estar diseñado de tal manera que siempre haya mínimo 10
48
cm o 4 pulgadas de nivel de pulpa sobre la entrada a la bomba, se debe procurar que la malla del cajón de goma esté nueva siempre porque su mal estado genera problemas en la operación. 4.3.2.1 PARAMETROS DE OPERACION
Los parámetros de operación que se trabaja en planta siendo las más importantes el % de malla -200, la densidad de ingreso a los tanques que es over / flow d-6, y el pH que debe ser 11 y la fuerza de cianuro que debe mantenerse en 0.06 a 0.085, siendo esto los parámetros más controlados en planta, el pH debe mantenerse en 11 para que se pueda producir la lixiviación del oro, hasta pH 10....con un pH de 9 ya no hay lixiviación--por eso es muy importante ese control. 4.3.2.2 ORDEN Y LIMPIEZA EN EL CIRCUITO DE MOLIENDA
Al igual que en el circuito de chancado para encender los equipos de sección molienda y para apagarlos hay un orden, para encenderlos primeros se enciende el molino primario y luego el molino de remolienda, cuando ya esté fluyendo pulpa a un flujo necesario se enciende la bomba de la pulpa para evitar que succione aire y se queme; al detener la operación primero se detiene el molino primario teniéndose listos los baldes para recuperar el flujo de pulpa que saldrá en gran cantidad por el rebalse del molino y por el trunnion de carga para luego ese material llevarlo al cajón de bomba y no se pierda, luego que la densidad de pulpa del molino este baja se detiene el molino de remolienda mientras pasan los recirculantes por el cajón de bomba y al final se detiene la bomba de la pulpa, se debe tener en cuenta:
Realizar un correcto muestreo de las celdas de las densidades de pulpa y alimentación al molino primario.
49
Poner atención al funcionamiento de motores, sistemas de trasmisión y a los componentes del molino mismo, cualquier anormalidad deberá ser informada de inmediato al encargado de guardia.
Mantener la densidad del over flow entre 1350 y 1400 gr/lt.
Verificar el porcentaje de malla m70 ASTM del overflow que tiene que dar 94 a 96% lo cual indica una buena molienda.
Evitar derrames en el cajón de bomba y en la malla del overflow.
Siempre informar de las mediciones que no den resultados dentro del estándar al encargado de la guardia porque no hacerlo puede traer consecuencias que pudieron ser reparadas a tiempos.
Esperar por su reemplazo a informar
Limpiar los derrames en caso de que hubiera.
Dejar limpia y barrida la sección molienda y todos los instrumentos y equipos en su sitio
4.4
MÉTODO DE RECUPERACIÓN DE MINERAL
4.4.1 LIXIVIACIÓN
Se tienen tres tanques de lixiviación por agitación de
39.57 m3 de
volumen, con una carga de carbón activado promedio de 550 kg secos por tanque, el método usado es el CIL (Carbón en lixiviación) se realiza en esta sección dos muestreos cada hora del overflow entrante al tanque 1 y el del relave que sale del tanque 3, estas muestras serán llevadas al laboratorio para su análisis; cada hora se debe controlar la fuerza del cianuro y el PH del tanque principal y del overflow y cada 4 horas de los dos tanques restantes, estas muestras son tomadas de la descarga del tanque es decir la muestra del tanque 1 se toma a la salida del flujo del mismo tanque la tanque 2 y así con los otros dos tanques; el flujo de entrada de solución de cianuro de sodio al tanque principal es de 240 ml por minuto, el control de la fuerza de cianuro se hace con una solución de
50
nitrato de plata y como indicador se usa yoduro de potasio, el control de PH se hace con un strip de papel Pietro, antes de controlar estos parámetros se deben filtrara la muestra y solo controlar el liquido dejando atrás los sólidos. Se deben tener mucho cuidado en que los agitadores estén funcionando siempre que una prolongada de los mismos resultaría en un gran problema porque la pulpa de los tanques fraguaría como si fuera concreto y solucionar ese problema determinaría la para de la planta, para esto hay que tener cuidado con cada parada de grupo el agitador del tanque 1 tiende a detenerse.
En lixiviación también se muestra cada hora al relave que se descarga a la salida del tanque3, aquí hay que tener cuidado que no pase ningún resto de carbón activado a la muestra porque variaría la ley analizada para eso la muestra tomada debe pasar una malla donde queda retenido el cualquier resto de carbón u luego se echará al balde de muestra.
Cada cierto tiempo se debe revisar la salida del cajón del relave del tanque 3 hacia la relavera porque a veces a obstruye para evitar hay que purgarlo por aproximadamente 2 minutos llevando la manguera hacia el mismo cajón y dejar que fluya un fuerte centro de agua.
Los cuidados de orden y limpieza en esta sección de cada guardia son, dejar limpia la oficina de planta al final de cada guardia dejar limpia el área donde se efectúan las titulaciones, dejar limpios los recipientes donde se titula las muestras, informar de los resultados de sus muestreos y análisis así el resultado obtenido no esté dentro de los estándares porque de no hacerlo operación
podrían ocasionarse serios
problemas en la
dejar los recipientes de muestra para el laboratorio en su
lugar.
La solución barren enviada a la relavera se recuperará por sifoneo de la relavera misma a un tanque en la parte inferior de la relavera y luego bombea de ahí al tanque de solución barren a los pozos que estén encima de la planta metalúrgica, al hacer esta operación se debe tener
51
cuidado de cambiar de posición las mangueras de sifoneo dentro de la relavera la descarga de las mismas este doblada y no descargue solución barren porque de hacerlo ya no se podrá sifonear; también hay que accionar la bomba en el orden correcto, para prenderla primero se abre la válvula y después se prende la bomba y para dejar de bombear primero se apaga la bomba y después se cierra la válvula también hay que evitar que el nivel de este tanque no baje del nivel de la entrada, también hay que evitar que el nivel de este tanque no baje el nivel de la entrada de la bomba todos estos cuidados son para que la bomba no succione aire y se queme.
El proceso de lixiviación del oro se realiza en esta planta por el método de carbón en lixiviación (CIL) este método tiene la ventaja de ahorrar tiempo de operación ya que mientras el oro se disuelve el carbón ya lo va capturando, este método se usa generalmente cuando el mineral tiene una buena ley de oro y no se tiene mucho tonelaje a tratar por día. Las características de lixiviación en esta planta son:
Empieza en la molienda, lográndose recuperaciones hasta un 60% el over flow tiene granulometría de 65%-m 200.
La pulpa es alimentada a los tanques a 48-50lt/min.
La dilución es 1.3.
RPM de agitación es 75 para los 3 tanques.
Son 12 a 13 horas de tiempo de retención en cada tanque en total 39 horas.
Se alimenta el tanque 1,24 ml de solución de cianuro de sodio.
El flujo de alimentación de cianuro de sodio al molino primario varía desde 300 ml/min hasta 1 lt/min.
El PH se controla con solución de hidróxido de sodio añadido a la alimentación del molino primario, el flujo de esta solución va desde 50 ml/min hasta 300 ml/min o mas dependiendo del PH medido La Cal añadida en pequeña cantidad 300 gr/hr no interfiere en la absorción del oro obstruyendo los poros del carbón activado, el efecto de
52
la Cal es floculante que sirve para recircular la solución barren desde la relavera a las pozas de solución barren de planta
La concentración de la solución de cianuro de sodio es de 5% y los hidróxidos de sodio
2,5% en pesa las dos porcentajes, esta alta
concentración de solución de cianuro obedece a las leyes de oro en el mineral que están entre 10-30 gr/TM y que necesita más cianuro para disolver estas leyes y porque se evita la preparación mas seguida de solución La cantidad de relave producida es de 45-50 lt/min es decir ,12-72m’ día
La disolución de oro por soluciones débiles de cianuro es esencia un proceso de corrosión electroquímica, por lo que la presencia de oxigeno es de vital importancia al momento de la cianuración la granulometría del mineral debe ser fina ya que si no lo es el tiempo de cianuración se alagara y se gastaría mas reactivo, en la planta es prácticamente imposible alargar el tiempo de retención en los tanques por lo que una granulometría gruesa ocasionaría que mas concentración de oro de la debida vaya a la relavera.
Las variables a investigar es un proceso de cianuración por agitación son:
PH
Concentración
Oxigenación Presión
Temperatura
Granulometría
Tiempo de lixiviación
RPM de agitación
Dilución de la pulpa
Aditivos
53
Minera Yanaquihua SAC tiene una planta de amalgamación de donde se obtiene relave de amalgamación con 8%grtm de Au en promedio, este relave se alimenta al circuito principalmente cuando tenemos mineral traído de mina proveniente de labores profundas que contienen elementos cianicidas como cobre, fierro, azufre e incluso plomo pero con leyes de 25 a 30 gr/tm de Au, a pesar de tener buena ley este mineral nos baja la fuerza de cianuración para paliar este efecto negativo se blandea el relave de amalgamación con este mineral de tal manara que la ley de elementos cianicidas en la cabeza de alimentación baja y que la ley de oro en la cabeza de alimentación no baje de los 12 gr/tm.
La carga de carbón activado promedio a cada tanque esta en 550kg secos en tanque 1 el carbón se llega a cargar de oro hasta 4,5-5 gr Au/Kg carbón en el tanque 2 se carga hasta con 1 gr/kg carbón y el tanque 3 el carbón activado llega a 0,3 – 0,4 gr Au/kg de carbón este carbón activado es recirculado al tanque 1 solo lo envían a Lima los carbones del tanque 1 y 2 es decir se recupera entre 3-3,5 kg de oro por lixiviación por campaña mas el oro refogado que viene de la planta de amalgamación que varía entre 0,4-0,5 kg a veces más la planta obtienen por campaña entre 3.4 Kg a 4 Kg de oro.
54
Figura Nº 4.1
Flow Sheet de la planta concentradora
55
CAPÍTULO V
ACTIVIDADES REALIZADAS DURANTE LAS PRÁCTICAS Realizadas en la Minera Yanaquihua, Unidad Goldmin; en el periodo de Enero – Mayo del año 2012, en la cual se realizaron.
5.1
INSTALACION DE RIELES EN LA LABOR 680 VETA DESPRECIADA Se procedió a la instalación de rieles en la Labor 680 W, Veta Despreciada, Nivel 2050, la cual fue abandonada y recuperada para continuar con avance de exploración. Los trabajos se realizaron con personal de mina logrando habilitar 60 metros de rieles y dejando operativa la labor para el ingreso de una pala neumática EIMCO 12b.
Figura Nº 5.1
Instalación de rieles.
56
Figura Nº 5.2
Figura Nº 5.3
Instalación de Rieles.
Herramienta para instalación de rieles “Santiago”. 57
Para la instalación de rieles hay que tomar en cuenta la pendiente de la labor la cual no debe de superar el 10 %, para que tenga una correcta caída y facilite la salida de los carros mineros U-35.
5.2
Longitud de rieles:
8 metros.
Separación entre rieles:
49 cm.
Separación entre durmientes:
52 cm.
REPARACION DE CUADROS ROTOS. Se procedió a reparar sombreros rotos debido a derrumbes producidos en la Labor 680 W, Veta Katy del nivel 2050.
Figura Nº 5.4
Sombrero quebrado.
58
Figura Nº 5.5
Puntal Roto.
En las labores se notó la presencia de gran presencia de filtraciones de agua en las cajas techo, lo cual acelera el proceso de putrefacción de la madera. En las labores de recuperación la gran mayoría del enmaderado se encuentra con presencia de hongos que acelera la perdida de la madera, se procedió primeramente al rociado de cal y yeso y luego al recubrimiento con aceite quemado a los puntales y sombreros.
Figura Nº 5.6
Presencia de hongos en puntales.
59
5.3
INSTALACION DE TUBERIAS Y REPARACION DE VALVULAS DE PASO DE AGUA. Debido a la perdida de presión de agua y a las constantes fugas de agua se procedió a la reparación de tuberías rajadas de agua, las cuales tienen un diámetro de 2 pulgadas y válvulas de paso oxidadas y con fugas. El proceso de corte y cambiado de tubería se realiza con un balón de gas y herramientas de corte. Lográndose reparar la mayoría de las fugas y subsanar las observaciones de seguridad mina.
Figura Nº 5.6
Llave de paso y Tubería nueva.
60
5.4
REPARACION DE BUZONES Debido a la mala rotura de roca, la que produce material excesivamente grande y a la altura de chimenea, se produjo roturas en los buzones en las Veta B1 W y B2 NE del nivel 2050. Se procedió a arreglar los buzones rotos previo coordinación con personal de niveles superiores y cierre temporal de subniveles.
Figura Nº 5.7
5.5
Buzón roto.
ENCOSTILLADO DE MATERIAL SUELTO.
Se encostilló material suelto con maderas previamente cortado dejando un ancho de 10 cm entre cada encostillado.
Figura Nº 5.8
Encostillado con madera.
61
5.6
PALEO DE MINERAL EN FRENTE DE PERFORACION.
Debido a la falta de personal que sepa operar las palas neumáticas y la necesidad de tener avances se capacitó al personal en el uso de las palas, Una buena limpieza del frente de operaciones se realiza en 2 horas usando pala neumática EIMCO 12b. Se realizo un control de tiempos de la pala neumática, en la labor 680 w, Veta B1, nivel 2050, sección 2.4 x 2.4, avance 6 pies, los resultados se muestran en la siguiente tabla.
62
NUMERO DE CARROS #cucharon 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 T total T muerto
1 28 10 20 48 15 16 27 28 35 22 23 14 31
2 20 19 41 31 22 21 22 25 42 36 24 37 30
3 30 38 39 41 52 18 44 49 27 25 35 36 59
4 25 20 26 15 40 28 40 30 20 34 28 17 18 33
5 6 7 8 9 10 11 12 13 30 40 32 30 30 32 28 20 30 24 13 30 38 24 30 10 19 38 16 17 50 35 16 50 20 41 39 28 27 40 20 28 40 48 31 41 29 27 57 39 29 57 15 22 52 35 33 32 30 35 32 16 21 18 34 35 56 17 34 56 27 22 44 24 43 74 27 24 74 28 25 49 40 13 43 38 40 43 35 42 27 54 51 52 77 54 52 22 36 25 60 27 40 29 60 40 23 24 35 47 19 28 41 47 27 14 37 36 40 21 40 31 30 59 29 29 35 0:05:17 0:06:10 0:07:53 0:06:04 0:08:36 0:05:36 0:08:40 0:06:41 0:07:36 0:08:40 0:06:10 0:07:53 0:06:04 0:04:00 0:02:37 0:04:46 0:04:27 0:04:35 0:03:00 0:04:43 0:04:00 0:04:00 0:04:00 0:02:37 0:04:46 0:04:27
T total ciclo
02:03:00 Figura Nº 5.8 Control de tiempos pala neumática EIMCO12b, labor 680, nivel 2050, VETA B1.
63
.
El número de cucharas que se necesita para llenar un carro U-35 es de 12 o 14 en promedio, en algunos casos este número es menor, esto dependerá de la efectividad de la pala y la habilidad del maestro palero.
Se obtuvo unos tiempos muertos de entre 00:09:00 a
02:37:10
dependiendo de los casos, se debe de tomar bastante atención debido a la gran pérdida de tiempo en que los obreros solo esperan, el problema se debe por que la locomotora no abastece eficientemente a todas las labores quedando como resultado la espera de los carros vacios. 5.7
CONTROL DE TIEMPOS DE PERFORACION
Se procedió al control de tiempos en el frente de la veta despreciada obteniendo los siguientes resultados.
NIVEL
2050
GALERIA
DESPRECIADA
TIPO DE ROCA
DURA
EQUIPO
JACK LEG
BARRA CONICA
4' y 6'
BROCA
31 mm, 38 mm
Ancho de Veta: Ancho de Minado: Fragmentación: Tacos: Anillado:
8.5 cm 2.12 m Regular -buena 12.5 (prom.) Ninguno 63
El avance en esta labor fue de 1.70 m. # DE TALADROS 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30 31 32 TOTAL
PERFORACION 4 6 4 2,52 2,3 3 2,4 3,5 2,51 2,5 2,06 4,4 2,12 2,54 3,09 4 2,36 4,46 5 3,25 4,3 3,28 3,52 2,03 4,53 5,18 3,16 2,04 5 3,35 4,22 4,12 5,49 4,4 3,42 3,25 4,2 4 3,4 4,3 3,7 4 20,84 120,06
Medida de C/u OBSERVACIONES taladro 1,7 1,8 1,8 1,7 1,62 1,65 1,72 1,73 1,62 1,54 1,6 1,45 1,7 1,5 1,5 1,65 1,6 1,6 1,66 1,7 1,62 1,68 1,68 1,68 1,63 1,64 1,62 1,67 1,7 1,7 1,6 1,7 52,76
TIEMPO TOTAL DE PERFORACION LONGITUD EN METROS DURANTE LA PERFORACION LONGITUD DE BARRENO Figura Nº 5.9 Control de tiempos de perforación.
64
2 HORAS 52,76 6 PIES
5.8
CHARLAS DE SEGURIDAD Las charlas de seguridad se dan antes de comenzar a laborar, son charlas de 5 minutos en teoría, pero se alargan a 10 o 15 dependiendo del tema a tratar al cumplir 7 semanas de trabajo en operaciones mina, se me promueve a inspector de seguridad, asumiendo estas charlas en campamento. El rol de charlas a dictarse en el mes fueron:
SISTEMA
TEMAS GENERALES
FECHA 26 27-ene
PONENTE
SEGURIDAD CALIDAD
EPP PERFORACION EN CHIMENEAS
SEGURIDAD MEDIO AMBIENTE
POLITICA SEGURIDAD
28
GRASAS Y ACEITES RESIDUALES
29
SEGURIDAD
INCENDIOS
30
AQUINO CURSE CESAR ENRIQUE
CALIDAD
CONOCIMIENTOS BASICOS DE GEOLOGIA
31
AQUINO CURSE CESAR ENRIQUE
SEGURIDAD MEDIO AMBIENTE
IDENTIFICACION Y EVALUACION DE ASPECTOS
1
AQUINO CURSE CESAR ENRIQUE
RESIDUOS SOLIDOS
2
SEGURIDAD
PELIGROS EN LA PERFORACION
3
AQUINO CURSE CESAR ENRIQUE
CALIDAD
TECNICAS EN PERFORACION
4
AQUINO CURSE CESAR ENRIQUE
SEGURIDAD MEDIO AMBIENTE
IPER
5
AQUINO CURSE CESAR ENRIQUE
RUIDO
6
CONDUCTUAL ETICA
7
AQUINO CURSE CESAR ENRIQUE
SEGURIDAD
DESATE DE ROCAS
8
AQUINO CURSE CESAR ENRIQUE
SEGURIDAD
PRIMEROS AUXILIOS
9
AQUINO CURSE CESAR ENRIQUE
CALIDAD
EMERGENCIAS EN LA CONDUCCION
10
AQUINO CURSE CESAR ENRIQUE
CONDUCTUAL LIDERAZGO
11
AQUINO CURSE CESAR ENRIQUE
CALIDAD
TECNICAS DE PERFORACION
12
AQUINO CURSE CESAR ENRIQUE
SALUD
ENFERMEDADES OCUPACIONALES
13
AQUINO CURSE CESAR ENRIQUE
AQUINO CURSE CESAR ENRIQUE AQUINO CURSE CESAR ENRIQUE AQUINO CURSE CESAR ENRIQUE AQUINO CURSE CESAR ENRIQUE
AQUINO CURSE CESAR ENRIQUE
AQUINO CURSE CESAR ENRIQUE
Figura Nº 5.10 Rol de charlas de seguridad.
65
5.9
INFORMES DE INCIDENTES Al c
UNIDAD
DESCRIPCIÓN CAUSA
REPORTADOS
EJECUTADOS
Falta de Ventilación
8
2
Desprendimiento Roca
de
3
1
Acarreo y Transporte
1
1
Transito
5
5
17
9
ul m in ar el
Unidad Goldmin
m e s s e
Sub Total :
reporta en una reunión con Seguridad Mina los índices de incidentes
REPORTE DE INCIDENTES FEBRERO 2013
66
Falta de Ventilación Desprendimiento de Roca Acarreo y Transporte Transito
Figura Nº 5.11 Reporte de incidentes FEBRERO 2013.
CAPÍTULO VI
SEGURIDAD
Seguridad es tener una actitud segura, es estar alerta en el trabajo, considerar seriamente los procedimientos de trabajo y no dejar que las emociones influyan en el desempeño. Tener un comportamiento seguro significa usar EPP, preguntar sobre el desarrollo de la tarea, ayudar a los compañeros de trabajo.
La seguridad minera comprende el cuidado de la vida, la integridad física y la salud de los trabajadores; mantener las condiciones ambientales en un grado de confort necesario y el cuidado de las maquinarias y equipos. Uno de los objetivos más importantes para las operaciones industriales es la seguridad dentro de la trilogía de preocupaciones que se complementa con la calidad y la producción.
6.1
CONCEPTOS BÁSICOS DE PREVENCIÓN DE RIESGOS
67
a) Accidente Es un acontecimiento no deseado que no pudo ser previsto y por ende evitado, como por ejemplo, cualquier fenómeno de la naturaleza: Inundaciones Sismos, etc. b) Incidente Es un acontecimiento no deseado que resulta o puede resultar en pérdida y el cuál si se puede haber previsto y evitado.
Incidente con Pérdida: Acontecimiento o acto no deseado que interrumpe un proceso normal de trabajo causando lesiones personales y/o daños materiales (Equipo, Pérdidas de Producción, Medio Ambiente, etc.).
Incidente cercano a Pérdida: Acontecimiento que nos permite darnos cuenta de los actos o las condiciones inseguras que en otras circunstancias desencadenarían una lesión o daños potenciales.
Incidente sin Pérdida: Acontecimiento no deseado que pudo resultar en pérdida pero que por alguna circunstancia sobre la cual no se tuvo control no resultó así.
6.2
CAUSAS DE LOS ACCIDENTES
a) CAUSAS POR FALTA O FALLA DEL SISTEMA DE GESTIÓN
Es cuando no existe o son deficientes: los planes de gestión, los estándares operacionales y el desempeño directivo y operativo.
b) CAUSAS BÁSICAS
Son aquellas producidas por factores personales y factores de trabajo.
FACTORES PERSONALES: son los relacionados con la falta de habilidades, conocimientos, condición física, mental y psicológica de la persona.
68
FACTORES DE TRABAJO: Se refiere a efectos en el diseño, errores y demora
logística,
adquisiciones
inadecuadas,
uso
de
equipos,
herramientas y materiales inapropiados y mala elección o mala ejecución de métodos de explotación. Están relacionados con el ambiente de trabajo. c) CAUSAS INMEDIATAS
Son aquellas producidas por actos y/o condiciones subestándares.
CONDICIONES SUBESTÁNDARES: Se llama así a las instalaciones incorrectas, áreas de trabajo inapropiadas, uso incorrecto de sustancias, materiales, equipos y/o energía. ACTOS SUBESTÁNDARES: Es toda acción o practica incorrecta por el trabajador que causa o contribuye a la ocurrencia de un accidente. 6.3
CAPACITACION EN SEGURIDAD
La capacitación en seguridad es importante y se dirige a:
6.4
El empleado nuevo.
Un empleado transferido desde otra área
La supervisión.
Empleados con mayor experiencia (cursos de capacitación).
Los empleados de las empresas especializadas
CÓDIGO DE SEÑALES
Una señal de seguridad consiste en una forma geométrica, un color, una ilustración y un tamaño estándar.
69
Figura Nº 6.1 Código de señales de prohibición y obligatorias.
Figura Nº 6.2 Código de señales de Advertencia e Información.
70
Figura Nº 6.3 Código de señales ubicadas al ingreso de mina.
6.5
SISTEMA DE SEGURIDAD DE LOS CINCO PUNTOS
Minera Yanaquihua SAC esta empelado en la actualidad el sistema de seguridad de los 5 puntos. El sistema de seguridad de los cinco puntos fue inicialmente introducido en las mismas de Notario- Canadá en 1942 por su autor Neil Milton George, quien pacientemente trabaja en el sistema basándose en muchos años de experiencia con la intención no solo de controlar sino de eliminar las tres fuentes de accidentes.
Condiciones sub estándares del ligar de trabajo.
Actitudes de los trabajadores.
Métodos sub estándares de trabajo.
71
Como lo indica su nombre, está compuesta de cinco pasos simples pero prácticos
Los trabajadores deben emplear estos pasos cuando se dirigen a sus lugares de trabajo designados y por los supervisores a medida que chequean a sus cuadrillas de trabajo, los pasos son los siguientes:
Inspeccionar la entrada y vías de accesos hacia el lugar de trabajo.
Están el lugar de trabajo y el equipo en buenas condiciones.
Estamos trabajando adecuadamente de acuerdo a los estándares.
Hacer un acto de seguridad.
Puedo y podre continuar trabajando con seguridad.
A medida que nuestro enfoque sobre la salud y seguridad ha evolucionado a través de los años, estos cinco puntos de control se han entrelazado en nuestra legislación y la filosofía de salud y seguridad.
La intensión del sistema de seguridad de los cinco puntos es que su aplicación sea una responsabilidad compartida de los principales actores en el lugar de trabajo, el supervisor de primera línea y el trabajador.
Los parámetros que toma el sistema de cinco puntos son los siguientes: 1. ¿Está el lugar de trabajo y el equipo en buenas condiciones de trabajo?
Los trabajadores inspeccionan el lugar de trabajo inmediato por condiciones sub estándares (inseguras).
Ellos inspeccionan las condiciones de su equipo (herramientas de mano, maquinaria, EPP, etc.) para asegurar que todo está en buenas condiciones de trabajo antes de usarlos.
Todas
las
condiciones
sub
estándares
son
corregidas
inmediatamente antes de que se empiece con el trabajo rutinario.
Al llegar, el supervisor chequea nuevamente para confirmar que los trabajadores han corregido adecuadamente cualquier condición sub estándar en el lugar de trabajo inmediato.
72
2. ¿Están los trabajadores trabajando apropiadamente?
Los trabajadores, deben determinar si están siguiendo los procedimientos y prácticas de trabajo apropiados.
Ellos determinan si innecesariamente están poniéndose en peligro, así mismo a sus compañeros de trabajo de riesgo
Los trabajadores deben también determinar si están utilizando las herramientas y equipo apropiado
Al llegar el supervisor es responsable de chequear los métodos de trabajo y confirmar que todos los procedimientos, practicas de estén siguiendo y no se estén contraviniendo ningún reglamento.
3. Haga un acto de Seguridad
Esto se hace una vez que el supervisor llegue por primera vez al lugar de trabajo
Esta lo lleva a cabo tanto el trabajador como el supervisor.
El supervisor y el trabajador juntos tratan un tópico particular de seguridad.
Esto usualmente incluye una pequeña discusión acerca de los riesgos específicos, procedimientos de trabajo o políticos especiales de la compañía.
Este paso se considera como la oportunidad clave para que el supervisor aliente hábitos seguros de trabajo y eleve la conciencia de seguridad entre los trabajadores.
4. ¿Pueden y podrán los trabajadores trabajar apropiadamente?
Los supervisores deben determinar si los trabajadores tienen la habilidad y la motivación (actitud) para continuar trabajando en su lugar designado.
Los trabajadores deben determinar si tiene conocimiento y motivación y habilidad suficiente para desempeñar el trabajo de una forma según experiencia, capacitación adecuada, entrenamiento claro de las instrucciones de trabajo).
Se debe también hace una determinación concerniente a la condición segura continua del equipo, los materiales hasta el final del turno.
73
Los supervisores y trabajadores tienen una responsabilidad “compartida” para asegurar que el paso final del sistema se asta siguiendo.
5. ¿Para qué se empela el Sistema de los cinco puntos?
El sistema de seguridad de los cinco puntos es un plan de 5 pasos. Es un plan para ayudar a que todos hagan sus trabajo son seguridad sin exponerse ellos mismos a riesgos innecesarios. Más eficientes, el SS5P es un método de chequear el lugar de trabajo por condiciones practicas de trabajos sub estándares (inseguros). Ambos tanto los supervisores y los trabajadores deben de saberlo. 6.6
MEDIO AMBIENTE
6.6.1
ACTIVIDADES DE CIERRE Para la realización de las actividades de cierre se han clasificado en: cierres temporales, progresivos y finales; habiéndose considerado las siguientes definiciones: 1. CIERRE TEMPORAL son las actividades que el titular realizará con la finalidad de mantener ciertos recursos para las siguientes etapas, como por ejemplo los suelos orgánicos. 2. CIERRE PROGRESIVO conjunto de actividades relacionadas con el cierre, que están siendo implementadas en forma progresiva, durante la etapa de operación. 3. CIERRE FINAL conjunto de actividades relacionadas con el cierre que se implementarán luego de concluir definitivamente todas las operaciones mineras en el área.
74
Para la realización de las actividades de cierre se debe de asegurar la estabilidad física del terreno para evitar probables contaminaciones de residuos provocados en interior mina, los cuales pueden contaminar el medio ambiente.
Las actividades de estabilidad se darían en:
MINA
Para labores subterráneas el cierre es principalmente el taponeo de las labores que afloran en la superficie, como son las bocaminas y chimeneas (incluidas los piques inclinados), cuyo acceso representa un potencial riesgo de seguridad
BOCAMINAS
Tomando en consideración las características, se ha considerado para el cierre de las bocaminas que la mejor alternativa es el sellado mediante tapones de concreto o mampostería de piedra. Dentro del área de operaciones se cuenta con aproximadamente21 bocaminas. Todas las bocaminas son secas es decir no existe registro de descarga de agua de mina.
Para el cierre se deberá considerar un cierre mediante un relleno de material local colocado a lo ancho de 3.0 m en la coronación, de los cuales 2.5 m se ubican dentro de la galería y los 0.5 m restantes en la cara de la bocamina. Los taludes del relleno serán de 1.5:1.0, tanto en la cara exterior como en la interior. El relleno exterior deberá contener una mayor cantidad de finos para permitir el crecimiento natural de vegetación, donde el clima lo permite, el área de la mina es árida semi desértica.
En casos de galerías secas con rocas muy alteradas, se deberá construir un sistema de cierre doble. El primer elemento de cierre, consistirá en un tapón construido de concreto ciclópeo (f´c=175 kg/cm2) de 0.5 m de espesor. Este tapón será instalado dentro de la galería, en una sección de roca medianamente competente y no sujeta a colapso. El segundo elemento del cierre será de similares características que el anterior y evitará
75
el ingreso de personas al tramo inicial de la galería, además de reconformar el portal a condiciones compatibles con el paisaje natural en la zona. En el plano 9 muestra los esquemas típicos de cierre de bocaminas y chimeneas.
CHIMENEAS (INCLUIDAS LOS PIQUES INCLINADOS)
Se han proyectado dos alternativas de cierre para las chimeneas, que toma en consideración el estado de la roca, ya sea esta competente o alterada. Dado que las chimeneas propuestas en el cierre progresivo corresponden a chimeneas en estado de abandono o colapsadas de roca alterada o suelta, se prevé la construcción de una losa de concreto armado (f´c=210 kg/cm2), con base de apoyo significativamente más amplia que la que se usa para roca competente que para este caso será de 1 m como ancho de apoyo, para lo cual previamente se deberá excavar y disponer el suelo dando una inclinación no menor de 1:1. La losa, de 0.25 m de espesor, se ubicará a no menos de 2 m bajo la superficie del terreno. Sobre la losa se colocará un relleno de material local, en que la capa superior, de 0.3 m de espesor tendrá un mayor contenido de finos que facilite el desarrollo de vegetación natural en el mismo. El relleno consistirá en material de la zona y se colocará de tal manera que siga las líneas de la topografía natural del área.
DEPÓSITOS DE RELAVE
Para el cierre del depósito se analizarán la estabilidad estática, pseudoestática y de post-licuación; empleando la teoría de equilibrio límite. Para los casos estático y pseudo-estático se empleará el método de Bishop modificado, con generación aleatoria de superficies de falla; en el caso de Post-licuación se empleará el método de Jambu con superficies tipo bloque. Todos los análisis se efectuaran empleando el programa XSTABL.
Según los resultados de los estudios de Estabilidad Física,
se
implementarán las medidas necesarias como el reconformado de los
taludes. El material de préstamo con el que se hará el reconformado de los taludes, deberá brindar protección contra la erosión eólica y pluvial al promover la revegetación natural del entorno.
76
La superficie de los relaves mantendrá una inclinación del 2% con la que promoverá la escorrentía debida a lluvias; esta superficie estará compuesta por suelo de la zona con una cobertura interior de geomembrana que impida la infiltración protegida a su vez por un geotextil.
DEPÓSITOS DE DESMONTE
Para el estudio de estabilidad física estática y pseudo estática se empleara la teoría de equilibrio límite, usando el método de Bishop modificado, para la generación de superficies de falla. Los resultados de este estudio nos indican que: Los depósitos son estables, pero que es necesario reforzarlos contra posibles avenidas de agua en el cauce de las quebradas. Se analizara caso por caso para cada depósito de desmonte existente que se planea incluir en el cierre temporal.
6.6.2 ESTABILIDAD GEOQUIMICA En base a los extensos estudios geológicos y geoquímicos y tomando en cuenta la caracterización geológica y geoquímica del material de desmonte, con la finalidad de determinar el potencial de generación de agua ácida de los desmontes de mina se observa una escasa presencia de minerales sulfurosos, por tanto el material de desmonte no será propenso a producir descargas de agua ácida, principalmente por lo
árido del clima. Sin embargo, estas conclusiones deberán ser verificados con las respectivas pruebas ABA y de encontrarse algunos resultados con la denominación de Incierto, será necesario corroborar con estudios cinéticos, la certeza de que los desmontes no generan agua acida
6.6.3 ESTABILIDAD HIDROLOGICA No existen efluentes de mina ni de depósito de relaves por lo que no será necesario aplicar la estabilización hidrológica.
77
Se diseñaran y construirán los canales de drenaje superficial para las desmonteras y depósito de relaves para evitar que las aguas de lluvias, que son bastante escasas dañen las estructuras.
Con respecto a los efluentes de los campamentos, debido a lo árido del clima y la naturaleza permeable de los suelos los posos sépticos percolan rápidamente y los sólidos remanentes son tratados con cal antes de ser clausurados.
Actualmente, las actividades mineras aún se encuentran en operación y está en un futuro cercano conforme las exploraciones se consoliden se prevé una ampliación de las mismas. Cabe señalar que las actividades de cierre presentadas en este informe se realizarán progresivamente, en la medida posible, conforme vayan culminando sus operaciones.
La planta concentradora cuenta con una relavera que evitara que el relave contamine los suelos
CAPÍTULO VII
RELACIONES COMUNITARIAS
El Plan de Relaciones Comunitarias (PRC) de la MINERA DE YANAQUIHUA S.A.C. Debe impulsar y promover la participación de la población organizada en la elaboración, ejecución y seguimiento de los proyectos de desarrollo local o regional. Así mismo el ejercicio permanente del diálogo, la comunicación y la transparencia, así
78
como el cumplimiento de los compromisos y el respeto a las diferencias, lo que permitirá generar la confianza de las comunidades. 7.1
OBJETIVOS ESPECIFICOS
Promover el involucramiento de la población en su propio desarrollo sostenible es uno de los objetivos de Minera Yanaquihua S.A.C. en las localidades de su entorno.
7.2
OBJETIVOS AREA DE INFLUENCIA
El área de influencia directa de este Plan de Relaciones Comunitarias está conformada por los CPM y comunidades de Ispacas, Alpacay y Central. La unidad Alpacay se encuentra ubicada en el distrito de Yanaquihua provincia de Condesuyos, Departamento de Arequipa.
Es importante señalar que, a diferencia de los Impactos ambientales, los impactos sociales comprometen relaciones entre grupos de interés que se desarrollan más allá de los límites de las localidades señaladas.
7.3
PROGRAMA DE RESPOSABILIDAD SOCIAL
El rol de la Empresa Minera Yanaquihua S.A.C. es de facilitador del desarrollo sostenible en la comunidad, posicionándose como ciudadano corporativo responsable y promotor del desarrollo comunal. Al hablar sobre las diversas iniciativas que se debe impulsar en el entorno de las operaciones, específicamente tres líneas de acción: educación, salud y desarrollo productivo, con carácter cooperativo dentro de la comunidad. El desarrollo comunitario de Ispacas, Alpacay
debe basarse en las
necesidades de la población y con visión sostenible. 7.4
LA LÍNEA DE ACCIÓN ORIENTADA A LA EDUCACIÓN
Implica la ejecución de proyectos coparticipativos de los Actores Sociales (Gobierno
Local,
Comunidad
Campesina,
Organizaciones
de
Bases,
Representantes de Salud - MINSA, Representantes Educación - Directores,
79
Presidente de Comité de Regantes, Empresa Minera Yanaquihua S.A.C. y otros que tienen representatividad en la comunidad), la Promoción de Implementación de ambientes saludables en las instituciones educativas, capacitación de comuneros, otorgamiento de becas educativas, así como también la capacitación de miembros de los gobiernos locales y regionales en gestión administrativa. Promover en la Línea de Acción en Educación lo siguiente:
1. Nuestro clima institucional. 2. Agua segura en nuestros ambientes. 3. Áreas recreativas. 4. Servicios higiénicos. 5. Áreas verdes. 6. Manejo de desechos sólidos. 7.5
LA LÍNEA DE ACCIÓN ORIENTADA A LA SALUD
Las acciones están orientadas fundamentalmente a la prevención. Para ello se realizan programas de prevención de salud, campañas de saneamiento ambiental y el mejoramiento de los servicios básicos de las viviendas. En este ámbito se suma, además, el programa de lucha contra la pobreza y desnutrición.
En nuestra vida diaria nos movemos en distintos ambientes; cuando estamos en nuestra vivienda, cuando asistimos a una reunión de padres de familia en la escuela, cuando vamos al mercado a hacer compras o simplemente cuando conversamos con el vecino en nuestro barrio.
En la medida en que estos ambientes sean sanos y amigables, y en tanto se establezcan redes sociales que den soporte a la solución de sus problemas, se generan ENTORNOS Y AMBIENTES SALUDABLES.
Algunas acciones para la implementación de entornos saludables que pueden ser consideradas por los Gobiernos Locales, son:
La Promoción y la vigilancia de la calidad del agua de consumo humano para lograr una mejor calidad de este servicio.
80
Impulsar la extensión de redes de distribución de agua potable.
Fomentar la extensión de redes de desagüe y el tratamiento de las aguas servidas y excretas
El espacio de los Presupuestos Participativos de las Municipalidades es una oportunidad para lograr acuerdos que destinen recursos hacia la generación de entornos y ambientes saludables. Se trata de un espacio que vincula diversos escenarios del Municipio (Escuela, Comunidad, Organizaciones, Minera Yanaquihua, familia, etc.).
Figura 7.1 Pueblo de Cerro Rico
CONCLUSIONES
1. La mina Yanaquihua es una mina convencional, con costos elevados en operación frente a mineras mecanizadas.
2. Es importante que los tiempos muertos e inoperativos se disminuyan al máximo este se produce por la falta de coordinación por el personal.
3.
Los problemas que retrasan la producción en la unidad Goldmin son los siguientes:
81
Equipos usados y viejos, la falta de equipos nuevos perjudica las labores de perforación y carguío, los equipos malogrados hacen perder guardias enteras perjudicando los avances.
Falta de herramientas, la falta de herramientas en los frentes de perforación perjudica las labores de avance y hace perder tiempo de operación, teniendo que el personal movilizarse a otras labores a conseguir dichas herramientas.
Falta de unidad de transporte propia de la unidad, la falta de una unidad de transporte perjudica al personal el que tiene que dirigirse caminando a interior mina.
Disposición de Materiales y Equipos, es un factor importante, tal es así que el Ingeniero Residente debe proveer el pedido de esos materiales con anticipación
a la compañía y muchas veces no se
encuentran en almacén, como por ejemplo,
madera
para
sostenimiento o rieles para ampliar vías.
Tiros cortados y Soplados, Sucede principalmente por errores en la perforación falta de paralelismo o taladros muy espaciados e inexperiencia del perforista. La falla de un disparo retrasa el avance lineal y en chimeneas.
Sostenimiento, Esta operación unitaria puede llegar a tomar la guardia entera y retrasar las operaciones de voladura, debido a que no se cuenta con personal capacitado y exclusivo en labores de carpintería.
4. La voladura controlada es un fuerte reductor de inestabilidad en el macizo rocoso y por tanto reduce costos de sostenimiento.
5. El sistema de iniciación con mecha lenta es peligroso debido al chispeo individual de cada uno de los taladros, en reunión mina se sugirió el cambio al sistema carmex pero se informo que la minera Yanaquihua tenía stock de mecha lenta para 9 meses más.
6. El área de geología mina no cumple con los estudios geológicos del macizo rocoso, la variabilidad del terreno y un excesivo carguío de explosivo da lugar a la sobrerotura de los techos, hastíales, el incremento de madera en el sostenimiento y un volumen mayor para la limpieza, elementos que son
82
negativos para la producción debido a que no se tiene un completo estudio de la geología del macizo.
7. Por
ser
sumamente compleja la geología
estructural de yacimiento
continuamente se debe revisar los techos y hastíales de las labores.
8. En estos momentos para ayudar la ventilación esta haciendo el uso del aire comprimido, se sabe que el aire no es recomendable para el uso del personal, el ventilador colocado en la labor 680 Nv. 2050 no funciona por problemas operativos.
9. El área de seguridad de la mina Yanaquihua no cumple con sus funciones, y casi nunca supervisa las labores de operación en la labor 680.
10. La supervisión es muy importante para la producción, el supervisor tiene que ser el líder y amigo en el grupo de trabajo; los trabajadores están supeditados a la orden del supervisor, es decir en la mayoría de veces están esperando la orden de su capataz para realizar su trabajo.
RECOMENDACIONES
1. El sistema de iniciación o chispeo en Yanaquihua es de forma individual lo que produce problemas a la hora de chispear todas las mechas se recomendaría cambiarlo por el sistema CARMEX.
83
2. Para poder aumentar la productividad en la perforación y voladura se debe tener personal capacitado y con experiencia, las perforadoras en buen estado y el explosivo con la potencia adecuada para lograr fragmentar la roca.
3. Todas las labores
deben mantenerse limpios y ordenados formándose una
conciencia de seguridad y reducir los incidentes y accidentes dentro de la mina.
4. Actualmente se cuenta con perforadoras gastadas se recomendaría aumentar este número para las labores lineales (cruceros, galerías) debido a que estas tienen un menor tiempo de perforación en terrenos duros como la roca granodiorita.
5. Se recomienda comprar herramientas nuevas y tenerlas en un almacén en interior mina, a cuenta que los frentes de perforación se encuentran a 1.5 km de bocamina.
6. Se recomienda contar con una unidad de transporte propia de la unidad.
7. Incrementar el número de carros U-35, porque en el control de tiempos de la pala los tiempos muertos llegan a ser de hasta media hora, esto debido a que la locomotora distribuye los 10 carros a las demás labores quedando la pala neumática sin carros vacios para llenarlos.
84
REFERENCIAS BIBLIOGRAFICAS 1. Carlos Alberto
Rodríguez gamarra, Tesis” Estudio de Pre factibilidad
Aplicado al Yacimiento Aurífero Alpacay “Mina Consuelo y Mina Encarna” (Condesuyos – Arequipa) 1982. 2. Optimización de gestión de operación en interior mina” Consorcio Minero Horizonte. 3. “Explotación subterránea métodos y casos prácticos” compañía minera poderosa 1999. 4. “Control de operaciones mineras” Felix B. Prado Ramos Lima 1987. 5. “Perforación y Voladura de Rocas” Ing. Bruno Chaucayanqui Quisa.
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ANEXO 1
CALCULOS DE PERFORACION
Labor
: Gal 680 veta B1
Sección
: 2.4 x 2.1m = 4.54m2
Equipo
: Perforadora Jack Leg- Seco
Nº taladros perforados
: 30
Diámetro de Taladro
: 4 Cm.
Long. de perforación
: 1.8 m
Nº taladros cargados
: 27
E*
: 0.5
K*
: 1.7
Perímetro
: 8.53m
Tiempo de perforación total
: 2 .20 horas
Tiempo efectivo de perforación por taladro : 3.9 min / tal Velocidad de perforación
: 1.8 / 3.9 = 0.46 m/min
Eficiencia del Barreno
: 90.25%
Eficiencia del disparo
: 97.30%
Sostenimiento
: Cuadros de madera.
1. CÁLCULOS
Long efectiva perforación
: 1.72 m
Total metros perforados
: 1.72 x 28 =48.16 m
2. CÁLCULO DE LA VELOCIDAD DE PERFORACION (VP)
TP= Longitud perforada/ velocidad de perforación
1.72/ 2.82 =0.6m/min
86
3. CÁLCULO DEL TIEMPO DE PERFORACION (TP)
TP= longitud perforada/ velocidad de perforación. TP = 48.16/0.6 = 80.26 minutos
4. CALCULO DE LA PERFORACION EFECTIVA (PE)
(1.72 x 100%)/ 1.8 = 95.5%
5. CALCULO DEL TONELAJE EXTRAIDO (T)
T= Sección de labor x perforación efectiva x densidad del mineral. T=2.40 x 2.10 x 1.72 x 3.7 = 32.074 toneladas
6. CALCULO DE LA LONGITUD DE CARGA (LC)
LC = perforación efectiva x 2/3 LC= 1.72 x 2/3 = 1.14m
7. CALCULO DE NUMERO DE CARTUCHOS POR TALADRO (CC) CC = longitud de carga/ 7” x 0.0254 CC = 1.14/7”x 0.0254 = 6.3 = 6 cartuchos.
8. CALCULO DE KG DE EXPLOSIVOS A UTILIZAR POR CADA TALADRO (kg/taladro)
Kg/Taladro= Nº cartuchos de taladro x peso de cada cartucho Kg/Taladro = 6 x 0.08 Kg/tal = 0.5Kg/tal.
9. CALCULO DEL TOTAL DE KG DE EXPLOSIVOS A UTILIZAR.
TE= Nº de Taladros x Kg/Taladro TE= 30 x 0.5 = 15Kg
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10. FACTOR DE CARGA (FC) Vol. roto = 2.4 x 2.1 x 1.72 = 8.66 m3 FC = 15 Kg/ 8.66 = 1.73 Kg/m3
11. FACTOR DE POTENCIA (FP)
FP= 15Kg / 32.074 ton = 0.467 Kg / Ton.
ANEXO 2
COSTO POR METRO LINEAL DE AVANCE GALERIA 931 E NIVEL 2170 VETA MARIA
1. NUMERO DE DISPAROS POR DIA 2. NUMERO DE TALADROS PERFORADOS 3. NUMERO DE TALADROS CARGADOS 4. LONGITUD DE PERFORACIÓN 5. TERRENO
2 26 25 (6 pies) MEDIA A DURA
6. AVANCE POR DISPARO 7. DÍAS TRABAJADOS POR MES
1.72m 26 1.5 x 1.9m2
8. SECCION
88
9. LEYES SOCIALES EsSalud SCTR salud SNP SUB TOTAL
10. INDEMNIZACIONES a) CTS b) GRATIFICACIONES c) VACACIONES d) D.L.22482 ENFERMEDAD e) DOMINICALES
OBR. (%)
EMPL. (%)
9 1,6 13 25,6
9 1,6 13 25,6
OBR.(%) EMPL.(%) 12,96 12,68 22,46 20,82 10,51 9,87 2,21 1,81 20,03 0
f) FERIADOS g) DÍAS LIBRES
4,31 0 72,48
SUB TOTAL
TOTAL LEYES SOCIALES
98.08
0 23,55 68,73
94.33
11. CALCULO DE MANO DE OBRA
OBREROS Cantid. Perforista 1.00 Ayudante-lampero 2.00 Bodeguero 0.25 Servicios Auxiliares 0.00 sub total 3.25 Leyes Sociales 98.03% Total mano de obra de Obreros
89
Salar. S/. 36.00 32.00 32.00 23.63 123.63
S/./ Disp 36.00 64.00 8.00 0.00 108.00 105.87 213.87
Salario Cantidad S/.
EMPLEADOS Ing. Residente (para 10 labores) 0.10 Capataz (10 labores) 0.10 Administrador 0.00 Sub total 0.2 Leyes Sociales 94,28% Total mano de obra de Empleados Total mano de obra por disparo
S/./dia
3000 1300 0.00
S/./ Disp
100.00 43.33 0.00
10.00 4.33 0.00 14.33 13.51 27.85 241.72
12. MATERIALES DE DISPARO
BARRENOS 01Barreno Integral de 5 pies 01Barreno Integral de 4 pies 01Barreno Integral de 3 pies
Precio S/.
V. Útil (Pies)
Pies/Disp
S/./ Disp
265.40
600
33
14.60
246.75
600
60
24.68
221.15
600
32
11.79
125
11.79
Total Barrenos
ACCESORIOS Cantidad Precio S/. Vida(Disp) Manguera de 1'' (m) 30.00 15.20 200 Manguera de1/2'' (m) 30.00 7.35 200 Aceite de perforación (gal) 0.25 14.00 1 Piedra esmeril 1.00 50.00 40 Otros 5% de las mangueras Total Accesorios Total materiales y accesorios de perforación
S/./ Disp 2.28 1.10 3.50 1.25 0.17 8.30 20.10
13. VOLADURA
LISTA Talad Carg. Dinamita 65%(7/8''x7'') Kg. 25 Fulminante #8 Guía Blanca (m) Total materiales de voladura 90
Cantid. 133 25 45.72
Prec S/./u 2.06 0.35 0.35
S/./ Disp 273.98 8.75 16.00 298.73
14. IMPLEMENTOS DE SEGURIDAD
LISTA Cantidad CASCO Protector 4.00 Tapón de oídos 4.00 Respiradores 4.00 Filtros de respirador 4.00 Guantes de Jebe 4.00 Mameluco 4.00 Botas de Jebe 4.00 Ropa de Jebe 4.00 Lámpara Minera 4.00 Correa portalámparas 4.00 Anteojos de seguridad 4.00 Total Implementos de seguridad
Precio S/./u Vida(Disp) 38.30 828.00 7.00 30.00 15.23 150.00 1.50 5.00 16.45 30.00 61.95 180.00 49.00 90.00 125.00 120.00 560.00 1080.00
S/./ Disp 0.19 0.93 0.41 1.20 2.19 1.38 2.18 4.17 2.07
12.25
300.00
0.16
20.30
100.00
0.81 15.69
15. HERRAMIENTAS Y OTROS MATERIALES Precio LISTA Cantidad S/./u Barretillas 2 15.00 Llave Stylson # 14 1 87.50 Saca barrenos 1 15.00 Pico 1 24.33 Lampa 1 21.84 Combo de 6Lb. 1 29.82 Atacador de madera 1 2.00 Punzón de cobre 1 1.50 Fósforo 1 0.20 Flexometro 1 5.00 Balon de gas 1 44.00 Soplete para gas 1 20.00 Arco de sierre 1 23.00 Total Herramientas y otros materiales
Vida(Disp) S/./ Disp 60 0.50 180 0.49 180 0.08 180 0.14 180 0.12 360 0.08 30 0.07 720 0.00 15 0.01 180 0.03 720 0.06 360 0.06 180 0.13 1.76
COSTO TOTAL DE MATERIALES DE DISPARO 91
336.28
16. EQUIPOS E INSTALACIONES FIJAS
Los siguientes equipos e instalaciones serán proporcionadas por Compañía (10 % del costo/m) Pala neumática Cargador de Baterías Compresoras Tuberías de agua y aire Ventiladores Neumáticos Locomotora Carros mineros S/./ Disparo TOTAL EQUIPOS E INSTALACIONES FIJAS 0
17. EQUIPOS DE PERFORACION
MAQUINA PERFORADORA Marca
SECCO
Precio de adquisición
5600
$
Mantenimiento y reparación (70% )
3920
$
Tota precio
9520
$
Vida Útil
100000
Pies
Costo /pie
0.0952
$/pie
Pies perforados
130
Total Costo / Perf.
12.376
$
Total Costo / Perf.
34.41
S/. /DISP
92
RESUMEN
COSTOS DIRECTO MANO DE OBRA MATERIALES DE DISPARO EQUIPO E INSTALACIONES FIJAS EQUIPO DE PERFORACIÓN TOTAL COSTO DIRECTO
S/./ Disparo 241.72 336.28 0.00 34.41 612.40
COSTOS INDIRECTOS GASTOS GENER.Y ADM. 3 % CONTINGENCIAS E IMPR. 5% UTILIDAD 10% TOTAL COSTO INDIRECTO
S/./ METRO 13.12 21.87 43.74 78.74 S/./Metro
TOTAL COSTO
S/./ METRO 172.66 240.20 0.00 24.58 437.43
POR METRO LINEAL DE AVANCE
(E.E)
516.17
93
S/./Metro
ANEXO 3
Foto Del Campamento Unidad Goldmin
94
