UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTIN DE AREQUIPA FACULTAD DE GEOLOGIA, GEOFISICA Y MINAS ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS TESIS DETERMINACION ECONOMICA DE LA MALLA DE PERFORACION Y VOLADURA EN VETAS ANGOSTAS EN MEJORA DE LA EFICIENCIA DE EXPLOTACION PRESENTADA POR EL BACHILLER: OLIVER TEJADA MANDUJANO PARA OPTAR EL TITULO PROFESIONAL DE INGENIERO DE MINAS AREQUIPA - PERU 2007 1 DEDICATORIA Dedico con mucho afecto a mis padres. 1 RESUMEN La presente tesis, cuyo objetivo principal es determinar el burden y espaciamiento (malla), se inició con la finalidad de mejorar la eficiencia en la explotación de vetas angostas de minas Arirahua S.A. – Minarsa que se encuentra ubicado en el Distrito de Yanaquihua, Provincia de Condesuyos, Departamento de Arequipa; la geología económica para determinar la malla económica está asociada a las rocas volcánicas – intrusitas; siendo el yacimiento filoneano, el mineral económico se halla en cuarzo y sulfuros, donde el oro se encuentra en forma de inclusiones en piritas y calcopiritas, o en los contactos galena – pirita – escalerita. El ensamble mineralógico de las vetas constituye una asociación típica mesotermal (250-350ºC) de cuarzo calcopirita – pirita – oro. La mineralización se debe al relleno hidrotermal de las fisuras en las rocas volcánicas e intrusitas y está generalmente ubicada muy cerca al contacto con el batolito, granodiorítico. El espesor de las betas es de 0.08-0.15m y la veta Carmen posee una potencia promedio de 0.115 m, de rumbos S, Weste y buzamientos de 70-80ºSW. La metodología seguida fue estudio geológico, mineralogía, cálculo del burden, según PEARSE, siendo B=0.20 m y S = 0.20 ; cálculo de costos unitarios de perforación y voladura; comparación con los estándares de empresa y costos calculados que son menores en la tesis. Asi mismo, se trabajó con la potencia de la veta para determinar la malla económica referido con la ley de corte y finalmente se tiene como resultado de malla triangular de 0.30 m x 0.30 m, por tanto se concluye que en vetas angostas con potencia de 0.08 m esta malla económica debe ser menor a 0.20 m; en cambio en vetas angostas de 0.15 m de potencia de veta Carmen puede diseñarse en mallas económicas triangulares, se recomienda usar la malla triangular, en lugar de malla en zig-zag. 2 CAPITULO I I. INTRODUCCION 1. JUSTIFICACION El yacimiento de Arirahua S.A., se caracteriza por presentar vetas angostas que varían de 0.08 a 0.15 m de potencia, con leyes de oro de 10 g/ton; siendo las cajas encajo nantes competentes, en donde actualmente la malla en zigzag de 0.2 x 0.2 m empleada no satisface alas estrategias económicas de la empresa, por lo que, acorde al a avance de la ciencia y tecnología, es menester introducir ideas innovadoras, según condiciones propias de la roca en el lugar de extracción; para evitar el daño a la roca encajonante por causa de la perforación y voladura de rocas, longitud de taladros, cambios de dirección de la excavación e intersección entre aberturas, presencia de cuñas, el fenómeno del estallido de rocas. Por otro lado la clasificación geomecánica del macizo rocoso en la voladura de rocas, conforma el grupo de variable más importante. Empero, la generación de vibraciones y como consecuencia de ello, la 1 propagación de fisuras con fragmentación en el contorno de la excavación. Es así, que el daño por la voladura controlada, tendrá al menos un radio uniforme de fisuras, siempre en cuando la perforación de los taladros sean paralelas entre si, y el burden y espaciamiento sean de carácter económico; sin embargo por muchas circunstancias, no alcanzan el 100% de la eficiencia, por lo que se introduce la técnica del control de paralelismo a fin de ampliar la malla con el mismo diámetro de barreno, a 0.25 X.0.25 m2 triangular, y zigzag con la metodología de ser exhaustivo en la supervisión de perforación vertical en el tajo con Stoper, control de parámetros de perforación y voladura de rocas, como burden optimo y practico, espaciamiento, profundidad del taladro, control de carguio de explosivos exagel como cebo de 80% y espaciar la columna de carga, con el uso adecuado de retardadores exel que van del Nº1 al 24, para secuenciar el disparo económico. 2. PREGUNTAS DE INVESTIGACION 1. ¿Cual es son las condiciones geológicas, operativas, y seguridad para determinar la malla económica favorable en costos de perforación y voladura? 2. ¿En que condiciones y parámetros se podría mejorar la eficiencia de explotación en vetas angostas, desde la perspectiva de perforación y voladura? 3. ¿Existirá la malla de perforación y voladura mas adecuada u optima económica al menor costo probable, según la potencia de la veta y diámetro de perforación ya existente?. 3. VARIABLES VARIABLES INDEPENDIENTES 4. Diámetro de perforación 2 5. potencia de veta y ancho de minado mínimo y dureza de mineral. 6. porcentaje de dilución permisible 7. Tipo de explosivo 8. Calidad de Perforación y 9. control de paralelismo VARIABLES DEPENDIENTES: 1. Burden 2. Espaciamiento 3. profundidad del taladro. 4. grado de fragmentación 5. vibraciones 6. costos unitarios 7. seguridad 8. productividad. 4. HIPOTESIS: Que determinados parámetros de perforación y voladura de rocas en el cálculo de la malla resulte económico favorable en vetas angostas y ello permita la mejora de eficiencia de explotación. 5. OBJETIVOS OBJETIVOS GENERALES Realizar el estudio propuesto a fin de resolver el problema existente. Presentar la presente investigación ante los jurados para su aprobación y obtener el titulo profesional de Ingeniero de Minas, y lograr alcanzar mi desarrollo profesional y aspiraciones futuras. 3 OBJETIVOS ESPECIFICOS 1. Determinar la malla más favorable y económica en la perforación de vetas angostas. 2. Buscar la mayor eficiencia en la explotación de vetas angostas. 3. Diseñar los parámetros de perforación y voladura de rocas en vetas angostas, con criterio simple y sencillo de aplicar en la labor para encontrar la solución, y reducir los costos unitarios. 4 CAPITULO II II. MARCO TEORICO 1. DISEÑO DE VOLADURAS Dr. Calvin Kenya – Ing. Enrique Albarran N. Página 148, subtitulo Diseño de Zanjas, se tomara como marco de referencia teórica. “Si se necesita una zanja angosta en un manto rocoso estratificado, con frecuencia se puede utilizar una hilera sencilla de barrenos colocados a lo largo del eje de la zanja. La distancia del burden o espaciamiento entre estos barrenos será similar al indicado y calculado por la ecuación siguiente. B = 0.012( 2SGe/SGr + 1.5)De Una relación L/B mínima, de uno debe utilizarse en todos estos tipos de voladuras. Se usaran los siguientes criterios: 5 a) La distancia del burden debe ser calculada de acuerdo a la ecuación arriba escrita y ese burden se coloca de acuerdo a lo indicado en la figura siguiente: Fig. Nº 01 Diseño de Zanja de dos hileras Hay que notar que este no es el burden verdadero. La distancia perpendicular desde el barreno a la cara libre al momento de la detonación es menor. b) El ancho de la zanja debe ser entre 0.7B y 1.25B. Si el ancho de la zanja debe ser menor a 0.7B, entonces se deberán utilizar barrenos de menor diámetro con cargas de explosivo menores y con los burdenes apropiados para estas cargas. Por otra parte, si el ancho de la zanja debe ser mayor a 1.25B, se necesitara, o un barreno de mayor diámetro con su burden correspondiente, o se puede utilizar un zanjeo de tres hileras como la indica la figura. 6 Fig. Nº 2 Diseño de Zanja de Tres hileras c) La relación L/B debe ser mayor a 1. 2. CORTE Y RELLENO (CUT AND FILL) 2.1 PRINCIPIOS GENERALES: Es un método ascendente ( realce ). El mineral es arrancado por franjas horizontales y/o verticales empezando por la parte inferior de un tajo y avanzando verticalmente. Cuando se ha extraído la franja completa, se rellena el volumen correspondiente con material estéril ( relleno ), que sirve de piso de trabajo a los obreros y al mismo tiempo permite sostener las paredes del tajo (caseron), y en algunos casos especiales el techo. 7 La explotación de corte y relleno puede utilizarse en yacimientos que presenten las siguientes características: Fuerte buzamiento, superior a los 50º de inclinación. Características fisico-mecanicas del mineral y roca de caja relativamente mala 2.2 ( roca incompetente ). Potencia moderada . Límites regulares del yacimiento. ALTERNATIVAS DE APLICACIÓN: Se refiere a los siguientes aspectos: 2.3 Preparación de la base del caserón (tajeo) Perforación. Carguío del mineral. Construcción de buitras. Relleno. Ciclo de producción. ( ver fig. 2.1 ) PREPARACION DE LA BASE DEL CASERON. Al igual que en el método de explotación SHINKAGE, se debe limitar el caserón con una galería base o de transporte, una galería superior y chimeneas. En lo que a galerías base se refiere se tienen las siguientes alternativas: a) GALERIA BASE PROTEGIDA POR UN PUENTE DE MINERAL: Se deberá tomar en cuenta en este caso la precaución, una vez arrancada la primera tajada, de construir un piso de concreto delgado para separar el relleno del mineral del puente y evitar así que se mezclen en el momento de recuperar el puente. 8 b) GALERIA BASE CON TECHO ARTIFICIAL: En este caso se trata de evitar que el relleno del caserón se mezcle con el mineral del nivel inferior cuando éste sea explotado. La precaución será la misma que la del caso anterior , con la diferencia que aquí la loza de concreto debe ser mucho mas resistente ( concreto armado ) de manera de soportar el peso del relleno. c) GALERIA BASE TOTALMENTE ARTIFICIAL. En el caso de crear una galería base completamente artificial, se construirá un piso de concreto armado con los mismos fines del caso anterior. En cuanto a las buitras (echadero de mineral) de evacuación del mineral arrancado, se puede decir que en general la distancia entre ellas dependerá de dos factores fundamentales: 1.- sistema a empleado en la evacuación del mineral ( a mano o mecanizado ). 2.- calidad del material con que están construidas No se debe en vacilar en la construcción de buitras de buena calidad en preferencia de concreto, puesto que después de la explotación del caserón , serán estas mismas las que se utilizaran para abastecer los caserones inferiores, lo que permite reducir notablemente los problemas creados por el abastecimiento del relleno. Se conservarán también estas buitras, cuando la explotación sea llevada en forma ascendente, con el objeto de evacuar el mineral a un solo nivel de transporte intermedio, tomando en cuenta que dicha construcciones coincidan verticalmente. 9 Las buitras para relleno se deberán correr por el mineral a partir del techo del caserón hacia el nivel superior. Su distancia dependerá principalmente del ciclo de producción y de los medios disponibles para la colocación del relleno del caserón . 2.4 PERFORACION: En este método al igual que el SHINKAGE se pueden perforar tiros HORIZONTALES, VERTICALES E INCLINADOS. En el caso de tiros HORIZONTALES, no se tiene que vencer un empotramiento y el rendimiento por metro barrenado y uso de explosivo será mucho mejor. El inconveniente de la perforación horizontal reside en el hecho de que en caserones estrechos, el perforista no puede disponer de suficientes lugares de trabajo. En los tiros VERTICALES se tendrá siempre que vencer un empotramiento, por lo cual será necesario una perforación con pasadura(sub drilling), lo que disminuye el rendimiento por metro barrenado aumentando consigo el uso de explosivo. La ventaja que posee es que deja suficiente lugar de trabajo al perforista asegurando una buena utilización del tiempo. Una solución intermedia consiste en la PERFORACIÓN INCLINADA ya que es más ventajosa que la perforación vertical, pues el empotramiento que tiene que vencer es más fácil, disminuyendo consigo la pasadura trayendo consigo las ventajas ya vistas anteriormente. 2.5 CARGUIO DEL MINERAL El mineral arrancado debe ser extraído totalmente y en forma regular del caserón. Esta evacuación se puede realizar de diferentes maneras: 10 a) CON PALA A MANO: Ya sea tirando directamente el mineral en buitras de evacuación, o llenando carros que se vacían en dichas buitras. b) CON SCREAPER: Existen varias posibilidades de instalación. Una de ellas consiste en instalar todo el conjunto en el caserón mismo, con el riesgo de exponerlo a los disparos y derrumbes del techo, además de la perdida de tiempo que significa cambiarlo de piso cada vez que se termina de explotar una tajada. Otra posibilidad seria instalar el huinche con su motor el la galería base o en la galería superior. En este caso los cables subirían o bajarían por una chimenea y el huinche se manejaría por control remoto. El inconveniente de esta alternativa es que la instalación del huinche en la galería base, por lo tanto los cables se deben correr por una chimenea suplementaria. Existen tres alternativas cada una con sus ventajas e inconvenientes. b1) CHIMENEAS DE TRES COMPARTIMENTOS : En este caso el compartimento del medio se utiliza para el movimiento de los cables y para el acceso; y los dos compartimentos laterales para la evacuación de la saca. Su ventaja es que existen dos buitras de evacuación, experimentando así un menor desgaste y en segundo lugar el huinche permanece fijo, el inconveniente es de ser una solución cara.( ver fig.2.2 ) b2) CHIMENEAS DE DOS COMPARTIMIENTO : En este caso se usan alternadamente las buitras para el movimiento de cables y para la evacuación del mineral, según el lado del caserón que se este limpiando. 11 Tiene la ventaja de ser una solución mas barata y su desventaja es de tener que cambiar cada tiempo la ubicación del huinche. b3) CHIMENEA INDEPENDIENTE PARA EL MOVIMIENTO DE LOS CABLES Y PARA EL ACCESO DEL PERSONAL: Esta solución es la que nos parece más conveniente. Consiste en construir una buitra de concreto armado de sección circular y gran diámetro para la evacuación del mineral . Contigua a ella y desplazada en sentido perpendicular a la corrida de la veta, se construye otra buitra de rollizos para el movimiento de los cables y acceso. Tiene la ventaja de ser una solución barata y eliminar los cambios de ubicación del huinche, sin embargo, la existencia de una sola buitra de evacuación es un inconveniente, pues experimenta un mayor desgaste . c) CON PALAS MECANICAS CARGANDO EN CARROS O DUMPERS : Se pueden utilizar palas mecánicas pequeñas montadas sobre rieles cargando carros o palas montadas sobre oruga si se dispone de dumpers. Como la maquinaria trabaja sobre el mismo caserón, se debe prever las perdidas de tiempo para los cambios de piso y protegerla en cada disparo. d) PALAS AUTOCARGADORAS ( L.H.D ): Cuando la superficie de la labor es buena, se favorece el uso de equipo montados sobre ruedas de goma. La acción de transporte consiste en llevar el mineral al coladero de mineral, situado generalmente en el tajo mismo (ver 2.3) 2.6 CONSTRUCCION DE BUITRAS (ECHADEROS) En la parte inferior si estas buitras se construyen de rollizos, su número deberá estar en función de los rendimientos de la 12 marina. Hay que tomar en cuenta que algunas buitras estarán clausuradas por mantencion debido a que en este caso el desgaste es mayor que en el método shrinkage , puesto que por ello pasan el 100 % del mineral arrancado v/s 40 % del shrinkage. Se debe cuidar de trabajar con las buitras siempre llenas, de modo de evitar así los golpes de los bolones contra la madera en la parte inferior de ellas. Además, se debe forrar interiormente con tablones semielaborados que se clavan a los rollizos y rodearlos de una especie de pirca de piedra tamaño regular antes de echar el relleno, para impedir que se escurra al interior de la buitra. En caso que se construyan buitras de buena calidad ( concreto armado) se podrá estimar su numero en función del rendimiento de la marina. Se tendrá así por ej. Una buitra cada 60 o 30 mts. Distancia optima para los screapers o palas autocargadoras ( L.H.D ). 2.7 RELLENOS: a) Origen: El material de relleno puede estar constituido por roca estéril, procedente de las labores de preparación de la mina las que se distribuyen sobre la superficie del caserón . También el material de relleno puede ser de relaves ( desechos de plantas de concentración de minerales ) , o arena mezclada con agua, que son transportados al interior de la mina y se distribuyen mediante tuberías, posteriormente el agua es drenada quedando un relleno competente. El que aveces se le agrega cemento para conseguir una superficie de trabajo dura. 13 Este relleno debe ser lo mas barato posible, tanto en su obtención como en su abastecimiento. Según el caso, su procedencia puede ser la siguiente: i) Canteras especiales: Este relleno se obtiene en la superficie, en canteras especialmente organizadas , con ese objeto para así, abaratar los costos. De todas maneras, salvo en aquellos casos de canteras de arenas o de materiales dendriticos que se pueden obtener a un costo muy reducido, este sistema es por lo general caro. ii) Rellenos de caserones antiguos: Éste es relativamente de bajo costo, siendo el inconveniente que éstos rellenos se consolidan por la acción de la humedad y de la presión de las cajas. iii) Estériles de plantas de preconcentración: Se usa cuando la planta está a poca distancia de la mina, de no ser así, obliga a un mayor costo de transporte del estéril. iv) Relleno Hidráulico: Consiste en transportar un relleno constituido por material de grano fino , suspendido en una pulpa en base a agua, que se deja decantar en el caserón. v) Relleno Creado In Situ : La obtención de relleno en el caserón mismo puede ser ventajoso, como por ejemplo en el caso de vetas angostas o de vetas que presentan variaciones en la mineralización. b) Abastecimiento del relleno: Considerando la gran cantidad de material a transportar, éste aspecto representa un porcentaje considerable del costo total de explotación. Desde el punto de vista de transporte se distinguen dos tipos de rellenos: rellenos secos y relleno húmedos. 14 Rellenos secos: Se transporta de manera idéntica que el mineral, es decir, se empleará el mismo equipo empleado en el transporte del mineral. De ésta manera, el relleno llega a los caserones por la galería superior y es vaciado en las buitras (Ore Pass ). Rellenos Hidráulicos o Húmedos: Es un caso especial en que la pulpa es transportada por gravedad a través de una red de cañerías con varios terminales que se introducen en los caserones desde la galería superior por una chimenea o bien por hoyos de sondajes entubados. 2.8 CICLO DE PRODUCCIÓN: Es importante que en este método de explotación organizar el trabajo en los caserones de tal modo que no se produzcan atrasos por la colocación del relleno, factor que influye considerablemente en las posibilidades de producción de un determinado caserón. Es evidente, entonces, que para tiempo, se deberá empezar el arranque desde las chimeneas de relleno hacia el centro del caserón, de manera que una vez evacuado el mineral arrancado sea posible rellenar inmediatamente esa parte del caserón. En caso de no existir mecanización tanto la extracción del mineral como la colocación del relleno es lento, por lo cual no hay problemas con su abastecimiento. Ahora si existe mecanización, las distancia entre las buitras de evacuación del mineral es mayor y por lo tanto el volumen que se ocupara para el relleno será también mayor. 15 2.9 CARACTERISTICAS GENERALES DEL METODO DE EXPLOTACION POR RELLENO: a) Posibilidades de aplicación: Este método tiene posibilidades de aplicación bastante amplias, se aconseja especialmente en aquellos yacimientos donde las cajas no son seguras y las características mecánicas de la roca no son satisfactorias. Como se trabaja con una altura máxima equivalente a la altura de dos tajadas ( 2.5 – 3 mts. ) es posible controlar mediante apernado o acuñadura cualquier indicio de derrumbe. b) Seguridad: Este método ofrece bastante seguridad en todo a lo que refiere al obrero contra desprendimiento de roca ya sea del techo o las paredes. c) Recuperación: En general es bastante buena, siempre que se tome la precaución de evitar pérdidas de mineral en el relleno. Cabe agregar, que éste método permite seguir cualquier irregularidad de la mineralización. d) Dilución de la ley: Puede existir una pequeña dilución de la ley en el momento de cargar los últimos restos de mineral arrancado que quede en contacto con el relleno. Esto se puede evitar estableciendo una separación artificial entre el mineral y el relleno, solución que en casos excepcionales ( mineral de gran ley ) resulta antieconómico . Entonces se debe aceptar que algo de mineral se mezcle con el relleno. e) Rendimientos: Sus rendimientos se pueden considerar satisfactorios. En caserones sin mecanización, se alcanza normalmente rendimientos del orden 4-8 ton/hombre, según el ancho del caserón. En caserones mecanizados, este rendimiento es 16 duplicado, es decir se alcanza una cifra decente del orden de 14 ton/hombre, sin tomar en cuenta el abastecimiento del relleno. Si se trata de relleno hiidráulico, con caserones mecanizados, se obtienen rendimientos netamente superiores. 2.10 VENTAJAS Y DESVENTAJAS DEL METODO CUT AND FILL. Ventajas: - La recuperación es cercana al 100%. - Es altamente selectivo, lo que significa que se pueden trabajar secciones de alta ley y dejar aquellas zonas de baja ley sin explotar. - Es un método seguro. - Puede alcanzar un alto grado de mecanización . - Se adecua a yacimientos con propiedades físicos – mecánicas incompetentes. Desventajas: - Costo de explotación elevado. - Bajo rendimiento por la paralización de la producción como consecuencia del relleno. - Consumo elevado de materiales de fortificación. 2.11 VARIANTES DEL METODO RAMPA POR VETA: Es aplicable en aquellas vetas que quedan fuera del alcance de las rampas de acceso, entre niveles, y que por su valor económico no es factible construir una rampa propia. Este método es aplicable a cuerpos vetiformes de potencia, rumbos y manteo variable y con cajas de baja calidad geotécnica. 17 DESCRIPCIÓN DEL METODO: El sistema de explotación Rampa por Veta, también es un método por realce. Se diferencia de este último, en que el piso es llevado en rampa. Consiste en dividir un block de explotación en triángulo inferior y superior. La explotación se inicia con el triángulo inferior desde la chimenea de ventilación hacia el acceso. A medida que el levante es realizado la chimenea de ventilación desaparece, de esta manera se va formando la rampa hasta que su pendiente llega +15%, que su máximo valor. Una vez lograda la máxima pendiente, la explotación del triángulo inferior concluye. En esta parte de la explotación la rampa esta conectada al nivel superior y se comienza la explotación del triángulo superior. Ahora la explotación se realiza accesando desde el nivel superior, invirtiendo de este modo el sentido de operación. Conjuntamente con la explotación del triángulo superior se construye una chimenea "falsa" sobre el relleno, de modo de mantener abierto de circuito de ventilación. La extracción termina cuando la rampa a logrado la horizontal y con ello concluye la explotación del block, quedando construida la labor sobre el relleno. Para la explotación de esta variante la preparación que se debe realizar es: 1.- PREPARACION Galería base: corresponde a una labor que se desarrolla en la base del block, a lo largo de este. Este desarrollo es corrido por 18 la veta según su corrida y su ancho mínimo requerido por el equipo de carguío. Chimenea de ventilación: esta labor se desarrolla paralela a la veta en la vertical, desde el extremo final de la cámara hasta llegar a la cota del nivel superior, que esta conectado al sistema general. 2.- CICLO DE EXPLOTACION Las actividades que se desarrollan para la explotación son las mismas que se realizan en el corte y relleno original. Ventajas del método: - Es un método selectivo - Después de la explotación queda construido el nivel superior - Una vez terminada la explotación del triángulo inferior queda construido el acceso para explotar - La parte superior. Desventajas del método: - La producción no es constante, es decir, al iniciar la extracción del triángulo inferior, la producción es máxima y a medida que se logra la pendiente máxima de la rampa la producción disminuye hasta llegar a cero - Al formar un segundo panel, el ciclo empieza de cero para llegar al máximo cuando la cámara termina su vida útil. - El sistema de ventilación es limitado. 19 Fig. 3. Esquema de Explotación Fig. 4. Corte y relleno tradicional 20 Resumen del Método 1. Geometría del Yacimiento Aceptable Optimo Forma Cualquiera Tabular Potencia Cualquiera >3m >30° >60°1 Tamaño Cualquiera Cualquiera Regularidad Cualquiera Irregular 2. Aspectos Geotécnico Resistencia (Techo) Aceptable >30 MPa Optimo >50 MPa s/profundidad >50 MPa Fracturación (Techo) Alta-media Media-Baja Fracturación (MENA) Campo Tensional (Profundidad) Comportamiento Deformacional Media-Baja Baja Cualquiera <1000 m Elastico Elastico 3. Aspectos Económicos Aceptable Optimo Valor Unitario de la MENA Productividad y ritmo explotación Media-Alto Alto Media-Baja NA Buzamiento Resistencia (Mena) 3. In-situ Tenso- de METODO POR CASERONES RELLENO SHRINKAGE 3.1 PRINCIPIO En la explotación por cámara almacén, el mineral se arranca por franjas horizontales, empezando desde la parte inferior del cuerpo y avanzando hacia arriba. Parte del mineral tronado se deja en el caserón ya excavado, donde sirve como plataforma de trabajo para la explotación del mineral de arriba y para sostener las paredes del caserón. La roca aumenta su volumen ocupado cerca de un 70 % por la tronadura. Por esto se debe extraer continuamente un 40 % del mineral tronado durante la explotación, para mantener una 21 distancia adecuada entre el techo y la superficie del mineral tronado. Cuando el arranque haya avanzado al límite superior del caserón planeado, se interrumpe el arranque y se puede recuperar el 60 % restante del mineral. 3.2 PERFORACION La perforación puede ejecutarse con tiros horizontales, verticales e inclinados estas modalidades tienen sus ventajas e inconvenientes. La perforación de tiros horizontales tiene la ventaja de generar un mejor rendimiento tanto del metro barrenado como el explosivo. En efecto, como los tiros horizontales no tienen que vencer el empotramiento, no necesitan pasadura ni tampoco carga de fondo, de modo que los metros barrenados y los kilos de explosivo por tonelada arrancada resultan inferiores que con tiros verticales. Pero por otra parte, los tiros horizontales tiene como inconveniente el de limitar el trabajo de perforista especialmente cuando se trata de vetas angostas, debido a que este debe esperar la eliminación del esponjamiento de un disparo para continuar con su trabajo; en caso contrario debe trasladarse a otra grada. Por eso, cuando se usa perforación horizontal, es necesaria la creación de varias gradas o sino, se debe organizar el trabajo de modo que el perforista realice otras operaciones como parte del ciclo, por ejemplo, evacuar el esponjamiento, fortificación, construcción de accesos. En el caso de la perforación vertical no existe inconvenientes, puesto que es posible perforar, incluso con bastante anticipación, toda la grada del caserón. 22 Sin embargo, estos tiros verticales tendrán el inconveniente de tener que vencer un empotramiento y serán por lo general más cortos para permitir la correcta introducción de la broca en el tiro, considerando el inconveniente presentado por la altura entre el piso del mineral arrancado y el techo del caserón comprendida entre los 2.0 metros a 2.20 metros . Por este motivo es frecuente la perforación de tiros verticales de solamente 1.60 metros en Shrikage, lo que evidentemente no puede dar buenos rendimientos del metro barrenado ni un buen consumo de explosivo. No obstante, mirado desde el punto de vista del principio del método, este inconveniente se traduce en una ventaja, puesto que con tiros cortos y un mal consumo de explosivos se obtiene una saca de fragmentación más fina, lo que facilita el vaciado del caserón. Otra solución sería también la perforación inclinada, que en todo caso resulta más ventajosa que la perforación vertical, pues así es posible disminuir la pasadura, con la cual aumenta la eficiencia del metro barrenado y del explosivo. Sin embargo, tiene el inconveniente de resultar más engorrosa para el perforista y requiere por lo menos un mayor control. De lo contrario, el obrero rápidamente comienza a alterar el ángulo de inclinación. En conclusión podemos decir, que es preferible la perforación horizontal siempre que el perforista disponga de suficiente lugar para efectuar su trabajo. 3.3 PREPARACION DE LA BASE DEL CASERON Sea el yacimiento una veta o una masa mineralizada, es indispensable tener una galería en la base del caserón que permita la evacuación del mineral arrancado a la superficie. El 23 techo de esta galería, llamada base, puede ser un puente natural de mineral o puede ser artificial construido ya sea de madera o de perfiles metálicos. Se deja un puente natural cuando la roca mineralizada tiene una buena resistencia mecánica. En este caso se crean embudos para recibir la saca y después evacuarla en forma controlada sobre los carros. Estos embudos pueden ser construidos antes de iniciar la explotación si se desea evacuar el esponjamiento por gravedad; o después de la fase total de arranque, para no debilitar prematuramente el puente natural, de tal manera que el 40 % a evacuar podría ser extraído a través de buitras. En el caso de una galería base con techo artificial, es indispensable tomar muchas precauciones durante los primeros disparos, debido a que la saca va a caer directamente sobre el techo sin protección alguna. Como medida de precaución, se aconseja disparar siempre la primera tajada con tiros verticales, aún que después sé allá decidido la utilización de tiros horizontales, ya que tiene la ventaja de proyectar la saca horizontalmente aminorando considerablemente la fuerza de impacto del material sobre el techo de la galería. La loza que se coloca encima de los perfiles o de los rollizos, por lo general no se hace de concreto debido a que es necesario romperla posteriormente para el vaciado del caserón. Se utilizan rollizos partidos por la mitad o tablones semi elaborados que pueden correrse lateralmente cuando se desea vaciar los caserones. ( ver fig. 5 ) 24 3.4 ACCESOS Y VENTILACION En la mayoría de los casos se crean accesos artificiales desde la galería base y si es posible dentro de un pilar. De ser posible la creación de accesos en ambos extremos del caserón, es decir por los pilares que limitan el caserón en el caso de una veta, estos serán usados como vías de traspaso de materiales , equipos, personas y ventilación. Lo que permitirá evitar el gasto adicional en la perforación de una Chimenea por el mineral. De esta manera se deberá disponer de un circuito de ventilación artificial en casi todos los casos, salvo si se tiene varios caserones contiguos lo que permitirá tener una sola chimenea de ventilación hacia la galería superior ubicada en uno de los caserones y creando un circuito obligado del aire mediante compuertas, de modo de ubicar los diferentes accesos por la galería base. 3.5 EVACUACION DEL ESPONJAMIENTO Como así lo define la preparación del método es necesario evacuar un 40 % del mineral arrancado después de cada disparo, debido a que el aumento natural que experimenta el mineral al ser arrancado; esponjamiento, impide el trabajo del perforista. Este esponjamiento puede ser extraído por gravedad o de otras maneras como veremos a continuación. 3.6 EVACUACION POR GRAVEDAD En este caso se extrae el mineral a través de embudos construidos en la base del caserón. Se hace descender todo el mineral arrancado cuyo nivel debe ser mantenido lo más 25 horizontal posible y es aquí precisamente donde reside una de las mayores dificultades de este método de explotación. Efectivamente, para que el nivel superior del mineral arrancado se mantenga horizontal se debe evacuar exactamente la misma cantidad de saca en cada embudo y si por algún motivo esta evacuación no se controla en la forma adecuada, se altera el ritmo de producción del caserón respectivo, debiéndose igualar el nivel a mano. En otros casos, si se extrae demasiado mineral, el nivel superior de la masa arrancada se aleja mucho del techo del caserón impidiendo el trabajo del perforista originándose todas las complicaciones que es posible imaginar. Por estas razones, es fundamental controlar la cantidad de mineral extraído de cada embudo contando por ejemplo, el número de carros llenados en cada uno de ellos; carguío que puede ser efectuado ya sea con pala mecánica si se deja caer el mineral al suelo, o mediante buzones instalados en el techo de la galería base. Otro inconveniente del método consiste en el peligro que significa la formación de bóvedas en el mineral arrancado, las cuales pueden derrumbarse repentinamente. 3.7 EVACUACION POR OTROS SISTEMAS Si se desea eliminar el inconveniente originado por la evacuación del esponjamiento por gravedad, se puede recurrir a una evacuación en el mismo nivel del caserón , eliminando la parte superior del mineral arrancado ( 40% ) a través de Chimeneas artificiales que se van construyendo progresivamente en el mineral a medida que la explotación avanza. Estas chimeneas pueden ser de troncos de maderas, 26 rollizos, de concreto o menos frecuentemente, de tubos de acero. La marina se puede realizar a mano , con palas auto cargadoras, Scrapers o palas mecánicas. El sistema moderno consiste en utilizar una pala auto cargadora o un Scrapers, de modo de eliminar del caserón vías ferreas y carros. Pero por la naturaleza misma del método es necesario que operen en el mismo caserón por lo cual se debe protegerlas convenientemente antes de cada disparo y luego subirlas a la grada siguiente. Ahora la cantidad de Chimeneas necesarias para la evacuación del esponjamiento o, dicho de otra manera, la distancia entre estas, será función del medio utilizado para efectuar esta evacuación y su determinación precisará en cada caso de un pequeño cálculo económico comparativo entre el costo que significa una Chimenea artificial y el mejor rendimiento de la marina que se puede obtener de ella. No se debe olvidar sin embargo la necesidad de tener un número prudente de Chimeneas tomando en cuenta que algunas pueden destruirse. Sin embargo, si la veta es ancha, estas Chimeneas tienen el inconveniente de que durante el vaciado del caserón van quedando, en el aire y muy a menudo se derrumban lo que dificulta la evacuación de la saca, especialmente si estas han sido construidas de marcos de rollizos. Por esta razón es conveniente en lo posible ubicarlas en la pared del caserón, empotrado bien la parte artificial de ellas. Es evidente que este sistema de evacuación del esponjamiento es más seguro, pero más caro debido a que necesita más mano de obra tanto en la marina misma , como también en la construcción y mantención de las Chimeneas. 27 En la actualidad el método de acuerdo a las condiciones del mercado y a los continuos avances tecnológicos ha experimentado algunas modificaciones que han permitido la optimización de recursos y por ende la reducción de costos. Es así que estos embudos construidos en el puente natural o artificial han sido reemplazado por chimeneas laterales que limitan el block y a su vez cumplen la función de traspaso de personas, equipos, servicios, traspaso de mineral y ventilación, evitando de esta manera la construcción de embudos que solo son destinados al traspaso de mineral. 3.8 EXTRACCION DE LA SACA ACUMULADA 3.8.1 Galería base con puente natural: Según este sistema, la evacuación de la saca se efectúa a través de embudos perforados en el puente natural. Estos se pueden crear antes de empezar el arranque, o después de la evacuación del esponjamiento por gravedad o, por último, en la fase final de arranque una vez que se ha evacuado el 40% de la saca mediante Chimeneas artificiales de manera de no debilitar inútilmente el puente natural. La base de los embudos se puede cerrar con buzones o dejarse abierta de modo que el mineral caiga directamente al suelo de donde será cargado en carros con una pala mecánica, que existen en la vecindad una Chimenea de evacuación del mineral hacia un nivel inferior, puede también ser removido por una pala auto cargadora. 3.8.2 Galería base artificial: En este caso es necesario realizar aberturas en el techo de la galería, comprendidas entre dos vigas contiguas de modo de dejar caer la saca. 28 En algunos casos se cierran estas aberturas con buzones, para llenar directamente los carros. Se deberá dar preferencia a un tipo de buzón metálico, fácil de armar y desarmar, para poder utilizarlo en diferentes lugares. Sin embargo, pese a que parezca ilógico, por lo general se prefiere dejar caer la saca en el suelo de la galería de donde se carga mediante una pala mecánica. Esta solución se aplica especialmente en los casos en que se tiene una fragmentación irregular del mineral arrancado, que obligaría a la construcción de aberturas y buzones de grandes dimensiones para evitar que se tranquen. Cabe hacer notar que este último sistema condena la circulación en la galería base impidiendo el acceso a otros caserones. Unos de los inconvenientes que presenta el trabajo con techos artificiales consiste en su posible destrucción a los derrumbes de bóvedas que se pueden crear en el mineral arrancado durante el periodo de vaciado. Actualmente el mineral escurre por gravedad a través de un ore pass , cae al piso del nivel base o de transporte y en seguida es retirado del sector por camiones y cargado por un cargador frontal. 3.8.3 Consolidación de las paredes: Es un aspecto bastante importante en relación con este método de explotación, pero que en la práctica no se le presta una atención adecuada debido principalmente, a que los técnicos no toman conciencia de la mala calidad de las paredes durante la fase de arranque a causa de que esas paredes presentan muy poca superficie libre durante esta fase, quedando además sostenidas por el mismo mineral arrancado, los diversos 29 sistemas de sostenimiento a que es posible recurrir dependen de la calidad de las paredes y de la magnitud de los derrumbes que se pueden prever. En vetas estrechas por lo general se afirman las paredes colocando rollizos atravesados de caja a caja, lo que mejora la recuperación. Otra posibilidad de sostenimiento, que se puede aplicar en cualquier tipo de yacimiento es el apernado de las paredes ya sea con pernos ubicados en forma esporádica cada vez que se nota una zona débil o colocados de manera sistemática y unidos entre si mediante palos, fierros, ángulos o mallas metálicas. Sin embargo, el sistema más adecuado para combatir el empuje de las paredes consiste en dejar pilares de mineral ya sea aprovechando las zonas de mineralización pobre o en forma sistemática, los pilares sistemáticos pueden ser de dos tipos : Pilares continuos que limitan el caserón en ambos extremos. Pilares aislados dentro del propio caserón. Los pilares continuos ubicados en los extremos del caserón, se pueden recuperar al final de la etapa de arranque, perforando tiros verticales desde la galería superior hacia abajo y desde la galería base hacia arriba. Si se trata de vetas angostas, cualquier recuperación se presenta muy problemática, lo mismo ocurre con los pilares ubicados dentro del caserón. ( ver fig. 6 ) 30 3.9 VENTAJAS E INCONVENIENTES DE SHKRINKAGE VENTAJAS Las ventajas de este método son fundamentalmente las siguientes : 1. Una parte importante del mineral arrancado se extrae por gravedad, 100% en el caso que el esponjamiento se extraiga tambiém por gravedad y 60% si su extracción se efectúa por buitras artificiales, eso permite disminuir de manera notable los gastos de marina y aumentar los rendimientos de la explotación. 2. Este método permite sostener provisoriamente las paredes laterales del caserón con el mismo material arrancado. Además, el obrero puede controlar el techo del caserón. 3. En ciertos casos disponer de una reserva de mineral arrancado que puede extraer de la mina rápidamente y con un alto rendimiento. DESVENTAJAS Las desventajas de este método de explotación son fundamentalmente las siguientes : 1. Seguridad, en ciertos casos este método puede ser peligroso debido a la formación de bóvedas durante la evacuación por gravedad del esponjamiento, puesto que los obreros confinados en la horizontalidad del piso del mineral arrancado, pueden empezar a trabajar y ser repentinamente chupados por el derrumbe de estas bóvedas. También se pueden formar bóvedas durante el período de vaciado del 31 caserón que, al derrumbarse, pueden dañar el techo de la galería base en el caso que tenga techo artificial. 2. Dilución de la ley, el Shkinkage implica, por lo general, una dilución de la ley debido a que durante la fase de vaciado del caserón se mezclan corrientemente zonas de estériles que se derrumban de las paredes. Es frecuente que al final de la fase de vaciado sea necesario desechar capas de mineral de ley demasiado baja disminuyendo aún más la recuperación del yacimiento. 3. La recuperación del yacimiento no es muy buena por varias razones: Este método no se adapta bien a la explotación de aquellas zonas mineralizadas secundarias que se forma alrededor de la mineralización principal. La recuperación de los pilares es muy difícil y hemos visto que estos pilares son indispensables. Salvo en casos excepcionales, la recuperación de un yacimiento de bastante importancia es del orden del 70 a 80 % con este método de explotación. Algunas especies de minerales se oxidan muy fácilmente provocando dificultades relacionadas con la recuperación en planta. Conocemos varios casos donde se puede apreciar una pérdida de recuperación de un 5% por solo hecho de que los sulfuros metálicos se han oxidado. 4. La posibilidad de producción instantánea es baja en la primera fase, debido a que se extrae solamente el 40% del mineral arrancado. Claro que una vez finalizado el arranque de un caserón, es posible la creación de un ciclo de producción más regular, compensado de este modo la 32 baja producción de un caserón en la fase de arranque con cada uno en la fase de vaciado. 5. La acumulación de mineral arrancado en los caserones durante la primera fase y antes de alcanzar un ciclo regular de producción, obliga a una inversión adicional necesaria para el arranque del 60% del mineral restante de esos caserones. 6. Por último, es bastante engorroso controlar los costos y los rendimientos de este método de explotación, debido a la influencia del mineral acumulado. 3.10 FORMAS DE DISMINUIR LAS DESVENTAJAS RELATIVAS A ESTE METODO DE EXPLOTACION Es posible la eliminación parcial de estas desventajas, adoptando las siguientes medidas: 1. Aumento de la velocidad de explotación. Para ello, la solución consiste en trabajar con caserones más reducidos, aumentando también los lugares de perforación. Efectivamente, si es posible explotar de manera más rápida, se eliminan automáticamente algunas de las desventajas, como son: La oxidación del sulfuro será intensa y las paredes dispondrán de menos tiempo en deformarse. La fase de vaciado se puede comenzar antes y, por lo tanto, los intereses del capital que representa este mineral acumulado, se aplican a un período más corto. 2. Disponer de mayores medidas de seguridad. En lo que a seguridad sé refiere como en: 33 Sostenimiento de las paredes. Se debe suponer de antemano, que las cajas van a empujar el mineral arrancado y que, por lo general, se van a derrumbar parcialmente durante el período de vaciado. Formación de bóvedas. El otro factor importante en relación con la seguridad, es el que se refiere a la formación de bóvedas en el mineral arrancado. La dificultad de escurrimiento de la saca proveniente de la escasa diferencia entre el tamaño de los bolones y la reducida dimensión del caserón. FIg. Nº 05 Un Caserón (Tajeo) 34 Fig. Nº 6 (Varios Caserones) 35 RESUMEN DEL MÉTODO 1. Geometría del Yacimiento Aceptable Optimo Forma Cualquiera Tabular Potencia Cualquiera >3m >30° >60°1 Tamaño Cualquiera Cualquiera Regularidad Cualquiera Irregular 2. Aspectos Geotécnico Aceptable Optimo Resistencia (Techo) >30 MPa >50 MPa Resistencia (Mena) s/profundidad >50 MPa Fracturación (Techo) Alta-media Media-Baja Fracturación (Mena) Media-Baja Baja Cualquiera <1000 m Elastico Elastico 3. Aspectos Económicos Aceptable Optimo Valor Unitario de la Mena Media-Alto Alto Productividad y ritmo de explotación Media-Baja NA Buzamiento Campo Tensional (Profundidad) Comportamiento Deformacional In-situ Tenso- 36 CAPITULO III MATERIAL DE ESTUDIO 3.1 AMBITO DE ESTUDIO: Compañía Minera Arirahua S.A MINARSA 3.2 UNIDAD DE ESTUDIO Veta Carmen 3.2.1 UBICACIÓN El yacimiento de Arirahua se encuentra ubicado en el paraje de Arirahua, distrito de Yanaquihua, provincia de Condesuyos, departamento de Arequipa. Geográficamente se encuentra localizado en la cabecera de la quebrada Huichucuy, dentro del macizo occidental de la cordillera de los Andes, flanco oeste, a una altitud de 3,735 m.s.n.m. Las Coordenadas geográficas de Arirahua son: 37 72º 56’ 15” Longitud Oeste 15º 39’ 50” Latitud Sur Las Coordenadas UTM de Arirahua son: 3.2.2 8 267,322 Norte 720,958 Este ACCESIBILIDAD El distrito minero es accesible desde la ciudad de Arequipa por una carretera asfaltada y afirmada, cubriéndose desde Arequipa 275 Km. En los tramos siguientes: CUADRO 1: Accesibilidad a la U.E.A Barreno Descripción Arequipa al desvío de Camaná Desvío de Chuquibamba Camaná 92 Km. carretera asfaltada – 118 Km. Chuquibamba – desvío Cotahuasi Desvío Salamanca Condición Distancia carretera afirmada asfaltada 35 Km. carretera afirmada Cotahuasi–desvío 15 Km. carretera afirmada Desvío Salamanca – Arirahua 15 Km. Total Arequipa – Arirahua 275 Km. Haciendo un tiempo de aproximadamente 7 horas. 38 y trocha carrozable viaje de Arequipa-Arirahua; Plano Nº 01: Ubicación de la U.E.A. Barreno “MINARSA” 39 3.2.3 TOPOGRAFÍA Y CLIMA. El relieve es bastante accidentado con geoformas positivas representando por cerros empinados como el Orpojonte y el Torrepampa, las geoformas negativas están representadas por una serie de quebradas juveniles que discurren con dirección al Sur – Oeste cortando las diferentes unidades litológicas que constituyen los tributarios del río Ocoña. El drenaje es a través del conjunto de quebradas que disectan la zona descienden en forma abrupta y encañonada a la cuenca del valle Rió Ocoña. Estas quebradas son secas, las que en épocas de lluvias eventuales provocan avenidas torrenciales. El clima se presenta dos periodos bien definidos: verano, cuya duración es de Diciembre a Marzo con presencia de neblina y precipitaciones fluviales, y el invierno que dura los meses de Mayo a Agosto donde el frió es intenso., con fuertes vientos y sin presencia de lluvias. Condiciones ambientales: 3.2.4 Temperatura Máxima Verano: 16.7 ºC T. Promedio verano: 11.4 ºC Temperatura Máxima Invierno: 13.3 ºC T. Promedio invierno: 10.1 ºC FLORA Y FAUNA. En cuanto a la vegetación de la zona es muy escasa debido al clima de la región, no existen plantas de gran tamaño. La vegetación que predomina es la yareta, ichu. 40 La fauna esta representada por los camélidos comunes de esta parte de la sierra como son llamas, alpacas, viscachas, guanacos y aves silvestres. ORGANIGRAMA DE LA COMPAÑÍA MINERA “MINARSA” 3.2.5 U.E.A BARRENO GERENTE GENERAL GERENTE DE OPERACIONES SECRETARIA Jefe Dpto. Seguridad y Medio Ambiente Jefe Dpto. Geología SUPERINTENDENTE DEPARTAMENTO MINA Jefe Dpto. Mantenimiento Mecánico Eléctrico JEFE DE GUARDIA Asistente Seguridad Turno Dia Turno Noche Jefe Dpto. de Planta Concentradora Residentes de Empresas Especializadas Servicio Social Secretaria Jefe Dpto. Médico Jefe de Guardia Turno Día Jefe de Guardia Turno Noche Capataz Capataz Bodeguero Bodeguero Obreros Obreros 41 3.2.6 RECURSOS ENERGETICOS La fuente de energía Eléctrica para la unidad Minera es suministrada por grupos electrógenos que detallamos a continuación. Grupos Electrógenos - Potencia KW Energía KWH No 1 3406 100 7135 No 2 3408 160 32733 No 3 3412 320 183269 No 4 3412 320 54043 No 5 3412 - - No 6 3412 300 188004 No 7 3412 330 178419 TOTAL 1530 643603 CONSUMO PROMEDIO DE COMBUSTIBLE DIESEL POR GRUPOS ELECTRÓGENOS 46500 galones / mes - CONSUMO PROMEDIO DE COMBUSTIBLE NETO 52179 galones / mes. - CONSUMO PROMEDIO MES DE ENERGÍA POR AREAS > Planta Concentradora 381045 > Mina 231814 > Iluminación y Taller de Mantenimiento 15000 > Perdidas 15744 ---------- Total - 643603 Consumo promedio anual de energía total (Kwh) por TMS. es de 70.31 KWH/TMS. 42 3.2.7 GEOLOGÍA LOCAL Y REGIONAL Las características físico – químicas del yacimiento de Arirahua, permiten clasificarlo como un depósito hidrotermal de metales preciosos. 3.2.7.1 GEOLOGÍA REGIONAL: De acuerdo a los estudios realizados por el INGEMMET, se reporta la presencia de rocas metamórficas, ígneas y sedimentarias cuyas edades van desde el precámbrico hasta el cuaternario reciente. En la mina y alrededores afloran unidades litológicas claramente definidos como son: Deposito Cuaternario Reciente.- Constituidas por las manifestaciones eruptivas recientes del Volcán Coropuna, las cuales se encuentran rellenando los valles modernos y cubriendo los depósitos morrénicos originados por la glaciación del Pleistoceno Superior, infrayacen a depósitos clásticos recientes originados por la meteorización y erosión actual, estos cubren las planicies y laderas. Rocas Volcánicas del Terciario Superior y Cuaternario Antiguo. En esta unidad se incluyen al volcánico Huaylillay y al grupo Barroso: a) Volcánico Huaylillay.- Litológicamente esta constituido por tobas y brechas tobáceas, principalmente de composición dacítica a riolítica de coloración de blanco a blanco rosado debido a la alteración como consecuencia de la meteorización, microscópicamente se laminillas de biotita. 43 observan feldespatos, cuarzo y b) Grupo Barroso. - Es un conjunto de rocas volcánicas de amplia distribución en el sur de país, constituidos principalmente por Andesitas, traquitas y traquiandesitas, sus afloramientos están restringidos a la zona del altiplano sobre altitudes mayores a 4,000 m.s.n.m. Yacen en discordancia al volcánico Senca. c) Rocas intrusivas del Cretáceo Superior.- En esta unidad se agrupa al Batolito de la Costa; en esta región esta representada por las Súper unidades Tiabaya e Incahuasi. d) Rocas Hipabisales del Cretáceo Medio a Superior.- Esta representada por las rocas Sub volcánicas del Complejo Bella Unión de composición Andesitita a dacítica, predominando la Andesita porfirítica con fenocristales de horblenda en una matriz afanítica de tonalidad verdosa. 3.2.7.2 GEOLOGÍA LOCAL: La geología local se define en base a los afloramientos o unidades lito- estratigráficas reconocidas como son: COMPLEJO BELLA UNIÓN.- Es la roca predominantemente en el área y esta constituida por andesitas, equivalente volcánico de la diorita, que corresponde a un conjunto hipabisal del mismo nombre de edad Cretáceo Inferior. Localmente esta roca es la receptora de los filones o vetas. FORMACIÓN HUAYLILLAS.- Se encuentra sobre yaciendo a las rocas gris verdosas del complejo Bella Unión, esta conformado por piroclastos, tobas dacíticas y rilolíticas de color grisáceo a blanco amarillento. GRUPO BARROSO.- Se encuentra sobre yaciendo al volcánico Huaylillas, litológicamente esta constituido por capas estratiformes 44 de 5 m. de espesor que han seguido la pendiente del terreno, son de composición andesítica, traquiandesítica y dacítica de textura porfirítica con abundantes cristales de feldespatos. DEPÓSITOS ALUVIALES.- Coluviales del cuaternario reciente, se ubican en laderas y pequeñas terrazas, son de composición heterogénea, desde materiales finos, gravas, arenas, hasta bloques. 45 Plano Nº 2: Geología del Yacimiento Minero de Arirahua Vachanguillo Cullmay Chanchallay Vi lcane Fusia Llavisca 1800 Q-al Ks-to/gd-ti C erro Pagramocco 2000 Ks-to/gd-ti C erro Cuchilla Santa C atalina Atuta Cerro Cullmay Pata 2200 MINAS ARIRAHUA S.A. Arequipa - Condesuyos - Yanaquihua Q-al Pillihuaicha Ce rro Buena Vista PLANO GEOLOGICO REGIONAL 2400 Ks-to/gd-ti Collpa Chimpa Q-al 2600 Supervisión: Ing. Socrates Núñez L C erro Llañu llaño 2800 Cerro Auñay TQp-ba1 3000 Fecha: Agosto 2005 TQp-ba1 Chilpacay (ruinas) Cerro Cuchilla Collpa Chimpa Q-al LEYENDA Ocsojo PE-gn Cha ucalla Vilcate Q-al Llaico Ks-to/gd-ti Purun Chaucaya (ruinas) TQp-ba1 Salviani PE-mt TQp-ba1 PE-gn Cerro Buena Vista Purun Chaucaya (ruinas) Depósitos Aluviales Ts-se 3800 Grupo Barroso inferior Formación Sencca Cerro Ahuiñay Calvario Minas Tm-hu Q-al PE-gn Cerro Ahuiñay Falda Formación Huaylillas Ks-gd-ti Superunidad Tiabaya Ks-bu Complejo Bella Unión PE-mt Hacienda Lamapampa Tm-hu Ks-bu Quebrada Uchocoyoj Ts-se Q-al Cerro Chaqueloma JIM ENA Ts-se PE-mt Complejo Basal - Metasedimentos PE-gn Complejo Basal - Gneis Cerro Orpojonte 5 Arirahua Cerro Pecoy Huaja ncho SIMBOLOGIA 2800 Ks-to/gd-ti Ks-to/gd-ti Minas Arirahua Quebrada San Cristobal Ts-se Falla inferida Tm-hu Camino de herradura Cerro Torrepampa Tembladeras PE-gn 3200 Cerro Ahuiñay Chico Ks-gd/to-in Chilcane Cerro Chaqueloma Cerro Encanto TQp-ba1 Ks-bu Cerro Calahuaito Sango Cerro Pinsuntainayocc Hacienda Asillo Cerro Pecoy Chico Lomada de Pecoy Chilliguay Q-al Ks-gd/to-in Ts-se 46 Cerro Puc a Puca Ks-gd/to-inHacienda Asillo Hacienda Ocoruro C° M arcamata Vado Ruinas antiguas Hacienda Cocatipra Nº: 2 3.2.7.3 GEOLOGÍA ESTRUCTURAL: Según el cuadrángulo de Chuquibamba, las estructuras guardan estrecha relación con los movimientos tectónicos del ciclo andino. Regionalmente se han reconocido dos grandes fallas: la de Pampacolca que tiene un desplazamiento vertical bastante considerable y la falla de Acospampa que se observa dentro de los volcánicos Terciarios, ambas fallas presentan un rumbo N 45º W. En un stock de andesita hipabisal se encuentran las siguientes estructuras: - Diques ácidos de rumbo E – W. - Vetas de rumbos E – W, con buzamientos de 70º a 80º S. - Fallas que desplazan a las vetas, de rumbo N – S, con buzamientos de 30º a 60º E. - Vetas N – S muy echadas hacia el Este - Pequeños cuerpos mineralizados tipos Stock Work. Localmente las estructuras mineralizadas que se presentan se pueden agrupar en dos sistemas importantes, las de rumbo E – W y N 45º E con un buzamiento mayor de 75 º S y 75º SE. Respectivamente, siendo la primera de carácter tensional y la segunda de cizalla. Dentro de este sistema de vetas se encuentran dos sectores de vetas; uno en el lado Oeste, donde se conocen las vetas María y Elena; y otro sector en el lado Este, el mas amplio, en un área de 600 x 800 m. aquí se encuentra un grupo de 7 vetas paralelas que, de Norte a Sur tienen los siguientes nombres: Veta Santa Bárbara - Veta Barbarita - Veta Promesa - Veta Intermedia - Veta Superior - Veta Rica - Veta Natividad 47 AÑOS ESPESOR DURACION UNIDAD SERIE RECIENTES DEPOSITOS Depósitos fluvioglaciares; Conglomerados dentro de una matriz areno-tobácea, medianamente compactados, los clastos sub-ángulosos están constituidos predominantemente por rocas volcánicas, ceniza volcánica, depositos aluviales, coluviales, eluviales y fluviales; Arenas y gravas. GRUPO BARROSO DISCORDANCIA Lavas volcánicas con intercalaciones de cenizas y tobas; son de composición andesítica, traquiandesítica y dacítica con textura porfiritica, y abundantes fenocristales de feldespatos, hornblenda, biotita, vidrio volcánico. VOLCANICO SENCCA SUPERFICIE CAPILLUNE Rocas piroclásticas constituido litologicamente por tobas de composición dacitica y riodacitica en menor proporción riolitica. FORMACION HUAYLILLAS DISCORDANCIA EROSIONAL Las rocas que constituyen esta unidad, son esencialmente piroclásticas, TOBAS Y BRECHAS TOBACEAS, de omposición daciticas y rioliticas de color grisáceo a blanco amarillento. TIABAYA SUPER Están constituidas por una asociación de diorita, granodiorita, monzonita y tonalita, intruidas por rocas más jóvenes de carácter volcánico. Dentro COMPLEJO UNIDAD DISCORDANCIA Esta representado por rocas sub-volcánicas de composición andesítica afaníticas a dacíticas porfiríticas, predominando mayormente las andesitas porfiríticas con fenocristales de plagioclasa y hornblenda en una matriz afanítica de color verde. COMPLEJO BASAL DE LA COSTA FASE PERUANA SISTEMA ERA Columna Estratigráfica del Yacimiento Minero de Arirahua Este complejo ígneo metamórfico esta conformado por gneises, esquistos micáceos, cloríticos y hornblendicos, están cruzados por intrusivos mas modernos de diorita y granito rojo. Dentro del Complejo Basal de la Costa encontramos también a los metasedimentos 48 Cuerpos de Brecha.- Se han reconocido dos cuerpos de brecha, uno llamado Quimbalete y otro llamado Anchota. Cuerpo Quimbalete.- Se encuentra al NE de la veta Santa Bárbara, se le observa solo en superficie, no se aprecia mayor cantidad de óxidos de hierro mas parece un sector de poca y de menor importancia, tiene aproximadamente 15 x 40 m. de área. Cuerpo Anchota.- Ha sido reconocido en la superficie y dentro de la mina en el nivel 3703, es un cuerpo de brecha mineralizada, rellenada con cuarzo y óxidos de hierro. 3.2.7.3.1 CARACTERÍSTICAS PRINCIPALES DE LAS ESTRUCTURAS DE VETA Veta Santa Bárbara.- Se encuentra en la parte mas septentrional del grupo de vetas de Arirahua, fue trabajada por los españoles y se conoce algunas canchas antiguas y una labor inclinada en el nivel 3610, las características geológicas de la veta son las siguientes: Se encuentra en roca andesítica, tiene un afloramiento de 500 m. su rumbo es N 82º a 65º E, con un buzamiento de 83º S. Su potencia promedio es de 0.50 m. la textura de la veta consiste en vetillas angostas ramificadas en roca caolinizada, los minerales en superficie son; Cuarzo y óxidos de fiero, en la zona de sulfuros aparece la pirita, calcopirita, la alteración de las cajas es moderada, las leyes de oro alcanzan hasta 150 g. /TM. En hilos delgados de 12 cm. (Nivel 3570). Veta Barbarita.- La veta Barbarita se encuentra a 180 m. al Sur de la veta Santa Bárbara, fue trabajada por los españoles, se conocen algunas canchas antiguas y una pequeña labor en el nivel 3636, las características geológicas de la veta son las siguientes: En roca andesítica se tiene un afloramiento de 350 m. con rumbo E – W y S 80º E, con un buzamiento de 85º S. Su potencia promedio es de 49 0.40 m. su textura muestra una veta masiva y en algunos lugares textura escarapelada, los minerales en superficie son; cuarzo negro, sílice negro y óxidos de hierro, no se aprecian sulfuros, la alteración de las cajas es caolinización y no es muy extensa, las leyes de oro conocidas son bajas, alcanzan 4.22 g. Au./TM. Las canchas antiguas de mineral dieron un promedio de 4.0 g. Au/TM.(ver Plano No.2) Veta Promesa.- La veta Promesa se encuentra a 320 m. al Sur de la veta Santa Bárbara, esta veta ha sido trabajada intensamente por los españoles y posteriormente, actualmente se encuentra en trabajo, se han realizado muchas labores hasta la fecha y se han desarrollado 9 niveles, el nivel más bajo es el 3415, las características geológicas de la veta son las siguientes: Se encuentra en roca andesítica, tiene un afloramiento de 400m su rumbo varia entre N 80º E y S 80º E con un buzamiento de 80º y 85º S. Su potencia promedio es de 0.16 m. es lenticular, la textura de la veta es masiva estratiforme y escarapelada, algunas veces esta acompañada de una falla longitudinal, los minerales cerca de la superficie consisten de cuarzo y hematita, la zona de sulfuros se tiene calcosina, y en la zona secundaria pirita y calcopirita, también se conoce marmatita, la alteración de sus cajas consiste en caolinización amplia, sus cajas son deleznables, las leyes de oro son variables pero alcanzan hasta 1500 g. Au/TM se ha determinado que la ley de oro es muy alta donde existen la Calcosina y en general en los sulfuros, se ha determinado que la ley es menor donde existe mas cuarzo y calcita, las canchas antiguas de mineral dieron un promedio de 3.26 g. Au/TM. Veta Intermedia.- La veta Intermedia se encuentra a 410 m. al Sur de la veta Santa Bárbara, esta veta fue trabajada por los españoles desde la superficie, las características geológicas de la veta son las siguientes: se encuentra en roca andesítica, tiene 250 m. de 50 afloramiento, su rumbo es E–W, y 85º de buzamiento, su potencia promedio es de 0.05 m. la textura de la veta es masiva, los minerales en la zona de óxidos son los generales y en la zona de sulfuros, pirita, calcopirita, Calcosina y marmatita, la alteración de las cajas es caolinización moderada, las canchas antiguas dieron un promedio de 3.66 gr. Au/TM. Veta Superior.- La veta Superior se encuentra a 450 m. al Sur de la veta Santa Bárbara, esta veta fue trabajada por los españoles desde la superficie, las características de la veta son: se encuentra en roca andesítica, tiene 250 m. de afloramiento, su rumbo varía entre N 86º E y N 70º E, su buzamiento es 85º S, su potencia promedio es de 0.15 m. la textura de la veta es masiva, los minerales en la superficie son los generales de la zona, y en la zona de sulfuros se encuentra cuarzo, pirita y calcopirita, su alteración de las cajas es caolinización moderada, las leyes de oro alcanzan hasta 31.58 g. Au/TM, las canchas antiguas de mineral dieron un promedio de 3.22 g. Au/TM. Veta Rica.- La veta Rica se encuentra a 530 m. al Sur de la veta Santa Bárbara es una veta de muy corta exploración, también fue trabajada por los españoles, las características de la veta son: se encuentra en roca andesítica, tiene 50 m. de afloramiento, su rumbo es de N 85º E, su buzamiento es 85º S, su potencia promedio es de 0.05 m. la textura de la veta es masiva, los minerales en la superficie observados en un cateo muestra una mezcla de óxidos y sulfuros, cuarzo, calcopirita, su alteración de las cajas es caolinización escasa, las leyes de oro alcanzan hasta 40.00 g. Au/TM, las canchas antiguas de mineral dieron un promedio de 3.74 g. Au/TM. Veta Natividad.- La veta Natividad se encuentra a 600 m. al Sur de la veta Santa Bárbara, esta estructura fue muy trabajada por los españoles y actualmente es la veta principal que se encuentra en 51 producción, parece ser la veta más importante del depósito de Arirahua, se le ha desarrollado 10 niveles, el nivel mas profundo es el 3365 el cual se trabaja mediante un inclinado de 100 m. Las características geológicas de la veta son las siguientes: Se encuentra en roca andesítica, tiene 100 m. de afloramiento, su rumbo varía entre E – W y S 85º E y su buzamiento es de 85º S, su potencia promedio es de 0.16 m., la textura de la veta es masiva, escarapelada y esta acompañada de una falla longitudinal, los minerales de sulfuros son pirita, Calcosina, calcopirita, cuarzo y calcita, la alteración de las cajas es muy reducida, sus cajas son fuertes, las leyes de oro alcanzan hasta 425 g. Au/TM. Las canchas antiguas de mineral dieron un promedio de 4.21 g. Au/TM. Veta María.- La veta María se encuentra a 600 m. al Oeste de la veta Natividad y a 900 m. al Sur Oeste de la veta Santa Bárbara, esta veta ha sido muy trabajada por los españoles, asimismo se ha desarrollado y explorado desde el nivel 3703 hasta el nivel 3360, las características de la veta son: se encuentra en roca andesítica, tiene 500 m. de afloramiento, su rumbo es E – W, y su buzamiento es 60º S, su potencia promedio es de 0.06 m. la textura de la veta es ramificada, tipo Stock Work y con frecuencia vetillas paralelas al rumbo de la veta, los minerales de la zona son cuarzo lechoso y óxidos de hierro, la alteración de las cajas es amplia, consiste de caolinización hasta sericitización ( 2 m. a cada lado de la veta) las leyes de oro alcanzan hasta 73.00 g. Au/TM., las canchas antiguas de mineral dieron un promedio de 3.44 g. Au/TM. Veta Elena.- La veta Elena se encuentra a 100 – 200 m. al Oeste de la veta María. Existe una hipótesis no demostrada de que esta veta es una parte fallada de la veta María, esta veta tiene las mismas características de la veta María, las principales características geológicas destacan, su afloramiento es de 250 m., 52 su potencia promedio esta alrededor de 0.40 m. y las canchas antiguas dieron 2.54 g. Au/TM. Cuerpo Anchota.- El cuerpo anchota se encuentra muy cerca de la veta María, se encuentra a solo 60 m. de aquella veta, fue explorado con el túnel del nivel 3703, el cual se desarrollo en minerales de óxido, esta estructura es una brecha de 30 m. de ancho por 60 m. de largo, los límites del cuerpo son fallas muy echadas que pone en contacto el cuerpo con la andesita. Los clastos de la brecha son angulosos y subredondeados, están fuertemente caolinizados y algunas veces sericitizados, la matriz la forma cuarzo, óxidos de hierro, y algunas veces turmalina. Los contenidos de oro en promedio es de 2.20 g. Au/TM. 3.2.7.4 GEOLOGÍA ECONÓMICA: La morfología del yacimiento es tabular o vetiforme, la cual ha sido originada por las soluciones mineralizantes que han rellenado las fracturas de las andesitas porfiríticas del complejo Bella Unión de edad Cretáceo Superior a Terciario Inferior, su génesis es hidrotermal vinculados con procesos magmáticos del terciario. CONTROLES DE MINERALIZACIÓN CONTROL MINERALÓGICO: - Asociación cuarzo pirita y calcopirita - Aliteración argílica y silicificación - Cuarzo negativo CONTROL ESTRUCTURAL - Controlada por fallas pre minerales - Zona de mayor fracturamiento PARAGÉNESIS Y ZONEAMIENTO - Cuarzo - Pirita oro - Chalcopirita oro - Cuarzo, pirita, oro y plata. 53 ZONEAMIENTO.- Primera pulsación mineralógica de depósito sólo al cuarzo cubriendo ambas paredes de la fractura, posteriormente viene la segunda etapa o pulsación mineralógica representada por el ensamble cuarzo pirita, oro con un buen bandeamiento en este ensamble. El zoneamiento vertical es: - La zona de óxidos - La zona de enriquecimiento supérgeno constituidos por: covelita, bornita, calcosita y la hematita secundaria. - La zona de minerales primarios constituidos por: cuarzo, pirita, calcopirita, esfalerita, galena, tetrahedrita, etc. La mineralogía de las vetas es bastante simple ya que no hay gran variedad de minerales: Minerales de Mena Minerales de Ganga Oro Cuarzo Pirita Carbonatos(Rodonita) Calcopirita Tetraedrita Esfalerita Galena Siendo la Pirita y la Calcopirita los principales portadores de Oro. Las cajas presentan en forma general una alteración muy reducida, consistiendo de caolinización y raras veces de sericitización. 54 3.2.7.4.1 RESERVAS TMS NUEVAS RTESERVAS CUBICADAS ACUMULADAS A MARZO 2005 Au/GR.TM 66345.50 9.55 RESERVAS DISPONIBLES TMS RESERVAS DISPONIBLES AL 30 04 05 RESERVAS PROBADAS PROBABLES INACCESIBLES Au/GR.TM 52,221.62 42,479.00 TOTAL 94,700.62 10.91 11.86 11.34 RESUMEN DE RESERVAS POTENCIALES TMS Au/GR.TM RESERVAS MARGINALES PRPOBADAS – PROBABLES ACCESIBLES 23,816.00 RESERVAS SUBMARGINALES PROBADAS – PROBABLES ACCESIBLES 49,500.00 RESERVAS INFORMATIVAS PROBADAS – PROBABLES ACCES. + INAC. 35,800.00 TOTAL 109,116.00 6.37 EN EL MES DE MARZO SE CUBICO PRODUCCION DEL MES DE RESERVAS CUBICADAS BALANCE 10,447.50 8,021.04 2,426.46 TM RATIO DE CUBICACION 15 TM/Metro AVANCE MENSUAL PROMEDIO EXPLORACION Y DESARROL METROS LINEALES 650 DE LA LEY CUBICACION AL 31-12-04 PRODUCCION ENE-MAR/05 10.56 10.43 DEL ANCHO DE MINADO CUBICACION AL 31-12-04 PRODUCCIONN ENE – MAR/05 SOBREDERRIBO Au-gr/Tm Au-gr/Tm 0.40 0.45 12% VALOR MINIMO: (CUT-OFF) Mineral Económico: Tipos de Cut Off: 55 mt mt 6.55 4.83 8.33 7.50 0.69 Se toman en cuenta dos tipos de Cut Off, el Cut Off Operativo y el Cut Off Empresarial. El Cut Off Operativo, paga todos los costos directos de operación, Este Cut Off, sirve para evaluar cada block in situ, en la mina. Cut Off Operativo = 59.56 $/TM. Equivale a 7.99 gr.Au/TM. Cut Off Empresarial, es el que paga todos los costos de la Empresa, directos e indirectos. Constituye el Cut Off principal. Sirve parta determinar la ley mínima que debe salir de una operación, es decir de la planta de tratamiento. 3.2.7.5 GEOMECÁNICA La clasificación geomecánica usada en la COMPAÑÍA MINERA MINARSA se basa en el índice RMR “Rock Mass Rating”, que da una estimación de la calidad del macizo rocoso, teniendo en cuenta los siguientes parametros: Resistencia Compresiva de la roca. Índice de la Calidad de la Roca - R.Q.D. Espaciamiento de Juntas. Condición de Juntas. Presencia de Agua. Corrección por orientación. Estos parametros se cuantifican mediante una serie de observaciones definiéndose valores para dichos parámetros cuya suma, en cada caso nos da valoracion del RMR que varia entre 0 – 100. Los objetivos de esta clasificación son: Determinar y/o Estimar la calidad del macizo rocoso. 56 Dividir el macizo rocoso en grupos de conducta análoga. Proporcionar una buena base de entendimiento de las características del macizo rocoso. Facilitar la planificación y el diseño de estructuras en roca, proporcionando datos cuantitativos necesarios para la solución real de los problemas de ingeniería. En resumen en el yacimiento minero de arirahua la roca encajonante es de origen volcánico Andesita (porfírica – afanítica) moderadamente propilítizada, la alteración principal es cuarzo, sericita y secundariamente argílica. Estructuralmente las vetas se caracterizan por la presencia de diaclasas, fracturas, sistemas de fallas longitudinales y transversales, respecto a la estructura mineralizada. La roca presenta fracturamientos y alteraciones que influyen en su comportamiento geomecánico. Ejemplo: Una alteración argílica hace que la roca reduzca sus propiedades geomecánicas (roca suave), una roca silicificada (aporte del cuarzo coloidal) incrementa sus propiedades geomecánicas, siendo de mayor dureza. 3.2.7.5.1 MAPEO GEOMECÁNICO: Consiste en la evaluación de las condiciones en que se encuentra el macizo rocoso, que nos permite caracterizar la calidad de la masa rocosa del área en estudio, utilizando la clasificación geomecánica de BIENIAWNSKI (RMR). El mapeo es a cada metro observándose (el numero de discontinuidades, dirección, buzamiento, espaciamiento, tipo de relleno, espesor de relleno, condiciones de juntas, presencia de agua, R.Q.D.). 57 Se ha realizado el mapeo geomecánico respectivo en algunas labores de la mina por el método del golpe del martillo; además debemos indicar que dicho mapeo se realizó a partir del inclinado 160 en el Nivel 3125 debido a los problemas que se presentaron en el macizo rocoso en dicha zona. Para realizar el mapeo geomecánico se utilizo la siguiente tabla: 58 Universidad Nacional de San Agustín de Arequipa Minas Escuela Profesional de Ingeniería De CUADRO Nº 2: Formato de tabla para el Mapeo Geomecánico DATOSDEMAPEOGEOMECANICO D E P A R T A M E N T O D E G E O LO G I A LU GA R : POR : LA B OR : FEC HA : COMP ANIAMIERAMINARS A M IN A R S A Nº OR IEN TA C ION D E LA C A R A ESTA C ION U M B O, A ZIM U T, D IR B U Z TR A M O B U ZA M IEN TO D ESD E V A LOR A C ION D EL M A C IZO R OC OSO (R .M .R .) HA STA PA R A M ETR O TIPO D E R OC A A % TIPO B % C OR IEN TA C ION % D ISC . / ml. R ELLEN O ESTR U C . U M B O, A ZIM U T, D IR B U ZA M IEN TO R A N GO D E V A LOR ES V A LOR A C ION FR EC . FR A C TU R A ESPA C IA M IEN TO TIPO ESPESOR V A LOR ESTIM A D O >2 50 (15) 10 0 -2 50 (12 ) 50 -10 0 (7) 2 5-50 (4 ) R QD % R . C OM PR E. U N IA X IA L (M p a) 9 0 -10 0 (2 0 ) 75-9 0 (17) 50 -75 (13 ) 2 5-50 (8 ) <2 5 ESPA C IA M IEN TO (m) >2 (2 0 ) 0 ,6 -2 (15) 0 .2 -0 .6 (10 ) 0 .0 6 -0 .2 (8 ) < 0 .0 6 (5) 3 (4 ) 3 -10 m (2 ) 10 -2 0 m (1) > 20 m (0 ) 4 A (0 ) 4 B C OM EN TA R IOS PER SISTEN C IA <1m lo ng . (6 ) 1-3 m Lo ng . (6 ) <2 5(2 ) <5(1) <1(0 ) 1 (3 ) 2 C ON D IC ION A PER TU R A C errad a <0 .1mm ap ert . (5) 0 .1-1.0 mm (4 ) 1 - 5 mm (1) > 5 mm DE R U GOSID A D M uy rug o sa (6 ) R ug o sa (5) Lig .rug o sa (3 ) Lisa (1) Esp ejo d e f alla (0 ) 4 C R ELLEN O Limp ia (6 ) D uro < 5mm (4 ) D uro > 5mm (2 ) Suave < 5 mm (1) Suave > 5 mm Sana (6 ) Lig . Int emp e. (5) M o d .Int emp e. (3 ) M uy Int emp e. (2 ) D esco mp uest a (0 ) 4 E Seco (15) Humed o M o jad o (7) Go t eo Flujo JU N TA S IN TEM PER IZA . A GU A SU B TER R A N EA (10 ) (4 ) (0 ) 4D (0 ) 5 V A LOR TOTA L R M R (Suma d e valo ració n 1 a 5 ) = C LA SE D E M A C IZO R OC OSO RMR D ESC R IPC ION GR A D O R1 IN D IC E D E R ESISTEN C IA S R A N GO R ESIS. ID EN TIFIC A C ION D E C A M PO C OM P. M p a 80-61 6 0 - 41 I M U Y B U EN A II B U EN A III R EGU LA R 40-21 IV 20-0 M A LA V M U Y M A LA A B R EV IA C ION D E TIPO D E R OC A D eleznab le co n g o lp es f irmes co n la p unt a d e mart illo d e g eó lo g o se d esco ncha co n una cuchilla R2 10 0 - 8 1 1,0 - 5,0 Mi M IN ER A L Cz C A LIZA Vo V OLC A N IC O Se d esco ncha co n d if icult ad co n cuchilla. M arcas p o co p ro f und as en la ro ca co n g o lp e f irme d el mart illo (d e p unt a) R3 5-25 N o se raya ni d esco ncha co n cuchillo . La muest ra se ro mp e co n g o lp e f irme d el mart illo 2 5 - 50 R4 La muest ra se ro mp e co n mas d e un g o lp e d el mart illo 50 - 10 0 R5 Se req uiere vario s g o lp es d e mart illo p ara ro mp er la muest ra R6 So lo se ro mp e esq uirlas d e la muest ra co n el mart illo GR A D O I SA N A 10 0 - 2 50 A B R EV IA TU R A S D E TIPOS D E ESTR U C TU R A S > 2 50 D SISTEM A D E D IA C LA SA Fn SISTEM A D E FA LLA S C C ON TA C TO IN D IC E D E IN TEM PER IZA C ION E ESTR A TOS D ESC R IPC ION MF M IC R O FA LLA Ni ngún si gno de i nt em per i sm o en el m at er i al r oc oso. Qui z ás l i g. De c ol or ac i ón sobr e super f i c i es de di sc ont i nui dades pr i nc i pal es II LIGER O III M OD ER A D A IV M U Y IN TEM . V D ESC OM PU . La dec ol or ac i ón i ndi c a i nt em p. del m at er i al r oc oso y super f . de di sc . El m at er i al r oc oso dec ol or i do ex t r em adam ent e es m ás débi l que en su c ondi c i ón sana. A B R EV IA . ESPA C IA M IEN TO M enos de l a m i t ad del m at . r oc oso est a desc om pt o y / o desi nt egr ado a un suel o l a 1 >2m A B R EV IA TU R A S D E TIPOS D E R ELLEN O Ox OX ID OS Mi M IN ER A L r oc a sana o dec ol or ada se pr esent a c om o un m ar c o c ont i nuo o c om o núc l eo r oc oso. 2 0 .6 - 2 m Sul SU LFA TO Py PIR ITA M as de l a m i t ad del m at . r oc oso est a desc om pt o y / o desi nt egr ado a un suel o. La 3 0 .2 - 0 .6 m Pnz PA N IZO C al C A LC ITA r oc a sana o dec ol or ada se pr esent a c om o un m ar c o di sc ont c om o núc l eo r oc oso. 4 0 .0 6 - 0 .2 m A rc A R C ILLA Todo el m at er i al r oc oso est a desc om pst o y / o desi nt egr ado a suel o. La est r uc t ur a 5 < 0 .0 6 m Bx B R EC HA Ser SER IC ITA or i gi nal de l a m asa r oc osa aun se c onser v a i nt ac t a. -- 59 -- C OM EN TA R IOS A D IC ION A LES 3.2.7.5.2 MAPEO GEOMECÁNICO A PARTIR DEL INCLINADO PIQUE CARLOS 3125 – 3420 CORRELACIONABLE CON LA VETA CARMEN Análisis del inclinado pique Carlos nivel 3125. Distancia: 1.20 m Fracturas por metro lineal (Fxs/m): 19 Espaciamiento medio de las discontinuidades (mm): 25-9-10-12-107-7-28-15-22. Persistencia (m): >3 Espaciamiento de las fracturas: 7-10 cm. Apertura: 1mm Relleno: Panizo Agua Subterránea: Mojada, Húmeda. Mpa (grado de resistencia de la roca a los golpes de la Picsa): El grado de resistencia 1 a 3 golpes es de 100-250 y la resistencia es R5 por lo tanto 12mpa. Rumbo Fx: N70º. Buzamiento Fx: 27º ROCA: FUERTEMENTE FRACTURADA. Tope: menos 5 metros. Numero de familias: 3 Fracturas por metro lineal (Fxs/m): 9 a 10 Espaciamiento medio de las Disct. (mm): 25-15-50-35-25-40 = 400mm. Persistencia (m): >2 Espaciamiento de las fracturas: 10 cm. Apertura: 4mm Relleno: 1 Rugosidad: 5 Intemperismo: 5 Agua: 4. Mpa (grado de resistencia de la roca a los golpes de la Picsa): El grado de resistencia 1 a 3 golpes es de 100-250 y la resistencia es R5 por lo tanto 12mpa. R.Q.D: 17. Total 60 RMR = 41-60 Tipo: III regular. Tope menos 10 metros. Numero de familias: 4 Fracturas: 26 fracturas en bloques formando cuñas. Espaciamiento medio de las Disct. (mm): 25-31-15-30-25-55 = 280mm. Persistencia (m): 2-3 a 10 Espaciamiento de las fracturas: 10 cm. Apertura: 4mm Relleno: 1-5 mm Rugosidad: 5 Intemperismo: 5 ligeramente intemperizado. Agua: 15 seco. Mpa (grado de resistencia de la roca a los golpes de la Picsa): El grado de resistencia 1 a 3 golpes es de 100-250 y la resistencia es R5 por lo tanto 12mpa. Total 63 RMR = 41-60 Tipo: III regular. Tope menos 15 metros. Numero de familias: 4 Fracturas por metro lineal (Fxs/m): 5-6 Espaciamiento medio de las Disct. (mm): 25-15-40-15-30 = 125mm. Persistencia (m): 2 Espaciamiento de las fracturas: 10 cm. Apertura: 1mm Relleno: 6 (sin relleno limpio) Rugosidad: 5 Intemperismo: 5 Agua: 7. Mpa (grado de resistencia de la roca a los golpes de la Picsa): El grado de resistencia 1 a 3 golpes es de 100-250 y la resistencia es R5 por lo tanto 12mpa. R.Q.D: 17 en bloques grandes formando cuñas con Fxs N50ºE. Total 55 RMR = 41-60 Tipo: III regular. Tope menos 20 metros. Numero de familias: 4 Fracturas: 48 Espaciamiento medio de las Disct. (mm): 10-20-20-50-35-25-15-4030 = 270mm. Persistencia (m): 2 Apertura: 2mm Relleno: 1 Rugosidad: 5 Intemperismo: 5 Agua: 4 gotera. Mpa (grado de resistencia de la roca a los golpes de la Picsa): El grado de resistencia 1 a 3 golpes es de 100-250 y la resistencia es R5 por lo tanto 12mpa. R.Q.D: 17. Total 47 RMR = 41-60 Tipo: III regular. Tope/Cx + 25-30 metros (caja norte). Rumbo: S85ºW. Buzamiento: 77ºNE. Rumbo de la fractura: N55ºE. Buzamiento de la fractura: 66NE Espaciamiento medio de las Disct. (mm): 30-60-25 mm. Persistencia (m): 4 Apertura: 1mm Relleno: suave <5mm = 1 Rugosidad: 5 ligero Intemperismo: 5 Agua: 15. Mpa (grado de resistencia de la roca a los golpes de la Picsa): El grado de resistencia 1 a 3 golpes es de 100-250 y la resistencia es R5 por lo tanto 12mpa. R.Q.D: 13. Total 56 RMR = 41-60 Tipo: III regular. Tope/Cx + 25-30 metros (caja sur). Falla en el techo: tope crucero + 25m. Rumbo de la falla: N65ºW. Buzamiento de la falla: 56ºNE. RMR: MF/P. Tipo: Mala. CUADRO Nº 3 Estimación en el Terreno de la Resistencia a la Comprensión (Analisis del Pique Carlos Nivel 3125) Resistencia a la Comprensión Uniaxial (Mpa.) Clases Termino Estimación de Resistencia al Terreno R6 Extremadamente Dura El espécimen de roca solo se rompe bajo repetidos golpes firmes de martillo, sonido metálico >250 Muy Dura Requiere algunos golpes firmes de martillo geológico para romper un espécimen de roca intacta. 100-250 R5 R4 R3 Dura Moderamente Dura Con la muestra sostenida en la mano este se rompe bajo un simple golpe de martillo. Abolladuras superficiales firmes golpes de martillo 50-100 (500-1000) Kg./cm2 con 25-50 (250-500) Kg./cm2 R2 R1 R0 Blanda Muy Blanda Extremadamente Blanda Solo cortes superficiales rayadura con cortaplumas. o 5-25 Se fragmenta con un simple golpe de la punta del martillo, puede ser cortada con cortaplumas. 1-5 Puede ser marcada con la uña del dedo pulgar 0.25-1 CUADRO Nº 4 Mapeo Geomecánico en el Nivel 3200: CARACTERISTICAS GL. 210E GL.210W GL.205E N 90º E N 82º E S 77º E 78 ºN 50 ºN 84 ºN Tipo de Estructura Discont. Discont. Discont. Rumbo N 55º W N 60º W N 60º E 82 ºN 53 ºNE 57º NE 350mm 300mm 33mm <1 <1 <2 Tipo de Relleno Panizo Panizo Panizo Resultados (RMR) 41-60 41-60 41-60 Regular Regular Regular Orientacion de la Cara: Rumbo Buzamiento Buzamiento Espaciamiento (mm) Relleno (mm) Clasificacion de la Roca Veta Carmen.- Posee una potencia promedio de 0.11 m de rumbos E-W y buzamientos que van del vertical a los 70 -80 º SW; siendo una veta de composición irregular emplazada en rocas andesititas y granodioriticas, se compone principalmente de Py de 30%; ChPy 15%; Qz lechoso – hialino 40%, otros 15% ( calcosina, tetraedrita, galena, oxidos). Se notan dos grandes arcos simoides en los tajos 755 al 850, los cuales poseen lasmejores leys del nivel. DEFINICION OPERACIONAL Hi: Malla económica de PV favorable, mayor eficiencia en la explotación Variable: A malla económica de PV favorable mayor eficiencia en explotación. Definición Operacional Probar alternativas con varias mallas de PV hasta que resulte económica y variable. Revisión de los reportes de consumo de explosivos, aire comprimido; aceros de perforación, y costos productivos. CRITERIOS DE INCLUSION Y EXCLUSION Inclusión: Se trabajara en tajeos de explotación de vetas angostas, menores a 0.15 m de potencia; y buzamientos mayores de 75º hacia el SUR. Se empleara maquina perforadora Stoper Exclusión: No se trabajara en la veta Barbarita, y en labores de desarrollo ni preparación. No se empleara maquina perforadora Jack-leg., solo en caso de descaje para ampliar el ancho de tajo a 0.8 3.3 POBLACIÓN Y MUESTRA: 3.3.1 Población: el sistema de vetas de Arirahua 3.3.2 Muestra : veta Carmen; tajeo 620- NIVEL 3405 3.4 DIAGNOSTICO GENERAL DE LAS OPERACIONES EN LOS TAJEOS La perforación se inicia a partir de un subnivel con una altura de perforación de 2.30 m.; la perforación es verticalmente o siguiendo el buzamiento de la veta a base de perforadoras stoper con un ancho de minado de 0.40 m., muy importante para controlar las cajas y conservar la ley de mina que oscila entre 9 y 10 g Au/TM. Para ello se debe considerar una buena distribución de taladros, el paralelismo y la longitud del mismo, logrando una uniformidad en los cortes y en lo posible evitar la dilución. 3.4.1 CICLO DE OPERACIÓN EN LOS TAJEOS. 3.4.1.1 PERFORACIÓN Para realizar la perforación en primer lugar se hace el pintado de la malla de perforación de acuerdo al diseño, controlando estrictamente el espaciamiento y el burden en todos los tajeos supervisado por el Ingeniero de guardia y el capataz; a continuación se realiza la perforación siguiendo el marcado de la malla pintada, los taladros son perforados con una inclinación de 80° y a veces se lleva a la verticalidad pero controlando el paralelismo y la profundidad de los taladros que es lo más importante para lograr una buena voladura uniforme y para ello se emplea la máquina perforadora Stoper, con barrenos de 6 pies de longitud, diámetro de 1.5"( 36 mm). La perforación se realiza en forma zig – zag de 2 x 1 con un burden de 0.20 – 0.20 m. y un espaciamiento de 0.26- 0.30 m a 0.25 m dependiendo de la calidad de roca que se tiene. 68 Figura Nº 07 Ciclo de Minado en los Tajeos (Nivel 34 05-Tajo 620) 69 Figura Nº 08 Perforación Realce en los Tajeos (Nivel 3405 -Tajo 620) 2.40metros PERFO R ACI O N R EAL C E E N L O S TAJEO S M A Q U IN A P E R O R A D O R A : S T O P E R T IP O D E R O C A : S E M I D U R A AN C H O D E M INAD O : 0.40m 70 Figura Nº 09: Malla de Perforación en los Tajeos (Burden: 0.20 m y Espaciamiento: 0.26 m ) TRAZOS EN TAJEOS DE 0.40 m. DE ANCHO DE MINADO 5 E B 4 2 L MALLA ZIG ZAG 1 0.40 a 0.40 1 3 4 2 E B 1 5 3 L MALLA 2 x 1 5 71 Figura Nº 10: Corte longitudinal del Perfil del Tajeo 1 .6 0 mt s 8 0º PU NTALES D E LINEA 2 .3 0 M t s ES C ALERAS PA RRILLA 0. . 5 0 m RH 1.00m RELLEN O D ETRITIC O . . . D is e ño : D PTO . M INA I ng . G e nar o V ig ur ia N . Es c ala: 1 /2 5 0 Fe c ha : 2 2 /0 7 /0 5 72 3.4.1.2 VOLADURA Después de la perforación se realiza la voladura, utilizando dinamita, carmex y mecha rápida, tratando de obtener una buena voladura y una mejor fragmentación uniforme con la finalidad de realizar una limpieza rápida del mineral dentro del tajeo, el encendido de la voladura es en un punto cuando se utiliza carmex. Actualmente se viene realizando pruebas de voladura introduciendo el cordón detonante 3P para mejorar nuestra voladura que en un futuro podría estandarizarse su uso. Figura Nº 11 Arranque Utilizado en los Tajeos (Corte Quemado) En la figura se observa el arranque utilizado en los tajeos cuando no se tiene cara libre debido a que se deja puentes para el autosostenimiento de la roca. 73 También se esta utilizando MININEL como accesorio de voladura, que tiene las siguientes características: - Es sistema ventajoso de iniciación frente al tradicional ensamble - Mecha de seguridad - Fulminante común - Conector Figura Nº 12 Accesorio de Voladura MININEL a) Componentes Manguera: la manguera mininel se fabrica utilizando un material termoplástico recubierta interiormente con una sustancia explosiva que al ser activada transmite una onda de choque cuya presión y temperatura son suficientes para iniciar el detonador. Fulminante de Retardo: Posee un elemento de retardo que provoca su detonación en diferentes elementos de retardo con los cuales se puede cubrir las necesidades de la formación de caras libres según sean los casos específicos. 74 Conector Simple: Conector J-Hook diseñado para conectar apropiadamente y de manera segura la manguera del mininel al cordón detonante. Etiqueta: Indica el numero de serie y el tiempo de retardo (ver escala de tiempos). Figura Nº 13 Armado de Malla de Voladura con MININEL b) Especificaciones Técnicas De la Manguera: Material Color Dimensiones Coextruido, termoplástico, flexible y de gran resistencia mecánica Verde hoja Diámetro externo: 2.7mm Diámetro interno: 1.1mm 2.1m 14.0 mg/m ala 16.0 kg Longitudes Carga explosiva Resistencia tracción Velocidad de la onda de propagación de la onda de choque. 2000 m/s 75 Del Fulminante: Texto Letras Naranja negras De la Etiqueta Potencia Carga explosiva Dimensiones Prueba de Esopo Volumen trauzl Resistencia impacto Nº 8 670 mg Long: 68 mm Diámetro: 7.35 mm 10.0 mm 22 cm3 de 2kg/1m- no detona Del Conectador: Color Amarillo Material Polietileno Cuadro Nº 5 Escala de tiempos: Nº de serie 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 Tiempo de retardo 40ms 80ms 120ms 160ms 200ms 250ms 300ms 400ms 500ms 600ms 800ms 1000ms 1400ms 1800ms 2400ms 76 c) Ventajas del MININEL - Por sus retardos incorporados permite incrementar las plantillas de perforación en tajeos y reducir el número de taladros en frentes provocando con ello mejorar la calidad de las voladuras, desde el punto de vista tanto técnico como económico. - Minimiza la ocurrencia de tiros cortados. 77 CUADRO Nº 6: Control Tiempos Tajeo 620 (Tiempos en segundos.) BARRENO DE 2’ NT 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30 31 32 33 34 Camb. /bar. 24 12 15 12 21 20 16 19 20 21 18 15 15 21 19 17 26 14 32 22 29 38 16 23 13 15 12 11 31 20 10 26 19 Posic. /emp. 28 41 55 46 59 53 150 72 26 59 46 88 100 88 162 100 74 40 58 32 124 40 60 27 214 148 118 97 180 204 140 154 76 117 Perf ./Barrido 24 30 28 42 29 24 23 22 20 26 27 21 37 29 54 32 59 34 37 39 40 35 55 42 66 32 39 28 85 26 29 24 28 33 BARRENO DE 4 ’ retiro 5 6 3 4 3 6 5 4 3 6 5 6 7 7 9 6 5 7 5 4 6 5 6 4 4 5 6 5 6 5 5 8 4 7 Camb. /bar. 11 16 12 10 9 12 13 18 12 10 13 10 12 15 13 19 23 24 12 11 13 13 33 15 30 13 14 16 34 14 11 16 11 18 Perf. /Barrido 32 53 38 48 49 54 46 49 57 39 37 36 48 35 45 47 62 48 53 46 48 42 51 49 69 38 49 43 63 38 44 41 42 92 BARRENO DE 6' retiro 4 3 5 6 3 5 4 5 6 7 6 8 5 5 9 7 13 7 9 5 7 4 9 10 6 7 11 5 8 8 8 9 6 5 Camb. /bar. 17 20 19 12 22 31 28 20 13 27 25 12 21 18 20 16 25 19 16 15 20 22 21 23 24 75 20 19 17 24 24 17 14 19 Perf. /Barrido 39 46 52 36 44 38 30 58 50 42 31 25 34 27 30 29 31 28 47 38 37 23 31 34 50 25 29 30 53 40 38 41 34 65 Retiro 7 5 9 5 6 8 4 10 4 8 5 6 6 8 5 4 9 10 5 8 10 5 7 4 15 12 7 8 13 6 6 9 5 7 78 CUADRO Nº 7 Resumen de Perforación PERFORACIÓN Tiempo total de Perforación 3h 11' 40" Tiempo de Perforación Efectiva 1h 08' 35" Número de Taladros 34 Diámetro de Taladro(mm) 38 Total Pies Perforados 180.2 Velocidad de Penetración (pies/min.) 2.02 Tiempo de Perforación / taladro 0h 02' 01" Tiempos Inoperativos 0h 21' 08" CUADRO Nº 8 Resumen de Voladura VOLADURA Avance por Disparo (m) 1.54 Volumen Roto Por Disparo (m3) 5.91 Toneladas Roto Por Disparo (TM) 17.15 Número de Taladros Cargados 34 Número de Cartuchos por Taladro 6 Número de Cartuchos Adicionales (unid.) 0 Peso por Cartucho (Kg.) 0.08 Densidad de Carga (Kg. /m.) 10.59 Número de espaciadores por Taladro 3 79 3.4.1.3 CÁLCULO DE MALLA DE PERFORACIÓN PARA LOS TAJEOS El diseño de mallas de perforación en los tajeos es imprescindible, porque nos permite controlar las cajas y la dilución, manteniendo un ancho de minado de 0.40. El Burden y Espaciamiento esta basado en el modelo matemático de Pearse. COLUMNA DE CARGA: Aquí es importante resaltar tanto la perforación paralela y una buena columna de carga, ya que si no es así podemos dar origen a tiros anillados y/o cortados. Para alcanzar una columna de carga adecuada los explosivos son espaciados entre si por cañas de carrizo de 0.1 m, además controlamos las cajas y el ancho de minado. DISEÑO DE MALLA TAJEO – 620. PEARSE (1955) Utilizando el concepto de la energía de detonación por unidad de volumen obtuvo la siguiente ecuación: B = VK x 10-3 x D x ( PD/RT )0.5 Donde: B = Burden (m). VK = Constante que dependen de las características de las rocas. (0.7 – 1). D = Diámetro del barreno (mm.) PD = Presión de Detonación (Kg. /cm2). RT = Resistencia a la Tracción de la Roca (Kg/cm2). Para hallar la Presión de Detonación usaremos el Modelo Matemático dado por: R. FRANK CHIAPPETTA (Blasting Análisis International, Inc). 80 1. Para taladros completamente llenados ( 100 % Acoplados ): Pb = 1.69 x 10-3 x p x D2 2. Para una columna de carga desacoplada: Pb = 1.69 x 10-3 x p x D2 (rc/rh )2.6 3. Para una columna de carga taponeada y desacoplada: Pb = 1.69 x 10-3 x p x D2 (rc/rh C1/2 )2.6 Donde: Pb = Presión del taladro en PSI. rh = Radio del Taladro en pulgadas. rc = Radio de la carga explosiva en pulgadas. p = Gravedad especifica del explosiva. D = Velocidad de denotación del explosivo en Pies/Seg. C = Porcentaje del total de la columna cargada expresada en decimales. En la Mina se emplea la segunda formula, ya que los taladros son cargados alternadamente con explosivos y espaciadores de 0.1m. (Desacoplada). Pb = 1.69 x 10-3 x p x D2 ( rc/rh )2.6 DATOS: Longitud del taladro (m): 1.55 Diámetro del cartucho (pulg.): 7/8 Numero de cartuchos x taladro (Unid.): 6 Velocidad de penetración (Pies/min.): 2.02 Explosivo: dinamita Semigelatina 65%. Peso x Cartucho (Kg.): 0.08 P = Carga del taladro (Libras)/Volumen de carga (Pulgadas3). P = 1.05 Lb. / 37.8 Pulg3. 81 P = 0.0278 Lb/Pulg3. D = 4200 m/s x 3.3 = 13850 Pies/Seg. rh = 38mm. x 0.039/2 = 0.74 pulg. rc = 37.8mm. x 0.039/2 = 0.737 pulg. Pb = 1.69 x 10-3 x 0.0278 x 138502 (0.737/0.74)2.6 Pb = 8917.5 PSI Pb = 626.9 Kg/cm2. Pb = PD Por lo tanto tenemos: VK = 0.85 D = 38 mm. PD = 626.9 Kg/cm2 RT = 450 Kg/cm2 / 30 = 15 Kg/ cm2. La Roca Andesita (considerada en tablas moderadamente dura y/o intermedia de acuerdo a la velocidad de penetración del taladro), su Resistencia a la Compresión es 450 Kg/cm2. Y su Resistencia a la Tracción es 1/30 del coeficiente de Compresión. B = VK x 10-3 x D x ( PD/RT )0.5 B = 0.85 x 10-3 x 38 x (626.9/15)0.5 B = 0.20m. Fig. Nº 14 Malla de perforación y ancho de minado 0.20 m. 0.20 m AM = 0.4m 82 Figura Nº 15 Preparación de los tajeos 60 m. 50 m NIVEL SUPERIOR 3565 SUB NIVEL NIVEL INFERIOR 3415 TAJEO 430-A VETA BARBARITA Geo. UNIVERSIDAD NACIONAL DELALTIPLANO FACULTAD DE INGENIERA DE MINAS Top. Fecha: Octubre 2001 Dib, Bachiller. E. Zevallos.G. LAMINA TAJO EN PREPARACION 430 2 Figura Nº 16 Avance de Exploración en el tajo 60 m. 50 m Nv 3565 2.30 Nv 3415 83 3.4.1.4 JUEGO DE BARRENOS EN PERFORACION DE TAJEO EN VETA CARMEN.a) barreno patero de 2 pies, diámetro de 41 mm b) barreno seguidor de 4 pies diámetro de 38 mm c) barreno pasador de 6 pies diámetro de 36 mm. d) tipo de roca andesita alterada a propilitica. DATOS TÉCNICOS DE LA PERFORADORA-STOPER NEUMÁTICA PLS 2495 (PRESIÓN DE AIRE 5 BAR) Número de identidad 64 242 017.02 Peso (kg / lbs) 35 / 76.5 Longitud contraída (mm / ft.) 1630 / 5 1/2 Extensión (mm / ft.) 950 / 3 1/8 Longitud extraída (mm / ft.) 2580 / 8 ½ Golpes por minuto 2500 Diámetro del émbolo (mm / inch) 80 / 3 1/6 Carrera del émbolo (mm / inch) 60 / 2 1/3 Presión de trabajo (bar / psi) 4 - 6 / 60 - 85 Recomendado 5 / 75 Consumo de aire (m3 min-1 / cfm) 4.2 / 150 Tipo de silenciador integrado Casquillo de enchufe hexagonal 22x108 / 7/8”x4 1/4” hex Lubricadores recomendados PLO 10 (contenido 1 litro) PLO 20 (contenido 2 litros) Mangueras: aire (mm / inch) 25 / 1'' diámetro interior agua (mm / inch) 13 / 1/2'' 84 Figura Nº 17 Posición de la perforadora de Stoper y juego de barras en tajeo 85 Fig. Nº 18 Posición correcta del operador de Stoper 86 3.4.1.5 CLASES DE EXPLOSIVOS UTILIZADOS EN LOS TAJEOS DE CARMEN SECCIÓN 1 – IDENTIFICACIÓN DE LA COMPAÑÍA Y PRODUCTO Compañía : EXSA S.A. Dirección : Antigua Panamericana Sur km 38,5 ; Lurín - Lima 16 Teléfono de emergencia : 315 7000 (local) – 01/315 7000 (nacional) ++ 51-1/315 7000 (internacional) Nombre del producto : EXAGEL-E Nombre genérico : Emulsión explosiva N0 O.N.U. : 0081 N0 Clase <: N0 MSDS : E-112 Edición : 03 Emitido : 2002-05-15 Preparado por : Gerente de Operaciones 1.1D SECCIÓN 2 – COMPOSICION E INGREDIENTES Ingredientes Nitrato de amonio Nitrato de sodio N0 CAS 6484-52-2 7631-99-4 PEL (OSHA) No establecido TLV (ACGIH) No establecido No establecido No establecido 5 mg/m3 10 mg/m3 Emulsificante - Hidrocarburo líquido - No establecido No establecido 9003-35-4 No establecido No establecido Microesferas de vidrio CAS : Chemical Abstrac Service PEL : Permissible Exposure Limit (Límite de Exposición Permisible) OSHA : Occupational Safety and Health Administration TLV : Threshold Limit Value (Valor Límite Tolerable) ACGIH : American Conference of Governmental Industrial Hygienists 87 SECCIÓN 3 – IDENTIFICACION DE LOS PELIGROS Peligro para la salud de las personas. Inhalación : No conocidas Contacto con la piel ú ojos Ingestión : Ingestión Puede causar irritación. : Puede producir irritación, cianosis, nauseas; vómitos y en el peor de los casos muerte. : Absorción por la piel No conocidas : Efectos de sobre exposición en periodos largos No hay evidencias : Puede producir suave irritación de las mucosas y tos. Efectos de sobre-exposición aguda puntual : No conocidas SECCIÓN 4 – PROCEDIMIENTOS DE EMERGENCIA Y PRIMEROS AUXILIOS Inhalación : No aplicable Contacto con la piel ú ojos : Lavar con agua el área afectada por lo menos por unos 15 minutos. Ingestión : Si la víctima está conciente dar de beber abundante agua fresca, sin producir vómitos. Conseguir atención médica. SECCIÓN 5– PROCEDIMIENTOS EN CASO DE FUEGO Y EXPLOSION Procedimientos especiales de lucha contra incendio: Retirar al personal inmediatamente a un lugar seguro. Combatir el fuego solo al inicio (amago de incendio). De ser posible remover o trasladar los envases o recipientes cercanos, que contengan material explosivo a un lugar alejado de la zona de fuego. En caso de incendios ya declarados no combatir el fuego, cuando involucra materiales explosivos. Emplear preferentemente agua como medio de extinción. Los demás medios de extinción son de efectos limitados para fuegos incipientes, pues los materiales explosivos contienen en su composición el oxígeno necesario para su combustión. Evitar la inhalación de los humos generados por fuego. Emplear equipo de respiración autónoma aprobado por NIOSH/MSHA, si es indispensable ingresar en lugares cerrados con presencia de estos humos. 88 Riesgo de explosión : Puede explotar bajo indeterminadas condiciones de fuego y/o golpes. Evitar cualquier exposición a estas condiciones. SECCIÓN 6 - PROCEDIMIENTOS EN CASOD E DERRAMES O FUGAS Pasos a seguir en caso de derrames: Barrer y recolectar todo el material derramado inmediatamente, utilizando herramientas antichispa (p.e. madera, paja, etc). No permitir fumar o generar fuego abierto cerca del sitio del derrame. Informar al personal especializado y a las autoridades pertinentes. Solo personal entrenado y autorizado deberá actuar en emergencias. SECCIÓN 7 – MANIPULACIÓN Y ALMACENAMIENTO Almacenamiento : De acuerdo a disposiciones legales, los almacenes de explosivos deben ser ambientes frescos, secos y bien ventilados que cuenten con la infraestructura de seguridad establecida y destinados para este uso exclusivo. Los explosivos nunca deben colocarse junto a fuentes de calor, máquinas o vehículos en operación, materiales combustibles o inflamables, líneas eléctricas, ni en viviendas o centros de trabajo aún en forma temporal. Manipulación :Todos los explosivos sin excepción alguna, deben ser manipulados solamente por personal competente y autorizado. Lavarse las manos antes de comer, beber y fumar. SECCIÓN 8 – CONTROL DE EXPOSICIONES PROTECCIÓN PERSONAL Ventilación : Normal Protección respiratoria : No aplicable Guantes protectores : Usar guantes de neoprene directamente la emulsión. Protección visual Utilizar gafas protectoras. : para manipular SECCIÓN 9 – PROPIEDADES FÍSICAS Y QUÍMICAS Apariencia Color y olor Densidad, g/cm3 pH : : : : Pasta consistente normal Color blanco amarillento; olor tenue a hidrocarburo 1,10 – 1,20 5,5 – 7,0 89 SECCIÓN 10 – ESTABILIDAD Y REACTIVIDAD Estabilidad : Materiales a evitar : El producto es estable a las condiciones almacenamiento y manipuleo recomendadas. de Evitar toda contaminación especialmente con ácidos, álcalis, peróxidos y cloratos. Productos de descomposición : Al quemarse con otros materiales produce óxidos de nitrógeno y carbono. SECCIÓN 11: INFORMACIÓN SOBRE TOXICIDAD Niveles de toxicidad : No existen datos sobre niveles de toxicidad por inhalación Normal o absorción cutánea. Eventualmente puede presentarse una ligera irritación de piel y ojos por contacto. SECCIÓN 12 – INFORMACIÓN ECOLÓGICA Persistencia y degradabilidad Ecotoxicidad : : Biodegradable No presenta problema ecológico, si se realiza una correcta disposición de los desechos. Efecto en la vida acuática animales y plantas : No se han registrado datos SECCIÓN 13 – CONSIDERACIONES PARA SU DISPOSICIÓN Desechos, residuos : Incineración del material muy disperso sobre un lecho de material combustible (no inflamable) en espacios abiertos, sin ningún tipo de confinamiento y bajo supervisión permanente. Embalajes contaminados : Incineración en espacios abiertos. SECCIÓN 14 – INFORMACIÓN SOBRE TRANSPORTE DOT N0 O.N.U. N0 Clase : : Explosivo 0081 : 1.1D SECCIÓN 15 – INFORMACIÓN SOBRE REGULACIONES Normas internacionales aplicables : Ninguna Normas nacionales aplicables : Reglamento de control de explosivos de uso civil (D.S. 019-71/IN). Reglamento de seguridad e higiene minera (D.S. 046-2001-EM). 90 SECCIÓN 16 – OTRAS INFORMACIONES Toda la información, dato o sugerencia manifiesta por EXSA S.A. respecto de sus productos, está basada en el mejor conocimiento de esta en el momento. EXSA S.A. no tiene influencia en el uso, proceso y aplicación de los mismos por parte de los compradores y consumidores. EXSA S.A. no aceptará en ningún caso, responsabilidad alguna por los resultados obtenidos, ni por los inconvenientes, daños y perjuicios directos e indirectos, así como por las consecuencias resultantes del uso de los mismos. Por tales razones, los compradores y consumidores, asumen todos los riesgos, responsabilidades y obligaciones por pérdidas y daños derivados del manejo y uso de nuestros productos sin excepción alguna y serán los únicos responsables de los resultados obtenidos del almacenamiento, manipuleo o uso del producto así como del manejo de la información o las recomendaciones referentes al mismo, sea solo o en combinación con otras sustancias. 91 CAPITULO IV 4.1 METODOLOGIA 4.1.1 Tipo o diseño de investigación.- Exploratoria y Descriptiva. 4.1.2 Diseño de Investigación: Experimental. 4.1.3 Técnicas: - Pruebas con tres clases de mallas de perforación y voladura. - Control del paralelismo de la dirección de los taladros. Paralelismo de taladros. Se debe guardar el paralelismo entre taladro y taladro así mismo los taladros deben mantener la dirección y usamiento de la veta para lo cual deben utilizar mínimo 2 atacadores. Si esto no se hace se presentarán los problemas más conocidos como tiros cortados, soplados, anillados y el ancho de minado mayor. 92 Control de parrillas Nuestras ventas tienen de 0.05 a 0.15 mts., por lo que se utilizan parrillas para controlar la dilución ocasionada por la sobre rotura y para evitar el paso de bancos deben estar colocados con una abertura de 4” entre parrilla y parrilla, en los buzones y buzón/camino de los tajos. - Control de la profundidad de los taladros: 1.60 m - Control de la cantidad de explosivos y Factor de potencia: - Control del uso de detonadores no eléctricos, en función a la comparación de resultados. Uso de detonadores no eléctricos Exel con fulminante nº 12 y cebado en cartuchos de dinamita cuyo diámetro es 1” y 1/2 x 8”, Semexa de 65%, otorgando mayor potencia en la iniciación de la columna explosiva y mejorando la eficiencia en la fragmentación, llegando al ancho de rotura entre 0.4 - 0.5 m. en forma normal - Uso de espaciadores en la columna explosiva. Se usa 3-4 espaciadores de carrizo, cada uno de 10 cm. 4.1.4 Uso de Tacos de arcilla. Procedimientos: Estudio geológico de las características de la veta, en mineralogía. La mineralogía de las estructuras es bastante simple ya que no hay gran variedad de minerales. Minerales primarios: formado por cuarzo, pirita, calcopirita, tetraconita, escalerita, galena, etc. 93 Minerales de enriquecimiento supergénico: formado por calcosina, bormita, novelita y con óxidos de limonita. El enjambre mineralógico para el yacimiento de Arirahua es pirita, calcopirita, oro, este último se presenta en partículas finas, siendo imposible distinguir a simple vista. La asociación Qz – Py – ChPy es buen control con altos valores de oro. La Vuggy Silica, resulta un buen control, dando buenos valores. Los simoides con Qz Hialino se presentan como un buen control. La presencia de Pirita Cristalizada es un mal control. La presencia de Calcosina y Calcopirita es un buen control. CUADRO Nº 9 Mineralogía MINERALES DE MENA NOMBRE Oro Galena Calcopirita Calcosina Galena Escalerita Tetrahedrita FORMULA Au S2Fe S2CuFe SCu SPb (Zn,Fe)S Sb4S13(Cu,Fe,Zn,Ag)12 MINERALES DE GANGA Nombre FORMULA Calcita CO3Ca Malaquita Co3Cu2(OH)2 Azurita (CO3)2Cu3(OH)2 Turmalina (AlSiO9)3WX3B3Al3.(O,Oh,F)4 Limonita FeO(OH).nH2O + Fe2O3.nH2O Hematita Fe2O3 94 Alteraciones Basándonos en la composición Mineralógica del Protolito como una Andesita se podrían deducir los minerales de alteración de la siguiente manera: DE Plagioclasas A Sódico – Sericita, Arcillas (Illita, Smectita) Cálcicas Vidrio Volcánico Clorita, Smectita Olivinos Clorita, Pirita Hornblenda Biotita Secundaria Alteración Propílica: Es la alteración mas abundante sobre las Andesitas, se da con el ensamble (Clorita, Epídota, Pirita). Alteración Argílica: Se caracteriza por la presencia de arcillas tipo Caolín, con el ensamble (Caolín, Illita, Montmorillonita); se le encuentra ligada y cercana a la veta. Sericitización: Se le encuentra en un grado intermedio a avanzado, con el ensamble Sericita, Pirita, Cuarzo. Silicificación: Alterando principalmente la matriz, dando dureza a la roca. Zoneamiento Se pudo observar dos claros zoneamientos en las vetas estudiadas: Una primera pulsación mineralizante, compuesta de una solución de Cuarzo Primario, emplazado en las fallas pre-minerales, donde en algunas ocasiones, forman Vuggy sílica, al encontrar espacios de cristalización con 95 presencia de gases, y en otros en forma masiva, rellenando completamente la falla pre-mineral. Una segunda pulsación compuesta por sulfuros y nativos como el oro y la plata, que en algunas ocasiones se encuentran asociados, es el caso de la plata en la tetrahedrita. Esta pulsación se emplaza aprovechando las cavidades dejadas por la primera pulsación. Se presume que el intervalo geocronológico entre estas dos pulsaciones no pudo haber sido muy largo, debido la presencia de poco Qz cristalizado, presentándose en forma masiva principalmente, lo que da a entender una mineralización constante en ese estadío e inclusivo llegándose a presumir mas de dos zoneamientos en las etapas de mineralización, para o cual se recomienda un estudio geoquímico-termogeológico, para determinar temperaturas de formación. El Sistema de Zoneamiento se da de la siquiente forma: Zona Óxidos: 150 mts. Aprox.- Zona de Eriquecimeinto Supergénico: 40 mts Aprox. Zona de Sulfuros Primarios: 60 mts. Aproz Zona de Sulfuros Secundarios 500 mts. Aprox. CUADRO Nº 10 Diseño de mallas de perforación POR PEARSE B=KV*10^-3*D*(PD/RT)^0.5 VARIABLES Bourdem Factor de volabilidad de la roca Diametro del barreno. Presion de detonacion. Resistencia d la traccion de la roca. UNIDADES M VALOR NUMERICO B= 19 Mm Kg/cm^2 K= D= PD= 0,80 38 621,75 Kg/cm^2 RT= 16,67 96 R.F RANK CHIAPETTA Para una columna desacoplada PD=1.69*10^3*b*D^2(rc/rh)^2.6 Rh(Pulg) Rc (Pulg) D(Ft/seg) (rc/rh)^2.6 longitud de cartuchos Cm longitud de espaciadores Cm # de cartuchos # de espaciadores volumen de carga(Pulg^3) peso de carga(Lb) 0,77 0,74 13779,53 0,92 17,78 Densidad por cartucho(b) 0,030 Calculo de detonación presión PD= PD= 10 7 5 41,30 1,23 de 8843,31 621,75 PSI Kg/cm^2 K=1.96-0.27Ln(ERQD); ERQD=JSF*RQD RQD(%) JSP K= 80 0,91 0,80 K= 0,80 (Para andesita la resistencia a la compresión 500Kg/cm^2) ( según manual de exsa es la 1/30 parte de RC) 16,7 Kg/cm^2 RC= RT= RT= Bourdem B= B= 0,19 19 m cm 97 Calculo de la carga explosiva, para cada alternativa. Se observa en el siguiente cuadro: CUADRO Nº 11 Costo de Perforación y voladura COSTO DE PERFORACIÓN Y VOLADURA FECHA ...... 31.03.07 Nro Taladros Profundidad LABOR...tj..620 30 1.64 Pies perforados VETA.........CARMEN 5.46 163.8 Total pies Taladros TURNO............DIA DESCRIPCION MAQ. STOPER BROCAS BARRAS ACEITE ( tal. * P.U.) DIN. EXADIT 65 % DIN. SEMEXA 65 % DIN. SEMEXA 80 % EXAGEL 80% EXAGEL 65% EXAMON P FAMECORTE DETONADOR ENSAMBLADO LONGITUD MECHA RAPIDA LONGITUD GUIAS EXEL FULMINANTES COR. DETONANTE TOTAL Cargados UNID. PIES PIES PIES LT. CT. CT. CT. CT. CT. KG. PZ. PZ. 30 PESO 30 Kg. *** *** *** 0.078 Kg. 0.081 Kg. 0.086 Kg. 0.139 Kg. 0.131 Kg. 1 Kg. *** CANTIDAD 163.8 163.8 163.8 30 0 116 0 0 29 0 KG. EXPLO. TOTAL 0 9.396 0 0 3.799 0 *** *** P. U. 0.067 0.0059 0.0502 0.054 0.144 0.166 0.208 0.292 0.257 0.693 0.921 0.553 10.975 0.9697 8.2162 1.62 0 19.256 0 0 7.453 0 0 0 *** 0.301 0 *** *** *** *** 0.107 1.019 0.107 0.146 0.535 30.57 0.214 8.03 *** MTS MTS PZ. PZ. MTS *** *** *** *** *** *** 5 30 2 55 *** *** DISTANCIA DISPARADA. .................. ANCHO . ........................................... EXPLOSIVOS KG. ............... 13.195 13.30368 TON. MINERAL. ................. FACTOR KG/TN.. .................. COSTO US $ /TN…………… OBS. RESPONSABLE: 0.991830832 6.602 O.TEJADA 5.2 0.52 87.83 98 Ejecución de perforación con la primera alternativa, segunda y tercera; se presentará en el siguiente capítulo de resultados. Obtención de resultados. Evaluación de resultados esperados y satisfactorios, según la productividad. Toma de decisiones, según la malla económica., a adoptarse. Aceptación de la malla con resultados favorables economía estratégica de la empresa. 4.1.5 Instrumentos: Ley de corte o Cutt-off económico y variable. Potencia de explosivos y accesorios. Consumo de aire comprimido por cada disparo Rendimiento de Aceros de perforación. Perforadora Stoper, brocas y barras. Clasificación geomecánica de rocas. a la 99 CAPITULO V 5.1 RESULTADOS, DISCUSION Y COMENTARIOS INVESTIGACION Foto Nº 01: Indicación del burden DE LA 100 Foto Nº 02: Indicación de Espaciamiento Foto Nº 03: Malla de perforación 101 Foto Nº 04: Resultado del disparo en veta angosta Foto Nº 5: Ejecución de Perforación 102 Foto Nº 6: Cartuchos de dinamita semexa de 65%, utilizado para cebo Foto Nº 7: Mostrando la caja de dinamitas y emulsión 103 Foto Nº 8: Ancho de minado como resultado de la voladura Foto Nº 9: Ancho de minado y mostrando el relleno en tajo 104 Foto Nº 10 : Ancho de minado mostrando la limpieza con rastrillo o scraper Foto Nº 11: Winche eléctrico 105 RESULTADOS: DETERINACION ECONOMICA DE LA MALLA DE PERFORACION Y VOLADURA Comparación de los costos de la Empresa Arirahua U.P. Barreno, según manual de estándares – Mina 2006. Factor de carga permitido en tajeo: 1.95 kg/TM (anterior). En la tesis el factor de carga calculado = 0.9 kg/TM (actual) Costos unitarios según estándares = US$ 9.98/TM Diferencia según el cuadro Nº 11 : US$ 3.38/TM, significa que mejoró la eficiencia. 106 CUADRO Nº 12 COMPARACIÓN DE COSTOS PARA DETERMINAR LA MALLA ECONÓMICA Alter. B m. S m. 1 0.2 0.2 2 0.25 0.25 3 0.3 0.3 Malla m² Pies Prof. Tal 100 5.46 546 0,067 36.58 0.4 Empresa Triang. 80 5.46 436.8 0,067 29.26 0.5 Planteada Triang. 60 5.46 365.8 0,0.67 24.50 0.4 Planteada Zigzag Pies Perf. Costo x pie Cost/Ala Eficiencia Ancho de minado Result. m Nº Tal/ala Obs. 107 Considerando la frecuencia de ley (12.92 g Au/TM); potencia de veta, según alternativas, referido a ley de corte, para una ala de 20 m. Aplicando la fórmula: LM (Li Pi Ii Pi Ii Donde: Lm = Ley media (diluida) g Au/TM Li = ley individual de muestra g Au/TM Pi = potencia de veta (m) Ii = Longitudes de dominio. (20 m) Determinación del Cutt – Of (Ley de corte) Fórmula: Cutt - off = C P RM Donde: C = costo US $/TM P = precio del oro US$ 655.00 RM = es la recuperación metalúrgica del oro = 0,83 Cutt - off = C US$ 59.56/TM = = 0.1089 Oz/TM (3.376 g Au/TM) US$ 655 0.83 P RM 108 CUADRO Nº 13 DETERMINACIÓN DE LA MALLA ECONÓMICA Alter. B m. S m. Ley muestra g Au/TM Potencia Veta/m Longitud Ala (m) Ley diluida g/Au/TM Ley de corte g Au/TM 1 0.2 0.2 12.92 0.08 20 5.16 3.376 Pesimista Rediseñar 2 0.3 0.3 12.92 0.08 20 3.44 3.376 Pesimista Rediseñar 3 0.4 0.4 12.92 0.08 20 2.58 3.376 Pesimista Rediseñar 4 0.2 0.2 12.92 0.15 20 9.69 3.376 Optimista Adecuado 5 0.25 0.25 12.92 0.15 20 7.75 3.376 Optimista Óptimo 6 0.3 0.3 12.92 0.15 20 6.46 3.376 Optimista Adecuado 7 0.35 0.35 12.92 0.15 20 5.53 3.376 Optimista Adecuado 8 0.4 0.4 12.92 0.15 20 4.8 3.376 Optimista Rediseñar Análisis Observaciones 109 CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES CONCLUSIONES 1. La malla económica para una buena eficiencia es de 0.30 x 0.30 m² en forma triangular. 2. La potencia de la beta angosta para aplicar la malla económica de 0.3 m x 0.3 m, debe oscilar alrededor de 0.15 m. 3. La ley diluida para la malla económica calculada, resulta de 6.46 gr Au/TM, siendo superior a lo esperado. 4. La Ley de corte para el tajeo de la veta Carmen es de 0.10 Oz Au/TM (3.37 g Au/TM). 5. El factor de potencia calculado fue de 0.9 kg/TM. RECOMENDACIONES: 1. Aplicar la malla económica triangular de 0.30 m x 0.30 en vetas angostas mayores a 0.08 m de potencia. 2. El avance en el tajo de 20 m de ala de Veta carmen debe realizarse por tramos cortos de 5 m aproximadamente a fin de elevar la eficiencia, tal consta en los cálculos respectivos. 3. Tener cuidado en los cortes en el tajo para evitar la dilución excesiva. 4. En el tajeo de veta Carmen, no se puede estandarizar la malla económica debido a la variación de la potencia y dilución. 5. Recomiendo usar malla triangular en lugar de la malla en zig-zag. 110 BIBLIOGRAFÍA 1. Dr. Calvin J. Konya y Enrique Albarran N. Ing.: Diseño de Voladuras. Ira Ed. Diciembre 1998. Ediciones Cuitatl-México. 2. V Simposium Internacional de Perforación y Voladura de Rocas UNILIMA Julio de 1999. 3. López Jimeno: Manuel de Perforación y Voladura de rocas. España 1998 Y 2003 4. VIII - Simposiurn internacional de Perforación y Voladura de Rocas UNILima-2005. 5. Curso Nacional de Perforación y voladura de rocas en mejora continua. INTERCADE- Octubre 2005- Lima. 6. Mckenzie Cameron PhD “Desempeño de Explosivos y Diseño de Precorte. 1ª curso Internacional de voladura de rocas- Universidad Nacional Santiago Antunez de Mayolo- Huaraz – noviembre-2006. 7. Francia S. Carlos “Alternativas para reducción de Vibraciones: pre-corte diapositiva- 43 en 1ª curso Internacional de voladura de rocasUniversidad Nacional Santiago Antunez de Mayolonoviembre - 2006. Huaraz – 111 ÍNDICE Pag.