UNIVERSIDAD UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN CRISTÓBA CRISTÓBAL L DE HUAMANGA FACULTAD DE INGENIERÍA INGENIERÍA DE MINAS, GEOLOGÍA Y CIVIL ESCUELA DE FORMACIÓN PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS
“ PLANEAMIENTO PLANEAMIENTO DE MINADO MINADO DEL DEL TAJ O ABIER AB IERTO TO RAUL ROJAS ROJA S UEA DE CERRO DE PASCO DE DE VOLCA VOLCAN N COMPAÑÍA COMPAÑÍA MINERA MINERA S.S.A” TRABAJO TRABA JO PROFESIONAL PROFESIONAL PARA OPTAR EL TÍTULO TÍTULO DE INGENIERO INGENIERO DE MINAS PRESENTADO POR:
PEDRO HECTO HECTOR R ASTOCAZA ARMACANQUI ARMA CANQUI
Ay A y acu ac u c h o - - Perú 2008
“ PLANEAMIENTO
DE MINADO DEL TAJO ABIERTO RAUL
ROJAS ROJA S UEA DE CERRO CERRO DE DE PASCO PASCO DE VOLCAN COMPAÑÍA COMPAÑÍA MINERA MINERA S.S.A S.S.A ”
Recomendado
: 17 de enero de 2008
Aprobado
: 19 de enero de 2008
_________________ _________________________ ________
__________________ ________________________ ______
Ing. Grover Rubina Salazar
Ing. Andrés Portugal Paz
Miembro
Ing. Fortunato de Cruz Palomino Miembro
Miembro
Ing. Jaime Huamán Montes Presidente
Según el acuerdo constatado en el acta el 19 de enero de 2008, en la sustentación de Trabajo de Tesis del Bachiller en Ingeniería
de
ARMACANQUI,
Minas, del
PEDRO
trabajo
de
HECTOR
ASTOCAZA
Investigación
titulado
“PLANEAMIENTO DE MINADO DEL TAJO ABIERTO RAUL
ROJAS ROJA S
UEA DE CERRO CERRO DE PASCO DE VOLCAN
COMPAÑÍA MINERA S.S.A ”, fue calificado con la nota 15 (Quince) por lo que se da la respectiva aprobación.
_________________ _________________________ ________
Ing. Grover Rubina Salazar Miembro
Ing. Fortunato de Cruz Palomino Miembro
__________________ ________________________ ______
Ing. Andrés Portugal Paz Miembro
Ing. Jaime Huamán Montes Presidente
DEDICATORIA:
Con todo cariño a mis Padres y hermanos, por su apoyo durante mis estudios de Ingeniería de Minas
A mi digna esposa e hijos dedico este trabajo fruto de mi experiencia
AGRADECIMIENTO
Mi sincero agradecimiento al Ing° Francisco Grimaldo Zapata, Superintendente General de la mina
por darme la oportunidad de
elaborar el presente trabajo de tesis en el tajo abierto Raúl Rojas de la UEA de Cerro de Pasco. También mi reconocimiento a todos los profesores de la Escuela de Formación Profesional de Ingeniería de Minas, de la Facultad de Ingeniería de Minas, Geología y Civil, por sus sabias enseñanzas en mi formación profesional.
INTRODUCCION
El yacimiento de Cerro de Pasco está localizado en el Perú central, al NE de la ciudad de Lima, en las estribaciones occidentales de la Cordillera Central de los Andes Peruanos. El Tajo Raúl motivo del estudio constituido por cuerpos irregulares del plomo, zinc, principalmente del cuerpo del sílicapirita emplazada en las calizas Pucará, cuerpo masivo de gran extensión y que constituyen el mayor volumen de mineralización, pues sus dimensiones alcanzan, 1,500 metros de largo por 300 m. de ancho y 500 m. de profundidad. En el tajo abierto “Raúl Rojas” la explotación se realiza previo un planeamiento de minado que analiza los parámetros como el Cut Off, la relación de minado entre desmonte y mineral, el talud final de los bancos. Por otro lado se toma en cuenta el cuidado del medio ambiente, por estar la mina dentro la ciudad. El plan de minado proporciona la base para valorizar la operación minera, dicho valor está directamente relacionado al precio de los
metales, al costo de producción, maximizar el valor del activo minero que permita mejores prácticas de planeamiento de minado. El plan de minado es requerido por los siguientes motivos: Para declarar reservas de mineral de acuerdo a la normatividad vigente. Es la base de la valorización del portafolio de proyectos de la corporación, VOLCAN S.A.A. Para proyectar volúmenes y calidad de mineral a producir (marketing) y también proyección de ganancias antes del impuesto. Definir toma de decisiones para reemplazo de recursos.
RESUMEN
La
minería moderna para ser rentable y competitivo tiene que
trabajar aplicando los métodos y técnicas dados por las diversas disciplinas como la administración, gestión minera, tecnologías de punta en cuanto a explotación y tratamiento y la ingeniería ambiental. Teniendo en cuenta estos aspectos la Unidad minera de Cerro de Pasco para la explotación del “Tajo abierto Raúl Rojas”, viene aplicando el planeamiento considerando las reservas, los volúmenes de mineral y desmonte a mover, los recursos humanos y equipos con que actualmente se dispone, lo cual ha permitido suministrar mineral a la planta de tratamiento con un tonelaje y ley de acuerdo a los planes y programas previamente fijados. El trabajo se ha dividido en
04 capítulos, así el Capítulo I.-
Generalidades describe los aspectos genéricos relacionados con la mina
y que permiten apreciar sus características como de ubicación, acceso, clima, tipo de empresa y organización. El capítulo II.- Geología, describe la geología regional y local que permite poder conocer en que tipo de formación se halla emplazada el yacimiento, la cantidad y tipo de reservas minerales que justifiquen seguir operando la mina. El capítulo III.- Minado actual, detalla el proceso de explotación que se aplica en el tajo Raúl Rojas, como es la perforación, voladura, carguío y acarreo y los rendimientos alcanzados a la fecha. El capítulo IV.- Planeamiento de minado del tajo Raúl Rojas, es el tema central del trabajo, donde detalla los objetivos del planeamiento, los tipos de planeamiento, los parámetros básicos requeridos en el planeamiento de operación de un tajo abierto y los controles que debe emplearse para una buena gestión. El capítulo V.- Planificación de proyectos ambientales, es un capítulo referido a la producción de contaminantes tanto sólidos, líquidos y gaseosos que la operación de explotación del tajo abierto produce y que contamina a la población de Cerro de Pasco en razón de que la mina se encuentra dentro de la ciudad y por lo tanto es necesario planificar programas de protección y control ambiental, los cuales se indican detalladamente en este capítulo.
CAPITULO I GENERALIDADES
1.1.
UBICACIÓN Y ACCESO.
El yacimiento de Cerro de Pasco está localizado
en las
estribaciones occidentales de la cordillera central de los Andes Peruanos. Políticamente se encuentra entre los distritos de Chaupimarca y Yanacancha, en la provincia de Cerro de Pasco, departamento de Pasco. (Ver Plano Nº 01): Geográficamente se ubica entre las coordenadas: Longitud
76° 15’ Oeste
Latitud
10° 42” Sur
En coordenadas UTM la ubicación será: 8'819,500 Norte
363000 Este.
La altitud media es de 4,334 m sobre el nivel del mar.
2
Las vías de acceso al yacimiento son:
Carretera Central: Lima ⌦ Oroya ⌦ Cerro de Pasco
desarrollo de 315 Km.
Carretera afirmada: Lima ⌦ Canta ⌦ Cerro de Pasco
longitud de 410 Km.
Vía férrea: Lima ⌦ La Oroya ⌦ Cerro de Pasco.
1.2.
CLIMA Y VEGETACIÓN
El área del yacimiento se caracteriza por un clima típico de serranía con dos estaciones bien marcadas. Una lluviosa entre los meses de noviembre y marzo, y otra seca con temperaturas menores a 0o C entre los meses de abril y octubre. La temperatura promedio de la zona es de 6.8º C, la humedad es de 74%, la precipitación es de 910 mm./año y la dirección del viento es de 1.4 m/seg. predominante al norte. La vegetación en la zona es muy escasa debido al frió, también se puede manifestar que la vegetación es muy escasa porque la mayor parte esta constituido por rocas peladas. La vegetación de la zona es típica de la región puna y cordillera, y constan así en su totalidad de ichu y pastos silvestres.
1.3.
RECURSOS.
La zona cuenta con recursos vitales primarios, por lo que los centros de abastecimiento de materiales y otros productos se pueden
3
encontrar en la misma ciudad de Cerro de Pasco.
1.3.1. RECURSOS HUMANOS.
La mano de obra para los trabajos de mina es abundante, los habitantes de la ciudad y los pueblos vecinos como Santa Ana de Tusi, Champamarca, Rancas, Quiulacocha y Yarajhuanca tienen experiencia minera y solamente parte de la mano de obra calificada se tiene que traer de otras zonas.
1.3.2. RECURSOS ENERGÉTICOS.
La energía eléctrica es alimentada por la línea de transmisión del Mantaro que alimenta en su totalidad a las labores subterráneas y a la planta de tratamiento Parasha.
1.4.
OBJETIVOS.
Demostrar las bondades de un
planeamiento de minado para la
extracción óptima de mineral y desmonte, de manera que se cumpla con el programa de producción, cuidando la ley y tonelaje exigido.
Servir al suscrito como tema de tesis para la obtención del título profesional de Ingeniero de Minas.
1.5.
METODOLOGIA
La metodología de trabajo usada comprende: Trabajo de campo consistente en la toma de datos relacionados a
4
la geología y minado del tajo abierto, en este último todo lo relacionado a las operaciones unitarias primarias. Trabajo de gabinete consisten en la evaluación de los datos obtenidos, elaboración de los programas de producción conforme al tipo de planeamiento consignando las áreas a minar y evaluando los recursos necesarios como equipos y personal para la ejecución conforme a los requerimientos de producción.
1.6. ORGANIZACIÓN
Es una organización del tipo vertical y horizontal, donde se observa las líneas de autoridad, funciones y responsabilidades, canales de coordinación demás elementos de la organización. Observar figura 1.1 El primer medio de control con que cuenta el administrador es el organigrama de su unidad.
5
CAPITULO II GEOLOGIA
2.1.
GEOLOGIA REGIONAL
La región esta constituida en la base por el Grupo Excelsior, compuesta principalmente por filitas, lutitas y cuarcitas. Sobreyace discordantemente las facies carbonatadas Triasico-Jurásico del Grupo Pucara. La secuencia sedimentaria está atravesada por una ventana volcánica, la cual propicia la formación de yacimientos al contacto con las facies calcareas. ( ver Plano Nº 02) La estratigrafía de la zona contempla es:
a. Filitas Excelsior (Silúrico-Devónico)
Son las rocas más antiguas de la zona y están compuestas de filitas, cuarcitas y lutitas carbonosas. Constituyen el núcleo del anticlinal
6
de Cerro de Pasco.
b. Grupo Mitu (Pérmico superior)
Yace discordante sobre el Grupo Excelsior y está constituido de areniscas, cuarcitas y conglomerados rojos. En los alrededores de Cerro de Pasco su potencia varía entre 50 y 80 m.
c. Calizas Pucará (Triásico-Jurásico)
En el flanco oriental las calizas del Grupo Pucará sobreyacen en clara discordancia angular al Grupo Mitu, con potencia de 2900 m. Están compuestas por:
Capas de caliza de grano fino de color gris oscuro a negro y con venillas de calcita.
Capas de caliza amarillenta de grano medio de composición dolomítica, con cristales de dolomita y siderita en venillas y como relleno de pequeñas cavidades.
Ínter
estratificaciones de
horizontes
bituminosos,
lutíticos,
fosilíferos y con nódulos de chert.
Varios horizontes de tufos de composición dacítica. Esta facie ha sido de gran importancia en la localización de
cuerpos mineralizados, principalmente las capas de caliza amarillenta que se extienden por 1 Km. desde el borde oriental del Tajo hacia el E en el área de la Mina El Pilar. En el flanco occidental, a 6 Km. al W de Cerro de Pasco, el Grupo
7
Pucará aflora formando el núcleo del anticlinal de Rancas, con una potencia de sólo algunas decenas de metros.
d. Formación Goyllarisquizga (Cretáceo Inferior)
Conformada por cuarcitas y areniscas cuarzosas con intercalaciones de lutitas bituminosas, derrames volcánicos y mantos de carbón.
e. Formación Pocobamba (Terciario Inferior)
Ha sido subdividida en 3 unidades litológicas: Miembro Inferior, Conglomerado Shuco y Miembro Calera.
f. Miembro Inferior
Compuesto por capas de lutitas y areniscas deleznables de color verde grisáceo, con intercalaciones de marcas rosáceas y lutitas de color rojo, con potencia de 300 a 330 m.
g. Conglomerado Shuco
Al E, el conglomerado está constituido por bloques angulares de caliza de hasta 4 m. dentro de una matriz formado por fragmentos calcáreos subangulosos de diversos tamaños. Al W, el conglomerado se presenta estratificado, los fragmentos de caliza decrecen en tamaño y son más redondeados, es notoria la presencia de fragmentos de areníscas, cuarcitas y chert junto a los de caliza. Al S de Cerro de Pasco tiene una potencia de 170 m.
8
h. Miembro Calera
Sus afloramientos se localizan al S del distrito en la proximidad de Colquijirca. Consiste de lutitas, areníscas y lodolitas en un 70 %, y de calizas con capas de nódulos de chert en el 30 % restante. La potencia total es de 155 m. Ver Plano Nº 03.
2.1.1. ROCAS IGNEAS.
Las rocas ígneas y volcaniclásticas se encuentran rellenando una estructura aproximadamente circular con diámetro promedio de 2.5 Km, que corresponde al cuello del antiguo volcán de Cerro de Pasco. Dentro de esta estructura se identifica una fase explosiva consistente en aglomerados y tufos, y una fase intrusiva de composición dacítica a cuarzo-monzonítica.
2.1.2. ROCAS VOLCANICAS CLASTICAS.
El llamado Aglomerado Rumiallana se ubica en la mitad oriental del cuello volcánico es de color gris oscuro y esta constituido por fragmentos angulosos y subangulosos de filita, caliza y chert en un 90 %; el 10 % adicional consiste de roca ígnea por-firítica fuertemente alterada. La abundancia relativa de los tipos de clastos varía de lugar a lugar, y la matriz
generalmente
contiene
material
volcánico
inconsolidado,
incluyendo cristales de biotita y plagioclasa cementados por calcita. Localmente se presenta finamente estratificado con algunos canales de estratificación cruzada, pero algunas veces es masivo sin
9
señales de estratificación. La porción NW y SW del cuello volcánico está dominado por rocas volcánicas tufáceas que mayormente no muestran evidencias de deformación, por lo que se les refiere como tufos no consolidados, la roca es blanca a gris, comúnmente muestra una fina estratificación y está constituida de cuarzo y feldespatos con variables cantidades de biotita, hornblenda, epídoto y calcita como material cementante.
2.1.3. ROCAS INTRUSIVAS.
Se les ha dividido en 2 unidades: rocas porfiríticas de composición dacítica y los diques de cuarzo-monzonita porfirítica. La primera unidad aflora en la porción W del cuello volcánico y son rocas ígneas porfiríticas que gradan en composición de dacita a riodacita. Los fenocristales, que comprenden entre el 30 y 50 % de la roca, están constituídos de cuarzo en menos del 10 % de los fenocristales; minerales máficos como biotita y horblenda entre el 10 y 30 % de los fenocristales; y feldespatos los restantes fenocristales. La matríz es afanítica de color violácea a gris. Comúnmente presenta texturas de devitrificación. Cortando las rocas volcánicas y volcaniclásticas se encuentran los diques de cuarzo-monzonita porfirítica, la cual contiene fenocristales de sanidina de más de 6 cm. de longitud que hace a la roca muy diferenciable en sus afloramientos. Los fenocristales comprenden el 20 a 40 % de la roca y consisten de sanidina y cuarzo en partes iguales además, de algunos feno-cristales
10
de biotita, plagioclasa, horblenda y turmalina. La matriz es afanítica de color gris. Aparentemente el emplazamiento de los diques fue contemporáneo con la mineralización. El modelo de emplazamiento de los diques ha sido irregular, en la parte central del cuello volcánico tienen un rumbo E-W; hacia el N el rumbo es NW; y hacia el S el rumbo es NE. También se han reconocido diques fuera del cuello volcánico, principalmente al Norte del mismo. Plano Nº 03
2.2.
GEOLOGIA DEL YACIMIENTO.
En los cuerpos de Pb-Zn el zoneamiento vertical es más definido que el zoneamiento horizontal. Así tenemos, que los valores de Pb son mayores hacia superficie y decrecen en profundidad; en tanto que los valores de Zn tienden a decrecer hacia los niveles superiores y a incrementar hacia los niveles más profundos; el zoneamiento de la Ag cuando está relacionada al Pb sigue el mismo patrón, es decir que aumenta hacia superficie y disminuye en profundidad; pero, este zoneamiento se altera por la presencia del cuerpo de Ag-Bi, incrementando sus valores hacia el Este y en profundidad. El zoneamiento horizontal, menos definido, está relacionado a los cuerpos tubulares de pirrotita, en donde la mineralización de Zn es mayor cerca a los cuerpos de pirrotita, predominando el Pb al alejarse de los mismos. Al nivel del contenido de Fe en la molécula de esfalerita el zonamiento es definido, con mayor contenido de Fe en los cuerpos
11
ubicados al Oeste dentro del cuerpo de sílica-pirita y en la proximidad de los "pipes" de pirrotita; disminuyendo el contenido de Fe hacia el Este, cerca y dentro de las calizas. Ver Plano Nº 4 En las vetas de Cu-Ag el zoneamiento definido es: predominancia de Cu-Au en la parte central de las vetas, zona de los diques de monzonita; gradando a Cu-Ag y Ag-Bi hacia los extremos E y W de las vetas,con incremento en el contenido de Pb-Zn. La estructura del yacimiento es la siguiente:
a. Cuerpo de Sílic a-Pirita
Está localizado en la zona de contacto volcánico-caliza, al E del cuello volcánico, con forma de cono invertido achatado. En superficie presenta una forma lenticular, con dimensiones de 1 800 m en sentido N-S y de 300 m en sentido E-W, en general buza 70 o al W. Hacia el S el cuerpo se divide en dos apófisis, uno que sigue el contorno del cuello volcánico entre sedimentos paleozoicos y los volcánicos mismos; y el otro que sigue la falla longitudinal entre calizas Pucará. En sección, el cuerpo asemeja una "montura" sobre las filitas Excelsior y aproximadamente a 630 m se angosta hasta configurar una digitación en forma de raíces. El mayor volumen de mineralización lo constituye la pirita I y sílice, esta última en forma de chert, calcedonia y cuarzo. La pirita ocurre predominantemente como granos anhedrales y la sílice como blocks
12
irregulares y como tabletas de roca afanítica, que da una apariencia de brecha. Venillas de pirita comúnmente cortan a la sílice. Según Lacy, en el cuerpo de sílica-pirita se reconocen 6 tipos de pirita, los que pueden distinguirse microscópicamente por su color, anisotropismo, forma y asociaciones. Estos tipos son: Pirita I, principal constituyente del cuerpo de sílica-pirita y del sistema de
vetas Cleopatra; principalmente anhedral y en algunos cubos u octaedros; inclusiones de pirrotita y calcopirita. Pirita II, asociada a la mineralización de Pb-Zn; en octaedros, cubos y
piritoedros; algunos granos anhedrales; no tiene inclusiones. Pirita III, asociada a los cuerpos y vetas de Cu; en piritoedros, cubos y
octaedros. Pirita IV, asociada a la galena tardía, alunita y marcasita; en piritoedros y
anhedral; Bi y Sb como impurezas. Pirita V, asociada a la alunita, marcasita y mineralización de Ag; es
acicular; As y Sb como impurezas. Pirita VI, en geodas; en forma de piritoedros; color amarillo pálido.
Dentro de este gran cuerpo se han localizado cuerpos tubulares de pirrotita, vetas y cuerpos mineralizados de Cu, Pb-Zn y Ag, constituyendo en sí un gran depósito de dichos metales.
b. Cuerpos y Vetas de Pb-Zn
La mineralización de Pb-Zn se presenta como: cuerpos irregulares, vetas y mantos.
13
Los cuerpos irregulares constituyen el mayor volumen de mineralización y generalmente se sitúan en el contacto del cuerpo de sílica-pirita con las calizas Pucará. En conjunto tienen la forma de un cono invertido achatado incluido en otro cono mayor, el del cuerpo de sílicapirita. Sus dimensiones alcanzan 1500 x 300 m de ancho y 500 m de profundidad, elongado en dirección N. En el nivel 1800 se ramifica y termina en forma denticular dentro del cuerpo de sílica-pirita; pero, falta determinar la profundización de la mineralización en el contacto de sílicapirita con calizas al N y E de dicho nivel. Por lo general, estos cuerpos irregulares están asociados a cuerpos tubulares de pirrotita de dimensiones no mayores a 60 x 180 m en sección horizontal y que constituyen el núcleo de dichos cuerpos en profundidad. La mineralización de Zn consiste de 4 variedades de esfalerita, diferenciadas por sus relaciones de deposición, ubicación dentro del depósito y por sus inclusiones. Esfalerita I, de color negro (marmatita); se encuentra dentro del cuerpo
de sílica-pirita; generalmente sin inclusiones; alto contenido de Fe (> 10 %); en poca cantidad. Esfalerita II, asociada a los "pipes" de pirrotita en los niveles profundos;
inclusiones de stannita y calcopirita; en cantidades mínimas. Esfalerita III, la más abundante y el principal constituyente de los cuerpos
de Pb-Zn; de color marrón oscuro a miel; inclusiones de pirrotita; contenido promedio de Fe 7-8 %.
14
Esfalerita IV, de color claro (amarillo); asociada a galena y marcasita; se
encuentra en venillas cortando las otras esfaleritas; bajo contenido de Fe (< 3 %); principalmente hacia el contacto con las calizas y dentro de ellas. La mineralización de Pb consiste principalmente en galena y menores cantidades de galenobismutinita y hinsdalita. La galena se presenta en tres generaciones: Galena I, asociada a la esfalerita III; contiene ampollas de argentita y
polibasita; principal constituyente de los cuerpos de Pb-Zn. Galena II, asociada a la pirita IV y marcasita. Galena III, asociada a la esfalerita rubia; y a ga-lenobismutinita,
bismutinita y matildita en los cuerpos de Ag. En general, las leyes de Zn son mayores en profundidad y hacia las partes centrales de los cuerpos mineralizados; las leyes de Pb son mayores hacia superficie y en la periferia de los cuerpos, disminuyendo en profundidad. La mineralización de Ag asociada a los cuerpos de Pb-Zn está relacionada a la galena I y III, y su distribución es errática permaneciendo constante en profundidad. La mineralización de Pb-Zn en caliza se presenta en las calizas dolomíticas de color amarillento con venillas de siderita y dolomita; la textura de mineralización consiste de vetas angostas de rumbo N 45 o-80o W y E-W, buzando entre 70 o y 80o al NE, cambiando su buzamiento al SW en la Mina El Pilar; mantos de reemplazamiento en ciertos horizontes; pequeños cuerpos en las intersecciones de vetas con capas calcáreas y
15
en la intersección de vetas; en finas venillas; como relleno de pequeñas cavidades; en cavidades de disolución tipo karts; y en zonas de brechas calcáreas y silíceas. Las vetas de Pb-Zn de importancia económica se encuentran al E del distrito en las calizas Pucará y se han generado por el relleno mineral de las fracturas de los sistemas San Alberto y Matagente. El ensamble mineralógico en San Alberto es de pirita-pirrotita-esfalerita-galena; en Matagente es de esfalerita-galena-carbonatos.
c. Vetas y Cuerpo s de Cu-Ag
Las vetas de Cu-Ag tienen un rumbo dominante E-W, extendiéndose desde el cuerpo de sílica-pirita hasta el mismo cuello volcánico, donde cortan al aglomerado e incluso a los diques de monzonita cuarcífera. Las fracturas ubicadas al N buzan al S, y las ubicadas al S buzan al N; gradan en potencia de pocos centímetros a 2 m. Sus longitudes varían entre 500 y 1000 m. El relleno mineral predominante es de enargita-pirita con cantidades menores de oro libre, luzonita, tenantita-tetraedrita, tenantita-tetraedrita, calcopirita, galena y esfalerita, distribuídos en un arreglo zonado con mineralización de Cu-Au en la parte central y gradando a Ag-Bi hacia los l os extremos. Los cuerpos de enargita-tetraedrita están asociados a las ramificaciones de las vetas de enargita-pirita en la mitad occidental del cuerpo de sílica-pirita. Las dimensiones de los cuerpos pueden llegar a 180 x 60 m de ancho y 200 m en la vertical. La inclinación de los cuerpos
16
es similar al "plunge" de la intersección de las vetas que los acompañan. Su mineralogía consiste de enargita-tetraedrita (tenantita)-pirita en la parte central de los cuerpos, gradando a esfalerita-galena en las partes marginales de los mismos.
d. Cuerpos Mineralizados de Ag-Bi
Los principales cuerpos de plata, Cayac E y Cayac W, se encuentran adyacentes al cuerpo de Pb-Zn Cayac Noruega "A". El Cayac E está emplazado en la zona de la falla longitudinal, en el borde oriental de los cuerpos de Pb-Zn y el contacto con las calizas Pucará. Si bien su mayor desarrollo horizontal se encuentra entre los niveles 1000 y 1200, es persistente a todo lo largo del contacto cuerpos de Pb-Zn con las calizas. Los valores de Ag están relacionados principalmente a la matildita, además de galena y tetraedrita; esfalerita, bismutinita, calcedonia y alunita acompañan a la mineralización de Ag. El Cayac W está localizado en el contacto occidental del Cayac Noruega "A" con las calizas Pucará, tiene forma de un cuerpo vertical tubular que se extiende por una longitud vertical de 130 m entre los niveles 600 y 1000.
e. Cuerpos Supérgenos d e Cu
Entre superficie y el nivel 600 se encuentran cuerpos irregulares de sulfuros supérgenos de aspecto moteado, que se relacionan a las vetas de Cu-Ag y al cuerpo de sílica-pirita. La mayor concentración económica
17
se ubica a la altura del nivel 300. Se pueden distinguir dos formas de manifestaciones de estos cuerpos, una como cúpulas sobre los cuerpos de Pb-Zn donde la asociación supergena chalcosita-covelita está recubriendo a la esfalerita y galena; y la otra de forma lenticular y tabular. Las variaciones del nivel freático han controlado las diferentes cotas en que se encuentran estos cuerpos.
f. Cuerpos Oxidados Argentíferos ó Pacos
Sobreyaciendo al cuerpo de sílica-pirita se ha desarrollado un impresionante sombrero de fierro, que varía en profundidad desde pocos centímetros hasta más de 100 m, aprovechando para ello las zonas de falla, contactos y de brechas. Las zonas oxidadas sobre los cuerpos de Pb-Zn contienen altos valores en Ag, en Pb, o en una combinación de ambos, además de óxidos de Bi y Pb. Ver Plano Nº 05.
2.3. GEOLOGÍA ECONOMICA. 2.3.1. GÉNESIS.
El yacimiento mineral de Cerro de Pasco, es de origen hipógeno, donde la presión y temperatura del intrusivo ha originado un depósito de reemplazamiento en las calizas Pucará, formando cuerpos irregulares de dimensiones apreciables.
18
2.3.2. MINERALIZACION.
La composición mineralógica por tipo de depósito es: Cuerpos de Pb-Zn
Esfalerita
Galena
Marmatita
Pirita
Pirrotita
Marcasita
Magnetita
Argentita
Polibasita
Pirargirita
Hinsdalita
Tetraedrita
Tenantita
Covelita
Calcosita
Calcopirita
Gratonita
Jamesonita
Realgar
Oropimente
Arsenopirita
Revoredorita
Azufre
Siderita
Dolomita
Sílice
Vivianita
Bournonita
Emplectita
Bismutinita
Casiterita
Galenobismutinita Aikinita
Vetas y Cuerpos de Cu-Ag
Enargita
Luzonita
Pirita
Cuarzo
Esfalerita
Galena
Marcasita
Tenantita
Tetraedrita
Calcopirita
Bornita
Calcosita
Covelita
Famatinita
Bismutinita
Wolframita
Minerales Au
Pirargirita
Barita
19
Cuerpos de Ag
Pirita
Calcedonia
Matildita
Aramayoita
Plata Nativa
Estefanita
Polianita
Argentita
Pirargirita
Hematita
Marcasita
Esfalerita
Rejalgar
Bismutinita
Tenantita
Alunita
Cuerpos Supérgenos d e Cu
Calcosita
Covelita
Estromeyerita
Ag Nativa
Lipidocrosita
Gohetita
Plumbojarosita
Argentojarosita
Caolinita
Cerusita
Anglesita
Smithsonita
Calamina
Limonita
Pacos
2.3.3. CONTROLES DE MINERALIZACIÓN.
Se han determinado los siguientes controles de mineralización por tipos de depósito. Para los cuerpos de Pb - Zn los controles son:
El contacto del cuerpo de sílica-pirita con las calizas Pucará, es notoria la continuidad de los cuerpos mineralizados siguiendo la línea del contacto, inclusive las inflexiones del mismo.
20
El fallamiento longitudinal, que permitió el ascenso de las soluciones mineralizantes que formaron los cuerpos de sílica-pirita y los cuerpos de Pb-Zn aprovechando los contactos fallados existentes.
Los cuerpos tubulares (pipes) de pirrotita, que siempre se encuentran ubicados en la parte central de los grandes cuerpos de Pb-Zn.
Para la mineralización de Pb-Zn en caliza el principal control es la caliza dolomítica con venillas de siderita y dolomita en donde se concentra la mayor mineralización; en vez de la caliza gris oscura a negra con venillas de calcita que es estéril.
Para las vetas de Cu-Ag dentro del cuello volcánico el control son las vetas de rumbo E-W convergentes en profundidad.
Para los cuerpos de Cu-Ag los controles son el cuerpo de sílicapirita y la intersección ó acercamiento de las vetas que configuran chimeneas mineralizadas que siguen la inclinación (plunge) de la intersección.
Para el cuerpo de Ag-Bi el control es el contacto entre los cuerpos de Pb-Zn y las calizas Pucará. Esta mineralización, genéticamente, está relacionada a la mineralización de Cu-Ag que a la de Pb-Zn.
Para los cuerpos supérgenos de Cu el control fue la variación del nivel freático en el tiempo, que determinaron los diferentes niveles de deposición de la mineralización.
21
2.3.4. RESERVAS MINERALES.
De acuerdo a la cubicación realizada al 29 de septiembre del año 2007, las reservas, existentes en el tajo Raúl Rojas son las siguientes:
Categoría
Tonelaje TMS
Leyes
Oz Ag/TM
%Pb
% Zn
%Cu
Probado
10’540,000
3.00
1.5
2.1
1.70
Probable
6’345,000
2.80
1.4
2.0
1.60
16’885,000
2.90
1.5
2.1
1.65
22
CAPITULO III MINADO ACTUAL
3.1.
GENERALIDADES
El sistema de explotación Tajo Abierto Raúl Rojas, está de acuerdo a las características del yacimiento,
para conseguir una producción
efectiva debe de guardarse la relación entre el planeado y lo ejecutado, su viabilidad estará al comportamiento mineralógico, forma y continuidad del yacimiento.
3.2.
OPERACIONES UNITARIAS
Los trabajos de explotación se realizan mediante una secuencia de minado cíclico: Perforación
Carguío
Voladura
Acarreo
23
El carguío se realiza con palas electromagnéticas y cargadores frontales, el transporte mediante camiones Electra Haul fuera de carretera.
3.2.1. PERFORACIÓN 3.2.1.1. Propiedades de las Rocas que Afectan la Perforación
Las propiedades de las rocas más significativas que afectan la perforación son: la dureza y la resistencia a la compresión de la roca, como se presenta en el cuadro.
Cuadro N° 3.1. Propiedades de las rocas Clasificació n
Muy dura Dura Medio dura Medio blanda Blanda Muy blanda
Dureza de Mohs
+7 6-7 4.5-6 3-4.5 2-3 1-2
Resist encia a la compresión +200 120-200 60-120 30-60 10-30 10
1. ABRASIVIDAD.- Las rocas que contienen granos de cuarzo son
sumamente abrasivas la forma de los granos, los más angulosos s son más abrasivos que los redondeados.
2. EMPUJE.- El empuje aplicado sobre la broca debe ser lo suficiente
para sobrepasar las resistencias a compresión de la roca, pero no debe
24
ser excesivo para evitar fallas prematuras del tricono. Cuando se perfora una roca los triconos trabajan en 3 situaciones distintas
Empuje insuficiente
Avance eficiente
Enterramiento del útil
Cuadro N° 3.2 Desventajas comparativ as del tipo de empuj e EMPUJE INSUFICIENTE Reduce la velocidad de penetración. Produce mayor desgaste del inserto. Produce calentamiento del inserto y varillaje.
EMPUJE EXCESIVO Disminuye también la velocidad de penetración. Aumenta también el desgaste del inserto Produce vibración y desviación de los acoplamientos taladros
3. BARRIDO.- Para una perforación efectiva, es necesario que el fondo
del taladro se encuentre libre de los detritos producidos. Evita le retrituración, el sobre consumo de energía, el desgaste del inserto sin beneficio y el riesgo de atascos (plantado de barreno).
25
Cuadro N° 3.3 Parámetros de resistencia de las rocas que se presentan en el TAJO RAÚL ROJAS
Simb
Unid
Zona Minera Lizida
Pirita Pirrotit a
Caliza (Zona de contacto)
Calizas
Volcáni. Rumiallana
W
Ton/ m3
3.8
3.7
2.2
2.4
2.6
σc
Mpa
90
95
30
45
40
σt
Mpa
10.8
11.5
4
9.3
4.2
C
Kpa
29 180
30 160
22 130
27 160
24 150
Modulo de Young
E
Mpa
30.000
40.000
3.000
9.000
6.000
Razón de Poison
Υ
-----
0.25
0.2
0.3
0.25
0.25
Características Físico mecánicas
Peso Unitario Resistencia a la compresión simple Resistencia a la tracción Angulo de Fricción Interna Cohesión
3.2.1.2. EQUIPO DE PERFORACION.
Esta operación unitaria se efectúa mediante una perforadora BUCYRUS ERIE 45R y 02 Ingersoll Rand DM45E/LP. La profundidad de los taladros es del 10 % y 15 % adicional de la altura de banco (10 m) dependiendo del tipo de roca y con las siguientes mallas de perforación en promedio es de 12 metros para cualquiera de las perforadoras. Las brocas utilizadas son las tricónicas de las siguientes dimensiones:
Perforadora BE 45-R
DM45E/LP
Øde taladro
9 7/8” 9 7/8” 7 7/8” 7 7/8” 6 3/4”
Malla(m) 6x7 7x7
Material Py Cz
5x5 5x6 4.5 x 4.5
Cz
26
3.2.2. VOLADURA.
La voladura se realiza con el fin de fragmentar la roca, en el cual las presiones generadas por los explosivos confinados dentro de los taladros perforados originan una zona de alta concentración de energía que produce dos efectos dinámicos de fragmentación y desplazamiento, se sabe que la perforación y voladura tiene una influencia predominante en la secuencia de las operaciones unitarias.
1.
La cercanía de la ciudad
Limita la realización de una voladura mayor ya que de producirse ésta se generaría mayor vibración en el terreno. Para evitar vibraciones fuertes, los disparos se realizan mediante el sistema DECKS, el cual consiste en cargar el taladro con taco intermedio que oscila entre 1-2m, dejando además un collar de 6m aproximadamente que es rellenado con los detritos de la perforación. En la voladura se utilizan también retardos dentro del taladro combinados con los retardos de superficie.
2.
Temperatura de los taladros.
Es necesario tener en cuenta ya que la sensibilidad de los explosivos depende de la temperatura de la roca con la que este en contacto.
3.
Presencia de agua en los taladros
Las rocas y los macizos intensamente fracturados cuando se
27
encuentran saturados de agua presentan habitualmente ciertos problemas como obligar a seleccionar explosivos no alterables por el agua, produciendo la pérdida de barrenos por hundimiento y dificultando la perforación inclinada. Por otro lado el agua afecta a las rocas y a los otros macizos rocosos. Por tales motivos los disparos se hacen taladro a taladro utilizando sistemas de retardo en los mismos taladros combinado con retardos en la superficie, mientras que la temperatura y presencia de agua condiciona el empleo de ANFO o SLURREX en los taladros.
Explosivos Utilizados En el tajo Raúl Rojas se utiliza los explosivos basados en nitrato de amonio (AN). El nitrato de amonio es un ingrediente esencial en la mayoría de los explosivos comerciales, como en las dinamitas, emulsiones, water gels, etc.
Anfo An fo : Para
taladros secos.
Temperatura < Factor
a 120ºF
de potencia de 0.24 Kg/Tn.
Heavy Heavy anfo: Para
taladros secos.
Temperatura < Factor
a 120ºF
de potencia de 0.25 Kg/Tn.
28
Slurrex: Para
taladros con agua.
Temperatura < a Factor
120ºF a 150ºF
de potencia de 0.28 Kg/Tn.
3.2. 3.2.2. 2.1. 1. Equipo Uti lizado para Cargar Cargar Anfo .
Camió Camión n cargador- mezclador mezclador d e explo explo sivo s.
Cuentan con tolvas de diferentes capacidades para nitrato de amonio, petróleo, aluminio en polvo, emulsión, etc. Con descarga por mangueras, tubos con sistema sin fin (brazos), capaces de dosificar en diferentes proporciones. En el tajo se tienen una de estas máquinas o camiones mezcladores el cual se encarga de proporcionar el “Heavy Anfo”, el equipo es computarizado, ya que descarga la cantidad programada para cada taladro un promedio de 220 Kg de anfo por taladro. El traslado de los explosivos y accesorios de voladura se realiza mediante la camioneta de propiedad de la Compañía EXSA. El traslado de los agentes explosivos como el anfo, “Heavy Anfo” y emulsión se realiza por medio del camión Mixer que es propiedad de la Compañía EXSA Los disparos, sean primarios y secundarios, se realizan durante la guardia, en dos horarios establecidos: establecidos: 11 a.m y 3 p.m.
29
3.2.2. 3.2.2.2. 2. Proceso Proc eso del Disparo. Disp aro. 1.
Reconocer el tipo de terreno en el que se esta trabajando, para poder saber que mezcla y malla se va utilizar.
2.
Perforación.
3.
Se mide la profundidad de los taladros con una soga y se toma nota de los niveles de agua, con el fin de saber que cantidad de explosivos y retacado va entrar en el taladro.
4.
Calculo de los explosivos tomando en cuenta los datos recogidos después de la perforación, propiedades geomecánicas de la roca, propiedades termodinámicas del explosivo, geología estructural y litología.
5.
Los taladros son cargados con el camión Mixer se realiza el carguío de taladros de una manera rápida. Primero vaseado y luego bombeo.
6.
Una vez efectuado el carguío se procederá a primar los taladros.
7.
Para el taqueado se utiliza el detrito de barrenación con cuidado de no ingresar banquitos que puedan romper el fanel.
8.
Revisión de la distribución de tiempos. tiempos.
30
Figura 3.2 Secuencia de mejoramiento conti nuo en voladura empleado en el tajo Raúl Rojas
Evaluación de voladura
Determinación de parámetros previos de voladura
- Determinación de Fragmentación - Índice de Excavabilidad
- Diámetro de perforación - Impactos Medioambientales - Malla de perforación
Objetivo: Costo Mínimo
Ajuste final de parámetros de voladura
Evaluación de macizo rocoso
- Factor de potencia
- Velocidad de perforación
- Secuencia de salida
- Mapeo Geológico
3.2.3. CARGUIO
Efectuada la voladura, el personal de topografía ingresa a colocar nuevamente los puntos de taladros y en coordinación con Control de calidad señalizan las zonas mineralizadas, de oxido o simplemente desmonte; de tal forma que el Dispatch asigne los polígonos respectivos a los equipos de carguío. Anexo Ver Foto 3.6. La operación propiamente parece sencilla pero su repercusión es enorme, ya que impacta directamente en:
Calidad de mineral enviado a chancadora.
Producción.
Productividad.
Cumplimiento de objetivos de Planeamiento.
Palas eléctricas.
31
Cargadores frontales.
Las palas es en realidad el equipo principal , ya que son de menor costo y además con mayores rendimientos; los cargadores frontales son usados primordialmente cuando las palas ingresan a un mantenimiento preventivo y/o correctivo, en frentes morrénicos o en frentes donde se requiera evitar la dilución del mineral.
3.2.3.1. Equipos de Cargui o Empleados en el Tajo.
Esta operación unitaria se hace con una pala electromecánica 4.5 yd3 P&H 1400, 02 palas electromecánicas de 10 yd 3 P&H 1900; 03 cargadores frontales de 13 yd 3 CAT 992C, 14 yd 3 CAT 992D y 15.6 yd3 CAT 992G respectivamente; las palas son utilizadas en la remoción del desmonte y para cargar mineral de varios lugares para obtener una mezcla adecuada para su posterior tratamiento metalúrgico, se utilizan los cargadores frontales.
Cuadro N° 3.4 Equip os Empleados en el Tajo y sus Características Equipo
P&H 1400 P&H 1900 CAT 992G
Capacidad (Yd3)
Producción actual m 3/m es 4.5 35000 10 104000 13.5, 14, 15.6 123000
La empresa cuenta con un total de 6 equipos los cuales son:
02 palas P&H modelo 1400 de 4.5 yd3 con código 1337 y 1338.
01 pala P&H modelo 1900 de 10 yd3 con código 1339.
32
01 cargador frontal Caterpillar modelo 992C, 12 yd3, código 1363.
01 cargador frontal Caterpillar modelo 992D,14 yd3, código 1364.
01 cargador frontal Caterpillar modelo 992G de 15 yd3, código 1365.
3.2.3.2. Palas.
Cargan grandes trozos de material, requieren de equipos auxiliares, cargan en bancos altos y trabajan en condiciones duras. Anexo Foto 3.7
La pala P&H 1900 es una máquina, que carga sin dificultad camiones de 100 Tn y camiones de 120 Tn.
La vida promedio de las uñas de la pala es de 200 horas.
El
costo de producción del equipo de carguío P&H 1900 va de un
rango entre 47 a 60.36 $/ton.
El costo de producción del equipo de carguío P&H 1400 es de 30$/ton.
El operador de Palas esta encargado del control del nivel de piso en coordinación con el personal de ingeniería y del control de la dilución y avance en relación con el personal clasificador de geología.
3.2.3.3. Ventajas y Desventajas de las Palas Empl eadas en el Tajo VENTAJAS
DESVENTAJAS
Pueden utilizar cucharones de diferentes tamaños, 4,9 y 13 yd3 .
Necesita cortes o frentes de ataque de más de 10 metros para tener un mejor llenado del cucharón.
Pueden trabajar en cortes o frentes de hasta 20mts. de ancho.
El tránsito lento es debido a su peso, en un 1 minuto y en piso a nivel avanza aproximadamente 21 metros.
Fácilmente se acoplan a camiones mayores o de gran tonelaje teniendo menores tiempos de carguio con los "M100 y MT3000.
El movimiento del cable eléctrico de alimentación limita en gran medida los movimientos del tránsito de las palas, además de necesitar personal para el llevado de cable.
33
VENTAJAS
Mayor fuerza de excavación vertical Costo medio de excavación mas bajo. Con respecto un cargador Frontal Caterpillar. Mayor alcance de excavación. Los factores de carga del cucharón están entre el 0.90 a 1 en caso de un material bien disparado.
DESVENTAJAS
Menor visibilidad por el lado ciego de la pala. Para mejorar la eficiencia de cargado de una pala depende de su calidad, tiempo Útil, productividad y costo de funcionamiento.
3.2.3.4. Cargador Fro ntal.
Efectúan las siguientes operaciones:
Carga a volquetes, vagones o tolvas.
Carga y transporte, eliminado en cortas distancias el empleo de volquetes.
Como equipo auxiliar: limpieza de los tajos antes de la voladura, reparación de rampas, manipulación de bolos.
Como maquinaria de empuje sustituyendo a los tractores.
Realiza carga combinada con la pala.
3.2.3.5. Ventajas del Cargador Front al en el Tajo VENTAJAS
Facilidad de desplazamiento, de un frente a otro Capacidad de bajar y remontar pendientes
DESVENTAJAS
Menor producción que la pala por mayor tiempo de ciclo de trabajo No trabaja en condiciones duras Cargan en bancos de media altura, para operar con seguridad. En el tajo Raúl Rojas presenta mayor costo que varia entre 64 y 70 $/hr
3.2.4. ACARREO
El transporte lo realizamos por medio de camiones, estos se
34
encargarán de transportar mineral y desmontes a los puntos de acopio, como la planta de tratamiento, stock pile, es muy importante la gradiente de los rampas ya que por antigüedad de estos equipos es recomendable solamente de 8 a 10 %. Contamos con 14 camiones con una carga nominal de 100 toneladas y dos camiones de 120 toneladas nominales. Ver anexo Foto 3.11 3.2.4.1. Características de Camiones.
La flota de transporte consta de 14 camiones Lectra Haul M-100 y Unit Rig de Terex modelo MT-3000. Los Lectra poseen un motor principal diesel y dos motores eléctricos de tracción, uno en cara rueda posterior. La capacidad de carga promedio de los Lectra es de 100 toneladas nominales y 77 de carga efectiva real
Cuadro N° 3.5. Camion es y su s características. Características Capacidad Cap.lns.m3/mes Prod.Actual m3/mes Disp.Mec% Costo US$/Ton Antigüedad años
LHM - 100 100 t 280000 215000 70.83 3.16 25 - 30
LMT - 3000 120 t 60000 45000 75.06 3.16 8
3.2.4.2. Recorrido de los Camiones.
La distancia de recorrido es muy importante para realizar una optimización en el acarreo y transporte, los planes operativos son:
Plan Rpa. Oeste/Diamante
35
Plan B
Plan Pilar
Plan San Alberto
Cuadro N° 3.6. Distancia recorr ida a Placas y Rumi allana Plan Operativ o
Placas
Rumillana
Plan Rpa Oeste/Diamante Plan B
2973 mt.
38620 mt.
Plan Pilar
2721 mt.
3245 mt.
Plan San Alberto
2100 mt.
2989 mt.
Los equipos con que cuenta la mina que están designados para realizar el transporte del mineral extraído se muestran en el cuadro 3.7.
Cuadro 3.7. Equip os de acarreo Nro de Equipo 1512 1513 1514 1515 1517 1518 1519 1520 1521 1522 1523 1524 1525 1526
Marca Lectra Haul Lectra Haul Lectra Haul Lectra Haul Lectra Haul Lectra Haul Lectra Haul Lectra Haul Lectra Haul Lectra Haul Lectra Haul Lectra Haul Lectra Haul Lectra Haul
Modelo M100 M100 M100 M100 M100 M100 M100 M100 M100 M100 M100 M100 MT3000 MT3000
Capacidad 100 100 100 100 100 100 100 100 100 100 100 100 120 120
Tipo de Sistema Hidroneumatico Hidroneumatico Hidroneumatico Hidroneumatico Hidroneumatico Hidroneumatico Hidroneumatico Hidroneumatico Hidroneumatico Hidroneumatico Hidroneumatico Hidroneumatico Hidroneumatico Hidroneumatico
Costo $/hr 96.04 96.04 96.04 96.04 96.04 96.04 96.04 96.04 96.04 96.04 96.04 96.04 88.4 88.4
3.2.4.3. Camiones Modelo m100, m3000 y sus Características.
Poseen motores eléctricos de tracción, conjuntamente con un
36
motor Diesel, quien genera el torque necesario para que un generador abastezca de corriente.
Componentes de Tracción Eléctrica:
Generador de corriente continúa.
Sistema de refrigeración.
Motores de corriente continúa en las ruedas traseras. Frenado dinámico y la máxima utilización de la potencia del motor en todo el rango de velocidades.
Motores de Tracción:
Sistema sencillo, posee menos piezas que un motor diesel
Mantenimiento es mínimo
Funcionan con un voltaje de 190 a 650 voltios.
A mayor voltaje, desarrolla una mayor velocidad. mientras que a mayor voltaje se desarrolla mayor fuerza .El control se realiza con tarjetas electrónicas, calculan y miden su voltaje respectivo para cada función establecida.
Tipos de Frenos:
Consta de tres frenos principales:
Freno Neumático : sistema parecido a los frenos de camiones
urbanos, constan de pastillas especiales que a través de la fricción logran detener el movimiento de las llantas. Siendo solo en casos de
37
paradas bruscas y en pendientes elevadas. Por ser frágiles a una fuerza elevada.
Freno de Parqueo : Usado al momento de estacionarse
Freno Dinámico: Consiste en cambiar el estado de los motores de
tracción a un estado de generadores, con un repentino corte de voltaje y conexión con el banco de resistencias, quienes reciben toda la energía producida por los ahora generadores, hasta consumirla y esparcirla en forma de calor, llegando a saturar a los motores de tracción, deteniéndolos de una manera suave y segura.
3.2.4.4. Consideraciones de Equipo:
Velocidad media pendiente 0%
:
30-35 Km/hr
Velocidad media vacio 8%
:
20-25 Km/hr
Velocidad media de subida lleno
:
15Km/hr
Presion de aire
:
100 PSI
Presión de aceite en operación
:
70-75 PSI
Presión de aceite en parada
:
20-25 PSI
Temperatura de agua en operación :
170-190
Batería
:
24 V
RPM del motor 600-750 RPM
:
Baja
RPM del motor 1500
:
Media
RPM del motor 1900
:
Alta
38
3.2.4.5. Rendim iento del Equipo de Cargui o y Acarreo Cuadro 3.8. Equipos de acarreo
Disponibilidad
Límite técnico 87,0%
Utilización Rendimiento
Indicador
Inicial Brecha Meta
85,0%
2,0%
86,4%
77,0%
74,0%
3,0%
76,1%
60,0%
59,0%
1,0%
59,7%
40,2%
37,1%
3,1%
39,3%
3.3. EVALUACIÓN DE LA FLOTA DE CARGUIO Y ACARREO Cuadro 3.9 Evaluación de la fl ota de Carguio Nº 1 2 3
Codigo 1363 1364 1365
Tipo Cargador Cargador Cargador
Marca Caterpillar Caterpillar Caterpillar
Modelo Capacidad 992-C 13,5yd3 992-D 14 yd3 992-G 15,6 yd3
Año 1990 1997 2000
Estado M R R
1 2 3
Codigo 1340 1354 1350
Tipo Pala Pala Pala
Marca Caterpillar Caterpillar Caterpillar
Modelo Capacidad DN9 10yd3 D9G 4,5 yd3 10 yd3
Año 1990 1997 2000
Estado M R R
Nº
Nota: M= Malogrado R= Regular Cuadro 3.10. Evaluación de la flota de Acarr eo L/H Lectra Haul Nº 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13
Codigo 1512 1513 1514 1515 1517 1518 1519 1520 1521 1522 1523 1524 1525
Tipo Volquete Volquete Volquete Volquete Volquete Volquete Volquete Volquete Volquete Volquete Volquete Volquete Volquete
Marca L/H L/H L/H L/H L/H L/H L/H L/H L/H L/H L/H L/H L/H
Modelo Capacidad M100 100 M100 100 M100 100 M100 100 M100 100 M100 100 M100 100 M100 100 M100 100 M100 100 M100 100 M100 100 MT3000 120
Año 1975 1975 1978 1978 1978 1978 1979 1979 1981 1981 1982 1982 1997
Nota: SB= Stand Bye, RO= Regular operativo, M= Malogrado
Estado SB RO RO RO RO RO RO RO RO RO RO RO RO
39
3.4. OPTIMIZACIÓN DEL CARGUIO, ACARREO MEDIANTE EL SISTEMA DISPATCH
Volcan identificó una oportunidad de mejora en la utilización efectiva de sus equipos principales, llámense palas, camiones y perforadoras. Implementando el sistema Dispatch. Se trata de un Sistema de Administración Minera a gran escala, tiene como finalidad proporcionar asignaciones óptimas El sistema es manual, basado en una interrelación eficaz con los operadores de equipos, quienes entregan información valiosa para las operaciones. Los operadores reciben instrucciones de a donde deben dirigirse en cada viaje.
Figura 3.3. Sistema de Administr ación min era DISPATCH
3.4.1. DESCRIPCION
Sistema comunicaciones mediante una red inalámbrica de 2 mb /
40
segundo.
Un sistema de despacho para carguío, transporte, chancado y equipos auxiliares.
Tecnología GPS de alta precisión para carguío, perforación y algunos equipos auxiliares.
3.4.2. OBJETIVOS
Mejorar la administración de recursos humanos y mecánicos disponibles en los turnos.
Incrementar horas efectivas y TKPH de equipos.
Reducir pérdidas operacionales de equipos.
Mejorar la condición de pisos, dilución de mineral, sobre perforación y reducir requerimientos de topografía.
En Volcán básicamente se trabaja con respecto a las siguientes funciones:
Coordina la operación de todos los equipos de mina (camiones y palas, equipo auxiliar y perforadoras).
Disminuye los
tiempos de
camiones y
palas
esperándose
mutuamente.
Mejora la disposición final del mineral según su ley.
Permite a los supervisores e ingenieros, obtener los reportes necesarios para el control de los procesos mineros
Se brinda una gran variedad de información al personal de mantenimiento para incrementar la disponibilidad del equipo, a partir
41
del monitoreo del equipo.
3.4.3. COMPONENTES.
El sistema Dispatch está constituido por los siguientes componentes: Computador Central PIII .- Situado en la oficina de Despacho, donde
corren los programas de optimización, que definen las asignaciones que reciben los operadores. Sistema de Comunicación .- Se cuenta con 2 radios un que trabaja en
una sola frecuencia y la otra que ingresa en diferentes frecuencias que opera la a mina. Radios de equipo minero .- Instalados en las cabinas de los cargadores,
volquetes, perforadoras, etc. Permiten al operador comunicarse con el dispatch central y la oficina de despacho. Foto 3.12 Caseta de control y moni toreo del Sistema de Comunicaciones Dispatch
42
La pantalla de transacciones del Dispatch, muestra cada vehículo, cuanto es el ciclo de carguío y acarreo, la información es proporcionada por los operadores de palas y/o cargadores y camiones. El operador de dispatch ingresa las acciones de descarga de material, llegadas al equipo de carguío, inicia la carga y descarga de material nuevamente. En cambio, el operador de pala/cargador debe indicar cuando ha terminado de cargar un camión. Las acciones realizadas por operadores de pala/cargador y volquetes, se efectúan por medio de la radio cuya frecuencia es 1 A.
3.4.4. FUNCIONAMIENTO DEL SISTEMA DISPATCH.
Para la operación, el salto cualitativo ha sido muy notorio, ya que podemos mencionar que de utilizaciones efectivas que bordeaban del 60 al 65%, actualmente la cifra es de 70 - 75 %, con los consiguientes beneficios para la productividad. Así mismo, los resultados de la operación pueden ser monitoreados en tiempo real, esto facilita la toma de decisiones y las medidas correctivas que se realizan en la operación diaria.
3.4.5. PRODUCCIÓN POR PLAN DE MINADO.
El cuadro muestra la producción por plan de minado y banco respectivo, planes con mayor porcentaje de producción son Diamante y San Alberto.
43
Cuadro 3.11. Producci ón por Plan de minado Tonelaje
Porcentaje de producción
Diamante 4120
102.645
11,75%
Diamante 4130
181.095
20,72%
L 4330
2.445
0,28%
RO 4120
44.945
5,14%
RO 4130
30.795
3,52%
San Alberto 4310
263.370
30,14%
San Alberto 4300
82.870
9,48%
C 4210
125.420
14,35%
Dminas
40.280
4,61%
873.865
100,00%
PLAN
TOTAL
3.4.6. PRODUCCIÓN SEGÚN DESTINO DE LOS MATERIALES
El cuadro 3.12 muestra el destino final de los materiales diversos enviados del tajo a stock pile o botadero. Cuadro 3.12. Producción según destino del material Lugar de descarga
Depósito de mineral
Tonelaje
232,550
Mineral directo
5,615
Santa Rosa marginal
3,910
Tacna Arica marginal
14,490
Botadero Rumiallana
491,765
Botadero Hanancocha Relleno tajo (muros de contención) A depósito de ripio
114,945 8,270 480
Stock Pile
2 480
Stock Pile
27 1,360 Total
873,865
44
3.4.7. ANÁLISIS DE RESULTADOS.
El Sistema Dispatch facilita y aumenta los índices de eficiencia y disponibilidad de los equipos. Se lleva mayor control del trabajo desempeñado por los equipos. De acuerdo con los resultados de los cálculos realizados para la optimización de las operaciones unitarias de carguío y acarreo es necesario el incremento de la flota de transporte.
3.5. COSTO DE EXPLOTACION.3.5.1 PLAN DIAMANTE BC 4140.
PERFORACIÓN:
Tonelaje disparado Numero de taladros Malla perforación Performance Equipo Metros /taladro Costo perforadora Toneladas rotas Metros total perforados Horas trabajadas Factor de trabajo COSTO DE PERFORACIÓN
Costo de voladura Factor de potencia
742.5 Ton/tal 23 4x5 m. 19.06 m/hr 12m. 42.36 $/hr 17078 Ton 276 m 16.09 hr 0.9 0.036 $/ton 0.15 $/ton 0.35 Kg/ton
Servicios:
Costo Equipo tractor Factor motoniveladora Horas trabajadas COSTO DE SERVICIOS
49.42 $/hr 28.20 $/hr 28.84 horas 0.131 $/to n
45
CARGUIO: Producción Nro Truck trabajo Tonelaje mover Costo equipo Factor de trabajo Horas trabajadas COSTO DE CARGUIO
Pala 1339 657.99 ton/hr 4 truck 17078 ton 60.361$/hr 0.9 28.84 Horas. 0.102 $/ton
TRANSPORTE:
Nro. Camiones Distancia trans. Costo /equipo M100 Costo /equipo MT3000 Costo ponderado Producción/hr M100 Producción/ MT3000 Producción ponderada Tonelaje a transportar Horas trabajadas Factor de trabajo COSTO DE TRANSPORTE
4 truck 3840 m. 96.04 $/hr 88.40 $/hr 91.87 $/hr 149.85 Ton/hr 180.87 Ton/hr 166.77 Ton/hr 17078 ton 28.44 Horas 0.9 0.612 $/ton
COSTO TOTAL DE OPERACIONES POR DISPARO= 1.031 $/ton
46
CAPITULO IV PLANEAMIENTO DE MINADO DEL TAJO ABIERTO RAUL ROJAS
4.1.
IMPORTANCIA DEL PLANEAMIENTO.
El plan de minado proporciona la base para valorizar la operación minera, dicho valor está directamente relacionado al precio de la acción de la empresa en la bolsa de valores. Por lo tanto, maximizar el valor del activo minero (del precio de la acción) es un imperativo en la industria que requiere la ejecución de las mejores prácticas en el planeamiento de minado. Asimismo un plan de minado es requerido por los siguientes motivos: Para
declarar reservas de mineral de acuerdo a la normatividad
vigente.
Es la base de la valorización del portafolio de proyectos de a
47
corporación.
Para proyectar volúmenes y calidades de mineral a producir (marketing) y también proyección de ganancias antes de impuestos.
Definir toma de decisiones para reemplazo de recursos. El planeamiento de minado no es simplemente el diseño de la
extracción de mate-riales dentro de un límite de excavación y la programación de la producción. Es en realidad el completo planeamiento de negocios del activo existente por el cual se determinan las metas y objetivos de la empresa y la selección a través de una sistemática consideración, alternativas, políticas, programas y procedimientos, para el logro de las mismas. Este ciclo de planeamiento debe considerar necesariamente:
Estrategia y contexto de la industria minera.
Marketing (volumen, calidad precio).
Seguridad y cuidado del medio ambiente.
Diseño de minado.
Programación de a producción.
Gerenciamiento de la mina.
Plan e cierre e la mina.
4.1.1. ALCANCES Y RETOS EN EL PLANEAMIENTO.
Maximizar el VPN de la operación con un nivel aceptable de riesgo. Involucra elaborar planes de minado posibles de realizar.
48
Mejor coordinación entre planes de largo plazo y acciones e corto plazo
Restricción e recursos minerales.
Los alcances del Planeamiento consiste en el mejoramiento continuó; adopción de las mejores prácticas y procesos con revisiones de rutina, asimismo evaluación continúa de los planes de minado y uso de las mejores herramientas disponibles. Investigación y desarrollo de tecnologías más inteligentes, innovación y uso de los adelantos tecnológicos en los diferentes procesos de la operación. Considerar el Planeamiento como una herramienta de optimización en planeamiento de minado en sus diferentes operaciones mineras, esto nos permite capacitar al personal especializado, clave en la productividad con un alto potencial de desarrollo.
4.1.2. ORGANIZACIÓN DEL ÁREA DE PLANEAMIENTO DE MINADO.
El área está compuesta por 5 departamentos los cuales están interactuados
constantemente
teniendo
como
principal
objetivo
implementar exitosamente el plan de minado. Estos departamentos son: Planeamiento corto plazo, Planeamiento largo plazo, Administración del Dispatch, Diseño de perforación y voladura; Reportes y control de costos.
4.1.2.1 PLA NEAMIENTO CORTO PLAZO.
La responsabilidad principal de esta área es la de maximizar el flujo de caja anual de la empresa a través de una implementación exitosa del plan de minado anual en el campo, interactuando y tomando decisiones
49
con las áreas involucradas. Elaboración de planes de minado de los siguientes 3 meses cada fin de mes que incluyen estimaciones de producción de concentrados de plomo y zinc, descargas en botaderos y manejo e stock piles.
Elaboración de planes de minado semanales.
Brindar
soporte al
área
de
operaciones mina
para
a
implementación el plan de minado Control
y reconciliación del cumplimiento del programa semanal
orientado al plan.
Reconciliación del plan de minado semanal y mensual.
Responsable del área de topografía que incluyen la realización de tareas de soporte topográfico en las diferentes áreas de la empresa: mina, geotecnia, medio ambiente, planta, desarrollo de proyectos, ingeniería y otros.
Análisis e volquetes para el plan semanal.
En la gráfico
Nº 4.1, observamos las entradas y salidas en los
procesos de planeamiento corto plazo, por ser un área clave dentro de nuestra gerencia, se muestra gráficamente como el área de planeamiento a corto plazo interactúa con las áreas de geología, planeamiento a largo plazo, dispatch, operaciones mina, diseño de perforación y voladura, procesos, mantenimiento y geotecnia.
50
INPUTS:
Geología, operaciones mineras, Mano de obra, tecnología, seguridad, medio ambiente capital, materiales e insumos, energía, datos e informaciones
Output
PROCESO DE PLANEAMIENTO
Explotación, Concentrados, Metales Seguridad y Medio Ambiente
Evaluar Resultados
PRODUCTIVIDAD
Figura Nº 4.1 Proceso Planeamiento Input s y Output.
4.1.3. PLANEAMIENTO MINADO A LARGO PLAZO TAJO ABIERTO RAÚL ROJAS.
En los últimos años, los precios de los metales ha favorecido significativamente en la rentabilidad de la operación; política de la empresa es de incrementar la productividad de sus operaciones, por lo que se ejecutaron modificaciones sustantivas en los procesos de producción para garantizar la continuidad del minado por superficie; el reto ahora es optimizar los resultados mediante una adecuada interpretación de la información disponible, tal como la caracterización del macizo rocoso, la velocidad de perforación y el mapeo geológico; de forma tal que estas variables se conviertan en predictores de los
51
resultados de la voladura; posteriormente se evalúan los disparos con el índice de excavabilidad y mediciones del grado de fragmentación obtenido. Los precios de los metales ha favorecido el crecimiento de la producción, pero sin embargo los aspectos ambientales vigentes siempre han contribuido negativamente en los costos, esto implica un mayor control en la Interacción industria minera y sociedad. Mina Cerro de Pasco es explotada por métodos subterráneos y por superficie; ésta última operación denominada Tajo Abierto “Raúl Rojas” se desarrolla entre los 4,380 y los 4,000 m.s.n.m. y tiene como principal peculiaridad la presencia de un entorno urbano muy; lo cual fija restricciones en relación al nivel de los impactos ambientales nocivos relacionados con la operación de minado; en el caso de la voladura nos referimos a: rocas volantes, ruido, vibraciones y golpe de aire. En el momento actual, otra de las características es la disminución de las leyes de mineral en relación a épocas anteriores, debido a que actualmente se viene explotando la zona mineralizada de baja ley ubicada en la caliza al este del yacimiento, lo que nos obliga a ser aún más eficientes para poder continuar operando, máxime considerando la recurrencia de los ciclos de precios de los metales. Estas restricciones nos exigen poner todo nuestro esfuerzo a fin de mantener una operación segura y competitiva. El diseño de límites del tajo Raúl Rojas, se determina los
bloques económicos a partir del modelo de bloques
geológicos que contiene la información de las leyes de Pb, Zn, Ag y Cu para cada bloque codificados geológicamente y también indican tipo roca,
52
densidades, estos recursos establece si el bloque cae dentro de la categorización de recursos como medido, indicado, inferido. El diseño final del tajo de minado se elabora a partir de los límites a su vez por la técnica de optimización aplicada al modelo de bloques económicos de la mina, en el cual cada bloque es valorizado en función a la ganancia neta que cada uno de ellos pueda aportar en función a la ley de mineral, recuperación metalúrgica, precio de los metales que generan valor y costos de minado, procesamiento y tratamiento.
Figura 4.2. Bloques de minerales económicos, a partir del modelo de bloques geológi cos qu e contiene la información de las leyes de Pb, Zn, Ag y Cu. Mineralización Diseminada
Mineralización Masiva
53
El modelo de bloques económicos se genera a partir del modelo de bloques geológicos que En la figura contiene la información de las leyes de Cu, Mo, Au y Ag para cada bloque en adición a los códigos geológicos que indican el tipo de mineral, esto nos permite realizar un Plan Minado, asimismo previo análisis de sensibilidad podría renovarse con posibles cambios futuros de acuerdo a los precios de los metales, costos de minado y procesamiento, recuperaciones, adiciones de reservas y capacidades de minado anuales. El mejor plan de minado se realiza primero, postergando el minado de mayor cantidad posible de desmonte y de mineral de baja ley. Los mejores planes de minado se determinan a partir de un análisis de pits complementado con un análisis de los siguientes parámetros: menor relación desmonte sobre mineral (D/M), mayor relación de bloques probados sobre probables, mayor ingreso por tonelada minada ($/ tm). Tanto el diseño del pit final como el de las fases de minado, contempla diseños geométricos eficientes desde el punto de vista operativo y el tamaño de las fases contempla un número de uso de perforadoras de martillo para realizar precorte inclinado con taladros de 9 pulgadas de diámetro, que esto permiten la evaluación uso de retardos en la voladura. Para lograr el objetivo mencionado hemos analizado la cadena de valor en el proceso total de minado a fin de obtener el menor costo de producción total; así, se modificaron los diámetros de perforación a fin de
54
mejorar la fragmentación y con ello obtener menores costos de carguío y transporte. Actualmente venimos
Figura 4.3 Plan Minado cerca de la zona urbana.
Trabajando en obtener predictores de los resultados de la voladura y contrastarlos con evaluaciones prácticas de la facilidad de carguío y con mediciones del grado de fragmentación obtenido en las voladuras, generando un círculo de mejora continua para optimizar el uso de nuestros recursos; estas variables siempre están en relación a las restricciones presentes en nuestras operaciones. Actualmente contamos con tres planes de minado; como puede apreciarse mientras el Plan P se halla cercano al área urbana y extrae principalmente mineral oxidado, el
55
Plan M tiene una ubicación intermedia con caliza y sulfuros como material de extracción, y finalmente el Plan D se ubica a una distancia considerable de las viviendas extrayendo básicamente mineral en sulfuros.
Cuadr o 4.1. PLANEAMIENTO LARGO PLAZO 2007 – 2013
AÑO Min.Planta TM Pb(%) Zn (%) Ag(g/TM) Desmonte TM D/M
2007
2008
2009
2010
2011
2012
2013
2014
TOTAL
2,280,000
2,199,751
2,167,199
2,176,250
2,134,000
2,176,250
2,185,500
2,129,350
17,448,300
1.68 5.97 42.33
2.13 5.30 53.89
1.55 3.80 31.80
1.78 3.59 34.08
1.84 4.30 47.90
2.51 4.16 44.47
2.36 5.02 62.61
1.57 3.77 53.14
1.93 4.24 46.26
5,954,042
6,191,824
8,329,594
15,869,691
9,053,456
7,649,377
6,680,003
518,976
60,246,964
2.6
2.8
3.8
7.3
4.2
3.5
3.1
0.2
3.5
D/M= Desmonte /Mineral Fuente: Departamento de Planeamiento U.E.A Cerro de Pasco las restricciones de voladura en relación a su impacto medio ambiental en el entorno urbano descienden al alejarse del mismo.
4.1.4. COSTOS DE MINADO VERSUS FRAGMENTACIÓN.-
Con las modernas técnicas existentes se ha podido determinar la granulometría promedio de las voladuras del tajo para las diversas mallas; así mediante el análisis de fotos digitales es posible estimar el promedio de tamaño de partícula producida por las voladuras; para este caso se han estimado los tonelajes producidos por cada diámetro, a fin de calcular la dimensión de partícula promedio en cada periodo analizado, y por supuesto un costo asociado en dicho lapso de tiempo. El objetivo es
56
construir una parte de la curva costo unitario total versus tamaño de partícula promedio; aunque la información no es exhaustiva, es suficiente para establecer que para nuestras operaciones una menor fragmentación es adecuada para obtener un menor costo unitario total. Ver Cuadro N° 4.2 y 4.5 Cuadro 4.2 Distri buci ón de Tamaños de Partículas: 2006
2007
Equipo
13-23
13-24
13-25
13-24
13-25
13-26
Modelo
BE-40R
BE-40R
BE-45R
BE-40R
BE-45R
DM45-IR
13,106
2,385
40,230
13,223
28,776
102,345
1’635,018
297,548
5’820,876
1’240,492
3’130,873
5’ 681,258
21%
4%
75%
12%
31%
57%
0.177
0.177
0.186
0.1769
0.186
0.155
Mts. Perfora. Ton.(mill.) % distribuc. Partícula Promedio Promedio
0.183
0.167
Figura 4.4. Costo unitario Vs Tamaño
Costo Unitario vs T amaño 1.60
1.40
$ S U
1.20
1.00
0.80 0.165
0.170
0.175
Tamaño (m)
0.180
0.185
57
Los resultados obtenidos y las restricciones existentes ayudaron a realizar la modificación del tamaño de diámetro de broca en la perforadora 13-24 (otra BE-40R) de 9” a 7 7/8”; la cual a pesar de ser una máquina bastante antigua (30 años) todavía es operada y de acuerdo al Planeamiento Agregado de la unidad, fue reemplazada en el transcurso del año con otra perforadora DM45E.
4.2. EVALUACIÓN DE LAS VOLADURAS.-
Para determinar los resultados de la voladura no se considera únicamente el costo unitario de esta operación, partiendo de la información reseñada en el acápite anterior, hemos procurado determinar el impacto de la perforación y voladura en el resto de la cadena de valor; aunque por el momento nos hemos limitado al proceso de minado, sin ingresar al chancado y/o molienda. Se ha escogido un nivel del Tajo para realizar la evaluación mediante índices, los que debido a la antigüedad de los equipos de carguío no pueden ser tan sofisticados como el Diggability Index ó el Boom Vibration Index en el cual analicemos información eléctrica ó electrónica de los equipos; por ello hemos optado por usar algunas variantes del Dig Utilization Index; así mediante el conteo de las cucharas efectivamente llenadas y la medición del tiempo empleado podemos determinar la facilidad de carguío producto de la voladura. Por conveniencia hemos empleado los términos: Índice de Excavabilidad y Velocidad de Excavación para esta evaluación numérica, y a los referidos índices los hemos definido como:
58
Índice de Excavabilidad
=
Vel. Relativa de Excavación =
N° de cucharas cargadas N° total de cucharas empleadas Tiempo prom. de carguío por camión Tiempo de carguío por camión
Después de la determinación de los índices mencionados se procedió a determinar el coeficiente de correlación entre uno y otro, habiéndose estimado dicho valor en 0.39 un valor a todas luces muy bajo, analizando físicamente dicho hallazgo, debemos considerar que debido a las restricciones en amplitud de área de carguío, es necesario proceder a un estacionamiento de los camiones en la parte posterior de la pala, lo que obliga a un giro de 100° a 160° , lo que influye en el tiempo de carguío (velocidad relativa de excavación) por lo cual se deshecha este último índice como evaluador numérico confiable del rendimiento de la voladura; conservando únicamente el Índice de Excavabilidad como determinante del mismo. La información obtenida es ubicada espacialmente de acuerdo al avance de la pala electromecánica, usando para ello la numeración de los taladros de voladura y el levantamiento de Ingeniería, generándose un plano con los índices determinados anteriormente. Ver figura 4.6.
59
Figura 4.6 Plan de contr ol d e avance de limpieza
4.2.1. DETERMINACIÓN DE PREDICTORES DE LA VOLADURA.4.2.1.1. VELOCIDAD DE PERFORACIÓN.-
Es sabido que las rocas tienen proporcionalmente la misma resistencia a los diferentes esfuerzos a los que son sometidos; vale decir que si es presionada por una fuerza determinada presentará una resistencia proporcional a la rotura por compresión como a la lograda por cizallamiento; extrapolando podemos asumir que la resistencia de la roca a la voladura debe estar relacionada a la resistencia a la compresión y a la tracción; estos últimos determinan la perforabilidad de la roca, cuando es horadada por una perforadora rotativa. Así, evaluando la velocidad de perforación neta, podremos contar con una variable que nos caracterice fácilmente a la roca. Para poder determinarla hemos realizado un trabajo de campo, los resultados son ubicados espacialmente utilizando la
60
numeración de los taladros de producción, agrupándose por rangos de velocidad, y se resumen en la Figura 4.7 Tiempo de perfor ación:
4.2.1.2. MAPEO GEOLÓGICO.
Definitivamente un mapeo geomecánico tiene una alta correlación con la caracterización del macizo rocoso en aras de determinar su volabilidad, pero esto eventualmente puede no estar disponible; sin embargo siempre existe un mapeo en función del contenido de mineral y como podrá observarse las velocidades de perforación tienen una alta correlación con el tipo de roca que se está perforando, como puede observarse en la figura N° 9, reflexionando sobre ello, es lógico debido a que los fluidos mineralizantes han debido caracterizar al macizo; así como la inexistencia de contenidos metálicos han debido influir en la
61
competencia de la roca. La determinación final de la validez de los predictores de la volabilidad de la roca se determina cuando se superponen las figuras 4.7 , 4.8 y 4.9; en un compósito; donde podemos apreciar las correlaciones sugeridas. Es de nuestra opinión que la caracterización de la competencia del macizo rocoso mediante la toma de testigos, no es adecuada debido a la alta variabilidad de la roca; es suficiente la presencia de un fracturamiento menor para modificar las características de nuestro material de diseño. Figura 4.8 Determinación de desmonte, mineral marginal y económi co:
La superposición de los tres planos mostrados nos permite
62
identificar los patrones de comportamiento del macizo rocoso en cuanto a las características de volabilidad y su relación a los predictores analizados, como puede apreciarse en la figura siguiente. Figura 4.9 Determinación del macizo rocos o:
4.2.1.3. FACTOR DE POTENCIA.
La utilización de diámetros menores incrementa el factor de potencia, a fin de examinar este parámetro, hemos graficado el Factor de Potencia medido en kilogramos por tonelada de roca caliza para poder analizarlo. Como puede apreciarse en el siguiente gráfico, se muestra una marcada tendencia a incrementar el factor de potencia. al ir disminuyendo el diámetro; por supuesto esto incrementará los costos de perforación y voladura, pero las mejoras obtenidas en el resto de la operación permite compensar dicha subida.
63
Figura 4.10 Relación diámetro en pul g. Vs Factor d e potencia:
DIÁMETRO VS F.P.
0.30 ) t / g K ( . P . F
0.25 0.20
Tendencia
0.15 0.10 9 7/8
9 7 7/8 Diám etro en pulg.
6 3/4
4.3 PARAMETRO DEL PLAN DE MINADO. 4.3.1. LEY DE CABEZA Y TONELAJE DE EXPLOTACIÓN.
El tajo abierto “Raul Rojas” es principal abastecedor de mineral de plomo-zinc en la unidad. Durante el año 2007 el tajo produjo el 66.79 % del mineral tratado en Planta Concentradora Paragsha. El total tratado de mineral del Tajo fue de 2’113,341 TMS con una ley promedio de cabeza, 1.33 % de Pb, 3.25 % de Zn y 32.17 gr./TN de Ag.; el restante corresponde a mina Subterránea.
4.3.2. DESBROCE PRELIMINAR.
Teniendo el Plano de las diferentes áreas mineralizadas se ha encontrado problemas en la perforación debido a la diseminación del cuerpo y las propiedades de la roca. La porción NW y SW del cuello volcánico está dominada por rocas volcánicas tufáceas. La roca es blanca a gris, comúnmente muestra una fina estratificación y está constituida de cuarzo y feldespatos con variables cantidades de biotita, hornblenda, epídota y calcita como material que
64
constituye el desbroce. La explotación racional del yacimiento mineralizado se tiene que sacar todo el material estéril llamàndolo esta “ Desbroce Preliminar”, se va utilizar tractor a orugas y bombeo de agua que va ser evacuado por la chimenea mediante tubería de 4 pulgadas de diámetro.
4.4. CARACTERISTICAS DE TAJO.
Es política de la empresa el minado altamente selectivo. El yacimiento se presenta en cuerpos y vetas, para la elección de la explotación a cielo abierto se tuvo en cuenta las siguientes características del yacimiento: 1. La mineralización se presenta en un cuerpo diseminado de dimensiones apreciables. 2. El yacimiento aflora a superficie y el material de cobertura es de pocos metros. 3. El cuerpo mineralizado se halla en posición sub horizontal. 4. Es un método que permite una alta mecanización de las fases de minado. 5. El método es de alto rendimiento y de bajo costo. 6. El avance es en forma vertical.
65
4.4.1. DISEÑO OPERATIVO DE BANCOS RAMPAS, BERMAS Y TALUDES.
Altura de banco: Esta establecida en 10 m. por las dimensiones de los equipos de perforación, carguío y por las características del macizo rocoso.
Angulo de talud de Banco: El ángulo esta en función del tipo de material y se ha fijado en 70º.
Bermas: La berma se utiliza como área de protección, para detener y almacenar los materiales que se desprenden de los bancos superiores, también como plataformas de acceso y transporte en algunos casos. Las bermas están en función de las características geomecánicas de la roca, que en conjunto con los otros parámetros que intervienen en el diseño del Tajo y que conducen a la obtención de un factor de seguridad que garantiza la estabilidad del talud y la seguridad al realizar trabajos.
Banco de operación: Es el ancho mínimo de los bancos de trabajo, donde pueden operar los equipos en forma simultánea, ese ancho es de 30 m.
Rampas y accesos.- Son los caminos por donde se transportan los materiales durante la explotación del Tajo. También existen rampas que se utilizan exclusivamente para el acceso de las perforadoras. Las rampas de acarreo tienen 22 m. de ancho para la circulación en doble sentido y a marcha rápida, con una gradiente de 8%.
66
4.4.2. PARAMETROS GENERALES DEL TAJO ABIERTO RAUL ROJAS. ⌧
⌧
Distancia Horizontal:
- Eje Mayor: Norte – Sur
1,900 metros
- Eje Menor: Este – Oeste
1,300 metros
Distancia Vertical:
- Banco Superior 4,390 m.s.n.m. Banco Inferior 4,000 m.s.n.m. ⌧
Rampas:
Existen dos Rampas principales E y W
⌧
- Gradiente Máxima:
8%
- Ancho Mínimo:
20 metros
- Longitud actual de recorrido:
2.5 a 5 km.
Taludes:
Flanco Este: - Angulo Final: 45º
Caliza
Flanco Oeste: - Angulo Final: 45º - 51º
Tipo de Roca:
Tipo de Roca:
Volcánica
Flanco Sur: - Angulo Final: 36º - 37º
Tipo de Roca: Pacos
-
Caliza
Flanco Sudoeste: -Angulo Final: 47º
⌧
Tipo de Roca: Pirita
Limite final:
Será el banco 4,000 msnm. La nomenclatura de los bancos está
67
referida a su altitud con respecto al nivel del mar, así tenemos que el banco más alto es de 4,390 y el banco más profundo actual es el 4,010. El límite final de explotación será el banco 4,000.
4.4.3. RELACIÓN DE DESMONTES /MINERAL (D/M).
La relación actual de Stripping o desbroce es de 3.41: 1 y el desmonte se clasifica de acuerdo a sus características mineralógicas en dos tipos:
Mineral de baja ley con valores de Cu y Ag.
Mineral oxidado (pacos) con valores de Ag. 300 gr/TM en promedio.
Desmontes sin interés económico.
La
operación cuenta con botaderos de desmonte en
funcionamiento:
Rumiallana.
Hanancocha.
Pampa seca. Adicionalmente se cuenta con depósitos para mineral pirítico y
oxidado. Al año 2007 el desmonte total acumulado fue de 26’915,000 m³
4.4.4 LEY DE CORTE (CUTT OFF).
Es el contenido metálico del mineral cuyos costos de minado y beneficio del mineral hasta la venta, iguala al precio obtenido por las
68
ventas del producto. Se calcula por la siguiente fórmula.
Ley de Corte
=
Valor de Producción Ton
×
R × FL
×
FP
× ×
100 C
Donde: R = recuperación metalúrgica en %. FL = factor de liquidación = Valor neto mineral/valor bruto FP = factor de pago. C = cotización del mineral. Valor producción = Valor mineral – costo de producción Para nuestro caso: Valor de la producción = 40 $/TM C = 4.0 $/TM equivalentes. R = 80%
FL = 0.70
Ley de Corte
=
FP = 0.90 40
2,204.6
×
0.80
× ×
100 0.70
×
0 . 90
×
4.0
Cut Off = 0.90 % de Zn equivalentes
La ley de corte es una unidad de medida que representa un punto de referencia fijo para la diferenciación de uno o más tipos de minerales, en concordancia con la estimación de las reservas minables. La ley de corte es un objetivo operativo para la extracción adecuada y apropiada en entregar una mena con una ley casi homogénea para su procesamiento. Con esto la ley de corte administra y mantiene la recuperación y la habilidad-capacidad de la planta sin la variabilidad en su tratamiento. Así mismo, la importancia de definir lo que es desmonte y mineral
69
se le atribuye a la ley de corte, por esta razón se debe de contemplar otros factores directos en minimizar los impactos de la explotación de minas. Los fundamentos económicos en la ley de corte son funciones para los efectos económicos y financieros determinados para un periodo en el tiempo, que va depender la vida del proyecto que va garantizar los estados financieros y operativos, planeamiento de minado, generación de desmonte. La importancia de la ley de corte como herramienta de administración, por su variabilidad y flexibilidad durante la vida del ciclo de la mina, hace que la determinación optima de la ley de corte se convierta en uno de los mas importantes factores en el diseño de minas y no solo porque discrimina al desmonte del mineral sino porque cumple con las expectativas financieras del proyecto.
4.4.5. CONTROL DEL PROGRAMA DE MINADO.
Entre los principales controles del programa de minado tenemos: 1. Que se lleve la secuencia de minado establecido. 2. Control de la ley de cabeza, se tiene que realizar diariamente, se toma muestra de la perforación y luego se clasifica para llevarlo a los botaderos o a la planta. 3. Control del tonelaje diario por guardia, esto dse hará con una balanza 4. Control de los materiales de voladura (/mineral y desmonte), por
70
etapas; esto se realizará topográficamente. 5. Control de la calidad del mineral en el aspecto metalúrgico. 6. Realizar constantemente el cabeceo entre las zonas pobres y zonas ricas para tener siempre una ley constante a la planta y tener más mineral de cabeza. 7. Control de costos de minado y su posibilidad de disminuirla. 8. Control de equipo, personal, evaluación de rendimiento.
71
CAPITULO V PLANIFICACION DE PROYECTOS AMBIENTALES
5.1.
PROYECTOS AMBIENTALES.
Volcan Compañía Minera S.A.A. en su UEA. Cerro de Pasco, por la misma características del yacimiento situado en la ciudad de Cerro de Pasco, los problemas ambientales son vulnerables porque en torno se encuentra colegios, mercados, instituciones de gobierno de la Región, para la disminución de estos impactos la Empresa Minera ha firmado un conjunto de convenios que permita realizar un conjunto de proyectos en el desarrollo de algunos distritos que forma parte de la concesión minera por su misma infraestructura abarca en áreas de varios distritos, es por el cual tienen muy buenas relaciones de convivir de tal manera se beneficien la comunidad y la empresa.
72
Los proyectos ambientales que fueron considerados y asumidos en el Programa de Adecuación y Manejo Ambiental (PAMA), que actualmente se encuentran concluídos y operativos, los mismos con sostenibilidad en el tiempo.
5.1.1. ZANJA DE CONTORNO DE LOS BOTADEROS.
Consiste en captar aguas neutras que discurren en la coronación de los botaderos y colectar las aguas de escorrentías, antes que ingresen a los botaderos y así evitar la generación de aguas ácidas. Ver Anexo Foto 5.1 El proyecto tiene construido un sistema de canales de coronación, que colecten aguas neutras que discurren en las partes altas de los botaderos de minerales piritosos y desmonte, colectando y conduciendo dichas aguas, con la ayuda de tuberías, a los canales principales de vertimientos, evitando de ésta forma que las aguas ingresen a los botaderos antes referidos y se conviertan en aguas ácidas; para tal propósito se construyo los canales Cirococha y Hanancocha, ubicados sobre la Pampa Seca Alta y Pampa Seca Baja, respectivamente, y adicionalmente el canal de coronación del botadero Rumiallana.
5.1.2. SISTEMA DE CAPTACIÓN Y BOMBEO DE AGUAS ÁCIDAS DE LOS BOTADEROS.
Captar las aguas de infiltración de los botaderos de minerales piritosos, óxidos y desmontes, que por su composición y naturaleza
73
mineralógica, dan origen a aguas ácidas. El proyecto consiste en un sistema de canales de captación y recolección de aguas ácidas, que generan los botaderos de minerales piritosos, óxidos y desmonte; tanques sumideros y estaciones de bombeo, con sus accesorios y respectiva implementación; el sistema de canales ha sido impermeabilizado con la utilización y aplicación de geomembranas en la base de los canales y revestimiento de concreto. Ver Anexo 5.2 Canales captación y recolección aguas ácidas.
5.1.3. PLANTA DE NEUTRALIZACIÓN.
La Planta de Neutralización se encuentra ubicada en el lugar denominado
“Garacalzón”,
entre
los
distritos
de
Chaupimarca,
Yanacancha y Simón Bolívar, de la provincia y departamento de Pasco, sobre una altitud de 4,380 m.s.n.m.
5.1.3.1. DESCRIPCIÓN DEL PROYECTO.
La planta se encuentra operativa que tiene una capacidad para tratamiento hasta 2,500 galones por minuto. La Planta de Neutralización, actualmente trata un caudal de 130 litros por segundo (2,000 galones por minuto), de aguas ácidas (soluciones ácido-ferrosas) provenientes de las operaciones de mina; sin embargo esta tratando las aguas ácidas generadas por el Botadero de Desmonte Rumiallana, que eran anteriormente descargadas hacia el río Tingo, de la cuenca del río Huallaga. En consecuencia, todo el sistema de
74
aguas ácidas generadas por la actividad minero-metalúrgica, en un caudal de aproximadamente 2,200 galones por minuto, serán tratadas en la Planta de Neutralización, con el propósito de verter al Río San Juan, una calidad de aguas que cumpla con los Límites Máximos Permisibles, considerados en la Resolución Ministerial N° 011-96-EM, o usar como agua industrial. En la actualidad no se vierte a la Laguna Yanamate. El proyecto consideró la construcción de una Planta de Neutralización, para tratar soluciones ácido-ferrosas (aguas ácidas), provenientes de las operaciones minero-metalúrgicas, en una Planta de Neutralización, utilizando como reactivo óxido de calcio e intercambio iónico, hasta obtener una calidad de agua neutra, que cumpla con las exigencias y estándares contenidos en la Resolución Ministerial N° 01196-EM/VMM; captándose para ello, las aguas ácidas de mina y las aguas de infiltración de los botaderos de minerales piritosos, óxidos y desmontes, que por su composición y naturaleza mineralógica, dan origen a la formación de aguas ácidas. Sin embargo al momento de concebir su diseño, como medida preventiva se optó por construir una planta con una capacidad de operación de 2,500
5.1.4. MANEJO DE AGUAS ÁCIDAS DEL BOTADERO RUMIALLANA.
En la zona de Rumiallana, se encuentra emplazado el Botadero de desmonte del Tajo a Cielo Abierto Raúl Rojas, el mismo que está ubicado en la parte alta y cabecera de la Quebrada Rumiallana, naciente del Río Tingo, que es un tributario del Río Pallanchacra y éste afluente del Río
75
Huallaga. La acción de las aguas superficiales y atmosféricas precipitadas sobre éste botadero, genera aguas ácidas que naturalmente serían vertidas al Río Tingo y consecuentemente a la cuenca alta del Río Huallaga, con la consiguiente contaminación ambiental. La construcción del botadero Rumiallana solamente contemplo la ejecución de canales de coronación en su margen izquierda y alta, para la captación de aguas de las precipitaciones pluviales, evitando su contacto y reacción con los desmontes del botadero; no se considero la construcción de canales de captación de aguas ácidas generadas por las precipitaciones pluviales caídas sobre el propio botadero.
5.1.4.1. OBJETIVO DEL PROYECTO.
El proyecto contemplo construir en la parte baja y frontal del botadero, un sistema de canales de drenaje y captación de las aguas de precipitación pluvial acidificadas por el escurrimiento a través del botadero; el diseño considero construir éstos drenes, revestidos de concreto resistente al ataque de sulfatos, previamente impermeabilizados con una geomembrana de polietileno de alta densidad y complementados con sangrías o lloradores que permitan colectar y captar las aguas ácidas de filtración, para luego conducirlas hasta dos pozas de almacenamiento y sedimentación, que igualmente están impermeabilizadas con una geomembrana, desde donde se bombea hasta el sistema existente de aguas ácidas de la zona industrial de Paragsha y conducidas para su
76
tratamiento en la Planta de Neutralización, ubicada en la zona de Garacalzón.Anexo Ver Foto 5.3
5.1.5. POZO SÉPTICO Y ALCANTARILLADO DE AGUAS RESIDUALES DOMÉSTICAS DE LA ZONA INDUSTRIAL DE PARAGSHA.
Las aguas servidas de la zona industrial de Paragsha, son recolectadas y tratadas en la Fosa Séptica y posteriormente son vertidas directamente a un efluente que descarga hacia el Río San Juan.
5.1.5.1. OBJETIVO DEL PROYECTO.
Construir un sistema de colección y tratamiento de aguas servidas de la zona industrial de Paragsha, formado por dos Fosas Sépticas de concreto y Pozos Percoladores, para después de un tratamiento adecuado, poder verter éstas aguas al mismo efluente que descarga al Río San Juan. Anexo Ver Foto 5.4
5.1.6. RELLENO SANITARIO PARA LA CIUDAD DE CERRO DE PASCO 5.1.6.1. OBJETIVO DEL PROYECTO.
Construir un relleno sanitario para la disposición final, técnica y adecuadamente de los residuos sólidos generados en la ciudad de Cerro de Pasco y en la UEA Cerro de Pasco. Anexo Ver Foto 5.5. La UEA Cerro de Pasco no cuenta con un Relleno Sanitario para la disposición final de los residuos sólidos que se generan en sus
77
instalaciones, los cuales se vienen disponiendo en un extremo del botadero Rumiallana, con un simple recubrimiento con desmontes. La ciudad de Cerro de Pasco tampoco cuenta con un Relleno Sanitario, por lo que los residuos sólidos municipales, igualmente son dispuestos en el botadero Rumiallana. Situación Actual: Durante la Fiscalización se pudo inspeccionar el lugar identificado y asignado para su emplazamiento, el cual se encuentra en el Fundo Montecarlo, jurisdicción del distrito San Antonio de Rancas, provincia y departamento de Pasco, al Sur Este de la ciudad de Cerro de Pasco, al costado izquierdo de la carretera antigua a la Oroya (Km. 3). La empresa fiscalizada ha acreditado y exhibido documentación que demuestra que: La Municipalidad Provincia de Pasco mediante comunicación del 10 de septiembre último, ha cumplido con comunicar a Volcan: a) La autorización de construcción y b) El Convenio suscrito con la Cooperativa Agraria de Trabajadores Ltda. N° 143 - Yanamate, autorizando el uso del terreno superficial, el área donde se emplazará dicho relleno sanitario es de 16.3768 hectáreas, con un perímetro de 1,690.76 ml. el mismo que esta delimitado con un cerco perimétrico que protege y limita el ingreso de animales y personas no autorizadas y de definir la propiedad superficial, para prevenir eventuales invasiones; el relieve terrestre es plano aproximadamente en un 60%, semiondulado aproximadamente en un 25 % y accidentado aproximadamente en un 15 %; entre las cotas 4,435 y 4,479 m.s.n.m.; el substrato geológico identifica la Formación Geológica
78
Chambará, del Grupo Pucará, de edad Triásica, de constitución calcárea, que afloran de manera crestones estratificadas. La capacidad de recepción y disposición final de residuos sólidos, en las dos zonas de operación del Relleno Sanitario es de aproximadamente 13,280 m3., para la Zona 1 y de aproximadamente 307,674 m3., para la Zona 2; teniendo un volumen total disponible de 320,954 m3. La generación y disposición diaria de residuos sólidos es de 44.20 m3., con una disposición anual de 16,133 m3.,lo que nos indica que el Relleno Sanitario tendrá un periodo de vida útil de 19.89 años, distribuidos de la siguiente manera: ZONAS
CAPACIDAD DISPONIBLE (m3)
Zona 1
13,280
Zona 2
307,674
VIDA ÚTIL (AÑOS, MESES) 00 años, 10 0.82 años meses 19.07 años 19 años, 01 mes
TOTAL
320,954
19.89 años
19 años, 11 meses
La empresa Volcan se responsabilizará de la operación de la Zona N° 1, la misma estará diseñada de acuerdo a las especificaciones técnicas y normas de un relleno sanitario aprobadas por DIGESA; esta zona servirá como plan piloto para que después la Zona N° 2 sea operada por la Municipalidad de Cerro de Pasco, para los Residuos Hospitalarios se construyo una poza de concreto armado con capacidad de almacenamiento de 170 m3 , comprende una escalera de acceso, los cuales se encuentra impermeabilizante para evitar cualquier filtración o sustancia contaminantes el cual esta concluido al 100 %.
79
5.1.7. DRENAJE DE AGUAS ÁCIDAS DEL STOCK PILE N° 6.
En la zona industrial existen botaderos de desmonte que al ser afectados por las precipitaciones pluviales, éstos generan aguas ácidas, que requieren ser captadas, canalizadas y conducidas a la Planta de Neutralización, para su tratamiento, por lo que se han construido un canal o dren que colecte y capte las aguas superficiales generadas en el stock pile N° 6, que las derive al sistema principal de canales de aguas ácidas existentes, estos canales son construidos canal abierto de sección trapezoidal de concreto, cuyo fondo ha sido impermeabilizado con una geomembrana que está expuesta libremente en las paredes del canal.
5.1.8. CANCHA DE VOLATILIZACIÓN.
En el desarrollo de actividades minero-metalúrgicas, se generan residuos durante el manejo de lubricantes los cuales son vertidos directamente sobre la superficie, lo que ocasiona la contaminación de suelos y efluentes, por efecto y acción de las escorrentías producidas por las precipitaciones pluviales. Anexo Ver Foto 5.6
5.1.8.1. OBJETIVO DEL PROYECTO.
Construir una cancha impermeabilizada, para volatilizar los compuestos orgánicos presentes en suelos contaminados por derrames de aceites y lubricantes; los suelos contaminados son recogidos, trasladados y depositados en la cancha en mención, donde por exposición al aire por un periodo de tiempo prudencial, permite la
80
volatilización de éstos elementos contaminantes.
5.1.9. CERTIFICACION DEL SISTEMA DE GESTIÓN AMBIENTAL.
La UEA Cerro de Pasco cuenta con la Certificación ISO 14001, otorgada en julio del 2001, para este efecto, se ha tenido que implementar un Sistema de Gestión Ambiental (SGA), el mismo que consiste en la identificación de los principales aspectos ambientales y posterior establecimiento de una Política Ambiental acorde a los aspectos identificados, elaboración de programas ambientales donde se especifiquen los objetivos, metas a alcanzar, responsables, presupuestos y plazo de ejecución que garanticen su adecuado cumplimiento. Del 20 al 22 de Octubre del 2006, se ejecuto la Auditoria de cumplimiento, de la Certificación del Sistema de Gestión Ambiental ISO 14001. Particularmente, respecto a los aspectos ambientales significativos, Volcan ha establecido objetivos y metas a alcanzar, los mismos que se vienen realizando de acuerdo al desarrollo de sus operaciones. Por ejemplo, uno de los aspectos ambientales significativos en planta es el ruido originado en las secciones de chancado y molienda, por la operación de los diferentes equipos de proceso, el cual viene siendo manejado con medidas orientadas al uso obligatorio de protección auditiva, haciéndolo como una práctica habitual. El hecho de contar con la certificación ISO 14001, solo garantiza la voluntad asumida por parte de la empresa en cumplir con los objetivos y
81
metas trazados en materia ambiental durante todo su proceso de mejora continua. Más no significa que la empresa cumple al 100% con todos sus compromisos ambientales adquiridos a partir de la obtención de la certificación ISO 14001.
5.1.10. MANEJO Y CONTROL DE EFLUENTES Y RESIDUOS LÍQUIDOS.
El manejo y tratamiento de efluentes líquidos es controlado mediante la evaluación de ocho (08) estaciones de monitoreo, que son analizadas por los parámetros considerados en la R. M. N° 011-96-EM. Se presentan los resultados comparativos de los monitoreos de los meses de Enero, Febrero, Marzo del 2006, comparados con los resultados de los monitoreos realizados en la Segunda y Tercera Fiscalización del 2005 y Primera Fiscalización del 2006.
82
CONCLUSIONES
1. El plan Diamante es más importante porque aporta las mayores reservas del Tajo Abierto Raúl Rojas, paralelo a ello se encuentra Plan C y en explotación se encuentra Plan L hacia el sur y Plan San Alberto hacia el norte, las reservas para el año 2007 son 16’845,385 TM. 2. El tajo abierto “Raul Rojas” es principal abastecedor de mineral de plomo-zinc en la unidad. Durante el año 2006 el tajo produjo el 66.79 % del mineral tratado en Planta Concentradora Paragsha, el total tratado de mineral del Tajo fue de 2’113,341 TMS con una ley promedio de cabeza, 1.33 % de Pb, 3.25 % de Zn y 32.17 gr./TM de Ag.; el restante corresponde a mina Subterránea. 3. El
análisis
del
costo
de
producción
debe
contemplar
adicionalmente el costo de chancado y molienda a fin de
83
determinar el óptimo grado de fragmentación. 4. El plan de minado proporciona la base para valorizar la operación minera, dicho valor está directamente relacionado al precio de los metales, de la acción de la empresa en la bolsa de valores. Por lo tanto, maximizar el valor del activo minero es una necesidad en la minería, que requiere la ejecución de las mejores prácticas en el planeamiento de minado. . 5. El planeamiento debe considerar las zonas mineralizadas y características de dureza media, sin embargo la presencia de estratos mineralizados y otros en estéril, determina un comportamiento de roca poco favorable para la volabilidad; evaluada por los resultados logrados en cuánto a su índice de excavabilidad. 6. El departamento de planeamiento tiene por función planificar las reservas a corto plazo y largo plazo, de tal manera que las operaciones de minado cumplan con los objetivos y metas de producción. 7. La productividad de la voladura influye en las demás operaciones; si esta se cumple efectivamente da como resultado la disminución del costo total del concentrado, el cual dependerá del diseño apropiado
de la malla de perforación, perforación, carga
cumpliendo los procedimientos establecidos y uso de explosivo adecuado. Para tener el control de la fragmentación, vibración, piedras volantes y gases emitidos.
84
8. La Mina ubicado dentro de la población, por lo que debe de cuidarse el efecto de la voladura no solo para mantener estable sus taludes, si no también para no dañar la estructura de las viviendas aledañas y disminuir la propagación de polvo y ruido que afectan al poblador.
85
RECOMENDACIONES 1. Es necesario cumplir el Plan de Minado para el movimiento de los materiales (D/M) dentro de los límites de excavación y la programación de la producción, el cual determina las metas y objetivos de la empresa. 2. Se recomienda hacer estudios periódicos de ciclos de tiempo de palas, perforadoras, volquetes, para tener conocimiento de sus actuales rendimiento. 3. Es necesario optimizar la voladura en las áreas planificadas y evitando conglomerados y desmontes grandes, esto nos permite mejorar el carguio y acarreo, de esta manera se puede reducir costos operacionales. 4. Se Recomienda en los diferentes proyectos ambientales deben contar con su plan de contingencias para evitar cualquier eventualidades negativo con el medio ambiente
86
BIBLIOGRAFIA
1.-. Briceño E.
SEGURIDAD INDUSTRIAL Y CONTROL DE PERDIDAS EN LA MINERIA. Editado por Tecsup Lima 2000
2.- Diaz W.
AVANCES DE LA MINERIA PERUANA EN LA PROTECCION AMBIENTAL Editado por Cifren Lima 2000
87
3.- Miranda Pedro V.
PLANEAMIENTO Y CONTROLES EN MINERIA A CIELO ABIERTO. Minería. Vol II N° 4 Lima 2001
4.- López Jimeno
MANUAL DE PERFORACION Y VOLADURA DE ROCAS. Instituto Tecnológico Geominero de España Madrid 1998
88
INDICE
CAPITULO I ...........................................................................................................1 GENERALIDADES.................................................................................................1 1.1.UBICACIÓN Y ACCESO..............................................................................1 1.2.CLIMA Y VEGETACIÓN ..............................................................................2 1.3.RECURSOS.................................................................................................2 1.3.1.RECURSOS HUMANOS.......................................................................3 1.3.2.RECURSOS ENERGÉTICOS. ..............................................................3 1.4.OBJETIVOS.................................................................................................3 1.5.METODOLOGIA ..........................................................................................3 1.6. ORGANIZACIÓN ........................................................................................4 CAPITULO II ..........................................................................................................5 GEOLOGIA ............................................................................................................5 2.1.GEOLOGIA REGIONAL...............................................................................5 2.1.1.ROCAS IGNEAS. ..................................................................................8 2.1.2.ROCAS VOLCANICAS CLASTICAS.....................................................8 2.1.3.ROCAS INTRUSIVAS. ..........................................................................9 2.2.GEOLOGIA DEL YACIMIENTO.................................................................10 2.3. GEOLOGÍA ECONOMICA. .......................................................................17 2.3.1. GÉNESIS............................................................................................17 2.3.2.MINERALIZACION. .............................................................................18 2.3.3.CONTROLES DE MINERALIZACIÓN.................................................19 2.3.4.RESERVAS MINERALES. ..................................................................21 CAPITULO III .......................................................................................................22 MINADO ACTUAL................................................................................................22 3.1.GENERALIDADES.....................................................................................22 3.2.OPERACIONES UNITARIAS.....................................................................22 3.2.1. PERFORACIÓN ................................................................................. 23 3.2.1.1. Propiedades de las Rocas que Afectan la Perforación ...................23
89
3.2.1.2.EQUIPO DE PERFORACION. ......................................................... 25 3.2.2. VOLADURA.......................................................................................26 Explosivos Utilizados....................................................................................27 3.2.2.1. Equipo Utilizado para Cargar Anfo..................................................28 3.2.2.2. Proceso del Disparo. .......................................................................29 3.2.3. CARGUIO...........................................................................................30 3.2.3.1. Equipos de Carguio Empleados en el Tajo. ....................................31 3.2.3.2. Palas................................................................................................32 3.2.3.3. Ventajas y Desventajas de las Palas Empleadas en el Tajo........... 32 3.2.3.4.Cargador Frontal. .............................................................................33 3.2.3.5. Ventajas del Cargador Frontal en el Tajo........................................33 3.2.4. ACARREO.........................................................................................33 3.2.4.1. Características de Camiones. ........................................................ 34 3.2.4.2. Recorrido de los Camiones. ........................................................... 34 3.2.4.3. Camiones Modelo m100, m3000 y sus Características. .................35 3.2.4.4. Consideraciones de Equipo:........................................................... 37 3.2.4.5. Rendimiento del Equipo de Carguio y Acarreo .............................38 3.3. EVALUACIÓN DE LA FLOTA DE CARGUIO Y ACARREO .....................38 3.4. OPTIMIZACIÓN DEL CARGUIO, ACARREO MEDIANTE EL SISTEMA DISPATCH.......................................................................................................39 3.4.1. DESCRIPCION...................................................................................39 3.4.2. OBJETIVOS .......................................................................................40 3.4.3. COMPONENTES. ..............................................................................41 3.4.4. FUNCIONAMIENTO DEL SISTEMA DISPATCH...............................42 3.4.5. PRODUCCIÓN POR PLAN DE MINADO...........................................42 3.4.6. PRODUCCIÓN SEGÚN DESTINO DE LOS MATERIALES ..............43 3.4.7.ANÁLISIS DE RESULTADOS.............................................................44 3.5. COSTO DE EXPLOTACION.-...................................................................44 3.5.1 PLAN DIAMANTE BC 4140..............................................................44 CAPITULO IV......................................................................................................46 PLANEAMIENTO DE MINADO DEL TAJO ABIERTO RAUL ROJAS ..................46 4.1.IMPORTANCIA DEL PLANEAMIENTO. ....................................................46 4.1.1. ALCANCES Y RETOS EN EL PLANEAMIENTO.-.............................47 4.1.2. ORGANIZACIÓN DEL ÁREA DE PLANEAMIENTO DE MINADO.....48 4.1.2.1 PLANEAMIENTO CORTO PLAZO...................................................48
90
4.1.3. PLANEAMIENTO MINADO A LARGO PLAZO TAJO ABIERTO RAÚL ROJAS..........................................................................................................50 4.1.4. COSTOS DE MINADO VERSUS FRAGMENTACIÓN.-.....................55 4.2. EVALUACIÓN DE LAS VOLADURAS.-....................................................57 4.2.1. DETERMINACIÓN DE PREDICTORES DE LA VOLADURA.- ..........59 4.2.1.1. VELOCIDAD DE PERFORACIÓN.- ...............................................59 4.2.1.2. MAPEO GEOLÓGICO....................................................................60 4.2.1.3. FACTOR DE POTENCIA. ...............................................................62 4.3 PARAMETRO DEL PLAN DE MINADO....................................................63 4.3.1. LEY DE CABEZA Y TONELAJE DE EXPLOTACIÓN........................63 4.3.2. DESBROCE PRELIMINAR. ...............................................................63 4.4. CARACTERISTICAS DE TAJO. ..............................................................64 4.4.1. DISEÑO OPERATIVO DE BANCOS RAMPAS, BERMAS Y TALUDES. ....................................................................................................65 4.4.2. PARAMETROS GENERALES DEL TAJO ABIERTO RAUL ROJAS. ......................................................................................................................66 4.4.3. RELACIÓN DE DESMONTES /MINERAL (D/M)...............................67 4.4.4 LEY DE CORTE (CUTT OFF). ............................................................67 4.4.5. CONTROL DEL PROGRAMA DE MINADO.......................................69 CAPITULO V......................................................................................................71 PLANIFICACION DE PROYECTOS AMBIENTALES ...........................................71 5.1.
PROYECTOS AMBIENTALES..............................................................71
5.1.1. ZANJA DE CONTORNO DE LOS BOTADEROS..............................72 5.1.2. SISTEMA DE CAPTACIÓN Y BOMBEO DE AGUAS ÁCIDAS DE LOS BOTADEROS. ..............................................................................................72 5.1.3. PLANTA DE NEUTRALIZACIÓN. ..................................................... 73 5.1.3.1. DESCRIPCIÓN DEL PROYECTO. .................................................73 5.1.4. MANEJO DE AGUAS ÁCIDAS DEL BOTADERO RUMIALLANA.....74 5.1.4.1. OBJETIVO DEL PROYECTO..........................................................75 5.1.5. POZO SÉPTICO Y ALCANTARILLADO DE AGUAS RESIDUALES DOMÉSTICAS DE LA ZONA INDUSTRIAL DE PARAGSHA. ..................... 76 5.1.5.1. OBJETIVO DEL PROYECTO..........................................................76 5.1.6. RELLENO SANITARIO PARA LA CIUDAD DE CERRO DE PASCO 76 5.1.6.1. OBJETIVO DEL PROYECTO..........................................................76 5.1.7. DRENAJE DE AGUAS ÁCIDAS DEL STOCK PILE N° 6...................79
91
5.1.8. CANCHA DE VOLATILIZACIÓN. ....................................................... 79 5.1.8.1. OBJETIVO DEL PROYECTO..........................................................79 5.1.9. CERTIFICACION DEL SISTEMA DE GESTIÓN AMBIENTAL. .........80 5.1.10. MANEJO Y CONTROL DE EFLUENTES Y RESIDUOS LÍQUIDOS. ......................................................................................................................81 CONCLUSIONES.................................................................................................82 RECOMENDACIONES ........................................................................................85 BIBLIOGRAFIA ....................................................................................................86
Fig. 1.1. ORGANIGRAMA DEL TAJO RAÚL ROJAS 02/02/2008
SUPERINTENDENTE GENERAL
SUPERINTENDENTE DE MINA
SUPERINTENDENTE DE TAJO ABIERTO
JEFE DE INGENIERÍA
ING. PLANEAMIENTO MINA INSTRUCTOR
ASISTENTE SOBRESTANTE CASCAJO - ARENA
JEFE DE OPERACIONES
JEFE DE PERFORACIÓN Y DISPARO
INGENIERIA DE TAJO TOPOGRAFIA
SUPERVISOR
ASISTENTE JEFE DIBUJANTE
DISPATCH
SOBRESTANTE
SOBRESTANTE
ASISTENTE SOBRESTANTE
ASISTENTE SOBRESTANTE
ING. PLANEAMIENTO TAJO ABIERTO
COLUMNA ESTRATIGRAFICA GENERALIZADA CERRO DE PASCO
POTENCIA
NOMBRE
SISTEMA O I R A N R E T A U C
DEPOSITACIÓN DE TURBERAS Y ACUMULACIÓN DE PRECIPITADOS CALCAREOS, MORRENAS Y DEPÓSITOS FLUVIOGLACIARES
MIEMBRO CALERA
O I R A I C R E T
O E C A T E R C
LITOLOGÍA
N A B O I M C A A B M O R C O O F P
CONGLOMERADO CHUCO MIEMBRO INFERIOR
GRUPO MACHAY
CALIZAS ( 30% ) LODOLITAS, LUTITAS Y ARENISCAS ( 70% ) FRAGMENTOS CALCÁREOS, CUARCITAS "CHERT" Y ARENISCAS LUTITAS Y ARENISCAS INCONSISTENTES DE COLOR VERDE GRISÁCEO CON INTERCALACIÓN DE MARGAS
CALIZAS LIGERAMENTE MARGOSAS
GRUPO ARENISCAS CON ESTRATIFICACIÓN CRUZADA
GOYLLARISQUIZGA
O O C I I C S S A I Á R R T U J
O C I O Z O E L A P
R O I R E P U S
O C I R O O I Z R O E E F L N A I P
COMPLEJO PARIA
CALIZAS ARENOSAS PARDO AMARILLENTAS, CAPAS CON INTERCALACIONES LUTÍTICAS
GRUPO PUCARÁ
COMPLEJO ULIACHIN
GRUPO
CALIZAS GRIS OSCURO CON INTERCALACIONES DE LUTITAS NEGRAS DOLOMÍTICAS, FOSILÍFERAS Y NÓDULOS DE "CHERT"
ARENISCAS, CUARCITAS Y CONGLOMERADOS ROJOS
MITU
GRUPO EXCELSIOR
FILITAS GRISES, CUARCITAS DE GRANO FINO Y LUTITAS CARBONÁCEAS (FUERTEMENTE PLEGADOS)
DIKES DE PÓRFIDO MONZONÍTICO ALBITIZADOS
COLUMNA ESTRATIGRAFICA GENERALIZADA CERRO DE PASCO
POTENCIA
NOMBRE
SISTEMA O I R A N R E T A U C
DEPOSITACIÓN DE TURBERAS Y ACUMULACIÓN DE PRECIPITADOS CALCAREOS, MORRENAS Y DEPÓSITOS FLUVIOGLACIARES
MIEMBRO CALERA
O I R A I C R E T
O E C A T E R C
LITOLOGÍA
N A O B I M C A A B M O R C O O F P
CONGLOMERADO CHUCO MIEMBRO INFERIOR
GRUPO MACHAY
CALIZAS ( 30% ) LODOLITAS, LUTITAS Y ARENISCAS ( 70% ) FRAGMENTOS CALCÁREOS, CUARCITAS "CHERT" Y ARENISCAS LUTITAS Y ARENISCAS INCONSISTENTES DE COLOR VERDE GRISÁCEO CON INTERCALACIÓN DE MARGAS
CALIZAS LIGERAMENTE MARGOSAS
GRUPO ARENISCAS CON ESTRATIFICACIÓNCRUZADA
GOYLLARISQUIZGA
O O C C I I S S A I Á R R T U J
O C I O Z O E L A P
R O I R E P U S
O C I R O O I Z R O E E F L N A I P
COMPLEJO PARIA
CALIZAS ARENOSAS PARDO AMARILLENTAS, CAPAS CON INTERCALACIONES LUTÍTICAS
GRUPO PUCARÁ
COMPLEJO ULIACHIN
GRUPO
CALIZAS GRIS OSCURO CON INTERCALACIONES DE LUTITAS NEGRAS DOLOMÍTICAS, FOSILÍFERAS Y NÓDULOS DE "CHERT"
ARENISCAS, CUARCITAS Y CONGLOMERADOS ROJOS
MITU
GRUPO EXCELSIOR
FILITAS GRISES, CUARCITAS DE GRANO FINO Y LUTITAS CARBONÁCEAS (FUERTEMENTE PLEGADOS)
DIKES DE PÓRFIDO MONZONÍTICO ALBITIZADOS
PORFIDO MONZONÍTICO CUARCÍFERO
AGLOMERADOS RUMIALLANA
UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN CRISTOBAL DE HUAMANGA FACULTAD DE INGENIERIA DE MINAS GEOLOGIA Y CIVIL I I I I I
Foto Nº 3.1 Equipo de perforación Bucyrus Erie 45R en el Tajo Abierto Raul Rojas
Figura Nº .3.2 Voladura en los bancos en el Tajo Raúl Rojas.
Foto 3.3. Equipo para cargar explosivos (ANFO).
Foto 3.5 Sismógrafo instalado para monitoreo de vibraciones.
Foto Nº 3.6. Cargador frontal CAT 992C, cargando al Volquete LECTRA HAUL M-100
Foto 3.7 Pala Eléctrica Bucyrus 495 en carguío de mineral
Foto 3.9 Cargador frontal: CAT 992d
Foto 3.10 Cargador frontal: CAT 992g
Foto 3.11. Volquete LECTRA HAUL M-100 transportando material hacia los puntos de acopio
Foto 5.1. Zanja de coronación captación aguas neutras
Foto 5.2 Canal de captación de agua recolección de aguas ácidas.
Foto 5.3. Rumiallana: botadero de desmonte
Foto 5.4 Pozo séptico de aguas residuales
Foto 5.5 Relleno sanitario para la empresa minera y municipio de la ciudad de Cerro de Pasco
