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INTRODUCCION
El consumo de explosivos en una mina que tiene una roca
muy dura (180 – 250 Mpa), el costo de explosivos oscila entre US$
0.24 a 0.26 $/ton estas cifras son influenciadas por tres factores; la
malla de perforación, tipo de explosivo (ANFO Pesado), y el
diámetro del taladro.
El departamento de Perforación y Voladura, solicita a
Geología y Geotecnia que interprete las áreas que serán minadas;
determinando de esta manera el tipo de roca predominante en cada
corte, la información litológica es crítica, pues ella tiene una gran
influencia en el pronóstico de aceros de perforación y consumo de
explosivos.
GENERALIDADES
UBICACIÓN Y ACCESO
El yacimiento minero de Cerro de Pasco es conocido desde épocas muy
remotas por la mineralización de Ag, y fue solo hasta este siglo, que se inició una
explotación activa con una serie de interrupciones que continua hasta el presente
políticamente pertenece al distrito de Yanacancha y Simón Bolívar, provincia de
Cerro de Pasco, está localizado al NE de la ciudad de Lima, en las estribaciones
occidentales de la cordillera Central de los Andes Peruanos.
Geográficamente se ubica entre las coordenadas 10º42' de latitud sur. y 76°
15" de latitud W . En coordenadas UTM la ubicación será: 8819,500 Norte a 363000
Este. La altitud media es de 4334 m sobre el nivel del mar.
Acceso
Las vías de comunicación al yacimiento son:
- Carretera Central: Lima Oroya-Cerro de Pasco, desarrollo de 315 Km.
- Carretera afirmada: Lima-Canta-Cerro de Pasco, longitud de 410 K- Vía férrea:
Lima-La Oroya-Cerro de Pasco.
CLIMA.- La región tiene un clima frío, el mismo que es conocido como “PUNA”; se
alternan periodos secos y lluviosos.
Periodo seco con bajas temperaturas de hasta –12ºC entre los meses de
Mayo a Octubre.
Periodo de lluvia con temperatura máxima hasta 10º C entre los meses de
Noviembre y Abril.
FLORA Y FAUNA
La flora del lugar es pobre, la superficie se encuentra cubierta de pastos
naturales o llamado “ichu”.
En cuanto a la fauna cuenta con una cantidad considerable de
ganado ovino, camélidos, vacuno y algunas aves propias de la zona.
ESTRATIGRAFÍA
El distrito minero de Cerro de Pasco está conformado por varios yacimientos
siendo el principal y de mayor dimensión el depósito que alberga la mineralización de
Pb- Zn y Ag.
Los yacimientos minerales se han formado en el lado Este y Sur del
antiguo volcán de Cerro de Pasco (rocas volcánicas y calizas), teniendo
como basamento a las filitas Excélsior, continuando hacia el Este en las
calizas Pucará.
GRUPO PARIA Ó PUCARÁ
Está constituido por calizas de color gris oscuro a negro parduzco con
intercalaciones de lutitas, calcáreas, nódulos de chert, con rumbo N20º W y
buzamiento vertical que se presenta en capas de 0.10 a 0.50 m de espesor con una
potencia total de 2.000 mts.
De acuerdo a la edad en este grupo se distinguen a su vez, tres sub-divisiones:
Formación Golliarisquizga, formación Pocobamba todas correspondiente a una facie
de deposición estrictamente marina.
FORMACIÓN CHAMBARÁ
Es la más antigua del distrito y expone a los pisos calcáreos de la edad Triásico
Superior: Carniano, Noriano y Retiano.
Entre los fósiles clasificados por Lisson, SteinmanJenks y Megard, se ha Identificado
en el presente estudio a las siguientes especies:
Myophorias parecidas a la M. LissonStein (Fig. 57) y a la Pascoensis (Fig. 56) de los
pisos Carniano - Noriano.
J.L. Guizado - identificó además a las siguientes especies pertenecientes a los pisos
Noriano - Retiano.
Chartronella pacífica (Jaworski) ( Fig. 6OA),
Énciclus a H. Harriconi Cox (Fig. 352-A - 354-E)
GEOLOGÍA ESTRUCTURAL
Plegamiento
En general, el distrito se caracteriza por presentar pliegues paralelos que arrumban al
N y cuyos planos axiales están inclinados al E . La intensidad del plegamiento
regional se incrementa hacia el E en la cercanía a la falla longitudinalEntre las
estructuras más importantes tenemos:
ESTRUCTURA DOMAL REGIONAL, que es la más septentrional de los tres
domos identificados en el Perú central.
ANTICLINAL DE CERRO DE PASCO, que es un anticlinal de doble hundida
en el que la elevación máxima de su núcleo, probablemente, estuvo ubicada
al S del cuello volcánico.
SINCLINAL CACUAN- YURAJHUANCA, situado al W del anticlinal de Cerro
de Pasco.
SlNCLINAL YANAMATE- COLQUIJIRCA, situado al E del anticlinal de Cerro
de Pasco.
Localmente, la dirección regional N-S ha sido interrumpida por pequeños pliegues
transversales de rumbo E-W y buzamiento al N, que se ubican al E del cuello
volcánico. Pertenecen a este grupo de estructuras regionales, pliegues y fallas
longitudinales, se hayan comprimido e inflexionado más intensamente que en las
zonas al N y S del cuello volcánico. Pertenecen a este grupo de estructuras el Domo
de Patarcocha, el sinclinal Matagente y otros pliegues paralelos.
FRACTURAMIENTO: En el distrito minero se han identificado 8 conjuntos de
fracturas, siendo las más importantes las siguientes:
Fallas Longitudinales, a este conjunto pertenecen las fallas
longitudinales de Cerro de Pasco que son paralelas al
plagamientoregional; con rumbo al N y buzamiento entre 60° y 65° al E.
su desplazamiento es en sentido inverso y Tiene un ancho de más de
100m.
Fallas oblicuas al plegamiento regional, a este conjunto pertenecen
los sistemas de fracturas Huislamachay - Yurajcancha de rumbo NW,
y la falla Yurajhuanca de rumbo NE. El primer conjunto a desplazado al
plegamiento regional y a las fallas longitudinales, siendo es
desplazamiento del bloque N hacia el NW. Son las fallas pre minerales.
Fallas Transversales al Contacto W del cuerpo de silica-pirita, de rumbo
EW, convergentes en profundidad y que albergan a la mineralización de
Cu.
Fallas Oblicuas a los pliegues transversales, de rumbo NW, que han
sido mineralizadas con esfalerita, galena y que constituyan el sistema de
vetas mina.
MINERALERALIZACIÓN
1. Cuerpo de Sílica-Pirita
Está localizado en la zona de contacto volcánico-caliza, al E del cuello volcánico,
con forma de cono invertido achatado.
- En superficie presenta una forma lenticular, con dimensiones de 1 800 m en
sentido N-S y de 300 m en sentido E-W, en general buza 70o al W. Hacia el S el
cuerpo se divide en dos apófisis, uno que sigue el contorno del cuello volcánico
entre sedimentos paleozoicos y los volcánicos mismos; y el otro que sigue la falla
longitudinal entre calizas Pucará.
2. Cuerpos y Vetas de Pb-Zn
- La mineralización de Pb-Zn se presenta como: cuerpos irregulares,
vetas y mantos.
- Los cuerpos irregulares constituyen el mayor volumen de
mineralización y generalmente se sitúan en el contacto del cuerpo de
sílica-pirita con las calizas Pucará. En conjunto tienen la forma de un
cono invertido achatado incluído en otro cono mayor, el del cuerpo de
sílica-pirita.
3. Vetas y Cuerpos de Cu-Ag
- Las vetas de Cu-Ag tienen un rumbo dominante E-W, extendiéndose
desde el cuerpo de sílica-pirita hasta el mismo cuello volcánico, donde
cortan al aglomerado e incluso a los diques de monzonita cuarcífera. Las
fracturas ubicadas al N buzan al S, y las ubicadas al S buzan al N;
gradan en potencia de pocos centímetros a 2 m. Sus longitudes varían
entre 500 y 1 000 m.
CONTROLES DE MINERALIZACION
Se han determinado los siguientes controles de mineralización por tipos de
depósito.Para los cuerpos de Pb-Zn los controles son:
El contacto del cuerpo de sílica-pirita con las calizas Pucará,es notoria la
continuidad de los cuerpos mineralizados siguiendo la línea del contacto,
inclusive las inflexiones del mismo.
El fallamiento Longitudinal, que permitió el ascenso de las soluciones
mineralizantes que formaron los cuerpos de sílica-pirita y los cuerpos de
Pb-Zn aprovechando los contactos fallados existentes.
Los cuerpos tubulares (pipes) de pirrotita, que siempre se encuentran
ubicados en la parte central de los grandes cuerpos de Pb-Zn.
Para la mineralización de Pb-Zn en caliza el principal control es la caliza
dolomítica con venillas de siderita y dolomita en donde se concentra la
mayor mineralización; en vez de la caliza gris oscura a negra con venillas
de calcita que es estéril.
Para las vetas de Cu-Ag dentro del cuello volcánico el control son las vetas
de rumbo E-W convergentes en profundidad.
Para los cuerpos de Cu-Ag los controles son el cuerpo de sílica-pirita y la
intersección ó acercamiento de las vetas que configuran chimeneas
mineralizadas que siguen la inclinación (plunge) de la intersección.
Para el cuerpo de Ag-Bi el control es el contacto entre los cuerpos de Pb-
Zn y las calizas Pucará.Esta mineralización, genéticamente, está
relacionada a la mineralización de Cu-Ag que a la de Pb-Zn.
Para los cuerpos supérgenos de Cu el control fue la variación del nivel
freático en el tiempo, que determinaron los diferentes niveles de
deposición de la mineralización.
MINERALOGÍA
- La composición mineralógica por tipo de depósito es:
Cuerpos de Pb-Zn
- Esfalerita Galena Marmatita- Pirita Pirrotita Marcasita- Magnetita Argentita Polibasita- Pirargirita Hinsdalita Tetraedrita- Tenantita Covelita Calcosita- Calcopirita Gratonita Jamesonita- Realgar Oropimente Arsenopirita- Revoredorita Azufre Siderita - Dolomita Sílice Vivianita- Bournonita Emplectita Bismutinita- Casiterita Galenobismutinita Aikinita
Vetas y Cuerpos de Cu-Ag
- Enargita Luzonita Pirita- Cuarzo Esfalerita Galena- Marcasita Tenantita Tetraedrita- Calcopirita Bornita Calcosita- Covelita Famatinita Bismutinita- Wolframita MineralesAu Pirargirita
Cuerpos de Ag
- Pirita Calcedonia Matildita- Aramayoita Plata Nativa Estefanita- Polianita Argentita Pirargirita- Hematita Marcasita Esfalerita- Realgar Bismutinita Tenantita
Cuerpos Supérgenos de Cu
- Calcosita Covelita Estromeyerita
- Ag Nativa Lipidocrosita Gohetita
- Plumbojarosita Argentojarosita Caolinita- Cerusita Anglesita Smithsonita- Calamina Limonita
GEOLOGIA ZONAL
PLANIFICACION DE PERFORACION Y VOLADURA
OBJETIVOS
Mostrar de manera sistemática periodo a periodo las necesidades tanto
en el área de perforación como en Voladura. El Plan de Perforación como el de
voladura está basado en los datos reales de una mina cielo abierto como
también subterránea.
PLAN DE PERFORACION
Este plan describe de manera explícita, las necesidades de la
perforación basados en datos obtenidos en el campo en los últimos meses de
trabajo, relativo a las mallas de perforación que se tienen para diferentes tipos
de roca, en mineral a explotar.
CRITERIOS DE PERFORACION
En los cálculos y algunos cuadros adjuntos se muestran todos los
parámetros tomados en cuenta para elaborar el plan de perforación, y los
cuales también están basados en el análisis de fragmentación en la roca esto
es para determinar el tamaño de las mallas y el diámetro del taladro.
Servicios Mineros Gloria S.A.C.
SEMIGLO
Servicios Mineros Gloria S.A.C.
SEMIGLOSEMIGLO
1.-TIEMPO DE PERFORACION POR TALADRO (TP/T)
TP/T=25seg+2 min 45seg = 3.2 min
2.-NUMERO DE TALADROS POR HORA (NT/H)
NT/H= 19
3.-PERFORACION EFECTIVA (PE)
PE= 0.97*6pies*30.48cm/100cm= 1.77 m
4.-VELOCIDAD DE PERFORACION(VP)
VP= 0.6 m/min
5.-TIEMPO PROGRAMADO POR GUARDIA(TP/Gdia)
TP/Gdia= 28tal*5min= 2.3 HORAS
5.-TIEMPO IMPRODUCTIVOS POR GUARDIA(TI/Gdia)
2.5 h
CALCULOS DE PERFORACION
TP/T= Tiempo de posicionamiento + Tiempo de Perforacion (min)
Tiempo de posicionamiento= Se obtuvo del promedio de la base de datos.( 25 seg)
Tiempo de Perforacion= Se obtuvo del promedio de la base de datos.( 2 min 45seg)
NT/H= 60 min/Hora/TP/T
PE=%*LONGITUD DE BARRENO%= 97%LONGITUD DE BARRENO= 6pies
VP=PE/Tal/min/Tal
TP/Gdia=Sumatoria de tiempo de perforacion, mantenimiento, reparacion, cambio de brocas, tiempos improductivos.
TI/Gdia=Sumatoria de tiempo de desate prolongado por incumplimiento de la guardia anterior+ instalaciones de agua y aire+ falta de herramientas y otros
1.-TIEMPO DE CARGUIO (TC)
TC = 4 horas 35 min
2.-AVANCE REAL(AR)
AR= 2.3 m
3.-TONELAJE DE MINERAL ROTO(TM)
Ancho= 2 mAltura= 1.77 mLargo = 100 mVolumen= Area*AR= 354 m3TONELAJE= 1239 Tn/ disparo
N° Total de Taladros = 500 aproximadamente1250Malla = 0.40x0.40 mN° taladros de produccion = 1050 TlN° taladros de de contorno = 200 Tl
4.-FACTOR DE CARGAFACTOR DE CARGA DE TALADROS DE PRODUCCION (FCP)
SEGÚN LOS ESTANDARES= 1.2 kg/tal
FACTOR DE CARGA DE TALADROS DE CONTORNO (FCC)
SEGÚN LOS ESTANDARES= 0.46 kg/tal
TOTAL (Kg)= 1352 Kg
NUMERO DE BOLSAS (NB)
NB= 54
4.-FACTOR DE POTENCIA
FP= 0.70 Kg/TM
CALCULOS DE VOLADURA(Con Arranque)
TC=Suma( Avastecimiento de Afo, emulnor y accesorios, NT(tiempo de cebado, carguio, amarre), (Datos de la base de datos)
AR= PE* Eficinecia de VoladuraEficinecia de Voladura= Se considera que la voladura no es de taco a taco, se encontro frentes con tacos de hasta 10 cm y en promedio se considero 8 cm. (98%).
Para estos taladros se considero los datos del V2 NV 150 Tajo
0.8 m
0.60 m
OBSERVACIONES: Como podemos apreciar en el campo se utiliza 54 bolsas de ANFO, y de acuerdo a los parametros solo debemos usar 5 bolsas.
EXPLICACION: Uno de los factores que se observo, es el derrame de ANFO durante el proceso, que implica el 20% (5kg) y otro la sobre carga de los taladros que implica el 80% (20 Kg).
COSTO DE ACEROS, COMBUSTIBLE, EXPLOSIVOS Y MATERIALES (MARZO 10)1.- EXPLOSIVOS
Und. Cantidad PU - $. Total /$ Dist.
EXPLOSIVOS
ANFO KG 1352 0.84 1135.68 30%
Carmex de 8 pies EA 20 0.52 10.4 0%
EMULNOR 1"x 7" 3000 Cart. 1250 0.68 850 23%FANEL STAND ROJO MILISEG DE 4MT EA 1250 1.35 1687.5 45%
MECHA RAPIDA DE EXSA MTR 30 0.31 9.31 0%
PENTACORD 3P. MTR 200 0.18 36 1%
3,728.89 100%
2.- ACEROS DE PERFORACION
ACEROS
Barra de 14 pies un 1.00 482.125 482.13 5%
Barra de 4 pies un 7.00 543.46 3,804.22 41%Barra de 6 pies un 6.00 175.45 1,052.70 11%
Barra de 8 pies un 6.00 253.56 1,521.36 16%
Rimadora un 1.00 332.18 332.18 4%
Brocas de 38 mm un 19.00 75.56 1,435.64 15%
Brocas de 45 mm un 6.00 89.43 536.58 6%ShankAdapter un 1.00 226.5 226.50 2%
Piloto un 0.00 256.11 0.00 0%9,391.31 100%
3,- LUBRICANTES Y COMBUSTIBLECOMBUSTIBLE Petroleo Diesel Nº 2 Gal 980 2.73 2,675.40 100%
2,675.40 100%
4.- MISCELANIOS
VARIOSJumbo un 1.00 85.00 85.00 68%
Jackleg un 1.00 25.00 25.00 20%
Otros un 1.00 15.00 15.00 12%
125.00 100%2.- MANO DE OBRA
PERSONAL
Residente un 1.00 5.44 5.44 4%
Asistente Residente un 1.00 3.83 3.83 2%
Jefe de Guardia un 3.00 3.11 9.33 6%
Jefe de Seguridad un 1.00 3.83 3.83 2%
Administrador un 1.00 1.62 1.62 1%
Capataz un 3.00 5.71 17.13 11%
Jumbero un 3.00 4.86 14.58 9%
Ayudante de Jumbero un 3.00 3.59 10.77 7%
Scoopero un 3.00 4.01 12.04 8%
Maestro perforista un 6.00 3.76 22.55 15%
Ayudante perforista un 6.00 3.59 21.53 14%
Peón un 6.00 3.16 18.99 12%
Eléctrico un 1.00 5.29 5.29 3%
Chofer un 1.00 4.15 4.15 3%
Almacenero un 1.00 3.87 3.87 2%154.93 100%
RESUMEN
DESCRIPCION Total /$ Dist.
EXPLOSIVOS 3,728.89 23%
ACEROS DE PERFORACION 9,391.31 59%
COMBUSTIBLE 2,675.40 17%
MISCELANIOS 125.00 1%
MANO DE OBRA 154.93 1%
15,920.59 100%
EXPLOSIVOS ACEROS DE PERFORA-
CION
COM-BUSTIBLE
MISCELANIOS MANO DE OBRA
Total /$ 3728.88693069307
9391.305 2675.4 125 154.93
500.00
1,500.00
2,500.00
3,500.00
4,500.00
5,500.00
6,500.00
7,500.00
8,500.00
9,500.00
Total /$
Axis Title
PROCEDIMIENTO PARA EL CALCULO DE CARGA
1 CÁLCULO DEL DIÁMETRO DE ALIVIO
H = 0,15 + 34,1D2 - 39.4D22
Donde:D2 (pulg) = Diámetro de los taladros de alivio
H (m) = Profundidad promedio de perforación del taladro
H (m) D2 (pulg)4.00 5.26
2 CÁLCULO DE LA SECCION DEL FRENTE
S = A x H x k
Donde:A (m) = AnchoH (m) = Altura
k = Factor de ajuste
A (m) H (m) k S (m2)4.00 4.00 0.90 14.40
2 CÁLCULO DEL NÚMERO DE TALADROS DEL FRENTE
N°tal. = √S x 10Donde:
S (m2) = sección del frente (cara libre)
N˚ taladros S (m2)38 14.40
3 CÁLCULO DE CARGA
. FACTOR DE CARGA ASUMIDO (Fc) Fc(Kg/m3) Minas del Per'uFc(Kg/m3) = 1.8 Roca Suave 1.20 a 1.80
Roca Semidura 1.80 a 2.40. VOLUMEN DE ROCA A DERRIBAR (V) Roca Dura 2.40 a 3.00
S (m2) = 14.40Avance (m) = 4.00
V (m3) = 57.60
. KILOS TOTALES DE EXPLOSIVO (KTE)KTE = Fc x V
KTE (Kg) = 103.68
. CARGA / TALADRO (CT)Número de taladros = N° Tal. = 37
CT (Kg/Tal) = (Fc x V) / N° Tal.CT (Kg/Tal) = 2.8022
. PESO DEL EXPLOSIVO / CARTUCHO (PEC)EMULNOR 3000 PEC (kg/cart,)
1.1/2"x12" 0.3911"x7" 0.096
TIPO DE TALADRO N° Tal.FACTOR
CTKILOS DE EMULNOR 3000
CARGA EXPLOSIVO 1.1/2"x12"(a) (b) ( c ) (d = a x b x c) Cart./Tal. TOTAL
ARRANQUE 3 1.5 2.8022 12.6097 11 33AYUDAS 6 1.1 2.8022 18.4943 8 48SUB-AYUDAS 4 1.0 2.8022 11.2086 7 28CONTRA-AYUDAS 4 1.0 2.8022 11.2086 7 28AYUDAS DE ALZAS 3 0.9 2.8022 7.5658 6 18ALZAS 6 0.7 2.8022 12.0482 5 30CUADRADORES 6 0.9 2.8022 15.1317 6 36ARRASTRES 5 1.1 2.8022 15.4119 8 40TOTAL 37 103.68 261
Nºlongitud de perforación.
avance eficiencia de
TM mineral
TM desmonte
factor de
(m) (m) voladurapotencia (kg/ton)
1 3.50 3.05 87% 171 - 0.582 3.30 3.15 95% 176 - 0.563 3.30 3.15 95% 176 - 0.574 3.50 3.10 89% 174 - 0.565 3.50 3.18 91% 158 - 0.626 3.50 3.05 87% 171 - 0.597 3.50 3.10 89% 174 - 0.578 3.50 2.95 84% - 146 0.639 3.50 3.25 93% - 182 0.53
10 3.50 3.22 92% - 180 0.5511 3.50 3.22 92% 180 - 0.5712 3.50 3.10 89% - 174 0.5813 3.50 3.22 92% 180 - 0.57
PROMEDIO 3.47 3.14 90% 0.58
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 132.602.702.802.903.003.103.203.303.403.503.60
EFICIENCIA DE VOLADURA (AVANCE)
longitud de perforación.(m)
me
tro
s
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 130%
20%
40%
60%
80%
100%
120%
87%95%
95%
89%
91%
87%
89%84%
93%
92%
92%
89%
92%
0.58
0.56
0.57
0.560.62
0.59
0.570.63
0.53
0.55
0.57
0.58
0.57
EFICIENCIA DE VOLADURA vs FACTOR DE POTENCIA
eficiencia de voladura
factor de potencia (kg/ton)
PARAMETROS Y EFICIENCIAS EN PERFORACION Y VOLADURA en roca tipo III (Servicios Mineros
Gloria S.A.C)
malla de perforación malla de carguio
GRADIENTE GRADIENTE
COSTOS DE CARGUIO Y VOLADURA EN BREASTINGDATOS:
Longitud de taladro : 16’ = 4.88 m N° taladros totales : 14 N° taladros de produccion : 6 N° taladros contorno : 8 Material explosivo : anfo Ǿ anfo : 0.80 gr/cm³ Dureza de la roca : intermedia Ǿ mineral : 3.5 gr/cm³ Ǿ taladros : 51 mm = 2 pulg
ANALISIS DE PRECIOS UNITARIOS
Hora Hombre
Trabajadas: 8
Rendimiento
Ton/Dia: 209.23
DESCRIPCION UNDCANTIDA
D
%
INCIDENCIA
JORNAL
$/DIA
JORNAL
$/HR
HORAS
NETAS
W
PARCIAL
$/DISPARO
SUB
TOTAL
$/TON
TOTAL
$/TON
1. Mano de Obra
- Cargador -
Disparadorh.h 1 12.50 17.86 2.23 2.6 5.80 0.028
- Ayudante h.h 1 12.50 14.28 1.79 2.6 4.64 0.022
- Capataz h.h 1 12.50 11.43 1.43 0.33 0.47 0.002
0.052
DESCRIPCION UNDCANTIDA
DINCIDENCIA PRECIO $/UND PARCIAL $/TON TOTAL $/TON
2. Equipos y herramientas
- Pemberty global 1 0.005 200.00 0.96
- Manguera
antiestaticamts 15 0.072 1.50 0.11
- Otros global 2.50
3.56
Descripcion Und Cantidad Incidencia Precio $/und Parcial $/ton Total $/ton
3. Explosivos
- Emulnor 5000 1 1/2 X 12 kg 5.64 0.027 1.66 0.0447
- Anfo P kg 60.66 0.290 0.47 0.1363
- Cordon detonante 3P mts 60.00 0.287 0.11 0.0315
- Carmex und 2.00 0.010 0.22 0.0021
- Fanel und 14.00 0.067 1.3 0.0870
- Mecha Rapida mts 0.50 0.002 0.18 0.0004
0.30
DESCRIPCIONUN
D
CANTIDA
D
Vida
Util
horas
%
INCIDENCI
A
PRECI
O
$/UND
PARCIA
L $/HR
HORAS
NETAS
W
PARCIAL
$/DISPAR
O
SUB
TOTAL
$/TON
TOTAL
$/TON
4. Implementos de
seguridad
- Mameluco und 3 2160 0.05 25.00 0.035 2.6 0.090 0.00043
- Casco Minero und 3 8640 0.01 18.00 0.006 2.6 0.016 0.00008
- Botas de jebe par 3 1440 0.07 19.00 0.040 2.6 0.103 0.00049
-Correa
portalamparaund 3 1080 0.09 3.60 0.010 2.6 0.026 0.00012
- Tafiletes und 3 4320 0.02 8.00 0.006 2.6 0.014 0.00007
- Barbiquejo und 3 4560 0.02 1.20 0.001 2.6 0.002 0.00001
- Guantes de Jebe par 3 360 0.28 4.00 0.033 2.6 0.087 0.00041
- Tapones de Oido par 3 1080 0.09 1.00 0.003 2.6 0.007 0.00003
- Respirador 3 M und 3 2160 0.05 15.00 0.021 2.6 0.054 0.00026
- Filtros par 3 241 0.41 4.00 0.050 2.6 0.129 0.00062
- Lentes de
Seguridadund 3 2160 0.05 7.00 0.010 2.6 0.025 0.00012
0.003
VIDA UTIL DE IMPLEMENTOS DE SEGURIDAD
Un mes = 30 dias
DESCRIPCION UND Vida Util mes Vida Util dias Vida Util horas
4. Implementos de seguridad
- Mameluco und 6 180 2160
- Casco Minero und 24 720 8640
- Botas de jebe par 4 120 1440
- Correa portalampara und 3 90 1080
- Tafiletes und 12 360 4320
- Barbiquejo und 12.67 380 4560
- Guantes de Jebe par 1 30 360
- Tapones de Oido par 3 90 1080
- Respirador 3 M und 6 180 2160
- Filtros par 0.67 20 241.2
- Lentes de Seguridad und 6 180 2160
A)PARAMETROS TECNICOS:
Labor: 8060
Fecha: 08 de junio
Sección : 4.0 M
Tipo de roca : III
Tipo de Material: Desmonte
Densidad: 3.50 ton / m3
Volumen : 52.0 m3
Tonelaje : 182 ton
B) EFICIENCIAS:Avance por Disparo : 3.25 m / disparo (promedio)Long. Perf. Efectiva: 3.50 m / taladro (promedio)Eficiencia en Perforación : 82%Eficiencia en Voladura : 93%Factor de Perforación: 38.769
mperf. / m avance
Factor de Potencia: 0.53 Kg / ton
Factor de Carga 1.9 Kg / m3
C) PERFORACION:
Nº de Taladros a cargar: 36
Nº de taladros de alivio: 8
Long. Barreno : 4.267 m
Tiempo de perforación: 2 h
D) VOLADURA:
Secuencia de
SalidaDistribución de Taladros
TaladrosCartuchos
por Taladro
Cartuchos de Dinamita
CargadosVacio
s
Semexa 65%
Semexa 45%
Total1 1/2 X
12" 7/8 X 7"
1 Arranque 3 4 10 30 0 11.01
2 1ra. Ayuda 4 0 8 32 0 11.74
3 2da. Ayuda 4 0 8 32 0 11.74
4 Cuadradores 6 0 7 42 0 15.41
5 Ayuda cuadradores 2 0 7 14 0 5.14
6 Corona 5 4 7 0 35 2.80
7 Ayuda Corona 3 0 8 24 0 8.81
8 Arrastre 5 0 10 50 0 18.35
9 Ayuda Arrastre 4 0 8 32 0 11.74
Total 36 8 73 256 35 96.75
E) ACCESORIOS DE VOLADURA:
Detonador No Eléctrico 36 Und (Puede ser Fanel, Excel, Tecnel)
Pentacord : 35 m
Mecha Lenta : 6 m
Mecha Rapida : 0.3 m
Fulminante : 2 Und
Conector : 2 Und
Tubos de PVC 4 Und
Tacos de arcilla 0 Und
Separadores de carrizo 25 Und
DESCRIPCIÓN UND. P. U. (U.S.$) CANT. PRECIO TOTAL $
MANO DE OBRA
Operador de jumbo H.H. 3.66 2 7.32
Ayudante jumbero H.H. 2.56 2 5.12
Maestro cargador. H.H. 2.93 2.25 6.5925
Ayudante cargador. H.H. 2.56 2.25 5.76
MATERIALES
Barras de perforación 14' MP 0.13 168 21.84
Brocas de 51 mm MP 0.16 154 24.64
Rimadora de 4" MP 1.92 14 26.88
Aceite de perforación GL. 8.24 0.25 2.06
Copas de Afilado MP 0.01 0 0
EXPLOSIVOS
Semexa 65% 1 ½ " x12" CART. 0.6 256 153.6
Fulminante corriente No 6 UND. 0.09 2 0.18
Exel UND. 1.8 36 64.8
Conectores UND. 0.09 2 0.18
Guía de seguridad M 0.09 6 0.54
Mecha rápida M 0.4 0.3 0.12
Cordón detonante M 0.16 35 5.6
Semexa 45% 7/8" x 7" CART. 0.13 35 4.55
Tubos PVC de 1" x 3m UND. 1 4 4
Tacos de arcilla UND. 0.052 8 0.416
Separadores de carrizo UND. 0.06 25 1.5
HERRAMIENTAS 10% M.O. 2.47925
EQUIPO
Jumbo H - 281 H.M. 90 2 180
COSTO DIRECTO 518.17775
GASTOS GENERALES Y UTILIDAD 103.63555
COSTO TOTAL 621.8133
TONELAJES NESESARIOS A VOLAR
En el siguiente cuadro vemos los tonelajes periodo a periodo
por tipo de material, mineral son las cantidades que debemos de
volar en el periodo dado.
Se ha buscado discriminar los tonelajes a perforar por cada tipo
de roca para optimizar el uso de los aceros de perforación porque es
muy diferente el rendimiento de los aceros de perforación en los
diferentes tipos de roca a explotar, todos estos datos nos han
proveído el área de planificación a largo plazo, en los cálculos y
cuadros anteriores se muestran las mallas, explosivos, implementos,
12
Pro
du
ccio
n (
TM
S)
2009
2010E
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2011
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22,0
00
24,0
00
24,0
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00
269,8
00
269,8
00
%P
B2.2
32.1
01.7
21.7
91.6
51.6
91.8
71.7
71.8
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51.7
61.7
01.8
51.8
5
%ZN
5.8
65.8
15.7
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35.9
35.4
55.7
15.6
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45.9
86.4
95.9
65.9
15.9
1
gA
G82.1
378.8
277.2
573.9
175.8
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379.0
172.4
975.0
199.4
178.8
378.8
3
RE
AL
IZA
DO
253,8
86
427,5
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24,0
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16,5
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21,0
56
18,0
79
23,3
68
27,0
56
19,6
01
27,0
99
37,8
89
26,0
04
22,6
48
19,5
67
282,8
99
20%
282,8
99
%P
B2.0
81.6
71.8
51.7
41.5
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91.9
11.5
21.4
81.8
31.5
71.7
11.7
1
%ZN
6.0
05.1
65.6
45.6
84.7
95.4
94.7
56.9
75.6
95.5
95.9
05.6
55.6
55.6
5
gA
G75.5
8115.2
698.1
787.1
7141.3
5107.1
9111.5
3100.6
669.3
757.4
266.2
572.0
190.1
790.1
7
%C
um
p.
TM
S80%
66%
128%
86%
117%
129%
89%
123%
158%
108%
84%
113%
105%
105%
ZO
NA
II
PR
OG
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25,0
00
30,0
00
33,0
00
37,0
00
35,0
00
31,0
00
26,0
00
26,0
00
27,0
00
27,0
00
30,0
00
27,0
00
354,0
00
354,0
00
%P
B1.9
72.0
02.1
61.9
91.7
31.8
21.5
21.7
71.6
62.5
13.0
11.7
52.0
02.0
0
%ZN
5.9
16.3
66.3
76.0
75.6
95.4
14.0
54.0
83.7
45.2
65.5
95.0
25.3
65.3
6
gA
G121.1
4148.2
8148.2
0171.9
3172.3
8197.3
3250.8
9280.5
6246.1
6231.6
4253.4
2183.0
6198.1
4198.1
4
RE
AL
IZA
DO
187,8
65
266,5
98
23,6
04
27,5
16
38,0
79
38,7
86
31,1
68
29,7
76
28,8
47
32,8
50
27,0
60
29,9
57
30,1
10
26,7
95
364,5
48
26%
364,5
48
%P
B2.1
12.3
71.9
51.7
41.6
82.0
51.5
31.8
22.3
92.7
02.6
52.4
12.1
02.1
0
%ZN
5.4
17.6
66.2
15.7
26.0
65.1
43.7
03.7
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94.5
24.6
85.2
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4
gA
G136.4
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1135.2
0150.6
5137.5
4170.3
5254.9
5233.0
9312.4
8295.2
2244.5
2170.8
5197.2
7197.2
7
%C
um
p.
TM
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III
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00
16,0
00
14,0
00
11,0
00
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00
14,5
00
160,0
00
160,0
00
%P
B1.5
61.9
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11.5
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71.7
31.7
21.5
11.6
51.6
51.6
5
%ZN
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gA
G377.6
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6
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27
14,6
46
12,7
27
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49
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92
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04
9,1
18
12,9
75
141,9
36
10%
141,9
36
%P
B2.1
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21.7
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5
%ZN
6.3
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G229.7
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TM
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00
25,0
00
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00
239,0
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71.6
7
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60
15,1
34
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20,0
28
26,2
49
212,0
46
15%
212,0
46
%P
B1.7
91.4
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%ZN
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44.7
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25.2
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gA
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00
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00
30,0
00
31,0
00
30,0
00
33,0
00
32,0
00
37,0
00
437,0
00
437,0
00
%P
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02.7
0
%ZN
6.3
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96.1
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91
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19
31,5
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27,3
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567.6
084.6
4105.2
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maquinarias, y parámetros que utilizaremos en los diferentes tipos de
roca.
PRODUCCION PROGRAMADA RATIO DE AVANCES (PROMEDIO PESADO) 0.014142008 Mina Subt.TMS 114,653 103,705 122,140 116,600 112,019 131,612 188,408 176,585 170,896 151,611 135,198 135,986 1,659,413
Pilar 2,187 1,352 1,508 2,728 3,329 5,097 3,727 6,624 26,5522009 Mina Subt.TMS 112,638 103,687 116,798 121,116 122,472 118,519 122,418 120,977 120,366 120,449 116,103 122,164 1,417,707
Pilar
2010 Mina Subt.TMS 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 1,500,000Pilar 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 300,000
2011 Mina Subt.TMS 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 1,500,000Pilar 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 300,000
2012 Mina Subt.TMS 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 1,500,000Pilar 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 300,000
2013 Mina Subt.TMS 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 125,000 1,500,000Pilar 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 25,000 300,000
AVANCES PROYECTADOS, SEGÚN RATIO2008 Mina Subt. (m) 1,596 1,689 1,915 1,902 2,038 2,287 2,633 2,072 1,926 2,254 2,128 1,637 24,0790.168 Exploración 40 33 7 24 84 92 376 62 215 152 161 81 1,327
0.2546 Desarrollo 50 185 168 149 616 698 413 271 780 553 536 620 5,0390.5775 Preparación 1,506 1,471 1,740 1,729 1,339 1,497 1,844 1,739 930 1,550 1,430 936 17,711
2009 Mina Subt. (m) 1,637 1,514 1,843 1,930 2,010 1,707 1,677 1,587 1,157 1,254 1,673 1,448 19,4380.168 Exploración 170 147 370 409 195 141 163 90 188 230 126 2,229
0.2546 Desarrollo 905 589 753 960 931 912 793 929 657 652 752 802 9,6340.5775 Preparación 733 755 942 600 671 600 743 496 410 415 691 519 7,574
Pilar2010 Mina Subt. (m) 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 21,2130.168 Exploración 297 297 297 297 297 297 297 297 297 297 297 297 3,564
0.2546 Desarrollo 450 450 450 450 450 450 450 450 450 450 450 450 5,4000.5775 Preparación 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 12,249
Pilar 354 354 354 354 354 354 354 354 354 354 354 354 4,2432011 Mina Subt. (m) 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 21,2130.168 Exploración 297 297 297 297 297 297 297 297 297 297 297 297 3,564
0.2546 Desarrollo 450 450 450 450 450 450 450 450 450 450 450 450 5,4000.5775 Preparación 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 12,249
Pilar 354 354 354 354 354 354 354 354 354 354 354 354 4,2432012 Mina Subt. (m) 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 21,2130.168 Exploración 297 297 297 297 297 297 297 297 297 297 297 297 3,564
0.2546 Desarrollo 450 450 450 450 450 450 450 450 450 450 450 450 5,4000.5775 Preparación 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 12,249
Pilar 354 354 354 354 354 354 354 354 354 354 354 354 4,2432013 Mina Subt. (m) 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 1,768 21,2130.168 Exploración 297 297 297 297 297 297 297 297 297 297 297 297 3,564
0.2546 Desarrollo 450 450 450 450 450 450 450 450 450 450 450 450 5,4000.5775 Preparación 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 1,021 12,249
Pilar 354 354 354 354 354 354 354 354 354 354 354 354 4,243
VOLADURA Y MEDIOAMBIENTE
EFECTOS MEDIOAMBIENTALES DE LA VOLADURA
CONTROL DE RUIDOS EN VOLADURAS
•De acuerdo a la naturaleza de nuestras actividades de construcción, la fuente principal
de potencial afectación de los niveles de ruido ambiental en la zona de influencia de las
operaciones, viene dado por la actividad de Voladura.
•Esta actividad genera un ruido de explosión asociado a las características de los
insumos y materiales utilizados, no obstante, se optan por mecanismos ó técnicas con el
objetivo de minimizar el nivel de ruido generado en esta actividad con la
implementación de los siguientes controles:
–Confinamiento de los taladros cargados con explosivos, y taco adecuado.
–Diseño de las mallas de voladura y secuencia adecuada de voladura.
REDUCCIÓN DE RUIDOS
Se denomina Chorro de aire al impulso generado por la voladura que se
transmite a través del aire como audible y no audible. Este a su vez produce vibraciones
que podrían causar daños a estructuras.
Los elementos y condiciones que pueden mejorar las causas del chorro de aire
(RUIDOS) son:
•Líneas troncales y líneas descendentes de cordón detonante.
•Materiales apropiados para tacos.
•Altura inadecuada de taco.
•Hilera frontal de taladros muy excavada o sobrecargada, en movimiento de carga
prematuro
•Secuencia de retardo
•Condiciones atmosféricas (viento, temperatura, etc.)
•Voladura secundaria
•Evitar escapes de gas a través de fracturas.
MITIGAR LOS RUIDOS
Para mitigar la intensidad de los ruidos en voladuras se deberá tener en cuenta lo
siguiente:
•No deberán usarse explosivos no confinados.
•Cuando se use cordón detonante en superficie, éste debería estar cubierto o enterrado.
•La suficiente cantidad de carga y taco en los taladros es esencial.
•Los taladros deberán perforarse con precisión para mantener la carga diseñada.
•Si existe una cara libre alta en la dirección de instalaciones físicas cercanas, dicha cara
deberá reorientarse si fuera posible o bien se reduciría su altura.
•Se deberá evitar el CEBO en collar en los casos en que el chorro de aire constituya un
problema.
•Se deberán evitar los disparos a primeras horas de la mañana, al finalizar la tarde o en
la noche, cuando hayan grandes probabilidades de que ocurra inversión de temperatura.
•Considerar los retardos.
•Deberán evitarse los retardos excesivamente prolongados que podrían causar que un
taladro pierda su carga antes de ser disparado.
•Reducir el peso de carga o carga operante por retardo a través de:
–Bajar la altura de banco
–Disminuir los diámetros de los taladros
–Separar las mezclas explosivas
–Evitar los períodos de retardo muy breves.
–La progresión de taladros que se disparan a los largo de una cara libre deberá ser
menor que la velocidad del sonido en el aire.
•Para evitar el reforzamiento del chorro de aire por la llegada simultánea de chorros de
aire provenientes de diferentes taladros, el tiempo para las detonaciones sucesivas
deberá ser:
T>2(s/v)
Donde:
T= Tiempo entre detonaciones taladros (s)
S= Espaciamiento entre taladros (pies)
V= Velocidad del sonido en el aire respecto de la temperatura (pie/s).
CONTROL DE POLVO
•Depende de la concentración de oxigeno en la reacción química producida. Toda
voladura produce gases ya sea en menor o mayor dimensión. La cantidad de gases se da
de acuerdo a la concentración de oxigeno en la reacción química producida.
•Producida por una voladura violenta, inadecuadamente diseñada. Una cantidad mayor
que lo normal de polvo puede ser causada por una voladura violenta, inadecuadamente
diseñada, que genera considerable chorro de aire y/o vibración de tierra.
•Transporte, chancado, procesamiento producen inclusive mas polvo que la voladura.
Otras fases de la operación minera, tales como la carga, transporte chancado y
procesamiento, producen considerablemente más polvo que la voladura. Aun cuando
una voladura violenta pueda producir una cantidad de polvo mayor que lo normal, la
cantidad total de polvo generada en un día es insignificante si se la compara con la
generada por otras fuentes.
RESUMEN
El presente Informe muestra la importancia del Planeamiento de Perforación
y Voladura, en la actualidad es muy importante conocer previamente lo que vamos
a consumir en aceros de perforación y la calidad, cantidad de explosivos que se
utilizará. Esto tiene relación con el tipo de roca. Sin embargo, en nuestro país
debemos incluir una variable mas en la utilización de explosivos, la incidencia de
las lluvias en los meses desde octubre a mayo esto nos obliga a utilizar ANFO
pesado. En algunas minas utilizan ANFO simple embolsado en mangas de
acuerdo a la longitud del taladro, pero este sistema no es seguro, por lo que se
esta dejando de utilizar.
CONCLUSIONES
1. La optimización de la operación igualmente contribuirá, a la mejor
utilización del recurso humano, material y equipos permitiendo
mejorar el margen económico de la empresa.
2. Sin lugar a dudas el camino hacia a la operación óptima no es
nada fácil, si no se realiza de una manera consensuada con todas
las secciones y áreas involucradas.
3. El reto de esa gran tarea, permitirá sumar esfuerzos para lograr el
desarrollo sostenido de las operaciones cuidando el medio
ambiente y generando bien estar en los trabajadores y la
población del entorno
RECOMENDACIONES
Es importante el control de los costos operativos solo de esa
manera sabremos si los resultados son positivos o negativos y de
acuerdo a ello se debe tomar las medidas correctivas oportunas antes
que estos sean irreversibles.
Innovar la tecnología en los diferentes etapas del proceso productivo a
sido una constante en los últimos tiempos, lo que ésta conduciendo a la
aplicación más eficaz y controles de acuerdo de nuestra peculiar realidad
e idiosincrasia.
Mejorar continuamente las operaciones unitarias en el proceso
productivo que requieren de una mejora continua en cada uno de sus
parámetros. En mina por ejemplo, dos son los aspectos importantes que
inciden directamente en el costeo final: la perforación y la voladura. La
perforación es un trabajo de arte y el operador es un verdadero artesano
en continuo entrenamiento al igual que la voladura.
En la planta concentradora, debe estar acorde con el avance tecnológico
toda vez que necesita mejorar sus parámetros metalúrgicos de acuerdo
a la calidad del mineral que envía a mina.
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