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INFORME TECNICO MINERA CONDESTABLE JULIO - 2014 1 EXSA - PERU INFORME DE ASISTENCIA TECNICA MINERA CONDESTABLE 01 agosto de 2014. AT. CARLOS VASQUEZ. SUPERINTENDENTE DE MINA

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INFORME TECNICO MINERA CONDESTABLE JULIO - 2014

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EXSA - PERU

INFORME DE ASISTENCIA TECNICA

MINERA CONDESTABLE

01 agosto de 2014.

AT. CARLOS VASQUEZ.

SUPERINTENDENTE DE MINA

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INFORME TECNICO MINERA CONDESTABLE JULIO - 2014

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1. RESUMEN EJECUTIVO.

Como parte de los compromisos asumidos con Minera Condestable;

consecuente con el programa de trabajo, se coordinó con la Jefatura

de la Superintendencia de Mina Ing. Carlos Vásquez y el Responsable

de Perforación y Voladura determinando en una primera etapa se evalué

la performance del agente explosivo EXAMON P y la emulsión

encartuchada EMULEX 80 en todas las zonas de operación mina

básicamente en labores de avance con jumbo, para lo cual nos

asignaron labores piloto por cada zona.

El trabajo de seguimiento y evaluación se dio inicio oficialmente el 10

de julio de 2014 , principalmente en labores operados por la Compañía

Minera Condestable de la Zona Alta, Zona Condestable y Zona Baja,

asimismo en labores operados por la E.E. Opermin en Profundización

Nv - 350; el trabajo consistió en evaluar la performance de nuestros

explosivos Examon-P y Emulex 80 productos que no han tenido alguna

dificultad para adaptarse a la operación; en paralelo se ha efectuado el

levantamiento de información evaluando las condiciones operativas, las

características y condiciones del macizo rocoso, la perforación de los

taladros en términos de calidad y cantidad, los diseños de arranque,

diseño de taladros de rotura, diseños de taladro de control

sincronización y secuencia de retardos, diseño de carga para rotura y

diseños de carga para voladura controlada a través de la

instrumentación monitoreando las vibraciones resultantes de las

voladuras con los diseños usuales.

En línea con la información levantada se han identificado oportunidades

de mejora continua que detallaremos en el presente informe.

2. EJECUTIVOS CONTACTADOS.

Ing. Carlos Vásquez – Superintendente de Mina. Ing. Carlos Burgos - Asistente Superintendente Mina. Ing. Marco Medina - Jefe de Productividad. Ing. Gustavo Aliaga – Jefe de Perforación y Voladura Ing. Luis Porlles - Superintendente Geología. Ing. Juan Salinas - Jefe Zona Alta.

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1.00

1.50

2.00

2.50

3.00

3.50

Alta (Cia) Condestable(Cia)

Baja (Cia) Prom (Cia) Profundizacion(Opermin)

Prom. Total

3.38 3.36 3.42 3.39 3.13 3.32

AV. PROMEDIO LABORES 3.5m x 3.0m (metros)

1.00

1.50

2.00

2.50

3.00

3.50

Alta (Cia) Condestable(Cia)

Baja (Cia) Prom (Cia) Profundizacion(Opermin)

Prom. Total

3.42 3.403.27

3.36 3.15 3.31

AV. PROMEDIO LABORES 4.0m x 4.0m (metros)

Ing. Hugo Silva - Jefe Guardia Zona Baja. Ing. Guillermo León - Jefe Guardia Zona Alta. Ing. Magno Balabarca - Jefe Guardia Zona Condestable.

3. DESARROLLO DE LOS TRABAJOS.

Los trabajos de evaluación se han realizado a nivel de todas las zonas

de la mina en ambos turnos (día / noche) conjuntamente con los

Ingenieros training de Productividad y Perforación & Voladura; para el

desarrollo de los trabajos de evaluación se designaron 2 labores pilotos

por cada Zona (Alta, Condestable y Baja) incluido las labores de la E.E.

Opermin en la profundización.

Dado las condiciones de operación presentados, algunas de las labores

piloto no han tenido continuidad en los disparos por cada guardia; por

lo tanto aprovechando nuestra disponibilidad y la cercanía de las

labores y en coordinación con la Jefatura de Perforación y Voladura

hemos evaluado las demás labores posibles que se encontraban en

operación; durante esta etapa se han utilizado a exclusividad los

explosivos EXAMON-P Y EMULEX 80 en 46 labores logrando evaluar 138

disparos en total desde el 10 de Julio hasta el 31 de Julio 2014; durante

las evaluaciones utilizando nuestros productos EXAMON-P Y EMULEX

80 no se han presentado ninguna dificultad operativamente durante el

carguío de taladros.

INDICADORES DE VOLADURA

Indicadores de Avance por zonas en labores 3.5m x 3.0m y 4.0m x 4.0m.

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0%

10%

20%

30%

40%

50%

60%

70%

80%

90%

100%

Alta (Cia) Condestable(Cia)

Baja (Cia) Prom (Cia) Profundizacion(Opermin)

Prom. Total

90% 89% 91% 90% 83% 88%

EFICIENCIA VOLADURA LABORES 3.5m x 3.0m (%)

0%

10%

20%

30%

40%

50%

60%

70%

80%

90%

100%

Alta (Cia) Condestable(Cia)

Baja (Cia) Prom (Cia) Profundizacion(Opermin)

Prom. Total

91% 91%86% 89% 84% 88%

EFICIENCIA VOLADURA LABORES 4.0m x 4.0m (%)

0.0

10.0

20.0

30.0

40.0

Alta (Cia) Condestable(Cia)

Baja (Cia) Prom (Cia) Profundizacion(Opermin)

Prom. Total

29.1 30.828.0 29.3

34.6

30.6

FACTORES DE CARGA LABORES 3.5m x 3.0m (kg/m)

0.0

10.0

20.0

30.0

40.0

Alta (Cia) Condestable(Cia)

Baja (Cia) Prom (Cia) Profundizacion(Opermin)

Prom. Total

31.834.2

31.8 32.6

37.4

33.8

FACTORES DE CARGA LABORES 4.0m x 4.0m (kg/m)

Indicadores de Eficiencias de Voladura por zonas en labores 3.5m x 3.0m y

4.0m x 4.0m.

Indicadores de Factores de Carga por zonas en labores 3.5m x 3.0m y 4.0m x

4.0m.

El promedio de Avance para labores CMC es 3.37m/disparo y Ctta

Opermin es 3.17m/disparo.

La Eficiencia de Voladura promedio en labores de CMC es 89.6% y la

Eficiencia de Voladura promedio en labores Ctta Opermin es 83%

Los Factores de Carga promedio para secciones de labor 3.50m x

3.00m en labores CMC es 29.3 kg/m y en labores de la Ctta Opermin es

34.6 kg/m.

Los Factores de Carga promedio para secciones de labor 4.00m x

4.00m en labores CMC es 32.6 kg/m y en labores de la Ctta Opermin es

37.4 kg/m.

Estos indicadores por labores se presentan adjunto en el anexo 1

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INFORME TECNICO MINERA CONDESTABLE JULIO - 2014

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0%

10%

20%

Alta (Cia) Condestable (Cia) Baja (Cia) Profundizacion(Opermin)

12% 14% 13% 14%

INDICADORES SOBREROTURA (%)

INDICADOR DE SOBREROTURA

Los niveles de sobre rotura están oscilando entre 10% a 15% por lo general supeditados a las características del macizo rocoso; durante el mes de julio se está implementando los tubos de 1” de diámetro para desacoplar el anfo en el taladro con el objetivo de lograr una voladura amortiguada.

Para determinar las causas del sobre rotura recurrimos a la información de la litología, si bien es cierto como roca intacta tenemos rocas duras a muy duras entre 6 - 7 en la escala de dureza tal como se muestra en el cuadro siguiente (Fuente Dpto. Geología):

Para contrastar esta información de dureza hicimos una evaluación para estimar el índice de dureza en campo a través de los golpes de picota; efectivamente la roca presenta sonido metálico, para ser fracturado requiere de varios golpes corroborando la información de la dureza de la roca.

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Independientemente de la dureza de la roca intacta; las características del macizo rocoso es favorable para la voladura en términos de eficiencia, los resultados de la voladura son buenos cuasi óptimos en promedio la eficiencia de la voladura oscila en 90%; no obstante estas características de macizo rocoso no es muy favorable para lograr una sección típica estándar de las labores como se observa en las imágenes siguientes:

Esta evaluación fue realizada básicamente en Cruceros donde las condiciones estructurales adversas, los esfuerzos entorno a la excavación y los factores geodinámicos son agentes naturales generadores de inestabilidad; asociado a los agentes mencionados tenemos los factores generadores de inestabilidad inducidos por la voladura.

En efecto la voladura es uno de los principales factores generadores de inestabilidad de primer orden en una excavación a consecuencia de la interacción “explosivo – roca”.

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Por otro lado el explosivo es la principal fuente de energía en el proceso de voladura; a su vez el explosivo tiene como principal finalidad romper, destruir y debilitar cualquier material de gran dureza y resistencia.

La técnica para determinar una adecuada interacción del “explosivo – roca” es a través de la respuesta sísmica de la roca, para lo cual es necesario efectuar los estudios de daño en el macizo rocoso mediante el monitoreo y registro de vibraciones; en tal sentido se exige una recolección de datos de campo de las tres variables claves de diseño:

1.- Velocity peak particle (VPP)

2.- Distancia del punto de monitoreo.

3.- Carga operante (carga explosiva por tiempo de retardo)

Mediante esta información es posible determinar el daño en el macizo rocoso por consecuencia de las vibraciones resultantes de las voladuras.

4. OPORTUNIDADES DE MEJORA CONTINUA.

Nuestra anotación principal respecto a la sobre-excavación, la

incidencia de los tacos y puntualmente los disparos cuasi

soplados/taqueados que hemos observado durante nuestro seguimiento

no se circunscribe únicamente a un tema de Perforación y Voladura

(P&V) sino que tiene un alcance mayor y varios otros factores

coadyuvantes, tal como detallamos a continuación. No obstante, las

medidas inmediatas que proponemos en conexión a los temas

específicos, deben ayudar a mitigar la sobre-excavación, las

probabilidades de los disparos soplados y la incidencia de los tacos

post voladura.

El arranque es sin duda la fase más importante de la operación,

de la cual depende el éxito de la voladura, pues los taladros

restantes no podrán romper eficientemente, a menos que el

arranque haya sido desplazado totalmente fuera de su cobertura;

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se ha observado la variación en los diseño del arranque,

consecuentemente tenemos la variación en las distancias del

burden; cada diseño de arranque al margen de la cantidad de

alivios (3 - 4 taladros rimados) puede ser más / menos favorable

para la voladura de acuerdo a su ubicación espacial; ejemplo en

el Diseño-1 con 4 taladros rimados; la ubicación espacial está

dispuesto a 1 taladro rimado para cada taladro de rotura; en el

Diseño - 2 con 4 taladros rimados; su ubicación espacial está

dispuesto a 2 taladros rimados por cada taladro de rotura, que

no es lo mismo comparativamente entre ambos diseños, en este

caso es más probable fallar con el diseño – 1 más aún si

tenemos una ligera desviación del taladro; por otro lado se utiliza

también el Diseño - 3 con 3 rimados donde claramente se puede

observar que no hay una distancia simétrica entre los 3 rimados y

los taladros de rotura entonces ¿Cuál es el burden nominal?

estas condiciones están supeditados a la pericia y experiencia de

los operadores de Jumbo casi en todas la zonas incluso en la E.E

especializada Opermin tal como se observa en las imágenes

siguientes, la idea es ordenar y alinear conceptos básicos entre

los operadores de jumbo de modo que podamos lograr adaptar

un diseño eficiente que garantice los resultados de manera

sostenible:

Diseño – 1

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Diseño - 2

Diseño - 3

Asociado a los variados diseños de arranque tenemos la

sincronización de la voladura en tiempos ultra cortos en el arranque;

actualmente se tiene como estándar una secuencia entre los cuatro

taladros de arranque en tan solo 50ms los que son tiempos

excesivamente cortos más aún si consideramos la dispersión en los

elementos de retardo pirotécnicos ¡independientemente de la marca!

estos tiempos no están facilitando una adecuada evacuación del

material fragmentado como se puede observar en el sismograma;

análisis que ha sido posible mediante el monitoreo de vibraciones, en

el sismograma se observa el acoplamiento de las ondas sísmicas

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1R (25ms)

3R (75ms)

1PL (500ms)

2PL (1000ms)

-1.00

1.00

3.00

5.00

7.00

9.00

11.00

13.00

15.001PL

1R1R

3R

3R

1PL

2PL

2PL

1PL

1R1R

3R

3R

1PL

2PL

2PL

entre las secuencias 1R y 3R (50ms) precisamente en los 4 primeros

taladros de arranque.

Este efecto de los tiempos ultracortos está proyectando

excesivamente el material fragmentado del arranque reduciendo la

capacidad de llenado del scooptram, el equipo tiene que recoger la

carga proyectada desde los 30m a 40m desde el frente de voladura

como se observa en las imágenes siguientes.

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1R (25ms)

3R (75ms)

1PL (500ms)

2PL (1000ms)

-15

-10

-5

0

5

10

15

Asimismo se ha efectuado un análisis del performance de la voladura;

de igual forma se observa un incremento de la VPP en la cobertura de

la 4ta ayuda de arranque como se puede observar en el sismograma;

este incremento de la VPP está asociado directamente a la variable

burden en esta cobertura más aún si hubiera alguna desviación en los

taladros haciendo que se incrementen los niveles de daño en el

macizo por efecto de las vibraciones.

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1.00 m

Respecto al diseño de carga se ha observado la falta de columna

de carga explosiva en la cobertura del arranque básicamente

quedando en promedio 1.00m sin carga; esta condición no es el

más apropiado incrementa la probabilidad de falla por

anillamiento más aun considerando si se presenta una estructura

con material de menor resistencia interceptando los taladros

como se observa en la imagen.

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INFORME TECNICO MINERA CONDESTABLE JULIO - 2014

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Del mismo modo durante nuestro recorrido por las labores se ha

podido evaluar para la voladura controlada el uso de los tubos de

1” de diámetro interno por 3.00 metros de longitud cargado con

anfo; el objetivo de esta iniciativa es utilizar una columna

continua desacoplada; las pruebas iniciales no han estado

resultando satisfactorios por las razones básicamente de diseño,

cualquier nitrato de amonio poroso tiene un diámetro critico en

este caso el diámetro de carga es de 1” o 25.4mm y

normalmente el diámetro critico es 32 mm; debajo de este

diámetro no es posible que la detonación sea sostenida a lo

largo de la columna es por ello que se encontraban sobre la

carga restos de los tubos con carga explosiva sin detonar; visto

estas incidencias se recomendó continuar con estas pruebas

colocando una línea de cordón detonante a lo largo del tubo para

garantizar la detonación axialmente y lograr el objetivo de la

voladura controlada.

La mayor incidencia de los tacos básicamente se han presentado

en las labores de mineralización es decir en galerías, la geología

presenta estructuras mineralizadas complejas; en estos casos se

observa en las imágenes que los taladros pueden atravesar hasta

tres tipos de roca distintos durante la perforación de un frente;

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lo que influye de manera directa o indirecta en la probabilidad de

ocasionar fallas en las voladuras restando eficiencia tal como

hemos podido evaluar observando en los frentes de la voladura

los tacos puntuales dejando el frente muy irregular

ocasionalmente asociados básicamente a esta condición.

En la zona de profundización se ha observado el uso de los tubos

de PVC de 1 ¾” x 3.00m para el carguío de los taladros de arrastre; esta técnica es muy buena pero si es aplicado adecuadamente, durante el seguimiento se ha observado deficiente rotura en los arrastres teniendo que hacer voladura

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Ø Taladro 48mmØ Tubo PVC

38mm

Ø Cartucho 25mm

secundaria (rebaje de piso) supeditado básicamente a los parámetros de voladura, en este caso para el carguío de los taladros de arrastre se está utilizando 20 cartuchos de emulsión de 1”x7” esta dimensión del cartucho no es el adecuado, siendo el apropiado utilizar un diámetro de 1 ¼” x 12” evitando el excesivo desacoplamiento de la columna de carga.

5. CONCLUSIONES / RECOMENDACIONES.

Durante las evaluaciones realizadas no se ha tenido inconveniente alguno utilizando los explosivos EXAMON-P Y EMULEX 80 de EXSA SA productos que se han utilizado con normalidad en las operaciones.

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Del global de los disparos evaluados la eficiencia de voladura en promedio en labores ejecutados por CMC es 89.6%, lo que es equivalente a 3.37 metros/disparo; asimismo las eficiencias de voladura en promedio para labores ejecutados por la E.E. Opermin es 83.2% lo es equivalente a 3.14 metros/disparo.

Los Factores de Carga promedio para secciones de labor 3.50m

x 3.00m en labores CMC es 29.3 kg/m y en labores de la Ctta

Opermin es 34.6 kg/m.

Los Factores de Carga promedio para secciones de labor 4.00m

x 4.00m en labores CMC es 32.6 kg/m y en labores de la Ctta

Opermin es 37.4 kg/m.

La sobrerotura promedio por los 138 disparos es 13.3% a pesar

de haber implementado la iniciativa de utilizar los tubos con carga desacoplada con anfo; se requiere continuar con las evaluaciones y el uso masivo de las técnicas apropiadas de voladura controlada.

Las oportunidades de mejora que se han identificado requieren de su implementación para minimizar las probabilidades de fallas en las voladuras asociados a los factores y condiciones de operación presentados.

Se recomienda implementar el diseño de arranque hexagonal diseño que utiliza 4 taladros de alivio; sin embargo la ubicación espacial hace que cada taladro de rotura tenga 3 taladros de alivio en simultaneo garantizando una adecuada rotura.

Se recomienda implementar una secuencia de retardos mínimo de 100 milisegundos es decir la serie 1 - 25ms, 5 – 125ms, 10 – 250ms, esta secuencia entre los taladros del arranque garantizara una adecuada evacuación de la carga fragmentada y al mismo tiempo evitar la proyección excesiva de la carga.

Asimismo se recomienda implementar los cartuchos de 1 ¼”x12” reemplazando a los cartuchos de 1”x7” que es utilizado

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actualmente en los arrastres inadecuadamente; con esta medida se debe garantizar una adecuada rotura en los taladros de arrastre evitando así tener que realizar la voladura secundaria (rebaje de piso), esta incidencia incluso limita la longitud de perforación en el frente toda vez que se tiene que cuadrar la sección constantemente.

Atte

A. Picoy / C. Latorre / M. Cruz. Soluciones y Servicios de Ingeniería.

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INFORME TECNICO MINERA CONDESTABLE JULIO - 2014

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ANEXOS

ZONA ALTA

NIVEL SECCION LABOR Nro DISP. AV. PROM EFIC. VOL FC (kg/m) 0bs

-20 4.0x4.0 XC_3743_E 1 3.54 94% 29.7

-20 4.0x4.0 XC_3877_SW 6 3.28 87% 34.3 01 disp taco 1.0m

-55 4.0x4.0 XC_797_E 4 3.45 92% 31.5

PROM 4.0mx4.0m 3.42 91% 31.8

-20 3.5x3.0 XC_5269_E1 3 3.42 91% 29.7

-20 3.5x3.0 XC_3676_SW 3 3.26 87% 30.2

-20 3.5x3.0 RP_3736 2 3.24 86% 30.0

-20 3.5x3.0 XC_3736_1 3 3.49 93% 28.2

-55 3.5x3.0 XC_3710_NW 14 3.24 86% 32.7 01 disparo soplado avance 1.20m

-55 3.5x3.0 XC_3806_S 4 3.51 93% 26.8

-55 3.5x3.0 XC_4536_E 2 3.45 92% 27.5

-55 3.5x3.0 XC_5311_NE 1 3.40 90% 28.1

PROM 3.5mx3.0m 3.38 90% 29.1

ZONA CONDESTABLE

NIVEL SECCION LABOR Nro DISP. AV. PROM EFIC. VOL FC (kg/m) 0bs

70 4.0x4.0 XC_5916 7 3.42 91% 34.9

70 4.0x4.0 XC_5920_NW 1 3.30 88% 37.6 tacos 0.30m

125 4.0x4.0 XC_5770_N 8 3.43 91% 33.7

125 4.0x4.0 XC_5770 4 3.48 93% 34.9

125 4.0x4.0 XC_5778 3 3.42 91% 34.0

125 4.0x4.0 XC_5888_S 3 3.49 93% 34.3

125 4.0x4.0 XC_5968 1 3.40 90% 28.2

210 4.0x4.0 XC_5888_S 5 3.28 87% 36.5 01 disparo tacos de 1.0m

PROM 4.0mx4.0m 3.40 91% 34.24

70 3.5x3.0 GL_5921_N 9 3.38 90% 29.8 01 disparo tacos de 0.60m

125 3.5x3.0 GL_5770_S 6 3.30 88% 32.7 01 disparo tacos de 0.70m

125 3.5x3.0 GL_5778 2 3.42 91% 29.0

125 3.5x3.0 GL_5921_S 2 3.24 86% 31.2 01 disparo tacos de 0.50m

125 3.5x3.0 XC_5913_1 1 3.40 90% 31.2

125 3.5x3.0 XC_5913_2 1 3.42 91% 31.0

PROM 3.5mx3.0m 3.36 89% 30.82

ZONA BAJA

NIVEL SECCION LABOR Nro DISP. AV. PROM EFIC. VOL FC (kg/m) 0bs

-130 4.0x4.0 XC_4012_SW 2 3.40 89% 29.53

-175 4.0x4.0 XC_4507 1 3.35 88% 30.42

-175 4.0x4.0 XC_3915_1 2 3.05 81% 35.4 Roca muy dura (tacos)

PROM 4.0mx4.0m 3.27 86% 31.78

-95 3.5x3.0 XC_3918_1 3 3.38 90% 28.5

-95 3.5x3.0 XC_3561_3 1 3.55 94% 27.72

-130 3.5x3.0 XC_3858 3 3.40 91% 27.29

-175 3.5x3.0 XC_2742_W 3 3.35 89% 28.43 Roca Buena Cohesion

PROM 3.5mx3.0m 3.42 91% 27.99

PROFUNDIZACION

NIVEL SECCION LABOR Nro DISP. AV. PROM EFIC. VOL FC (kg/m) 0bs

-350 4.0x4.0 RP_78 2 3.05 81% 39.87

-350 4.0x4.0 XC_4368_2 2 3.25 86% 34.92

PROM 4.0mx4.0m 3.15 84% 37.40

-350 3.5x3.0 GL_3614_1 3 3.45 92% 31.03

-350 3.5x3.0 GL_3614_3 3 3.10 82% 34.23 01 disparo tacos de 0.50m

-350 3.5x3.0 GL_3614_5 1 3.20 85% 36.75

-350 3.5x3.0 GL_4377_1 1 3.00 80% 35.2

-350 3.5x3.0 GL_4377_3 1 3.10 82% 34.02

-350 3.5x3.0 XC_3614_N 1 3.20 85% 32.05

-350 3.5x3.0 XC_3671_NE 1 3.00 80% 39.71

-350 3.5x3.0 XC_4368_W 3 3.40 90% 31.54

-350 3.5x3.0 XC_4377_1 3 3.00 80% 36.64

-350 3.5x3.0 XC_4377_3 2 3.22 86% 32.5

-350 3.5x3.0 XC_4377_NW 1 2.80 74% 36.05

-350 3.5x3.0 XC_4827_1 3 2.97 79% 35.55 Comunicación

PROM 3.5mx3.0m 3.13 83% 34.61

Page 19: Informe Tecnico Cmc Julio 2014[1]

INFORME TECNICO MINERA CONDESTABLE JULIO - 2014

19

3.42 3.38

0.00

0.50

1.00

1.50

2.00

2.50

3.00

3.50

4.00

Evaluacion Labores Zona AltaAvance Promedio (m)

3.40 3.36

0.00

0.50

1.00

1.50

2.00

2.50

3.00

3.50

4.00

Evaluacion Labores Zona CondestableAvance Promedio (m)

3.27 3.42

0.00

0.50

1.00

1.50

2.00

2.50

3.00

3.50

4.00

Evaluacion Labores Zona BajaAvance Promedio (m)

3.15 3.13

0.00

0.50

1.00

1.50

2.00

2.50

3.00

3.50

4.00

Evaluacion Labores Zona ProfundizacionAvance Promedio (m)

Page 20: Informe Tecnico Cmc Julio 2014[1]

INFORME TECNICO MINERA CONDESTABLE JULIO - 2014

20

34.2430.82

0.0

5.0

10.0

15.0

20.0

25.0

30.0

35.0

40.0

Evaluacion Labores Zona CondestableFactor de Carga (kg/m)

31.7827.99

0.00

5.00

10.00

15.00

20.00

25.00

30.00

35.00

40.00

Evaluacion Labores Zona BajaFactor de Carga (kg/m)

37.4034.61

0

5

10

15

20

25

30

35

40

45

Evaluacion Labores Zona ProfundizacionFactor de Carga (kg/m)

31.829.1

0.0

5.0

10.0

15.0

20.0

25.0

30.0

35.0

40.0

Evaluacion Labores Zona AltaFactor de Carga (kg/m)

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INFORME TECNICO MINERA CONDESTABLE JULIO - 2014

21