Upload
others
View
2
Download
0
Embed Size (px)
Citation preview
UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN DE AREQUIPA
FACULTAD DE GEOLOGÍA, GEOFÍSICA Y MINAS
ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS
“PROFUNDIZACIÓN DE LA RAMPA NEGATIVA 462 PARA INCREMENTAR
LA PRODUCCIÓN DE LA VETA ANIMAS - MCEISA
U.E.A. SAN CRISTOBAL, BATEAS”
TESIS PRESENTADA POR EL BACHILLER:
HECTOR ELIO CASTILLO IQUIAPAZA PARA
OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE
INGENIERO DE MINAS
AREQUIPA - PERÚ
2020
UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN DE AREQUIPA
FACULTAD DE GEOLOGÍA, GEOFÍSICA Y MINAS
ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS
“PROFUNDIZACIÓN DE LA RAMPA NEGATIVA 462 PARA INCREMENTAR
LA PRODUCCIÓN DE LA VETA ANIMAS - MCEISA
U.E.A. SAN CRISTOBAL, BATEAS”
Jurados
Presidente: Dr. Edgar Roque Gutiérrez Salinas
Vocal: Ing. Reynaldo Sabino Canahua Loza
Secretario: Msc. Eberth Saire Bocangel
Asesor: Ing. Reynaldo Sabino Canahua Loza
AREQUIPA - PERÚ
2020
DEDICATORIA
A mis padres Eleuterio y Verónica, por
estar siempre conmigo, por su apoyo
infinito en la realización de este trabajo,
a mi hermano Edison por confiar
siempre en mí, a mi tía Ninfa por
brindarme su apoyo en mis momentos
más difíciles, a mi hijo Mateo por ser mi
pilar y motivo de superación en mi vida.
AGRADECIMIENTO
Agradezco a mi Alma Mater, la Universidad Nacional de San Agustín de
Arequipa, a los docentes de la Facultad de Geología, Geofísica y Minas, en
especial a los Ingenieros docentes de la Escuela Profesional de Ingeniería de
Minas, por sus enseñanzas, consejos y experiencias compartidas a través de los
años de estudios, años que generaron en mí una formación única.
A mi familia en general por estar siempre a mi lado y dando esa fuerza para
continuar y cumplir mis objetivos.
Un agradecimiento especial a la Unidad Minera Bateas por permitirme formar
parte del equipo de trabajo.
Mi sincero reconocimiento a todos los que de alguna manera, directa o indirecta,
han contribuido para la culminación del presente trabajo.
RESUMEN
La explotación del mineral en la Empresa Minera Bateas S.A.C es por el método
de corte y relleno ascendente.
El minado se realiza en bancos horizontales (breasting), que se inicia desde el
nivel inferior hasta llegar al nivel superior dejando un puente por seguridad.
Cuando un banco o piso ha sido explotado, los vacíos se rellenan con material
detrítico, relleno hidráulico o utilizando ambos, que forma una nueva plataforma
o piso de minado para el siguiente corte.
El procedimiento consistió en la recolección de datos geológicos y
geomecánicos bajo la modalidad de precios unitarios, donde el costo por metro
lineal de la rampa es de 1410.52 US$/m. El proyecto de profundización de la
rampa 462 norte resulta ser viable por las reservas probadas existentes en zona
baja las que se demostraron con los sondajes realizados y la obtención de
testigos.
Para ser posible el acceso a las reservas minables existentes en los niveles
inferiores al 14, se plantea profundizar la mina mediante el desarrollo de la rampa
462 norte que mantendrá una sección de 4m x 4m, pendiente negativa de 12 %
y una longitud de 377.4 metros que servirá para los trabajos de exploración,
medio de acceso y transporte para la extracción del recurso del mineral,
aprovechando la infraestructura existente en la mina.
Para el desarrollo de la rampa se hará uso de equipos mecanizados como son
jumbo frontal DD210 – Serie L08D4800 para los trabajos de perforación, para los
trabajos de limpieza se hará uso del equipo scooptram R 1300G de 4.2 yd3, para
el sostenimiento se empleara el equipo Jumbo empernador bolter B 88 – serie
JCM 349 y para alturas mayores de los 4 metros se empleara equipo
mecanizado, scaler.
El objetivo del trabajo de investigación consiste en generar mayores márgenes
de ganancia bruta anual para la empresa minera Bateas; donde el plan de
tratamiento por día se formuló en base a 1,500TM de concentrado de mineral y
535,500 TM de concentrado anual con un promedio de leyes de Ag: 97 (g/TM),
Au 0,21 (g/TM), Pb 2.78% y Zn 4.05 % con un NSR de 146 US$/TM (breasting)
y 153 US$/TM (realce) para un sistema trackless y un NSR de 160 US$/TM para
un sistema convencional. Además se simularon las 60000 TM de concentrado
que se tiene como reserva en veta Don Luis2 que mantiene leyes de Ag: 713
(g/TM), Au: 0.99 (g/TM) y Zn: 0.13 %, que mantendrá un sistema convencional
para los trabajos de su extracción, generando unas ventas de US$ 9, 239,734 y
una sobreganancia neta de US$ 585,904 por su ejecución.
Se realizó un esquema de variación del precio de los commodities, en base a los
valores considerados del plan, cuyos precios son; Ag: 18 US$/oz, Au: 1,511
US$/oz, Pb: 2,584 US$/TM y Zn: 3,531 US$/TM; con una volatilidad máxima
alcista anual de Ag, Au, Pb y Zn en 15%,16%,24% y 30% respectivamente y con
una volatilidad máxima bajista de Ag, Au, Pb y Zn en -9%, -7%, -12% y -16%
respectivamente, respecto al plan anual.
Los resultados al explotar el cuerpo mineralizado, resultan ser satisfactorios
como demuestran los indicadores económicos del proyecto de profundización:
Valor neto actual (VAN): US$ 51,242, 670
Se concluyó que la explotación del cuerpo mineralizado de las vetas Animas y
Don Luis2 mediante la ejecución de la rampa 462 norte, resulta ser viable y
genera rentabilidad para la unidad minera Bateas, según señalan los indicadores
económicos vistos anteriormente.
Palabras Clave: Profundización, diseño rampa, mecanizado, viabilidad,
proyecto.
ABSTRACT
The exploitation of the mineral in the mining company Bateas S.A.C is by the
method of cutting and filling ascending.
Mining is carried out in horizontal banks (breasting), which starts from the lower
level until reaching the upper level, leaving a bridge for safety. When a bank or
floor has been mined, the voids are filled with debris material, hydraulic fill, or
using both, which forms a new mining platform or floor for the next cut.
The procedure consisted in the collection of geological and geomechanical data
under the modality of unit prices, where the cost per linear meter of the ramp is
1410.52 US $ / m. The project to deepen ramp 462 north turns out to be viable
due to the proven reserves existing in the lower area, which were demonstrated
with the drilling carried out and the obtaining of cores.
In order to be able to access the existing mineable reserves at levels below 14, it
is proposed to deepen the mine by developing ramp 462 north, which will
maintain a section of 4m x 4m, a negative slope of 12% and a length of 377.4
meters that will be used for exploration, access and transportation works for the
extraction of the mineral resource, taking advantage of the existing infrastructure
in the mine.
For the development of the ramp, mechanized equipment such as DD210 front
jumbo - L08D4800 Series will be used for drilling work, for cleaning work, the 4.2
yd3 scooptram R 1300G equipment will be used, for the support the equipment
will be used Jumbo bolter bolter B 88 - JCM 349 series and for heights greater
than 4 meters, mechanized equipment, scaler, will be used.
The objective of the research work is to generate higher annual gross profit
margins for the mining company Bateas; where the treatment plan per day was
formulated based on 1,500 MT of mineral concentrate and 535,500 MT of annual
concentrate with an average of Ag grades: 97 (g / MT), Au 0.21 (g / MT), Pb
2.78% and Zn 4.05% with a NSR of 146 US $ / MT (breasting) and 153 US $/MT
(enhancement) for a trackless system and an NSR of 160 US $ / MT for a
conventional system. In addition, the 60,000 MT of concentrate that is kept as a
reserve in the Don Luis2 vein was simulated that maintains Ag: 713 (g / MT), Au:
0.99 (g / MT) and Zn: 0.13%, which will maintain a conventional system for the
extraction works, generating sales of US $ 9,239,734 and a net surplus of US $
585,904 for its execution.
A commodity price variation scheme was made, based on the values considered
in the plan, whose prices are; Ag: US $ 18 / oz, Au: US $ 1,511 / oz, Pb: US $
2,584 / MT and Zn: US $ 3,531 / MT; with a maximum annual upward volatility of
Ag, Au, Pb and Zn at 15%, 16%, 24% and 30% respectively and with a maximum
downward volatility of Ag, Au, Pb and Zn at -9%, -7%, -12% and -16%
respectively, compared to the annual plan.
The results when exploiting the mineralized body turn out to be satisfactory as
shown by the economic indicators of the deepening project:
Net Present Value (VAN): US$ 51,242,670
It was concluded that the exploitation of the mineralized body of the Animas and
Don Luis2 veins through the execution of the 462-north ramp, turns out to be
viable and generates profitability for the Bateas mining unit, according to the
economic indicators seen above.
Keywords: Deepening, ramp design, machining, feasibility, project.
ÍNDICE GENERAL
DEDICATORIA
AGRADECIMIENTO
RESUMEN
CAPÍTULO I
INTRODUCCIÓN
1.1. Título y ubicación ......................................................................................... 1
1.1.1. Título de la tesis ................................................................................ 1
1.1.2. Ubicación ........................................................................................... 1
1.1.3. Accesibilidad ..................................................................................... 2
1.2. Justificación ................................................................................................. 2
1.3. Delimitación del área de investigación ......................................................... 3
1.4. Formulación del problema ............................................................................ 3
1.4.1. Identificación del problema ................................................................ 3
1.4.2. Formulación del problema ................................................................. 4
1.5. Alcances y limitaciones ................................................................................ 4
1.5.1. Alcances ............................................................................................ 4
1.5.2. Limitaciones ...................................................................................... 5
1.6. Variables e indicadores ................................................................................ 5
1.6.1. Variables independientes .................................................................. 5
1.6.2. Variables dependientes ..................................................................... 5
1.6.3. Indicadores ........................................................................................ 5
1.7. Objetivos ...................................................................................................... 6
1.7.1. Objetivo general ................................................................................ 6
1.7.2. Objetivos específicos ......................................................................... 6
1.8. Hipótesis ...................................................................................................... 6
1.8.1. Hipótesis general ............................................................................... 6
CAPÍTULO II
MARCO TEÓRICO
2.1. Definición de Rampa .................................................................................... 7
2.2. Parametros para el diseño de una Rampa................................................... 8
2.2.1. Sección .............................................................................................. 8
2.2.2. Gradiente ........................................................................................... 8
2.2.3. Radio de curvatura ............................................................................ 9
2.2.4. Declive ............................................................................................. 10
2.2.5. Longitud total de Rampa ................................................................. 10
2.2.6. Peralte ............................................................................................. 10
2.2.7. Drenaje ............................................................................................ 11
2.3. Tipos de Rampas ....................................................................................... 11
2.3.1. Rampa forma de “y” ......................................................................... 11
2.3.2. Rampa forma basculante ................................................................ 12
2.3.3. Rampa forma de espiral .................................................................. 12
2.3.4. Forma de zig – zag. ......................................................................... 13
2.4. Sostenimiento. ........................................................................................... 15
2.4.1. Tipos de sostenimiento. ................................................................... 15
2.4.1.1. Sostenimiento activo ............................................................... 15
2.4.1.2. Sostenimiento pasivo. ............................................................. 15
2.4.2. Consideraciones para diseño de sostenimiento .............................. 16
2.5. Sostenimiento utilizado .............................................................................. 16
2.5.1. Shotcrete ......................................................................................... 16
2.5.1.1. Componentes y propiedades del shotcrete ............................. 18
2.5.1.1.1. Antecedentes ............................................................... 18
2.5.1.1.2. Materiales ..................................................................... 18
2.5.1.1.3. Características del concreto ......................................... 20
2.5.1.2. Elaboracion de diseño de mezcla ........................................... 21
2.5.2. Sostenimiento con enpernados ....................................................... 22
2.5.2.1. Montaje de pernos de anclaje ................................................. 23
2.5.2.2. Practicas de instalacion .......................................................... 23
2.5.2.3. Patron de pernado .................................................................. 27
2.5.3. Sostenimiento con malla electro-soldada. ....................................... 27
2.6. Criterios de voladura .................................................................................. 30
2.6.1. Explosivos ....................................................................................... 30
2.6.2. Corte o arranque ............................................................................. 31
2.7. Diseño de malla de perforacion ................................................................. 34
2.7.1. Parametros de voladura .................................................................. 36
CAPÍTULO III
MATERIAL DE ESTUDIO
3.1. Fisiografia .................................................................................................. 38
3.1.1. Clima ............................................................................................... 38
3.1.2. Relieve ............................................................................................ 38
3.1.3. Vegetación ...................................................................................... 39
3.2. Aspectos geológicos .................................................................................. 39
3.2.1. Geología regional ............................................................................ 39
3.2.2. Geología local.................................................................................. 40
3.2.3. Geología estructural ........................................................................ 42
3.2.4. Geologia economica ........................................................................ 43
3.3. Aspectos mineros - bases teoricas ............................................................ 49
3.3.1. Recursos mineros ............................................................................ 49
3.3.1.1. Recurso medido ...................................................................... 49
3.3.1.2. Recurso indicado .................................................................... 50
3.3.1.3. Recurso inferido ...................................................................... 50
3.3.2. Reserva minera ............................................................................... 51
3.3.2.1. Reserva probada .................................................................... 51
3.3.2.2. Reserva probable .................................................................... 52
3.3.3. Mineral de baja ley .......................................................................... 53
3.3.3.1. Becoff ...................................................................................... 54
3.3.4. Métodos clásicos de valoración de proyectos ................................. 55
3.3.4.1. Limitaciones de los modelos clásicos ..................................... 57
3.3.4.2. Aplicación a proyectos ............................................................ 58
3.4. Mina ........................................................................................................... 59
3.4.1. Descripcion de mina ........................................................................ 59
3.4.2. Producción ...................................................................................... 62
3.4.3. Ciclo operativo - rampa ................................................................... 64
3.4.4. Sistema de bombeo ......................................................................... 65
3.4.3.1. Caracteristicas mecánicas y eléctricas de las bombas ........... 67
3.4.3.2. Diseño mecánico .................................................................... 67
3.4.3.3. Dimensionamiento y selección de bombas ............................. 68
3.4.3.4. Potencias ................................................................................ 69
3.5. Estudio geomecánico ................................................................................. 72
3.5.1. Investigación de campo. .................................................................. 72
3.5.2. Mapeo geomecánico en labores subterráneas ................................ 73
3.5.3. Registro geotécnico de sondajes diamantinos ................................ 73
3.5.4. Ensayos de campo. ......................................................................... 74
3.5.5. Clasificación geomecánica. ............................................................. 74
3.5.6. Dimensionamiento geomecánico..................................................... 79
3.5.6.1. Factores de seguridad mínimos. ............................................. 79
3.5.6.2. Dimensionamiento de cámaras y pilares. ............................... 80
3.5.6.3. Dimensionamiento de Puentes. .............................................. 82
3.5.7. Resultados – Rampa ....................................................................... 83
3.5.8. Evaluación del sostenimiento .......................................................... 86
3.5.8.1. Tiempo de “auto‐soporte”. ....................................................... 86
3.5.8.2. Criterios para aplicación del sostenimiento ............................. 87
3.5.8.3. Estimación del tipo de sostenimiento. ..................................... 88
3.6. Método de explotación ............................................................................... 89
3.6.1. Método corte y relleno ascendente - trackless ................................ 89
3.6.2. Corte y relleno ascendente - convencional ...................................... 91
CAPÍTULO IV
METODOLOGÍA
4.1. Tipo de investigación ................................................................................. 93
4.2. Diseño de investigación ............................................................................. 93
4.3. Población y muestra .................................................................................. 93
4.3.1. La población .................................................................................... 93
4.3.2. Muestra ........................................................................................... 94
4.4. Recolección y análisis de datos ................................................................. 94
4.4.1. Recolección de datos ...................................................................... 94
4.4.2. Análisis de datos ............................................................................. 95
4.5. Métodos y técnicas para la presentación y análisis de datos..................... 95
4.6. Marco legal ................................................................................................ 95
CAPÍTULO V
DESARROLLO Y COSTOS
5.1. Parámetros del proyecto .......................................................................... 101
5.2. Características del proyecto de rampa 462 N .......................................... 102
5.3. Costo de voladura .................................................................................... 102
5.3.1. Datos técnicos de voladura ........................................................... 103
5.3.2. Cálculo de carga explosiva, accesorios y costos........................... 104
5.4. Costos de sostenimiento .......................................................................... 107
5.4.1. Costo de sostenimiento con perno helicoidal 7” ............................ 107
5.4.2. Costo de sostenimiento con malla electrosoldada......................... 110
5.4.3. Costo de sostenimiento con shotcrete ........................................... 112
5.5. Costo de labores de desarrollo ................................................................ 114
5.5.1. Costo de Perforación y limpieza, Rampa 4 x 4 .............................. 114
5.5.2. Costo de Chimenea ....................................................................... 116
5.5.3. Costo de Refugio ........................................................................... 117
5.5.4. Costo de cámara de carguío ......................................................... 120
5.5.5. Costo cámara de bombeo ............................................................. 120
5.6. Costo de servicios auxiliares mina ........................................................... 120
5.6.1. Pu, Instalación de tuberías de servicios ........................................ 121
5.6.2. Pu, Limpieza de cuneta ................................................................. 122
5.6.3. Pu, Construcción e instalación de sangría .................................... 123
5.6.4. Pu, Instalación de ventilador ......................................................... 124
5.6.5. Pu, Instalación de mangas de ventilación ..................................... 125
5.7. Costo de seguridad .................................................................................. 126
5.7.1. Costo de EPP ................................................................................ 126
5.7.2. Costo por material de herramientas de gestión ............................. 127
5.8. Otros costos ............................................................................................. 128
5.8.1. Costo mano de obra ...................................................................... 128
5.8.2. Costos de materiales ..................................................................... 129
5.8.3. Costo acarreo ................................................................................ 130
5.8.4. Costos indirectos ........................................................................... 131
5.9. Resumen de costo total de avance .......................................................... 131
CAPÍTULO VI
EVALUACIÓN ECONÓMICA
6.1. Becoff o costos totales - Minera Bateas ................................................... 133
6.1.1. Costo mecanizado ......................................................................... 137
6.1.2. Costo convencional. ...................................................................... 139
6.2. Net smelter return (NSR) Minera Bateas ................................................. 140
6.2.1. Valor punto .................................................................................... 142
6.3. Recursos y reservas ................................................................................ 144
6.3.1. Recursos ....................................................................................... 144
6.3.2. Reservas ....................................................................................... 145
6.4. Sensibilidad .............................................................................................. 146
6.5. Inversión del proyecto .............................................................................. 152
6.5.1. VAN del proyecto ........................................................................... 155
6.6. Resultados ............................................................................................... 157
Conclusiones ........................................................................................ 158
Recomendaciones ................................................................................ 160
Referencias bibliográficas .................................................................... 161
Anexos ................................................................................................. 163
ANEXOS
Anexo 1: Base de datos histórico Rp 462N – 2019 ........................................ 164
Anexo 2: Términos comerciales ..................................................................... 167
Anexo 3: Resumen de precios de plata por meses ........................................ 168
Anexo 4: Resumen de precios de oro por meses ........................................... 168
Anexo 5: Resumen de precios de plomo por meses ...................................... 169
Anexo 6: Resumen de precios de zinc por meses ......................................... 169
Anexo 7: Hoja de registros de extracción de mineral ..................................... 170
Anexo 8: Reporte diario de operación 2019 ................................................... 171
Anexo 9: Informe mensual de producción ...................................................... 173
Anexo 10: Ensayos de Mecánica de rocas .................................................... 174
Anexo 11: Diagrama estereográfico de diaclasas – Caja piso ....................... 176
Anexo 12: Diagrama estereográfico de diaclasas – Veta Animas .................. 176
Anexo 13: Diagrama estereográfico de diaclasas – Caja Techo .................... 177
Anexo 14: Diagrama estereográfico de Fallas – Caja piso ............................. 177
Anexo 15: Diagrama estereográfico de Fallas – Veta Animas ....................... 178
Anexo 16: Diagrama estereográfico de Fallas – Caja techo .......................... 178
Anexo 17: Ensayos de campo, discontinuidades ........................................... 179
Anexo 18: Resultados del análisis de estabilidad de ventanas y cruceros ..... 179
Anexo 19: Registro geotécnico de sondajes .................................................. 180
Anexo 20: Cartilla geomecánica ..................................................................... 184
Anexo 21: Cartilla de sostenimiento ............................................................... 185
Anexo 22: Registro de Leyes – 2019 ............................................................. 186
Anexo 23: Registro para mapeo geomecánico – método Celdas y Líneas .... 191
Anexo 24: Diseño de puentes ........................................................................ 195
Anexo 25: Registro fotográfico ....................................................................... 196
Anexo 26: Veta Zona Animas Nv-14_Nv-15 ................................................... 197
Anexo 27: Perfil Longitudinal Topográfico _ Veta Animas / Don Luis2 ........... 197
Anexo 28: Veta Zona Animas Nv 12 _ Plan anual 2019 ................................. 197
Anexo 29: Veta Zona Animas Nv 13 _ Plan Anual 2019 ................................ 197
ÍNDICE DE FIGURAS
Figura 1. 1: Ubicación de minera Bateas ........................................................... 2
Figura 2. 1: Radio de curvatura……………………………………………………… 9
Figura 2. 2: Rampa basculante…………………………………………………….. 12
Figura 2. 3: Rampa espiral…………………………………………………………. 13
Figura 2. 4: Rampa zigzag…………………………………………………………..14
Figura 2. 5: Instalación y distribución de perno de Fricción – Split Set………...24
Figura 2. 6: Instalación de pernos Hydrabolt……………………………………... 25
Figura 2. 7: Instalación de pernos Barras helicoidal – Roca tipo I……………... 26
Figura 2. 8: Instalación y distribución de pernos Helicoidal – Roca tipo III…….27
Figura 2. 9: Instalación de perno helicoidal y malla electrosoldada…………….29
Figura 2. 10: Instalación de perno split set y malla electrosoldada……………. 29
Figura 2. 11: Corte en pirámide……………………………………………………. 31
Figura 2. 12: Corte en “V”…………………………………………………………... 32
Figura 2. 13: Corte quemado………………………………………………………. 33
Figura 2. 14: Formas de carguío de taladros…………………………………….. 33
Figura 2. 15: Corte en abanico…………………………………………………….. 33
Figura 2. 16: Corte para voladura controlada…………………………………….. 34
Figura 3. 1: Columna estratigráfica del área de Bateas………………………….41
Figura 3. 2: Imagen satélite e interpretación estructural de Caylloma .............. 43
Figura 3. 3: Flujo de andesita con alteración cuarzo-adularia. ......................... 45
Figura 3. 4: Flujo de andesita con alteración propilítica ................................... 45
Figura 3. 5: Pirita y esfalerita ............................................................................ 47
Figura 3. 6: Conversión de recursos a reservas ............................................... 53
Figura 3. 7: Recursos y reservas minables ...................................................... 53
Figura 3. 8: Recursos totales y mineral de baja ley .......................................... 54
Figura 3. 9: Diagrama de flujo de sistema de bombeo. .................................... 66
Figura 3. 10: Vista en planta de sistema de bombeo propuesto ....................... 67
Figura 3. 11: Sistema de bombeo 2019 ........................................................... 71
Figura 3. 12: Análisis de estabilidad rampas, roca tipo IV ................................ 83
Figura 3. 13: Análisis de estabilidad rampas, roca tipo IIIB .............................. 84
Figura 3. 14: Análisis de estabilidad rampas, roca tipo IIIA. ............................. 84
Figura 3. 15: Análisis de estabilidad rampas, roca tipo IIB ............................... 84
Figura 3. 16: Secuencia de minado (mecanizado). .......................................... 91
Figura 3. 17: Secuencia de minado (convencional). ......................................... 92
Figura 5. 1: Diseño de malla de perforación (roca tipo III) ..….………………..105
Figura 5. 2: Diseño de malla de perforación (roca tipo IV) ............................. 106
Figura 6. 1: Becoff general ………………………………………………………...137
Figura 6. 2: Precio histórico anual de la plata................................................. 147
Figura 6. 3: Precio histórico anual del oro. ..................................................... 147
Figura 6. 4: Precio histórico anual del plomo.................................................. 148
Figura 6. 5: Precio histórico anual del Zinc. ................................................... 148
ÍNDICE DE TABLAS
Tabla 1.1: Formulación de problema, causa y efecto. ........................................ 4
Tabla 2. 1: Características del shotcrete.………………………………………....20
Tabla 2. 2: Diseño en peso por metro cubico de concreto. .............................. 21
Tabla 2. 3: Verificación del diseño de mezcla. ................................................. 21
Tabla 2. 4: Características del concreto ........................................................... 21
Tabla 2. 5: Formulación del diseño .................................................................. 22
Tabla 2. 6: Verificación del diseño de mezcla. ................................................. 22
Tabla 3. 1: Mineralización del yacimiento ………………..……………………….44
Tabla 3. 2: Producción mensual y anual 2019.................................................. 63
Tabla 3. 3: Velocidades de flujo. ...................................................................... 68
Tabla 3. 4: Dimensionamiento y selección de bombas .................................... 69
Tabla 3. 5: Potencia de las estaciones de bombeo .......................................... 70
Tabla 3. 6: Criterio para clasificación geomecánica. ........................................ 75
Tabla 3. 7: Clasificación geomecánica RMR, Minera Bateas. .......................... 77
Tabla 3. 8: Distribución porcentual aproximada de calidades de roca. ............ 78
Tabla 3. 9: Factores de seguridad mínimos. .................................................... 79
Tabla 3. 10: Dimensiones de cámaras y pilares ............................................... 81
Tabla 3. 11: Resultados análisis de estabilidad en rampas .............................. 85
Tabla 5. 1: Datos de voladura …………………………………………………….103
Tabla 5. 2: Distribución de explosivos por taladro .......................................... 103
Tabla 5. 3: Carga explosiva, accesorios y costos ........................................... 104
Tabla 5. 4: PU, Instalación de perno helicoidal .............................................. 109
Tabla 5. 5: PU, Malla electrosoldada .............................................................. 111
Tabla 5. 6: PU de Shotcrete ........................................................................... 113
Tabla 5. 7: PU, Perforación y limpieza en Rampa .......................................... 116
Tabla 5. 8: PU, Estocada - Refugio de seguridad .......................................... 119
Tabla 5. 9: PU, Instalación de tubería de 4" ................................................... 121
Tabla 5. 10: PU, Limpieza de cuneta ............................................................. 122
Tabla 5. 11: PU, Construcción e instalación de sangría ................................. 123
Tabla 5. 12: PU Instalación de ventilador ....................................................... 124
Tabla 5. 13: PU Instalación de manga de ventilación ..................................... 125
Tabla 5. 14: PU, EPP de seguridad ................................................................ 127
Tabla 5. 15: PU, Herramientas de gestión ..................................................... 128
Tabla 5. 16: PU, Mano de Obra ...................................................................... 129
Tabla 5. 17: Costos de materiales .................................................................. 130
Tabla 5. 18: Costos indirectos ........................................................................ 131
Tabla 5. 19: Costo por (m/l) de avance .......................................................... 132
Tabla 6. 1: Costo (US$/Tn) detallado……………....……………………………………135
Tabla 6. 2: Costo (US$/Tn) – Resumen trimestral………………………………136
Tabla 6. 3: Valor de becoff mecanizado (breasting)…………………………….138
Tabla 6. 4: Valor de becoff mecanizado (realce) ………………………………..139
Tabla 6. 5: Valor Becoff convencional (realce) ………………………………….140
Tabla 6. 6: Resumen del valor de Becoff por tipo de explotación……………..140
Tabla 6. 7: Valor punto de concentrado de Zn y Pb …………………………….143
Tabla 6. 8: Valor punto para concentrado Ag y Au. …………………………….144
Tabla 6. 9: Recursos evaluados en Minera Bateas – 2019 en TM.…………...145
tabla 6. 10: Resumen reservas evaluados en minera Bateas - 2019 …………146
Tabla 6. 11: Resumen estadístico del precio de los commodities …………….149
Tabla 6. 12: Variación del precio de los commodities en base al plan anual ..150
Tabla 6. 13: Volatilidad del precio de los commodities en base al plan anual .150
Tabla 6. 14: Recuperación metalúrgica en base al plan anual ………………..150
Tabla 6. 15: Resumen del valor NSR y VM con incertidumbre. ……………….151
Tabla 6. 16: Margen de ganancia anual incluida incertidumbre ……………….151
Tabla 6. 17: LOM, proyecto. ……………………………………………………….152
Tabla 6. 18: LOM, resumen proyecto. ……………………………………………152
Tabla 6. 19: CAPEX, resumen 2019……………………………………………...154
Tabla 6. 20: CAPEX - (2020 – 2027). …………………………………………….155
Tabla 6. 21: Flujo de caja de proyecto. …………………………………………..156
ÍNDICE DE ACRONIMOS
AS Ánimas Central
ASNE Ánimas Nor - Este
N Norte
S Sur
E Este
O Oeste
NE Nor - Este
NW Nor - Oeste
SE Sur-Este
SW Sur-Oeste
TJ Tajeo
CP Corto Plazo
VP Valor Punto
PU Precio unitario
Becoff Costos Totales
NSR Net Smelting Return
OPEX Operating Expenditure
CMB Compañía Minera Bateas
MB Minera Bateas
MCEISA Martínez Contratistas e ingeniería
TM Toneladas métricas
RMR Rock Mass Rating (clasificación del macizo rocoso)
LHD Load Hauld Dump (carga acarreo descarga)
Und Unidad
Pza Pieza
Disp Disparo
TM Tonelada métrica
Nv Nivel
1
CAPÍTULO I
INTRODUCCIÓN
1.1. TÍTULO Y UBICACIÓN
1.1.1. TÍTULO DE LA TESIS
“PROFUNDIZACIÓN DE LA RAMPA NEGATIVA 462 PARA
INCREMENTAR LA PRODUCCIÓN DE LA VETA ANIMAS -
MCEISA, U.E.A. SAN CRISTOBAL, BATEAS”
1.1.2. UBICACIÓN
La unidad minera Bateas se encuentra ubicada en el paraje de
Huayllacho, distrito de Caylloma, provincia de Caylloma y
departamento de Arequipa a una altitud entre 4500 y 5000 m.s.n.m.
El clima en el área se caracteriza por presencia de lluvias y nevadas
entre diciembre a marzo, seguido por una estación seca de abril a
setiembre.
2
Fuente: Gabinete de Geología
Figura 1. 1: Ubicación de minera Bateas
1.1.3. ACCESIBILIDAD
Las vías de acceso al proyecto son a través de la carretera
Panamericana Sur desde la ciudad de Lima.
Lima – Arequipa –1005 km. Carretera asfaltada
Arequipa – Caylloma Un tramo asfaltado y afirmado de 225 km.
Caylloma – Mina 14.5 km.
1.2. JUSTIFICACIÓN
La unidad minera Bateas tiene la necesidad de incrementar sus niveles de
reservas de mineral económico por el agotamiento de mineral que se viene
atravesando en los niveles superiores ya que de ello va a depender la
continuidad de operaciones y vida de la unidad minera, viéndose obligados a
explorar nuevos yacimientos mineralógicos.
3
Es de esta manera para dar con el cumplimiento al tonelaje programado en
minera Bateas (1500 TM/día), se tendrá que accesar a las reservas de mineral
existentes en zona baja (veta Animas – Don Luis2), para lo cual es necesario
el desarrollo de la rampa negativa 462N. Es así que nace el proyecto de
investigación.
Analizando el comportamiento en el tiempo de los precios de Ag, Au, Pb y Zn,
se tiene una tendencia al alza con algunas caídas y su posterior recuperación.
Para incorporar la variación del precio de los commodities, se consideraron
escenarios alcistas y bajistas, el margen de ganancia aumenta puesto que
existe una volatilidad de precios alcistas anual, además que los pronósticos
de los indicadores económicos como son el VAN señalan una rentabilidad
favorable para la empresa.
1.3. DELIMITACIÓN DEL ÁREA DE INVESTIGACIÓN
La mina se encuentra dividida en tres zonas de acuerdo a los niveles en los
cuales se encuentra embarcado: zona alta (niveles 9, 10, 11), zona intermedia
(nivel 12) y zona baja (niveles 13, 14 y continuación).
La zona de estudio se encuentra enmarcado entre las siguientes coordenadas
UTM (8317650 N – 192584 E) y (8317323 N – 192463 E) comprendido entre
las cotas 4400 – 4350 que entiende los niveles 14,15 (zona baja).
1.4. FORMULACIÓN DEL PROBLEMA
1.4.1. IDENTIFICACIÓN DEL PROBLEMA
Para llevar a cabo este proyecto, se identificó los recursos
presentes en zona baja donde se tiene identificado leyes favorables
que permitirán generar un mayor margen de ganancia a la
empresa, así mismo se viene atravesando el agotamiento de la
reserva presente en zona alta e intermedia motivo por el cual
resulta viable realizar este proyecto para dar continuidad a la mina.
4
1.4.2. FORMULACIÓN DEL PROBLEMA
PROBLEMA CAUSAS EFECTO
Agotamiento de los
recursos
mineralógicos en
zona alta (Nv 10-
12).
Tendencia a la
disminución de
leyes de los
metales (Ag, Au,
Zn y Pb).
En los niveles superiores existen
reservas de metales (Ag, Au, Zn
y Pb) limitados, debido al
agotamiento de reservas, en
un tiempo determinado.
No existe acceso a los niveles
inferiores, donde se cuenta con
mayores cantidades de reserva
y leyes mayores al cut off.
Incremento de
producción de
mineral y mayor
beneficio
económico para
la empresa.
Exploración de
estructuras
mineralizadas.
Fuente: Elaboración propia
Tabla 1.1: Formulación de problema, causa y efecto.
1.5. ALCANCES Y LIMITACIONES
1.5.1. ALCANCES
El presente proyecto tiene por objeto la profundización de la mina
mediante la continuación de la rampa 462 norte en zona baja, para
poder tener acceso a los recursos que presentan leyes favorables,
para llevar a cabo este proyecto se identificó el mineral con baja ley
desde el modelo de bloques del yacimiento destinándolo a ser
acumulado de acuerdo a sus leyes para luego formular un plan de
tratamiento que genere un mayor margen de ganancia a la
empresa.
Para tos trabajos de ejecución de la rampa se harán uso de equipos
mecanizados como son: jumbo (equipo de perforación), scooptram
(equipo para carguío y descargue), jumbo small bolter (equipo para
5
trabajos de sostenimiento) y equipos scaler (equipo para realizar
trabajos de desate de roca, para labores mayores a 4 metros).
Con la ejecución de la rampa se garantizará el acceso al cuerpo
mineralizado siendo este desarrollado con el método de corte y
relleno ascendente.
1.5.2. LIMITACIONES
La planta concentradora de minera Bateas, cuenta con una
capacidad máxima de 1500 TMD, limitando de esta manera una
mayor extracción y tratamiento de mineral, recortando mayores
ventas y ganancias.
1.6. VARIABLES E INDICADORES
1.6.1. VARIABLES INDEPENDIENTES
Macizo rocoso
Precio de los metales
Reservas de mineral
Ley de mineral
Aspectos geomecánicos
1.6.2. VARIABLES DEPENDIENTES
Sección de la rampa
Sostenimiento
Diseño de malla de perforación y voladura
Accesorio de voladura
Sostenimiento de acuerdo a la clasificación geomecánica
Sistema de bombeo.
1.6.3. INDICADORES
Costos
6
Valor actual neto (VAN)
Tasa interna de retorno (TIR)
1.7. OBJETIVOS
1.7.1. OBJETIVO GENERAL
Generar mayores márgenes de producción y ganancia bruta anual
con la explotación de metales de Ag, Au, Pb y Zn presentes en veta
Ánimas y Don Luis2, mediante la profundización de la rampa
negativa 462N.
1.7.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS
Evaluar las características geomecánicas del macizo rocoso
para la evaluación del sostenimiento en la ejecución de la
rampa negativa 462N.
Extraer el mineral de las reservas probadas
Realizar el estudio de flujos de caja del proyecto, para el
análisis de rentabilidad.
1.8. HIPÓTESIS
1.8.1. HIPÓTESIS GENERAL
La ejecución de la rampa negativa 462N, mediante el sistema
mecanizado que toma como incertidumbre el precio de los
commodities para generar ganancias, resulta factible su ejecución
para la exploración de estructuras mineralizadas y extracción del
mineral existente en zona baja.
7
CAPÍTULO II
MARCO TEÓRICO
2.1. DEFINICIÓN DE RAMPA
Son labores que presentan una gradiente que permite la comunicación de
labores horizontales con diferente cota o profundidades, presentan una
sección de manera que facilite el desplazamiento de equipos, herramientas,
personal y materiales que necesiten actuar en el interior de la mina.
Ventajas:
Mayor extracción del mineral durante el desarrollo de la rampa
Facilita el transporte de maquinarias, equipos, personal, herramientas y
materiales
Mayor seguridad durante el transporte de personal
Mayor visibilidad con el consecuente desarrollo de la labor
Desventajas:
Mayor utilización de elementos de sostenimiento
Problemas de depósito o echadero de desmonte
8
Mayor tiempo de evacuación de gases y monóxido con la
profundización.
2.2. PARÁMETROS PARA EL DISEÑO DE UNA RAMPA
Según Cabrera, C. (2013) para el diseño o elaboración de una rampa se
deben de considerar ciertos parámetros como son:
2.2.1. SECCIÓN
La sección de la rampa varía de acuerdo a la capacidad de
producción que se cuente en la mina y de manera indirecta las
características físicas del macizo rocoso a partir del cual se elegirá
el tamaño del equipo a emplear.
Las rampas principales tienen una variación de sección:
Ancho (3.00 – 6.00) m, Alto (3.00 – 4.50) m.
Las rampas auxiliares presentan una variación de sección:
Ancho (2.50 – 3.50) m, Alto (2.50 – 3.00) m.
2.2.2. GRADIENTE
Es la máxima pendiente que puede adoptar una rampa para que
opere toda clase de transporte con la mayor eficiencia.
Las rampas presentes en cada unidad tienen una gradiente
favorable que está determinada principalmente por su producción,
desarrollo y costo de operación.
Cuando la gradiente aumenta tiene un efecto negativo en la
producción generando un mayor costo por hora de trabajo. La
gradiente óptima para trabajar debe de estar comprendida entre 8%
a 10%, pero generalmente oscila entre 10% y 15%, siendo en
nuestro país la gradiente promedio de 12%, presentando
resultados satisfactorios.
9
2.2.3. RADIO DE CURVATURA
Lo recomendable es que las rampas sean lo más recta posibles, o
que las curvas deban de tener un radio de curvatura grande. Los
radios de curvatura se eligen en razón a los equipos a emplearse
Se tiene 02 tipos de curvatura
Fuente: Gabinete de planeamiento
Figura 2. 1: Radio de curvatura
a. Radio de curvatura interno (RI)
b. Radio de curvatura externo (RE)
Para poder elegir un radio de curvatura optimo, se tomará el radio
interno del equipo más grande en longitud.
Para los cálculos se debe de tomar el radio de curvatura promedio,
que se va a obtener de la siguiente formula:
RP = RI + RE2
Donde:
RE: Radio externo
RI: Radio interno
RP: Radio promedio
10
2.2.4. DECLIVE
El declive que tendrá que conservar en el desarrollo de la rampa
para ayudar con el drenaje del agua oscila en un rango de 0% - 5%
(entre 0 a 17.50 cm) esta tendrá que mantenerse en todo el
desarrollo de la rampa.
El uso de este parámetro no es muy usado, solamente cuando se
tiene presencia de agua y se elimina cuando la rampa presenta un
piso de 0%.
2.2.5. LONGITUD TOTAL DE RAMPA
Resulta del metraje total del desarrollo de la rampa, que se realiza
desde un nivel inferior hacia un nivel superior, es importante tener
este control para poder realizar el programa de desarrollo y
determinar el costo de la inversión.
2.2.6. PERALTE
Es la sobreelevación del lado exterior de la curva, que tiene por
finalidad evitar la volcadura de los vehículos, ya que permite
equilibrar la acción que ejerce la fuerza centrífuga que es
ocasionado por el paso de un equipo por una curva.
La siguiente formula nos va a permitir realizar el cálculo del peralte,
donde van a intervenir las fuerzas centrifuga y gravitacional.
h = V2 × aR × g
Donde:
h: peralte en m.
V: velocidad m/s
R: radio de curvatura promedio en m.
11
g: aceleración de la gravedad m/s
a: ancho de la labor en m.
2.2.7. DRENAJE
El objetivo principal es el de conseguir que las aguas que entren en
contacto en el interior de la mina resulten ser mínimas, este estudio
de drenaje en la mina presenta dos aspectos.
a. El primero es el de mantener condiciones adecuadas de trabajo,
para lo cual es frecuente la necesidad del bombeo de agua.
b. El segundo aspecto de drenaje es la gestión de las interferencias
de la operación en la hidrosfera, que tiene como objetivos:
Minimizar la cantidad de agua en circulación en las áreas
operativas.
Reaprovechar al máximo el agua utilizada durante el proceso
de operación.
Eliminación de aguas con características que afecten de
manera negativamente la calidad del cuerpo receptor.
2.3. TIPOS DE RAMPAS
Para Cabrera, C. (2013) las rampas pueden ser consideradas de varios tipos:
en forma de “Y”, en forma espiral, en Zigzag, Basculantes.
2.3.1. RAMPA FORMA DE “Y”
Consiste en realizar una rampa superior para tener acceso a
materiales, relleno y otros servicios; y otra rampa inferior donde se
espera la descarga del mineral extraído de los tajeos.
Aplicación:
Resulta en pequeñas vetas o cuerpos de mineral
12
2.3.2. RAMPA FORMA BASCULANTE
Son accesos y/o especie de cortada a la veta (tajo), el cual se inicia
con un piso con gradiente negativa de 15%, al cual se realizará un
rebatido de acuerdo a los cortes que se consideren necesarios,
hasta llegar a un piso final con gradiente de 15%, dependiendo del
equipo a utilizarse o distancia del brazo basculante (ver figura 2.2).
Fuente: Gabinete de planeamiento Figura 2. 2: Rampa basculante
2.3.3. RAMPA FORMA DE ESPIRAL
Es un sistema que comunica a dos niveles, se realiza dentro del
yacimiento, donde van a circular todo equipo motorizado, presentan
una gradiente de 7% - 12% (ver figura 2.3) y no resulta mayor a
esto debido a que los equipos tendrían que hacer más esfuerzo, en
los extremos de la rampa se realizaran ventanas para las
operaciones de minado, debe de mantener una diferencia de cota
de 50 en los puntos extremos de la rampa.
Ventajas y desventajas de la rampa
Ventajas
Se incrementa la extracción del mineral durante el desarrollo
de la rampa.
13
Menor incidencia del costo en sostenimiento por la
competencia del terreno en mineral.
Desventajas
Escasa visibilidad por el conductor por los puntos ciego debido
al diseño de la rampa.
Poca seguridad hacia el personal y equipo que transiten por la
rampa.
Problemas de dirección (desgaste) de los equipos por el diseño
que tiene la rampa.
Fuente: Gabinete de planeamiento
Figura 2. 3: Rampa espiral
2.3.4. FORMA DE ZIG – ZAG
Es el tipo de rampa más usado en la minería sin rieles y el tipo a
emplearse en el proyecto, presenta las siguientes características:
Se construye en materiales estériles y competentes.
Se realiza en forma paralela a la dirección de la zona
mineralizada.
Mantiene una pendiente promedio de 12%.
14
El desarrollo se origina desde la superficie colindante a la zona
mineralizada.
Su longitud va a depender de la longitud del cuerpo
mineralizado.
Ventajas y desventajas de la Rampa
Ventajas:
Facilita el desplazamiento de maquinarias, equipos, personal y
transporte de materiales.
Presenta mayor seguridad.
Incremento del tonelaje a extraer.
Desventajas:
Mayor empleo de materiales de sostenimiento.
Menor tonelaje de extracción del mineral durante el proceso de
perforación.
Problemas con la deposición o echadero del desmonte.
Fuente: Gabinete de planeamiento Figura 2. 4: Rampa zig zag
15
2.4. SOSTENIMIENTO
Según estándares de sostenimiento de bateas, (2018) es el procedimiento de
colocar algún elemento estructural para mejorar la estabilidad y mantener la
capacidad portante de la roca circundante a la excavación, con el objeto de
movilizar y poder conservar la resistencia de la masa rocosa para que llegue
al autosoporte, pudiendo ser temporal o permanente.
2.4.1. TIPOS DE SOSTENIMIENTO
Las labores de preparación, desarrollo y explotación en la unidad
minera Bateas utilizan tanto sostenimiento activo y/o pasivo,
cuando así se requiera
2.4.1.1. SOSTENIMIENTO ACTIVO
Es aquel tipo de sostenimiento que trabaja dentro de la roca,
tales como: pernos split set, pernos con resina y/o cemento,
pernos de anclaje, shotcrete y/o sistemas combinados.
Ventajas
Aumentan el tamaño efectivo de los bloques.
Forman un arco compresivo por encima de la corona
Suspenden bloques sueltos.
2.4.1.2. SOSTENIMIENTO PASIVO
Es aquel sostenimiento que trabaja fuera de la roca, tales
como: cuadros de madera, paquetes sudafricanos (Wood
packs), malla electrosoldada, cimbras, gatas de fricción y/o
sistemas combinados.
Ventajas
Controlan el desprendimiento de la superficie de la roca.
16
Generan una superficie más amplia para la distribución de
cargas.
2.4.2. CONSIDERACIONES PARA DISEÑO DE SOSTENIMIENTO
Se tomarán en cuenta las características geológicas, el arreglo
estructural, la caracterización geomecánica, la estimación de los
parámetros de resistencia a nivel de la roca intacta,
discontinuidades y masa rocosa, evaluación del estado tensional y
condición de agua subterránea presente.
Los tipos de sostenimiento a aplicarse para el control del terreno en
minera Bateas serán aquellos que se encuentran precisados en la
cartilla geomecánica (anexo 21). Es necesario precisar que las
dimensiones de excavación sean (accesos y/o labores de
explotación) condicionan la elección de la longitud de los elementos
de sostenimiento (el volumen de cuñas – bloques, es directamente
proporcional al ancho de la excavación), según sea el carácter
temporal o permanente de la excavación. El diseño del
sostenimiento para labores permanentes y/o temporales en Minera
Bateas se muestra en la cartilla de sostenimiento (anexo 21).
2.5. SOSTENIMIENTO UTILIZADO
El sostenimiento a utilizar en el desarrollo de la rampa (ver anexos 20 - 21) y
estudio geomecánico son desarrollados en el acápite 3.5.
2.5.1. SHOTCRETE
Según estándares de sostenimiento de bateas, (2018) el shotcrete
es una mezcla arena cemento y aditivos que se coloca mediante
impulsión neumática, lanzándolo a alta velocidad contra una
superficie determinada.
17
A. MONTAJE DEL SHOTCRETE
El Shotcrete que proporciona soporte deben ser de un espesor
y una resistencia, tal que asegure un adecuado soporte, acorde
a la sección de la labor.
Tener la correcta dosificación y calidad de la mezcla, según
recomendaciones del área de Geomecánica.
El proceso debe realizarse solamente con las cuadrillas de
Shotcrete, las cuales son autorizadas y capacitadas en temas
referentes al Shotcrete.
B. PRÁCTICAS DEL LANZADO
El Shotcrete es destinado para el sostenimiento de labores
permanentes y temporales, ya que corresponden a la categoría
de soporte y a su vez esta puede ser reforzada con un
sostenimiento activo.
Tener cuidado con la preparación de la mezcla no dejar
expuesto mayor a 4 horas, una vez mezclado el cemento con
los agregados.
La variación de la dosificación del aditivo está en función a la
presencia del agua.
Para temas de control del espesor, se deberá coloca
calibradores por m2.
C. PATRÓN DE LANZADO.
El lanzado debe realizarse a una distancia no mayor a 1.5m y
en forma perpendicular a la pared rocosa.
En secciones de la labor mayores a 3.00m se deberá utilizar
plataformas.
18
2.5.1.1. COMPONENTES Y PROPIEDADES DEL SHOTCRETE
2.5.1.1.1. ANTECEDENTES
El diseño de mezcla se elaboró bajo las siguientes
condiciones ambientales:
Temperaturas:
Máxima: 18 °C
Mínima: 10 °C
Humedad:
Máxima: 60 %
Mínima: 20 %
2.5.1.1.2. MATERIALES
A. CEMENTO YURA TIPO HE:
El cemento para concreto pre mezclado será tipo HE,
de Cementos Yura y cumple con las especificaciones
dictadas por la norma ASTM C 151.
La planta está localizada estratégicamente en el
distrito de Yura a 26 km de la ciudad de Arequipa. Su
ubicación le permite ser el proveedor natural de
cemento y concreto de los grandes proyectos del sur
del País.
Yura S.A. cuenta con un moderno laboratorio con
instrumentos de última generación, que permite
garantizar la uniformidad de las características físico-
químicas de los productos.
B. AGUA:
Cumplirá en cuanto a su idoneidad química y
contenido de residuos orgánicos según lo establecido
19
en la normatividad NTP 339.088:2006 “HORMIGON
(CONCRETO). Agua de mezcla utilizada en la
producción de concreto de cemento Portland” y ASTM
C 1602/1602M “Standard Specification for Mixing
Water Used in the production of Hydraulic Cement
Concrete.
C. AGREGADOS:
Las características de los agregados se ajustarán a
las especificaciones de carácter general para
Shotcrete código del ACI 506 y de la normatividad
NTP 400.037 “AGREGADOS. Requisitos” y ASTM C
33 “Especificación Normalizada para Agregados para
Concreto”. Para que su uso en ingeniería se optimice
deben ser partículas limpias, duras, resistentes,
uniformes en granulometría y contenido de humedad,
libres de arcilla u otros materiales finos en cantidades
fuera de norma, que puedan afectar la hidratación y
la adherencia del agregado con la pasta de cemento.
D. ARENA PUSA PUSA:
Material proporcionado por los señores de Minera
Bateas S.A.C., procedente de la cantera – Pusa Pusa
- Caylloma, arena natural de lecho de rio, cumple con
los parámetros establecidos por el comité ACI 506-
G2, especificaciones para Shotcrete.
E. ADITIVOS:
Aditivo Master Glenium 3860: Aditivo
Hiperplastificante de alto rango reductor de agua,
para concretos de nueva generación basado en la
tecnología de los policarboxilatos.
20
Aditivo MasterSet Delvo: Aditivo líquido para producir
un concreto de alto desempeño más uniforme y
predecible, retarda el tiempo de fraguado controlando
la hidratación del cemento.
Aditivo MasterRoc SA 160: Es un aditivo acelerante
líquido para hormigón proyectado vía húmeda, exento
de álcalis, cloruros y no alcalino. Adecuado para
aplicaciones donde se requiera un rápido fraguado en
aplicaciones que demanden elevados espesores, los
tiempos de fraguado y endurecimiento se pueden
controlar en obra con la dosificación del acelerante.
F. FIBRA SINTÉTICA:
Barchip R50: Fibra sintética estructural nos aportara
beneficios de durabilidad a largo plazo sin oxidación
y rendimiento del concreto a si mismo aporte en la
resistencia a la flexión.
2.5.1.1.3. CARACTERÍSTICAS DEL CONCRETO:
Shotcrete f´c = 300 kg/cm2, Cemento Yura Tipo HE,
Arena Cantera Pusa Pusa UM Bateas.
Características Valor
Relación agua / cemento 0.43
Relación de finos 1.00
Porcentaje de aire atrapado (%) 3 - 6
Master Glenium 3860 (%) 1.20
MasterSet Delvo (%) 0.20
Fibra Barchip (%) 0.91
Asentamiento (pulgadas) 6 - 8
Fuente: Laboratorio planta supermix
Tabla 2. 1: Características del shotcrete
21
Peso (Kg)
Cemento tipo HE 440
Agua 189
Arena Cantera Pusa Pusa UM Bateas 1456
Master Glenium 3860 (Litros 5.000) 5.300
MasterSet Delvo (Litros 0.800) 0.873
Fibra Barchip 4.000
Fuente: Laboratorio planta supermix
Tabla 2. 2: Diseño en peso por metro cubico de concreto.
2.5.1.2. ELABORACION DE DISEÑO DE MEZCLA
N.º Material Procedimiento Peso
Especifico Absorción % Aditivo
MF Peso
Unitario Suelto
Peso Unitario
Compactado
% Humedad
Malla < 200
1 Cemento Yura HE Yura 3000
2 Cemento Yura IP Yura 2810
3 Cemento Yura I Yura 3140
4 Agua Minera Bateas 1000
5 Arena UM Bateas
Cantera Pusa Pusa 2410 4.38 3.41 1592 1704 12.5 4.23
6 Arena 2 Cantera Bateas 2500
7 Piedra H - 57 Cantera Bateas 2500
8 Piedra H - 67 Cantera Bateas 2500
9 Arena UM Bateas
Cantera Zona de Captación 2315
10
Master Glenium 3860 Basf 1060 1.2
11 Master Set Delvo Basf 1090 0.2
12 Fibra Barchip El asto Plastic Concrete 920 0.91
Fuente: Laboratorio planta supermix
Tabla 2. 3: Verificación del diseño de mezcla.
N° Características del Concreto
1 FC 440.00
2 Material Cementante ---
3 a/c 0.430
4 A/CMT ---
5 Rf 1.00
6 MC 3.41
Fuente: Laboratorio planta supermix
Tabla 2. 4: Características del concreto
22
MATERIAL PESO (Kg)
Valor Absoluto
Corrección Dosificación Tanda
Dosificación en litros
Cemento Yura HE 440 0.1467 440.0 11.000
Cemento Yura IP
Cemento Yura I
Agua 189 0.1892 71.0 1.775
Arena UM Bateas 1456 0.6040 1574 39.345
Arena 2
Piedra H-57
Piedra H-67
Arena UM Bateas
Master Glenium 3860 5.300 0.0050 5.300 0.132 5.000
Master Set Delvo 0.873 0.0008 0.873 0.022 0.800
Fibra Barchip 4.000 0.0043 4.000 0.1
% de Aire 5.0 0.0500
PESO TOTAL 2095.0 1.0000 2095.0 52.37
Fuente: Laboratorio planta supermix
Tabla 2. 5: Formulación del diseño
Código del Diseño PLTQ-14 Perdida Slump Pulg.
Control de Temp.ªC Fragua Resistencia
Kg/cm2
Humedad Relativa 40 Concreto Ambiente 1 Mpa 4 horas 3 días 252
Tem. Concreto ªC 15 Slump inicial 8 3/4 15.0 13.0 244
Tem. Ambiente ªC 13 30 min. 7 15.4 17.0 Promedio 248
Slump Pulg. 8 3/4 1 hora 5 3/4 15.5 16.8
7 días
317
Peso Unitario Kg/m3
2102 1.5 Horas 4 1/2
15.4 16.0
317
Rendimiento / m3 0.997 2 horas Resistencia Kg/cm2 Promedio 317
% Aire 5% 1 Dia
28 días
365
Hora ensayo 11:00 365
Volumen de Tanda (peso)
0.025
Promedio Promedio
367
Fuente: Laboratorio planta supermix
Tabla 2. 6: Verificación del diseño de mezcla.
2.5.2. SOSTENIMIENTO CON ENPERNADOS
Según estándares de sostenimiento Bateas, (2018) en un sistema
de sostenimiento en el cual los pernos de anclaje son el único de
23
sostenimiento en el ciclo, deben considerarse los siguientes
criterios.
En el desarrollo de la rampa el sostenimiento con shotcrete será
reforzado con pernos de fricción (Split set, hydrabolt, helicoidal) de
acuerdo a la evaluación geomecánica.
2.5.2.1. MONTAJE DE PERNOS DE ANCLAJE
Los pernos que proporcionan soporte deben de ser de
una longitud tal que asegure un adecuado anclaje, acorde
a la sección de la labor.
Las platinas de apoyo usadas directamente deben de ser
de 12 cm de lado o el área equivalente.
2.5.2.2. PRACTICAS DE INSTALACIÓN
A. PERNOS SPLIT SET
Los pernos de Anclaje de Split Set son los anclajes
destinados para el sostenimiento de labores Temporales, ya
que corresponden a la categoría por fricción. Los pernos Split
Set deberán colocarse únicamente en tipo de roca Regular a
Buena (Ver figura 2.5). La perforación del taladro debe ser
con brocas de 36 a 38 mm para los Split set de 39.5 mm de
diámetro.
Son pernos de acero ranurado que es introducido a presión
y trabajan por fricción en las paredes del taladro; se
acomodan a las deformaciones iniciales de la roca, pero son
muy sensibles al diámetro del taladro y a sus irregularidades.
Su capacidad de soporte es de 1.0 Ton/pie de longitud del
perno.
24
El diámetro de los tubos ranurados varía de 35 a 46 mm, con
longitudes de 5 a 7 pies. Pueden alcanzar valores de anclaje
de 1 a 1.5 toneladas por pie de longitud del perno,
dependiendo principalmente del diámetro de la perforación
efectuada, la longitud de la zona del anclaje y el tipo de la
roca.
Fuente: Departamento de geomecánica
Figura 2. 5: Instalación y distribución de perno de Fricción – Split Set
B. PERNOS HYDRABOLT
Son los anclajes destinados para el sostenimiento de labores
temporales y a veces labores permanentes, ya que
corresponden a la categoría por fricción. Los pernos
hydrabolt deberán colocarse únicamente en tipo de roca
mala a muy mala (ver figura 2.6), la perforación del taladro
debe de tener un diámetro recomendado, entre 36 a 38 mm.
25
En el proceso de instalación debemos de asegurarnos que
el indicador de carga “ping” se encuentre fuera de la boquilla,
para garantizar el inflado correcto del hydrabolt.
Fuente: Departamento de geomecánica
Figura 2. 6: Instalación de pernos Hydrabolt
C. PERNOS HELICOIDAL
Los pernos de Anclaje de Barra Helicoidal son los anclajes
destinados para el sostenimiento de labores permanentes,
ya que corresponden a la categoría por Adherencia (ver
figuras 2.7 – 2.8). La columna de perforación debe estar
completamente llenada con cartuchos de resina y cemento
según la longitud del perno a emplear.
La barra helicoidal, tiene la forma de una rosca continua a lo
largo de toda su longitud, esta característica le da múltiples
ventajas comparada con otros tipos de pernos. Entre otros,
26
Su diámetro le confiere mayor resistencia y su rosca
constante permite el reajuste de la placa contra la pared
rocosa.
Características:
Pernos Helicoidales de 22 mm de espesor (en promedio)
pies longitud con platina de 8” x 8”.
Acero Grado 60 (400 Mpa).
Cuando se usa resina, sea ésta de fraguado rápido (menos
de 30 segundos) o fraguado lento (2 a 4 minutos), el perno
trabaja a carga completa en más o menos 5 minutos,
permitiendo así pretensar el perno e instalarlo en presencia
de filtraciones de agua. La resina viene en cartuchos con el
catalizador separado de la resina y por efecto de la rotación
del perno al momento de introducir al taladro, éstos se
mezclan generando el fraguado.
Fuente: Departamento de geomecánica Figura 2. 7: Instalación de pernos Barras helicoidal – Roca tipo I
27
Fuente: Departamento de geomecánica Figura 2. 8: Instalación y distribución de pernos Helicoidal – Roca tipo III
2.5.2.3. PATRON DE PERNADO
En una sistematización de empernados el espaciamiento
entre pernos longitudinal o transversal no debe exceder
de 2.5 metros.
Las secciones de la labor no deberán exceder los 8.0
metros en los casos en que los pernos de roca son el
único medio de sostenimiento.
La platina de todos los elementos de empernado, debe de
estar en completo contacto con la superficie rocosa.
2.5.3. SOSTENIMIENTO CON MALLA ELECTRO-SOLDADA.
Según estándares de sostenimiento en minera Bateas, (2018) en
un sistema de sostenimiento en el cual la combinación de malla
electro-soldada con los pernos de anclaje son el único medio de
sostenimiento en el ciclo, deben considerarse los siguientes
criterios.
28
A. EL MONTAJE DE LA MALLA ELECTRO-SOLDADA DEBE CUMPLIR CON LAS SIGUIENTES ESPECIFICACIONES:
Las mallas que proporcionan soporte deben ser de una longitud
tal que asegure un adecuado anclaje y concordante con la
longitud del perno que no debe ser menor de 120cm.
Las mallas deben tener una sección de alambre de 4.2 mm y
las retículas deben ser de 10 centímetros de lado o el área
equivalente.
Los pernos que proporcionan soporte deben ser de una longitud
tal que asegure un adecuado anclaje, acorde a la sección de la
labor.
B. PRÁCTICAS DE INSTALACIÓN
Las mallas electro-soldadas más el perno de roca son
destinados para el sostenimiento de labores Temporales y a
veces labores permanentes, ya que corresponden a la categoría
soporte.
Los pernos a emplear para la instalación de la malla van de
acuerdo al tipo de la labor. Temporales (Split Set y/o Hydrabolt)
– ver figura 2.10; Labores permanentes (Barra helicoidal y/o
Hydrabolt) – ver figura 2.9; deberán colocarse únicamente en
tipo de roca Mala a Regular.
C. PATRÓN DE PERNADO Y MALLADO.
En una sistematización de empernados más malla electro-
soldada el espaciamiento entre pernos longitudinal o
transversal no debe ser menor a 1.2 metros ni mayor a 1.80m
(ver figura 2.9, figura 2.10)
Los traslapes entre mallas serán como mínimo 30 cm y deben
estar asegurados con pernos de anclaje, con un amarre inicial
de alambre #8.
29
Fuente: Departamento de geomecánica Figura 2. 9: Instalación de perno helicoidal y malla electrosoldada
Fuente: Departamento de geomecánica Figura 2. 10: Instalación de perno split set y malla electrosoldada
30
2.6. CRITERIOS DE VOLADURA
Según Aroni, V. (s.f.) la voladura es la primera etapa de conminucion del
material in situ, resultando ser de vital importancia aprovechar al máximo la
energía química del explosivo, para así obtener una fragmentación adecuada
con el menor costo; elevándose así la productividad en las labores,
generándose así un mejor costo global de minado.
Objetivos de la voladura
Fragmentar la estructura in situ del macizo rocoso.
Minimizar el daño hacia la roca adyacente.
2.6.1. EXPLOSIVOS
Son una mezcla de sustancias siendo una combustible y otra
oxidante, que al ser iniciadas dan lugar a una reacción exotérmica
altamente rápida generando gases a alta temperatura.
Propiedades de los explosivos
Estabilidad
Densidad
Resistencia al agua
Sensibilidad
Estabilidad química
Presión de detonación
Potencia explosiva
Velocidad de detonación
Inflamabilidad
Criterios de selección de explosivos
La selección de un explosivo dependerá de una serie de
condiciones que es preciso a tomar en consideración:
31
Características de la roca
Diámetro de taladro
Volumen de roca a disparar
Condiciones de seguridad
Presencia de agua
Precio del explosivo
Problemas del entorno
2.6.2. CORTE O ARRANQUE
Es la primera abertura que se va a formar en un frente, tiene por
objeto el de formar una segunda cara libre con el fin de que la
acción del resto de los taladros del trazo sea sobre más de una cara
libre, de esta manera se tendrá ahorro de costos en la ejecución de
taladros como en la adquisición de explosivos.
CLASES DE CORTE
A. Corte en pirámide
Los taladros forman una pirámide en el frente, de tal manera que
sus vértices llegan al encuentro y la base de la pirámide estará en
la cara libre (ver figura 2.11).
Fuente: Departamento de voladura
Figura 2. 11: Corte en pirámide
32
B. Corte en “V”
Este corte consiste en dos o más Vs, formados por dos taladros
que pueden ser horizontales o verticales (ver figura 2.12), cuando
se realiza cortes “V” horizontales, los taladros se disponen de
manera simétrica a uno y otro lado de la vertical trazada por el
centro del frente de la labor, para ayudarnos podemos hacer uso
de atacadores.
Se emplea por lo general en terrenos suaves. Es importante que la
profundidad del corte tenga 6” más que el resto de taladros del trazo
a fin de facilitar sus salidas.
Fuente: Departamento de voladura
Figura 2. 12: Corte en “V”
C. Corte quemado
Son taladros que deben de estar paralelos lo más cerca posible
unos de otros y deben de encontrarse al centro del frente. Se debe
de dejar uno o más taladros sin cargar, con el objeto de tener un
espacio libre, de modo que la roca al ser quebrado o fragmentada,
pueda tener a donde pueda expandirse, quedando después el corte
a manera de un tubo alargado. Es el corte que se usara por
estándar de la unidad minera para el desarrollo de la rampa.
33
Fuente: Departamento de voladura
Figura 2. 13: Corte quemado
Fuente: Departamento de voladura
Figura 2. 14: Formas de carguío de taladros
D. Corte en abanico
Consiste en un conjunto de taladros que tienen diferentes
direcciones de manera radial, manteniendo una forma de abanico
(ver figura 2.15).
Fuente: Departamento de geomecánica
Figura 2. 15: Corte en abanico
34
E. Corte en la periferia o voladura controlada
Son voladuras que se emplea para obtener una superficie lisa que
mejora la estabilidad y ahorra costos en sostenimiento (shotcrete)
para ello se realizan taladros a una distancia E1 menor que el E2
con la finalidad de aumentar el número de taladros cercados a la
periferia y obtener una fisura corrida (Ver figura 2.16). La periferia
debe de dispararse de manera simultánea para generar la fisura
corrida, además debe de salir al final y de esta manera se
aprovechará la cara libre que se dejó por la salida del núcleo.
Fuente: Departamento de geomecánica
Figura 2. 16: Corte para voladura controlada
2.7. DISEÑO DE MALLA DE PERFORACIÓN
Según, Bernaola, J., Castilla, J. y Herrera, Juan (2013). Manual de perforación
y voladura de rocas en minería. Madrid. En la operación minera la voladura
lleva consigo los procesos de movimiento y fragmentación del macizo rocoso
de su estado de reposo a un estado final de material fracturado y apilado de
35
manera adecuada que viene dado por un adecuado diseño de malla de
perforación y voladura.
El empleo de malla electrosoldada para el sostenimiento de la rampa será
como refuerzo, bajo recomendación y evaluación geomecánica.
Algunos de los factores que tienen influencia de los resultados son:
Macizo rocoso
Explosivos
La geometría del diseño
Para hacer el diseño de malla (figuras 5.1 – 5.2) se deben de tomar una serie
de factores geológicos como geomecánicos, las variables a tomar en
consideración son las siguientes:
A. Variables no controlables Estas características son caracterizadas por su gran aleatoriedad, entre
ellas se tiene:
Propiedades físicas de las rocas
Propiedades elásticas
Condiciones geológicas, etc.
B. Variables controlables Geométricas
Burden
Diámetro del taladro
Espaciamiento
Longitud de carga
Taco
Profundidad del taladro, etc.
Físico – Químicas
Tipo de mezcla explosiva
36
Densidad de mezcla explosiva
Parámetros de detonación
Parámetro de explosión
De tiempo
Tipo y tiempos de retardo
Tipos y secuencia de salida.
2.7.1. PARÁMETROS DE VOLADURA
Para poder realizar el diseño de malla de perforación para cada
frente se considerará las siguientes fórmulas:
A. Cálculo de Burden (B) y Espaciamiento (S)
El cálculo del burden está dado por la siguiente formula según
el modelo Holmberg.
Diámetro del taladro
Deq : Diámetro Equivalente
Daliv : Diámetro de taladro de alivio
N : No taladros de alivio Deq = Daliv x √N
B. Número de taladros Nt = PE + K × S
SECCIÓN DE CORTE VALOR DEL BURDEN ESPACIAMIENTO
Primera B1 = 1.5 x Deq S1 = B1 x √2
Segunda B2 = B1 x √2 S2 = 1.5 x B2 x √2
Tercera B3 = 1.5 x B2 x √2 S3 = 1.5 x B3 x √2
Cuarta B4 = 1.5 x B3 x √2 S4 = 1.5 x B4 x √2
37
En función del área: Nt = 4√𝑆E + K × S
Donde:
Nt: Numero de taladros
S: Área
E: Distancia entre taladros
K: coeficiente de roca
Dureza de roca Distancia taladros (m) Coeficiente (K)
Roca dura 0.5-0.55 2
Roca semidura 0.6-0.65 1.5
Roca blanda 0.7-0.75 1
C. OTROS PARÁMETROS DE VOLADURA
Cálculo del factor de Carga:
Fc = Peso. explosivoVolumen
Cálculo del factor de Potencia:
Fp = Peso. explosivoTonelaje roto
Cálculo del factor de Carga Lineal:
Fl = Peso. explosivoMetros Perforados
Carga por taladro:
Cp = Peso. explosivoNº taladros
38
CAPÍTULO III
MATERIAL DE ESTUDIO
3.1. FISIOGRAFÍA
3.1.1. CLIMA
El clima es seco, desértico, constituyendo una zona árida; entre los
meses de enero a marzo presentan escasas lluvias y vientos alisios
provenientes del mar, hay presencia de neblinas y de abril a
diciembre el clima es más seco, con vientos frígidos en las noches
provenientes de las partes altas.
El clima en el área se caracteriza por presencia de lluvias y nevadas
entre diciembre a marzo, seguido por una estación seca de abril a
setiembre.
3.1.2. RELIEVE
El relieve de la ladera es inclinado y rocoso, donde los suelos se
presentan en vertientes. Las capas algo potentes de suelos se
39
encuentran en los niveles inferiores donde la inclinación de la
ladera disminuye. En la ladera del cerro Las Torrecillas donde se
ubican los campamentos no hay riesgos de huaycos ni
desprendimientos de rocas más que la zona donde está ubicada el
pueblo es de alto riesgo pues se encuentran en el cauce del río que
ahora se encuentra seco. Las lluvias son escasísimas.
3.1.3. VEGETACIÓN
La propiedad de Caylloma se ubica en la región Puna del Perú,
altitudes de 4300msnm a 5000 msnm, la superficie topográfica es
generalmente abrupta. La vegetación predominante del área es el
ichu.
3.2. ASPECTOS GEOLÓGICOS
3.2.1. GEOLOGÍA REGIONAL
El distrito de Caylloma se ubica en un amplio arco volcánico
Mioceno, caracterizado por la presencia de edificios volcánicos de
colapso, calderas, en partes superpuestas, que han evolucionado
independientemente, separadas en el tiempo por varios millones de
años.
En este marco geológico se observa que directamente sobre rocas
de edad Jurásica-Cretácica, correspondientes al Grupo Yura, de
origen marino, se deposita en discordancia una potente secuencia
volcánica.
Las vetas en general, se caracterizan por una textura bandeada
costriforme y deposición en escarapela de minerales alrededor de
clastos de roca caja o veta. El bandeado es muy persistente,
formado por pulsos repetitivos de cuarzo rodonita y bandas
formadas casi exclusivamente por sulfuros que poseen desde
pocos milímetros hasta decenas de centímetros.
40
3.2.2. GEOLOGÍA LOCAL
En el área afloran mayormente rocas volcánicas pertenecientes al
Grupo Tacaza las cuales yacen en discordancia angular sobre
sedimentos (cuarcitas y lutitas) del Grupo Yura. Depósitos
Volcánicos Plio-Pleistoceno y sedimentos clásticos recientes
cubren con potencia variable grandes extensiones del área.
A. Grupo Yura
Constituye la base de la columna estartigráfica regional.
Litológicamente está compuesta por niveles de orto-cuarcitas
blanco grisáceo, limonitas gris oscuro y grauwacas negruscas,
estratificadas en capas delgadas con intercalaciones delgadas de
lutitas negras. El conjunto tiene una potencia estimada de 400
metros.
Al oeste de Huayllacho forma un anticlinal abierto con un rumbo
promedio N 50°W con flancos asimétricos. Los niveles superiores
constituidos mayormente por lutitas conforman pliegues apretados
recumbentes.
La edad de este Grupo es Jurásico Superior - Cretáceo Inferior.
B. Grupo Tacaza
Bajo ésta denominación se agrupan secuencias de las lavas y
aglomerados intercalados con algunos horizontes tufáceos que
descansan en discordancia angular sobre rocas del Grupo Yura.
La composición es andesítica y de textura porfirítica. El color
dominante es marrón rojizo que cambia a verdoso por la alteración
clorítica.
Estas rocas volcánicas incluyen localmente un horizonte de calizas
que lateralmente se hacen lodolíticas.
La potencia estimada es de 900 metros, observando en algunas
secuencias, adelgazamiento de los horizontes volcánicos tanto en
41
su rumbo como en buzamiento. La edad de este grupo es de
Mioceno.
C. Depósitos volcánicos recientes
Suprayaciendo en marcada discordancia a las rocas basales,
afloran extensas cubiertas de lavas andesiticas, riolitas, dacíticas y
tufos de similares composiciones. Se presentan generalmente en
bancos gruesos, con seudo estratificación subhorizontal.
D. Depósitos clásticos recientes
Materiales aluviales, coluviales, morrénicos, fluvioglaciares, etc.,
constituyen acumulación de potencia y extensión variables.
E. Rocas ígneas intrusivas
Se exponen intrusitos subvolcánicos de composición riolítica,
riodacítica y andesítica, a manera de diques y domos.
Fuente: Departamento de Geología Minera Bateas.
Figura 3. 1: Columna estratigráfica del área de Bateas.
42
3.2.3. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL
La principal estructura de la región está representado por la
Caldera Caylloma, localizada al Sur del Campamento de
Huayllacho, Esta es del tipo resurgente, cuyas características
morfológicas bastante bien preservadas guardan relación con la
topografía actual.
La Geología Estructural en el área se ve gracias al relieve
topográfico existente en la zona. Un claro ejemplo es la veta
Bateas que se observa en la parte alta del túnel Pumahuasi. Esta
tiene un rumbo NE. En la margen derecha del río Santiago, se
puede observar una grieta de considerable elongación, que se
correlaciona con el afloramiento de la veta Bateas. En la misma
área con dirección SO (NE) junto a la veta Bateas, en sentido
perpendicular se observa otras grietas, que están relacionados
con la veta Don Luis II.
Las estructuras del área están relacionadas principalmente con los
movimientos tectónicos del ciclo andino. Las evidencias
estructurales de las orogenias más antiguas están indicadas, en
primer lugar, por el metamorfismo regional que afecta a las rocas
del Complejo Basal de la Costa y por las discordancias angulares
que ponen de manifiesto el ciclo hercínico, reconociéndose las
fases eo y tardi-hercínicas.
Las principales zonas estructurales de la región se han diferenciado
según la magnitud y el estilo de deformación que han sufrido las
rocas debido en parte a su diferente naturaleza y a la variada
intensidad de los esfuerzos que han actuado, materializados ellos
por pliegues, fallas y diaclasas que se observan en todas estas
zonas. Se ha dividido el área de oeste a este en varias zonas con
características estructurales propias, así tenemos: Zona de
Fallamiento en Bloques. Zona de Emplazamiento del Batolito. Zona
Plegada y Zona Poco Deformada.
43
Fuente: Gabinete de geología minera Bateas.
Figura 3. 2: Imagen satélite e interpretación estructural de Caylloma
3.2.4. GEOLOGÍA ECONÓMICA
El yacimiento de Caylloma, es de tipo hidrotermal de baja
temperatura (Epitermal). El mineral se encuentra rellenando
fracturas, formando vetas y afloramientos. Las características de
algunos tramos de mineralización es presentar textura tipo
bandeada, dando la impresión de haber sido depositado en un
ambiente sedimentario. Las Principales Estructuras Mineralizadas
Mina Bateas son las siguientes: Eureka, Toro, Santa Rosa, San
Pedro, Blanca, Trinidad, Domingo, San Cristóbal y Animas
Es un yacimiento argentífero con minerales tales como: plata
nativa, plata roja, tetraedrita (freibergita), galena (argentífera). La
paragénesis o secuencia de depositación de los minerales en el
tiempo, ha sido determinada en base a observaciones
mineragráficas realizadas por M.R. Allen, L.T. Larsen y Fornari.
Cambios producidos en la roca por acción hidrotermal de las
soluciones mineralizantes, se presentan en forma de aureolas no
muy definidas, está restringida a ambos lados de la estructura
mineralizada y es menos conspicua según que nos alejemos de
ella, se distinguen las siguientes
44
A. MINERALOGÍA DEL YACIMIENTO
Es un yacimiento polimetálico con presencia de minerales
argentíferos tales como; plata nativa, plata roja, tetraedrita
(freibergita), galena (argentífera).
MINERAL SÍMBOLO
Sulfuros
Esfalerita ZnS
Galena PbS
Calcopirita CuFeS2
Pirita FeS
Marcasita FeS2
Alabandita MnS
Bornita Cu5FeS4
Covelita CuS
Carbonatos
Calcita CaCO3
Rodocrosita MnCO3
Sulfosales
Tetraedrita Cu12Sb4S13
Pirargirita Ag3SbS3
Proustita Ag3AsS3
Óxidos Magnetita Hematita
Fe3O4
Fe OHidróxidos Limonita Psilomelano
FeO.OH. nH2O (Ba+2, Mn+2)3, O
Silicatos
Cuarzo SiO2
Rodonita (Ba+2, Mn+2)3, Mg Fuente: Gabinete de geología minera Bateas.
Tabla 3. 1: Mineralización del yacimiento.
Los minerales: pirita, esfalerita, galena, chalcopirita, tetraedrita,
marcasita, polibasita, pirargirita, estefanita, estromeyerita, jalpaita,
argentopirita, miargirita, buornonita, oro nativo y estibina (veta
corona de antimonio), relacionados a una ganga de cuarzo,
rodonita, johansonita y calcita señalan un origen epitermal para
este depósito.
Los minerales secundarios psilomelano, pirolusita goetita,
hematita, calcosina, covelita, bornita y rejalgar (veta corona
antimonio) se reconoce en la zona de oxidación. En profundidad se
45
observa un incremento de Plomo, cobre y zinc en las vetas Bateas,
Ánimas y San Cristóbal.
B. ALTERACIÓN HIDROTERMAL. Las alteraciones más notables y difundidas son la propilítica y la
argílica. La primera se presenta como intensas áreas verdosas en
todo el yacimiento y está constituida por un agregado fino de clorita,
calcita y pirita. La alteración argílica está constituida por minerales
arcillosos manchados por limonitas.
La silicificación y adularización se encuentran localizadas en las
estructuras de vetas y como impregnaciones en las rocas
encajonantes siempre acompañado con diseminaciones de pirita.
Fuente: Gabinete de geología minera Bateas.
Figura 3. 3: Flujo de andesita con alteración cuarzo-adularia.
Fuente: Gabinete de geología minera Bateas.
Figura 3. 4: Flujo de andesita con alteración propilítica
46
C. MINERALOGÍA Y PARAGÉNESIS
Las vetas consisten en un relleno complejo y multiepisódico con
texturas características de relleno de espacios abiertos como
bandeado crustiformes, bandeado simétrico, geodas, brechas y
texturas en escarapela. En general, cuanto más complejo es el
relleno la mena es más rica y de mayor ley. Las brechas consisten
en clastos angulosos de roca de caja de hasta 50 cm de diámetro
cementados por material de veta con textura en escarapela. El
bandeado crustiforme simétrico es la textura más comúnmente
encontrada, donde los estudios tempranos de deposición se
encuentran hacia los hastiales de las vetas, mientras que los
estadíos más jóvenes se desarrollan hacia el centro de las vetas.
Los minerales de ganga principales que forman la mayor parte del
volumen de las vetas son cuarzo, rodonita (a manera de
simplificación se cita como rodonita a una gama de silicatos de
manganeso que incluyen bustamita, johansonita, además de
rodonita), rodocrosita y calcita. También se reconocen cantidades
variables de adularia, sericita, baritina y helvita.
Los minerales de mena más comunes son pirita, esfalerita, galena,
calcopirita y tetraedrita (freibergita). Minerales de mena de
importancia secundaria por su menor abundancia incluyen
polibasita, estefanita, argentita, plata nativa, pirargirita, miargirita,
calcosina, oro nativo, boulangerita, estibina, alabandita y otros
sulfosales de plata y plomo. En general, los minerales de mena
forman bandas delgadas y ricas, mientras que los sulfuros
diseminados en la ganga (a excepción de la pirita) son escasos. El
estadío de cuarzo es una excepción a lo dicho precedentemente,
ya que sulfuros de grano grueso, principalmente esfalerita, se
encuentran diseminados en la ganga. El orden en el que precipitan
los sulfuros y sulfosales es, en general, el mismo en todo el
depósito, donde se reconoce esfalerita temprana, probablemente
junto a algo de pirita, seguida de galena. La calcopirita aparece
47
como ex solución dentro de la esfalerita y se la reconoce
remplazando a esfalerita y galena, mientras que los sulfosales de
plata están en los estadíos finales de precipitación de sulfuros. La
pirita envuelve tanto a la galena como a la esfalerita evidenciando
que su precipitación también puede ser tardía con respecto a los
sulfuros de metales base.
Fuente: Gabinete de geología minera Bateas. Figura 3. 5: Pirita y esfalerita
Levantamientos de detalle en superficie e interior mina,
principalmente en veta Bateas, San Cristóbal, La Plata y Ánimas,
han permitido identificar una compleja secuencia paragenética.
Cuatro estadíos principales de deposición mineral han sido
reconocidos: estadío inicial, estadío de manganeso, estadío de
cuarzo y estadío final, dos de ellos a su vez, presentan una
compleja evolución con la presencia de varios subestadíos.
D. ZONACIÓN DE MINERAL.
La distribución y abundancia relativa de los diferentes estadíos de
precipitación mineral no es bien conocida, principalmente debido a
la falta de mapeos y muestreos sistemáticos; a pesar de ello, se
puede afirmar que el estadío de manganeso representa la mayor
parte del volumen de las vetas económicas y de los clavos
mineralizados. Variaciones en la composición mineral y contenido
de metales, principalmente dentro del estadío de manganeso,
48
muestra una fuerte zonación tanto en sentido vertical como
horizontal.
La zonación vertical en Veta Bateas se puede apreciar en la
siguiente imagen.
E. DISEMINACIONES
La diseminación de cobre está acompañada con mineralización de
plomo, zinc y plata, aunque con leyes bajas. Así mismo, en la zona
de diseminación se puede observar un enrejado de vetillas
(stockwork) con mineralización de Pb, Zn, Cu y Ag.
F. CONTROLES DE MINERALIZACIÓN
CONTROL ESTRUCTURAL: Estructuralmente, la deposición de
minerales ha sido controlada mayormente por fracturas de tensión
y en menor cantidad por las fracturas de cizalla, contactos entre
diferentes tipos de rocas. Todas estas estructuras guiaron las
soluciones mineralizantes. Las fracturas de tensión y algunas de
cizalla dieron lugar a la formación de vetas en los diferentes tipos
de rocas.
El hecho de que las vetas estén hospedadas en fallas normales
pone de manifiesto su formación en un ambiente distintivo. Aquí,
se ve un control de modelo estructural en donde las vetas
principales han sido hospedadas en fallas subparalelas de rumbo
NE con movimiento normal-dextral y también en fracturas
tensionales relacionadas a las fallas.
CONTROL LITOLÓGICO: La litología ha jugado también un rol
importante en la deposición y distribución de la mineralización
dentro del distrito. Los diferentes tipos de rocas han dado lugar a
distintos tipos de depósitos.
Tenemos la interacción del Grupo Yura, Grupo Tacaza y Grupo
Orcopampa en general.
49
3.3. ASPECTOS MINEROS - BASES TEORICAS
3.3.1. RECURSOS MINEROS
Es la concentración u ocurrencia de un material natural, sólido,
inorgánico, u orgánico fosilizado terrestre de tal forma, cantidad, y
calidad que existe una razonable apreciación acerca de su
potencial técnico-económico. La localización, tonelajes,
contenidos, características geológicas, y el grado de continuidad de
la mineralización es estimada, conocida, o interpretada a partir de
específicas evidencias geológicas, metalúrgicas, y tecnológicas
(Vienne, 2014).
El término recurso minero cubre mineralizaciones y materiales
naturales de interés económico intrínseco los cuales han sido
identificados y estimados a través de actividades de exploración,
reconocimiento, y muestreo. De acuerdo al grado de confiabilidad
existente, los recursos se clasifican en Medidos, Indicados, e
Inferidos.
3.3.1.1. RECURSO MEDIDO
Es aquella porción del recurso minero para el cual tonelaje,
densidades, leyes, características geológicas,
geometalúrgicas, y geotécnicas han sido estimadas y
caracterizadas con un significativo nivel de confianza.
Significativo, en este caso, explicita variaciones de esas
características que resultan en una desviación máxima (por
ejemplo, en el caso del cobre una desviación menor al 7%
trimestral) en los contenidos de un plan minero a un nivel de
confianza determinado (por ejemplo, 90%), (Vienne, 2014).
Esta categoría requiere un alto nivel de confianza en la
interpretación geológica. La confianza en este tipo de
recurso es la que permite la aplicación de conceptos técnicos
50
y económicos para la evaluación de la viabilidad económica
de esos recursos.
3.3.1.2. RECURSO INDICADO
Es aquella porción del recurso minero para el cual tonelaje,
densidades, leyes, características geológicas,
geometalúrgicas, y geotécnicas han sido estimadas y
caracterizadas con un razonable nivel de confianza.
Razonable significa, en este caso, la apreciación equivalente
que dos o más observadores independientes puedan otorgar
a un parámetro de interés seleccionado utilizando la misma
base de información (Vienne, 2014)
El mineral puede ser codificado como recurso indicado
cuando la naturaleza, calidad, cantidad, y distribución de
datos son las que permiten una adecuada interpretación
geológica de modo que la continuidad y caracterización de
la mineralización puede ser aceptablemente asumida.
3.3.1.3. RECURSO INFERIDO:
Es aquella porción del recurso minero para el cual las
estimaciones de tonelaje y ley están afectas en exactitud y
precisión debido a muestreos fragmentarios, limitados, y a
percepciones asumidas sobre su continuidad geológica, y a
extrapolaciones de carácter más bien subjetivo sobre la
naturaleza de los controles de la mineralización.
La confiabilidad en la estimación de estos recursos es
insuficiente para garantizar una aplicación significativa de
parámetros técnicos y económicos asociados con ellos o
para posibilitar una evaluación sobre su viabilidad
económica a fin de informarla sustentada y públicamente,
Debido a las incertidumbres asociadas con el recurso
51
inferido no existe certeza de que todo este mineral o una
porción de él se convierta en recurso indicado o medido
como resultado de un reconocimiento adicional (Vienne,
2014).
La categorización de los recursos, por parte de las áreas de
geología, se realiza ya sea en base a criterios geo
estadísticos, relacionados con el número de muestras,
alcance y radio de búsqueda o con la densidad de la malla
de sondaje asociada a los bloques.
3.3.2. RESERVA MINERA
La reserva minera está constituida por aquellas porciones que,
después de aplicar parámetros y factores mineros, resultan en
tonelajes y contenidos los cuales, en opinión de la persona
competente calificada pueden ser la base de un proyecto viable
considerando factores técnicos, económicos, medioambientales,
legales y gubernamentales relevantes, (Vienne, 2014). Es una
porción de los recursos medidos e indicados económicamente
extraíbles acorde a un escenario productivo, medioambiental,
económico y financiero resultado de un plan minero. Las reservas
mineras se subcategorizan en reservas probadas y probables en
las que la primera posee un mayor grado de confianza que las
segunda.
3.3.2.1. RESERVA PROBADA
Es aquella porción del recurso medido económicamente
extraíble. Esta reserva incluye material diluyente y pérdidas
de tonelaje que pueden ocurrir a consecuencia de la
extracción minera. La definición de reserva probada se basa
en estudios de factibilidad incorporando parámetros mineros,
metalúrgicos, tecnológicos, económicos, comerciales,
legales, medioambientales, y otros factores regulatorios
52
gubernamentales que pudieran eventualmente existir. La
categorización de la reserva minera está determinada
primariamente por la clasificación correspondiente al recurso
minero y debe ser hecha por la persona competente
calificada (Vienne, 2014).
El recurso indicado debe convertirse primero en reserva
probable. Tan sólo cuando ese recurso es convertido en
recurso medido, éste puede ser convertido en reserva
probada. El paso directo del recurso Indicado a reserva
probada no está permitido. El recurso medido puede dar
origen a reserva probada o reserva probable.
3.3.2.2. RESERVA PROBABLE
Es aquella porción del recurso indicado, así como
eventualmente del recurso medido económicamente
extraíble. Esta reserva incluye material diluyente y pérdidas
de tonelaje que pueden ocurrir a consecuencia de la
extracción minera. La definición de la reserva probable se
basa en evaluaciones las que pueden incluir estudios de
factibilidad incorporando parámetros mineros, metalúrgicos,
tecnológicos, económicos, comerciales, legales,
medioambientales, y otros factores gubernamentales. Estas
evaluaciones y proyecciones demuestran, al momento en
que ellas se informan, que la extracción está razonablemente
justificada.
Conforme al código, estas fases incluyen el prospecto de
exploración el cual da origen a la Idea, el estudio de
diagnóstico el que da origen a la Ingeniería de perfil y el
estudio de prefactibilidad el que da origen a la Ingeniería
conceptual. El estudio de factibilidad cierra el proceso de
conversión y constituye la base de la bancabilidad de esos
activos mineros (Vienne, 2014).
53
La reserva probable tiene un menor nivel de confianza que
la reserva probada. Ver Figura 3.6 y 3.7.
Fuente: Gabinete de geología minera Bateas. Figura 3. 6: Conversión de recursos a reservas
Fuente: Gabinete de geología minera Bateas. Figura 3. 7: Recursos y reservas minables
3.3.3. MINERAL DE BAJA LEY
Se considera mineral de baja ley al recurso diluido cuyo valor está
por debajo del valor del Becoff (Cubre los costos totales), este valor
depende del tipo de explotación. Ver Figura 3.8.
Este mineral de baja ley se encuentra intermedio en los tajos
económicos por lo cual su rotura es necesaria para poder acceder
54
a las zonas económicas, por eso el costo de rotura, sostenimiento
y otros se tienen que asumir de todas maneras.
Fuente: Gabinete de geología minera Bateas.
Figura 3. 8: Recursos totales y mineral de baja ley
3.3.3.1. BECOFF
En la actualidad hay dos criterios para calcular reservas
mineras y realizar planes mineros, estos son por la ley de
corte y por el costo de corte por tonelada o máximo beneficio.
Al costo de corte por tonelada extraída en Minera Bateas se
le llama Becoff. Este cubre los costos totales.
Los costos son uno de los parámetros más importantes para
el negocio minero, de éste depende la variación de
generación de utilidades. Una empresa minera se vuelve
más rentable si mantiene sus costos controlados y trata de
minimizarlos. Definimos el término de becoff al costo total,
ésta incluye el costo de transporte y venta de concentrados.
Cada negocio, para tomar decisiones de negocios
importantes, necesita conocer cuál es su costo de
producción. Hay una amplia variedad de formas para
presentar y aplicar los costos, y algunos conceptos de costo
son más apropiados para cierto tipo de problemas que otros.
En esta sección se introducen algunos de los conceptos de
costo más importantes, incluyendo:
55
Costos fijos
Costos hundidos
Costos recuperables
Costos de oportunidad
Costos variables
Costos operativos
Penalidades
Todo negocio incurre en costos que no varían con la
producción, así como también de costos que si lo hacen. Un
costo fijo es un gasto que no varía con el nivel de producción.
Los pagos anuales para mantener un denuncio minero
(asumiendo que los pagos son independientes de la
producción) es otro ejemplo de un costo fijo. El costo de
construcción de una línea de alto voltaje hacia una mina es
otro costo fijo.
La porción de un costo fijo que no es recuperable son los
costos hundidos. Los costos hundidos no deben afectar las
decisiones subsecuentes ya que son gastos efectuados en
el pasado que son irrecuperables. En la preparación de un
flujo de caja minero los costos hundidos son excluidos.
3.3.4. MÉTODOS CLÁSICOS DE VALORACIÓN DE PROYECTOS
Seleccionar inversiones consiste en decidir si un proyecto debe ser
realizado o no. Cualquier inversión se puede definir por la corriente
de pagos e ingresos que origina, considerando cada uno en el
momento en el que se produce. Así la empresa debe evaluar todas
las entradas y salidas de caja que se produzcan como
consecuencia de la inversión, tanto en la actualidad como en el
futuro, para obtener una medida del valor de cada proyecto. En
general, la aceptación de proyectos con valor positivo permite que
56
se incremente el valor global de la empresa; mientras que aquellos
con valor negativo no se realizarán.
Estos métodos clásicos se dividen en dinámicos y estáticos, según
tengan en cuenta o no el factor tiempo. De entre los métodos
estáticos, destacan el método del período de recuperación (pay-
back) y el del rendimiento porcentual. Los métodos dinámicos más
utilizados son el del valor capital o valor actual neto (VAN), la tasa
interna de retorno (TIR), el pay-back descontado y el índice de
rentabilidad por flujos de caja descontados (Rivera Alonso, 2013).
Los métodos dinámicos para la evaluación de inversiones, tienen
en cuenta la flexibilidad en las inversiones, la que no considera el
VAN estático tradicional.
Los métodos tradicionales son:
a) Valor Actual Neto (VAN): El VAN es la diferencia entre el valor
actual de los flujos de caja netos que produce una inversión y la
inversión inicial requerida para llevar a cabo el proyecto, y
representa el aumento o disminución del valor de la empresa al
realizar la inversión. El método del VAN tiene en cuenta el valor del
dinero en el tiempo
b) Tasa Interna de Retorno (TIR): La TIR es la tasa de interés que
iguala el valor actual de los rendimientos futuros esperados con el
coste de la inversión inicial (es decir VAN= 0). Informa acerca de
cuál es la tasa de rendimiento porcentual generada por un
proyecto. Es importante tener en cuenta que las hipótesis de
partida son similares a las empleadas en el método del VAN,
(Rivera Alonso, 2013).
Cabe destacar que la TIR es una medida cómoda y ampliamente
utilizada que indica la tasa de rentabilidad de los proyectos de
inversión de una empresa.
57
c) Payback descontado: Este método dinámico consiste en
determinar cuánto tiempo tarda en recuperar la empresa la
inversión inicial, teniendo en cuenta el valor del dinero en el tiempo,
es decir, actualizando los flujos de caja al momento inicial.
El período de recuperación se obtiene restando de la inversión
inicial los flujos de caja (netos y descontados) obtenidos en años
sucesivos de la vida del proyecto, hasta que los flujos generados
igualen a cero o superen la inversión inicial, usando como interés
de cálculo el coste de capital de la empresa.
3.3.4.1. LIMITACIONES DE LOS MODELOS CLÁSICOS
Los criterios anteriores realizan una previsión de todos los
flujos de caja que el proyecto a emprender generará en el
futuro, calculando el valor actual de estos y comparándolo
con la inversión inicial que supondrá la realización de dicho
proyecto.
Los flujos de caja que se espera que genere el proyecto son
habitualmente reemplazados por los valores medios
esperados y éstos se pueden tratar como valores conocidos
desde el principio del análisis. Esto impide que la dirección
del proyecto pueda alterarlos al ir adaptando su gestión
conforme varíen las condiciones imperantes en el mercado
durante toda la vida del proyecto. Esto es conocido como
flexibilidad operativa, y aportará valor al proyecto. Esto no lo
refleja el enfoque tradicional del Valor Actual Neto (VAN).
La tasa de descuento aplicada es conocida y constante, y
sólo depende del riesgo del proyecto. Esto quiere decir que
el riesgo es constante, suposición errónea para la mayoría
de las situaciones que nos encontramos, puesto que el
riesgo variará en función del tiempo que reste de proyecto,
de la rentabilidad actual del proyecto en función de su
apalancamiento financiero y de las decisiones que tomen los
58
directivos durante el desarrollo del proyecto. Por tanto,
implica que la tasa de descuento, además de ser incierta,
varía con el tiempo.
En gran variedad de proyectos el riesgo disminuye conforme
avanza, puesto que la dirección del proyecto tiene más
información sobre él y es capaz de intuir con mayor exactitud
los flujos de caja que faltan por generar; Además la dirección
tratará de utilizar conocimiento adquirido para maximizar
estos flujos que están a la espera de recibirse.
Los métodos clásicos de valoración solo toman algunos
caminos de la multitud de caminos posibles a la hora de
hacer proyecciones del activo subyacente a lo largo de todo
el tiempo. Esto puede parecer una invención debido a la gran
variabilidad de las previsiones de un proyecto en un
horizonte temporal, por esto es necesario esbozar esos
caminos, para realizar las simulaciones.
3.3.4.2. APLICACIÓN A PROYECTOS
Como se describió, el método del VPN, ya sea determinístico
o con consideraciones de riesgo (simulación estática,
simulación dinámica, análisis de sensibilidad, análisis de
escenarios, ajuste a la tasa de descuento) no conduce a
decisiones erróneas cuando un proyecto es muy bueno o
muy malo. Sin embargo, en casos en que la rentabilidad del
proyecto es cercana al límite exigido, será necesario precisar
la estimación, aplicando métodos más avanzados, tales
como la valoración por opciones reales.
El VPN no relaciona el nivel de riesgo con las posibilidades
de respuesta operacional del proyecto. Tampoco considera
la capacidad de reacción que tiene el administrador de un
proyecto para responder ante contingencias.
59
3.4. MINA
3.4.1. DESCRIPCIÓN DE MINA
Actualmente la empresa minera desarrolla la explotación
subterránea mediante la aplicación del método “Corte & Relleno
Ascendente” utilizando el sistema Trackless, con sus variantes de
perforación “Breasting y Realce” en función a la calidad de roca.
Perforación. ‐ La perforación en los tajeos pequeños (<1.5 metros
de ancho) se realiza mediante el uso de máquinas perforadoras
neumáticas tipo Jackleg y en tajeos de mayor amplitud se emplean
equipos de perforación electro‐hidráulica (Jumbos). La longitud de
perforación es variable con máquinas neumáticas entre 5‐8 pies y
con equipos electro‐hidráulicos entre 8‐14 pies dependiendo de la
variante de perforación.
Voladura. ‐ El “carguío y voladura” en la mayoría de los tajeos, se
realiza usando el sistema de iniciación con mecha de seguridad,
emulsiones explosivas para el cebado y nitrato de amonio
mezclado con combustibles (ANFO) para la carga de la columna.
El sostenimiento. ‐ El sostenimiento en los tajeos actualmente se
realiza Mediante la aplicación del concreto lanzado (shotcrete)
reforzados con malla electrosoldada, pernos expansivos, pernos de
fricción y pernos cementados‐resina según el estándar de
sostenimiento actual. En inspecciones visuales a la masa rocosa
en los frentes se observa un deterioro importante en las
propiedades resistentes de la masa rocosa como resultado del
proceso de voladura, esto probablemente asociado al tipo de
explosivos, accesorios de voladura empleados y falta de control de
calidad (monitoreo de vibraciones, restricciones de velocidad pico
de partícula).
60
Esta situación de daño al macizo rocoso actualmente conlleva a
sobredimensionar el sostenimiento, elevando los costos,
incrementa la dilución y genera condiciones sub ‐ estándares
(masas rocosas disturbadas, sobre ‐ excavadas e inestables) en los
cuales no se garantiza la funcionalidad de los elementos de
sostenimiento.
Limpieza del mineral. ‐La limpieza de mineral desde los tajeos se
realiza usando equipos LHD, las distancias de acarreo (desde los
tajeos hacia los Ore Pass, las cámaras de carguío y/o a los
volquetes) es variable entre los 100 a 400 metros, la capacidad de
los equipos de carguío varía entre “3.0 – 6.0 yard3”.
Preparación para el relleno. ‐ La preparación para el relleno
hidráulico es sencilla consiste orden y limpieza, iluminación del
área de trabajo, marcado de nivel de relleno según la variante de
explotación (Realce‐Breasting), conformación de barreras (dique‐tapón), protección de barreras con yute para evitar pérdida de finos,
tendido de tuberías; en el caso del relleno detrítico la preparación
consiste básicamente en realizar orden y limpieza, iluminar el área
de trabajo, marcado del nivel de relleno según la variante de
explotación.
Relleno en los tajeos. ‐ En el caso relleno hidráulico la pulpa de
relaves gruesos es transportada por tuberías desde la planta de
relleno hasta los tajeos; en el caso del relleno detrítico este se
realiza utilizando equipos LHD. Las distancias de acarreo entre los
puntos de acumulación de desmonte y los tajeos a rellenar varían
entre 100‐400 metros. La capacidad de los equipos varía entre “3.0 ‐ 6.0 yard3”. El relleno constituye una componente fundamental del
método de minado y no disponer del mismo en tiempo y volumen
genera condiciones sub ‐ estándares de minado (alturas de
excavación que van desde los 4.0‐7.0 metros, anchos que van
61
desde 5.0‐15.0 metros, donde el uso de barretillas para el desatado
de roca no es adecuado y la iluminación es deficiente), inestabilidad
de las paredes del tajeo (descompresiones‐relajación), finalmente
significa una restricción total para la continuidad del ciclo de minado
(paraliza las operaciones en el tajeo, generando rotación del
personal, desperdicio de recursos y baja productividad hombre
guardia).
Restricciones. ‐ La calidad de masa rocosa en las estructuras
mineralizadas condiciona la aplicación de las variantes de
explotación (Breasting y Realce), baja eficiencia operativa, alto
costo de sostenimiento, genera condiciones subestándares (en
zonas de corte y cuñas de grandes dimensiones, donde la
aplicación del estándar de sostenimiento no garantiza su
funcionalidad).
Lineamientos del método actual. ‐ Los lineamientos del método
“Corte & Relleno Ascendente”, deducidos del análisis e
interpretación de información recabada son:
Ancho de minado. ‐ Variable debido a la forma de las estructuras
mineralizadas, están asociado mucho a la potencia de las
estructuras mineralizadas (muy ancho para la calidad de roca y el
estándar de sostenimiento actual), la variante de explotación, las
dimensiones de máquinas‐equipos (perforación, limpieza y
sostenimiento) y tipo de relleno aplicado (Detrítico e Hidráulico).
Altura de corte. ‐ Variable dependiendo de las variantes de
perforación, máquina-equipo de perforación; sin embargo, existen
otros condicionantes (calidad de la masa rocosa, dimensiones de
elementos de sostenimiento, herramientas – accesorios empleados
para el desatado de rocas sueltas, instalación de pantallas
eléctricas para iluminación de espacios de trabajo entre otros
aspectos).
Altura de labores. ‐ En tajeos de perforación en Breasting,
culminada la limpieza del mineral se tiene una altura máxima de 4.0
62
metros, en tajeos con perforación en Realce < 75° la altura máxima
observada hasta 6.0 metros (restricción de altura indica <=4.0
metros, por tanto, es sub ‐ estándar el minado en esta variante de
perforación). Esto en la práctica debería ser un estándar, alturas de
excavación mayores a las indicadas (>4.0 metros) requiere de
equipos mecanizados para realizar el desatado de rocas y el
carguío de los taladros para voladura, de otro modo es sub ‐ estándar, salvo se varíe el método de explotación.
El valor del mineral. ‐ El valor de mineral explotado mediante “Corte
& Relleno Ascendente”, en cierto modo es controlado dentro de lo
permisible dado a que es un “método selectivo” donde la dilución
promedia se encuentra 12‐18%, en los escenarios promedio de
voladura.
3.4.2. PRODUCCIÓN
La producción de minera Bateas es de 1500 TM/día manteniendo
un promedio de 45,000 TM/mes y una producción de 535,000
TM/año.
La programación anual es en forma trimestral con el fin de ver la
posibilidad de producir y de esta manera tomar decisiones
cuantitativas que no solamente estén supeditados a la experiencia
e intuición.
Factores directos de la producción:
Las reservas de mineral, calidad de la mano de obra, instalaciones
y equipos que el mercado ofrece y método de minado, etc.
El método de minado depende de la formación geológica del
cuerpo mineralizado, de su localización y adaptabilidad, de la
dilución, ancho de veta y de su extensión.
63
VETA NIVEL LABOR ENE FEB MAR ABR MAY JUN JUL AGO SEP OCT NOV DIC
Animas NE
9 TJ436E 3,731 3,803 4,054 3,211 4,057 3,686 3,859 4,055 3,421 3,466 3,704 3,971 45,017
12 TJ553E 4,545 4,451 4,447 3,949 4,454 4,508 4,303 4,409 4,141 3,946 4,278 4,215 51,647
TJ554E 1,426 1,207 1,409 1,200 1,321 1,138 1,181 1,181 1,525 1,101 1,305 1,426 15,422
TJ556E 5,032 5,099 5,062 5,000 5,012 5,034 5,031 5,271 4,944 4,745 5,018 5,093 60,340
13 TJ627E 1,304 166 1,470
14 TJ750E 507 514 507 507 495 493 502 509 4,035
TJ753E 468 3,476 3,521 3,509 3,107 3,302 3,592 3,313 3,446 3,714 3,488 34,935
TJ754E 1,486 1,357 1,367 1,465 1,346 1,571 1,397 1,156 1,305 1,464 13,913
14 TJ827E 585 575 673 583 587 583 586 740 572 572 452 592 7,098
TJ830E 5,105 5,386 5,676 4,046 5,239 4,933 4,329 5,063 5,196 4,754 5,079 5,702 60,508
Animas
13 TJ612E 4,349 4,342 4,389 4,395 4,454 4,065 3,845 3,995 4,164 3,769 3,861 4,236 49,863
TJ626E 3,929 3,657 3,158 3,193 2,997 2,968 2,956 2,638 2,895 2,689 1,205 32,284
TJ627E 720 715 1,435
TJ660E 1,248 767 1,670 534 915 900 761 1,229 693 885 874 1,132 11,606
Cimoide ASNE
12 TJ110E 1,394 1,437 1,330 1,259 1,484 1,532 1,440 1,187 1,121 1,184 1,477 1,792 16,637
TJ111E 4,255 4,179 4,221 5,002 5,050 4,864 4,850 5,298 5,534 5,451 4,864 4,855 58,424
Nancy
10 TJ240E 1,372 1,286 1,072 1,097 1,271 1,314 1,391 1,728 1,353 1,104 1,305 1,401 15,695
TJ260E 908 903 1,134 2,945
12 TJ340E 928 1,089 1,212 1,020 1,079 1,124 935 1,385 1,144 953 1,021 1,229 13,120
TJ360E 1,640 1,807 1,802 5,249
TJ460E 1,773 1,762 1,806 1,304 1,441 1,737 1,791 1,929 1,758 112 15,414
Ramal Techo ASNE
12 TJ203E 1,049 918 598 590 1,002 800 594 722 1,335 1,124 2,326 2,458 13,516
TJ204E 756 695 760 739 754 729 491 4,925
TOTAL 43,500 42,000 46,500 42,000 46,500 45,000 43,500 46,500 45,000 43,500 45,000 46,500 535,500
Fuente: Gabinete planeamiento mina.
Tabla 3. 2: Producción mensual y anual 2019
64
3.4.3. CICLO OPERATIVO - RAMPA
Los trabajos para el ciclo operativo de la rampa comprenderán:
perforación, voladura, ventilación, desate de roca, sostenimiento,
limpieza y acarreo.
Perforación
Para los trabajos de perforación en la rampa 462 N se realizarán
con el equipo jumbo electrohidráulico marca Sandvik modelo
Quasar DD210 de un solo brazo con barras de longitud de 12 pies
con diámetros de broca de 45 mm y el rimado de taladros de alivio
será con brocas de diámetro de 102 mm.
Voladura
Se empleará explosivos combinados de la empresa famesa y exsa,
Emulnor 5000 1 ¼ x 12 para el cebo de todos los taladros del frente
de la labor, para completar los taladros de la corona se utilizará
Emulnor 3000 1 ¼ x 12, para completar el carguío de los taladros
se empleará Examon (anfo) y cordón detonante 5P; como
accesorios se utilizará faneles de periodo largo 4.0 m, guía
ensamblada 2.4 m de longitud – Carmex que será acompañado con
mecha rápida de 1 metro de longitud.
Ventilación
El ingreso de aire limpio para la labor de avance se realizará por
chimeneas de ventilación realizadas con sistema convencional la
que tendrá una capacidad de 30000 CFM las cuales serán
empalmadas con mangas de 28 “de diámetro, la ventiladora
principal de 100,000 CFM está ubicada en superficie que insuflara
de aire fresco al interior de la mina desde bocamina del nivel 8.
Desate
Los trabajos de desate de roca se realizarán con barretillas de
aluminio de longitudes de 6, 8, 10 y 12 pies según su requerimiento,
este trabajo debe de realizarse en avanzada y siempre de dos
personas manteniendo un ángulo de 45ª y si las labores superan
65
los 4 metros de altura el proceso de desate deberá de ser con
equipo (scaler).
Sostenimiento
En la rampa 462N se tendrá diferentes tipos de roca predominando
el tipo III y IV razón por la cual se utilizará como sostenimiento
shotcrete con pernos de anclaje (helicoidal), el departamento de
geomecánica ha elaborado una cartilla para tener un mejor control
e identificación del macizo rocos (anexo 20 – 21).
Limpieza y acarreo
Los trabajos de limpieza de la carga re realizará con equipo
scooptram marca CAT modelo R1300G serie NJBOO189 con
capacidad de 4.2 YD3, el desmonte se cargará a través de cámaras
de carguío hacia volquetes con capacidad de 25 Tn que serán
acumulados en canchas de desmonte ubicados en superficie.
3.4.4. SISTEMA DE BOMBEO
El sistema de bombeo en minera bateas para los trabajos de
profundización estará dado por la sala de bombeo Nª2 que
evacuará el agua existente en la zona negativa de la mina. La
estación de bombeo consta Nª2 consta de tres bombas de alta
presión de 275 HP cada una (dos en operación y una en Stand By).
Cada estación de bombeo impulsa 250 l/s en total, siendo por cada
línea de tubería en operación una impulsión de 125 l/s. La tubería
en esta estación es de ASTM HDPE 14” SDR 11.
La tercera estación de bombeo se ubica en el pie del RB 463, y
cuenta con tres bombas centrifugas de 275 HP cada una (una en
stand by y dos en operación). Esta tercera estación bombea
independientemente por cada línea de tubería 125 l/s es de ASTM
HDPE 14” SDR 11.
El recorrido de esta tubería de la tercera estación será por el RB
463 hasta la actual caja de paso del sistema existente del nivel 12
66
en la cota 4501 msnm; continua por el nivel 12 hasta la actual caja
de paso del sistema existente; en el punto el agua es entregada a
la cuneta que lo conduce al sedimentador, y desde este hacia la
bocamina también por cuneta. La estación de bombeo Nº1 se tiene
como proyecto, su ejecución resultara cuando la profundización
este en el nivel 17.
Para los trabajos de profundización se realizarán cámaras de
bombeo a manera continua para el pase del agua mediante
bombas sumergibles que llevarán el agua hasta la posa
estacionaria Nª2.
Fuente: Servicios auxiliares CMB.
Figura 3. 9: Diagrama de flujo de sistema de bombeo.
67
Fuente: Servicios auxiliares CMB. Figura 3. 10: Vista en planta de sistema de bombeo propuesto
3.4.3.1. CARACTERISTICAS MECÁNICAS Y ELÉCTRICAS DE LAS BOMBAS
Las bombas serán centrifugas con succión axial y descarga
radial, el montaje será horizontal bomba – motor, sistema de
transmisión mediante acople directo con su respectivo
guarda acople, el motor eléctrico es asicronico, trifásico
totalmente cerrado, forma constructiva horizontal, para
operar en instalaciones trifásicas de 60 Hz-460 VAC, el
motor tendrá como norma de protección Nema 4.
3.4.3.2. DISEÑO MECÁNICO
Este punto considera los criterios de diseño para los
servicios de los sistemas de transporte de agua en interior
mina.
Para el diseño del sistema de transporte de agua se parte de
las siguientes premisas:
68
El sistema de transporte de agua debe ser capaz de
conducir el agua desde el Nv. 15 hasta la caja de paso en
el nivel 12.
El sistema debe considerar en lo posible el usar la
infraestructura existente.
TIPO DE FLUJO: Todos los sistemas de agua serán en
general diseñados para flujo presurizado, es decir, para
líneas fluyendo completamente llenas incluyendo el caso de
flujo gravitacional.
VELOCIDAD DE FLUJO: Los sistemas de tuberías de agua
han dimensionados utilizando el siguiente criterio:
Tipo de servicio Velocidad (m/s)
Succión de bombas 1.0-2.0
Descarga de bombas 1.5-2.25
Líneas principales de agua 2
Ramales de agua 1.5-2.25
Fuente: Servicios auxiliares CMB.
Tabla 3. 3: Velocidades de flujo.
CAUDAL DE AGUA: El caudal ejercido por el sistema de
bombeo es de 250 l/s.
3.4.3.3. DIMENSIONAMIENTO Y SELECCIÓN DE BOMBAS
A continuación, se detalla el dimensionamiento y la selección
de bombas de las estaciones de bombeo N.º 1 y 2 donde la
estación de bombeo actual usada es la Nª2
69
TIPO MODALIDAD MODELO APLICACIÓN POTENCIA INSTALADA
(HP)
POTENCIA CALCULAD
A (HP)
Estación de
bombeo N°01
Bomba centrifuga
Operación S/E Sistema de Bombeo
275 259.9
Bomba centrifuga
Operación S/E Sistema de Bombeo
275 259.9
Bomba centrifuga
Stand By S/E Sistema de Bombeo
275 259.9
Bomba alta presión
Operación - Limpieza de sedimentadores
50 46.8
Estación de
bombeo N°02
Bomba alta presión
Operación S/E Sistema de Bombeo
500 472.5
Bomba alta presión
Operación S/E Sistema de Bombeo
500 472.5
Bomba alta presión
Stand By S/E Sistema de Bombeo
500 472.5
Bomba sumergible
Operación S/E Limpieza de sedimentadores
50 46.8
Fuente: Servicios auxiliares CMB. Tabla 3. 4: Dimensionamiento y selección de bombas
3.4.3.4. POTENCIAS
POTENCIA HIDRÁULICA (CÁLCULADA)
El cálculo de la potencia hidráulica se realizará mediante la
siguiente formula:
𝑃 hidraulica = (FS) x ρ x ADT x Q x g1000
Donde:
P hidráulica = en kW
ρ = Densidad del Fluido (kg/m3)
ADT = Altura dinámica total (metros de fluido).
Q = Caudal de diseño (m3/h)
g = Aceleración de la gravedad (m/s2)
(FS) = Factor de Seguridad = 1.15
70
POTENCIA EFECTIVA DEL MOTOR
Para calcular la potencia del motor de la bomba se requiere
conocer los valores de las eficiencias de la bomba y del
motor a utilizar, luego se utilizará la siguiente fórmula:
𝑃 motor = Phidráulicanb x nm
Donde:
P motor = en kW
nb = Eficiencia de la bomba
nm = Eficiencia del motor
Esta potencia es una potencia efectiva del motor a la
elevación donde se ubica la bomba.
A continuación, se detallan las potencias de las bombas a
instalar en el sistema de transporte de agua en interior mina
de la alternativa elegida.
Descripción Eficiencia (n) Potencia calculada
(HP) Motor seleccionado
(HP)
Estación de bombeo N°01
0.67 259.99 275
0.67 259.99 275
0.67 259.99 275
Estación de bombeo N°02
0.67 472.58 500
0.67 472.58 500
0.67 472.58 500
Fuente: Servicios auxiliares CMB. Tabla 3. 5: Potencia de las estaciones de bombeo
71
DIAGRAMA DEL SISTEMA DE BOMBEO ÁNIMAS 2019 MINERA BATEAS
CR 280E
CX 459
CAM 470
CAM 469
CAM 460
CAM 482
EST. Nª 2 VT 466
CAM 466
BP 396 Nv 12
BP 452 Nv 13
BP 472 Nv 14
TUBERÍA HDPE 12"
ESTACIONES DE BOMBEO
LEYENDA
BOMBA HIDROSTAL 350 HP
BOMBA TIGRE 58 HP
BOMBA TIGRE 150 HP
BOMBA FLYGT 58 HP
BOMBA FLYGT 150 HP
TUBERÍA HDPE 4"
Fuente: Servicios auxiliares CMB
Figura 3. 11: Sistema de bombeo 2019
72
3.5. ESTUDIO GEOMECÁNICO
Para determinar la caracterización geomecánica, dimensionamiento
geomecánico de excavaciones y estructuras en roca “puentes y pilares,
análisis de estabilidad por métodos “equilibrio limite y elementos finitos”,
evaluación del sostenimiento. Se realiza la investigación geomecánica de
campo, investigación de laboratorio y trabajos de gabinete, en base a lo
mencionado el estudio se ha desarrollado en dos etapas.
Primera etapa: orientada a realizar trabajos de campo y recopilación de
información técnica proporcionada por MB, para los fines del estudio, siendo
el alcance de esta etapa la conclusión de los trabajos programados en campo.
Segunda etapa: orientada íntegramente a investigaciones en laboratorios y al
desarrollo de trabajos en gabinete (proceso, análisis, interpretación de
información registrada durante investigaciones geomecánicas de campo y
laboratorios e información histórica de MB).
3.5.1. INVESTIGACIÓN DE CAMPO.
El programa de investigaciones geomecánicas complementarias
en campo, ha sido orientado a realizar evaluaciones geomecánicas
en la Veta Ánimas y su entorno realizándose en ella las siguientes
actividades:
Mapeo geomecánico en labores subterráneas mediante los
métodos “Celdas y Líneas” (anexo 23).
Registro de sondajes diamantinos en interior Mina (anexo 19).
Ensayos de mecánica de rocas en campo (resistencia a
compresión, fricción residual, coeficiente de rugosidad de
juntas) ver anexo 10.
73
3.5.2. MAPEO GEOMECÁNICO EN LABORES SUBTERRÁNEAS
Esta evaluación ha sido realizada en labores subterráneas, con la
finalidad de caracterizar la masa rocosa a través de un índice
numérico cuantitativo que permita discretizar la masa rocosa en
“Dominios geomecánicos”. Este mapeo geomecánico ha sido
realizado usando los métodos “Celdas y Líneas”, realizándose en
total 39 Celdas definidas como “EG‐ MB1 39” y 26 Líneas definidas
como “LD‐MB126” (anexo 23).
Los parámetros de “observación y medición” definidos en el mapeo
geomecánico de Mina fueron “obtenidos y registrados” en formatos
estandarizados para propósitos de esta evaluación adecuándolos
a procedimientos sugeridos por la “Sociedad Internacional de
Mecánica de Rocas” (I.S.R.M.). Entre los parámetros descritos en
los registros geomecánicos, podemos destacar: “tipo de roca, tipo
de estructura, orientación de discontinuidades estructurales, grado
de fracturamiento, espaciado, persistencia, apertura, rugosidad,
tipo de relleno, espesor del relleno y condición de agua subterránea
(anexo 19).
3.5.3. REGISTRO GEOTÉCNICO DE SONDAJES DIAMANTINOS
Esta evaluación ha sido realizada en salas de logueo Geológico‐geotécnico que tiene acondicionadas MB en sus almacenes de
sondajes, con la finalidad de caracterizar la masa rocosa a través
de un índice numérico cuantitativo (RMR) que permita discretizar la
masa rocosa en “Dominios geomecánicos”. Este registro
geotécnico ha sido realizado en 02 campañas de 6 y 37 taladros
respectivamente que totalizan 4500 metros lineales de sondajes,
los resultados de estas evaluaciones se encuentran en anexo 19.
Los parámetros de “observación y medición” definidos en el registro
de sondajes de mina fueron “obtenidos y registrados” en formatos
74
estandarizados. Entre los parámetros descritos podemos destacar:
tipo de roca, tipo de estructura, inclinación de promedio de
discontinuidades respecto al eje del sondaje, grado de
fracturamiento, espaciado, persistencia, apertura, rugosidad, tipo
de relleno, espesor del relleno, grado de meteorización y condición
de agua subterránea (inferida en base a evaluaciones del mapeo
geomecánico realizado en 3.5.2).
3.5.4. ENSAYOS DE CAMPO.
Estos ensayos se realizaron como parte del mapeo geomecánico
en excavaciones subterráneas y el registro geotécnico de sondajes
diamantinos (anexo 19), con el objetivo de estimar datos de
resistencia a compresión de roca usando “el martillo de rebote, la
picota de geólogo, penetrómetro de bolsillo”. Además, se realizó
mediciones directas en la masa rocosa para estimar el índice de
calidad de roca “R.Q.D.” mediante determinación del número de
discontinuidades por metro cúbico usando la formulación propuesta
por Palmstrom (RQD=110‐2.5*Jv; donde Jv representa el número
de discontinuidades por metro cúbico del volumen de roca).
También se ha determinado el coeficiente de rugosidad en paredes
discontinuidades estructurales (JRC) y ángulo de fricción residual
usando el tablero inclinable (Tilt Test).
3.5.5. CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA.
Los resultados de la clasificación geomecánica de la masa rocosa
usando el sistema de clasificación geomecánica RMR89 de
Bieniawski, modificado por romana, 2000 advierten la presencia de
variados rangos de calidad de roca en las distintas unidades
litológicas (caja piso, estructura mineralizada y caja techo).Estas
variaciones están asociadas al grado de fracturamiento, la
influencia del agua en el deterioro de las propiedades de
resistentes (cohesión y fricción, los grados de meteorización que
75
afectan a las rocas y los tipos de alteración. Los resultados de la
clasificación geomecánica se muestran en las tablas 3.7 – 3.8.
En la tabla 3.6, se presenta el resumen de clasificación
geomecánica de la masa rocosa que conforman la zona de interés,
utilizando la clasificación geomecánica RMR89 de Bieniawski;
modificado por Romana, 2000.
TI PO DE ROCA RANGO "RMR" CLASIFICACIÓN “RMR"
I 81‐100 Muy Buena
II
71‐80 Buena A
61‐70 Buena B
III
51‐60 Regula r A
41‐50 Regula r B
IV
V
31‐40 Mala A
21‐30 Mala B
< 21 Muy Mala
Nota: Clasificación "RMR89", según Romana 2000. Adaptación
de GLSA para fines del estudio en MB.
Fuente: Departamento de geomecánica CMB.
Tabla 3. 6: Criterio para clasificación geomecánica.
76
CLASIFICACIÓN: CALIDAD DE MASA ROCOSA, SEGÚN VALORACIÓN RMR89 DE BIENIAWSKI, MOFICADA POR ROMANA 2000, ADAPTACIÓN GLSA CLASIFICACION
UBICACIÓN LITOLOGIA DESCRIPCION DE LA MASA ROCOSA RMR GSI
CAJA TECHO
Toba andesítica cristalo lítica, roca piroclástica de textura fragmental conformada por líti cos subangulosos de andesitas microporfídicas y microcristalinas, en una matriz cripto ‐microcristalina de feldespatos y máficos alterados a arcillas, carbonatos, sericitas en menor grado y cloritas, con venillas irregulares de cuarzo, calcita y diseminaciones de pirita.
Estructura rocosa de origen volcánico, caracterizada por su textura de grano fino, color gris ‐verdosa con tonalidad es violáceas y amarillentas en presencia de meteorización especialmente hacia el contacto con la estructura mineralizada. Estructuralmente están "levemente fracturadas, fracturadas, muy fracturadas y eventualmente intensamente fracturadas ", presentan resistencias a compresión simple variables en un amplio rango que va desde "alta, intermedia, baja y mu y baja ".El agua subterránea afecta considerablemente a esta unidad litológica mediante el deterioro de sus propiedades resistentes (cohesión y fricción) específicamente en sectores próximos al contacto con la estructura mineralizada (mayor o menor grado en todos los niveles asociados a su condición estructural y alteración hidrotermal) y en los niveles superiores (Nv.12 al Nv.14) debido al grado de meteorización
75 70
60
50
40
30
20
5
Buena A
Buena B
Regular A
Regular B
Mala A
Mala B
Muy Mala
65
55
45
35
25
MINERAL
Brecha silisificada carbón a tizada (rodocrosita, calcita), rodonitas con diseminación de sulfuros (piritas y minerales o pacos), de textura bandeada coloforme, con impregnaciones de agregados cripto cristalinos de minerales oxidados de manganeso.
Estructura rocosa, color gris oscuras con tonalidades "asociadas a la presencia de rodonita, rodocrosita, cuarzo y calcita ", con intercalaciones de "óxidos y sulfuros". Estructuralmente encuentran "fracturadas, muy fracturadas e intensamente fracturadas" especialmente en sectores asociados a zonas de falla. Presentan resistencias a compresión variable "intermedia, baja y muy baja". El agua subterránea afecta considerablemente a esta unidad litológica mediante el deterioro de sus propiedades resistentes (cohesión y fricción) específicamente en sectores próximos al contacto con las cajas piso y techo, que se constituyen por fallas (F1) en todos los niveles debido a la condición estructural y alteración hidrotermal; en los niveles superiores (Nv.12 al Nv.14) el grado de meteorización (moderada, alta y muy alta) afecta significativamente la calidad de masas rocosas
65 60
40
30
20
5
Buena B
Regular A
Regular B
Mala A
Mala B
Muy Mala
55
45
35
25
10
CAJA PISO Toba andesítica, roca volcánica de textura porfídica y amigdalar,
Estructura rocosa de origen volcánico, caracterizada por su textura de grano fino, color gris ‐verdosa con tonalidades violáceas y amarillentas en presencia de 75 70 Buena A
77
color gris verdosa, conformada por plagio clasas tabulares y máficos prismáticos alterados a arcillas y cloritas respectivamente, en una matriz cripto micro cristalina de feldespatos y máficos alterados a sericitas y cloritas
meteorización especialmente hacia el contacto con la estructura mineralizada. Estructuralmente están "levemente fracturadas, fracturadas, muy fracturadas y eventualmente intensamente fracturadas ", presentan resistencias a compresión simple variables en un amplio rango que va desde "alta, intermedia, baja y muy baja". El agua subterránea afecta considerablemente a esta unidad litológica mediante el deterioro de sus propiedades resistentes (cohesión y fricción) específicamente en sectores próximos al contacto con la estructura mineralizada (mayor o menor grado en todos los niveles asociados a su condición estructural y alteración hidrotermal) y en los niveles superiores (Nv.12 al Nv.14) debido al grado de meteorización.
65 60
50
40
30
20
5
Buena B
Regular A
Regular B
Mala A
Mala B
Muy Mala
55
45
35
25
10 Nota 1: La descripción litológica resumida corresponde a Secciones Transversales al Rumbo de las estructuras mineralizadas en el Sector Central y Sur‐Oeste de la Veta Ánimas (SECCIÓN NW‐SE), en el Sector Norte ‐Este (SECCIÓN NW‐SE), varían ligeramente las litologías especialmente entre "Techo de la Veta Ramal Piso, Piso‐Techo de Veta Cimoide, Piso Techo Veta, Ramal techo "
Nota 2: Valoración RMR 89 de Bieniawski, modificada por Romana 2000, Adaptación GLSA para fines del Estudio de estabilidad en minera Bateas.
Fuente: Departamento de geomecánica CMB.
Tabla 3. 7: Clasificación geomecánica RMR, Minera Bateas.
En la tabla 3.7, se presenta un resumen de la clasificación geomecánica en minera Bateas agrupados por sectores
representativos (SW, Central y NE)
78
TI PO DE ROCA
RMR
Distribución Porcentual Aproximada: Calidad de Masa Rocosa a Nivel de Mina, Según Clasificación Geomecánica RMR89, Niveles "12‐13‐14"
NOR‐ESTE (V. NANCY), falta explorar, por labores, aprox.
NOR‐ESTE (R. PISO, CIMOIDE, R. TECHO) ** SECTOR CENTRAL Y SUR‐OESTE (V. ÁNIMAS)
Caja piso Estructura* Caja techo Caja piso Estructura Caja techo Caja piso Estructura Caja techo
II A 75 Buena: 0 % Buena: 0 % Buena: 0 % Buena: 0 % Buena: 0 % Buena: 0 % Buena: 20 % Buena: 0 % Buena: 30 %
II B 65 Buena: 0 % Buena: 0 % Buena: 0 % Buena: 10 % Buena: 0 % Buena: 15 % Buena: 30 % Buena:15 % Buena: 30 %
III A 55 Regular: 0 % Buena: 0 % Regular: 10 % Regular: 20 % Regular: 20 % Regular: 25 % Regular: 20 % Regular: 30 % Regular: 20 %
III B 45 Regular: 20 % Regular: 0 % Regular: 15 % Regular: 30 % Regular: 40 % Regular: 30 % Regular: 15 % Regular: 30 % Regular: 10 %
IV A 35 Mala: 35 % Regular: 10 % Mala: 30 % Mala: 20 % Mala: 20 % Mala: 10 % Mala: 10 % Mala: 10 % Mala: <5 %
IV B 25 Mala: 40 % Mala: 35 % Mala: 40 % Mala: 15 % Mala: 15 % Mala: 15 % Mala: <5 % Mala: <5 % Mala: <5 %
V 10 Muy Mala:<5 % Muy Mala:<10 % Muy Mala: <5 % Muy Mala: <5 % Muy Mala: <5 % Muy Mala: <5 % Muy Mala: 0 % Muy Mala: 0 % Muy Mala: 0 %
Nota: * Veta Nancy, falta definir mejor la estructura y sus cajas, es muy incipiente en base a la información actual para una mejor descripción, ** Veta R. Techo (en características promedio observadas nivel 12, Ventana 571 c.piso IIIB, veta IIIA, c.techo IIB), en la fecha de evaluación se ha tenido acceso solo en frentes muy puntuales de dicha estructura.
Fuente: Departamento de geomecánica CMB.
Tabla 3. 8: Distribución porcentual aproximada de calidades de roca.
.
79
3.5.6. DIMENSIONAMIENTO GEOMECÁNICO
3.5.6.1. FACTORES DE SEGURIDAD MÍNIMOS.
Los factores de seguridad mínimos adoptados para el
análisis de estabilidad del estudio, se han establecido en
función método de análisis empleado y la escala de
evaluación.
Los métodos de análisis y estabilidad a realizar en el estudio
son:
Métodos de Equilibrio Límite (M.E.L.)
Métodos de Elementos Finitos (M.E.F.)
Estos métodos “M.E.L. y M.E.F.”, constituyen los “análisis de
estabilidad estructuralmente controlada mediante el software
Unwedge” y “análisis de estabilidad debido a esfuerzos,
mediante modelamiento numérico bidimensional usando el
software Phases2” respectivamente. Los límites mínimos del
factor de seguridad en función del método de análisis para
fines del estudio se indican en la tabla 3.9.
RESULTADOS DEL ANÁLISIS DE ESTABILIDAD CRITERIO DE
ESTABILIDAD
ESTRUCTURALMENTE CONTROLADA (MEL)
DEBIDO A ESFUERZOS (MEF)
F.S>1.5
F.S>1.1
Nota: Estos valores del factor de seguridad han sido considerados por GLSA,
para fines de este estudio según el tipo de análisis realizado y el margen de
seguridad que garantice la estabilidad, considerando los imponderables.
Fuente: Departamento de geomecánica CMB.
Tabla 3. 9: Factores de seguridad mínimos.
Los valores mostrados en la tabla 3.9, son valores mínimos
referenciales del “Factor de Seguridad” obtenidos en los
análisis de estabilidad considerados en la práctica ingenieril
80
y con aceptación en el medio local considerando los
imponderables.
3.5.6.2. DIMENSIONAMIENTO DE CÁMARAS Y PILARES.
El dimensionamiento de las “Cámaras y Pilares” considerado
como un aspecto importante del diseño para la explotación
en Mina, se realiza sobre la base de dos aspectos
fundamentales del diseño minero “Seguridad y Economía”.
En este contexto utilizando como herramienta emplearemos
el algoritmo propuesto por “Obert & Duvall, 1967” para
realizar el dimensionamiento de “Cámaras y Pilares”, según
la siguiente expresión matemática:
Sp = σci ∗ ⌈0.78 + 0.22 ∗ (WH )⌉
La información necesaria el dimensionamiento de las
“Cámaras & Pilares” asociados a este proyecto usando el
modelo de “Obert & Duvall, 1967” se constituye de:
Relación “Ancho/Altura” del
pilar (W/H).
Razón de extracción.
Carga litostática.
Esfuerzo medio del pilar (σp).
Resistencia a la compresión
uniaxial de la roca intacta del
pilar (σci).
Resistencia media del Pilar
(Sp).
El modelo de “Obert & Duvall, 1967”, postula que la
resistencia del pilar se puede expresar el término del factor
81
de seguridad como una relación entre esfuerzo y resistencia
(Resistencia media del pilar/Esfuerzo medio en el Pilar),
donde un valor de “F.S < 1.0” implica condiciones de
inestabilidad, “F.S = 1.0‐ 1.5” condición de equilibrio límite y
“F.S >= 1.5” implica condiciones estables. En la tabla 3.8, se
muestran los resultados del “cálculo preliminar” respecto al
dimensionamiento geomecánico de las “Cámaras & Pilares”
según el modelo de “Obert & Duvall, 1967” para las
condiciones geomecánicas que exponen la Veta y su entorno
físico.
DATOS CÁMARAS PILARES FACTOR DE SEGURIDAD
SEGÚN "Obert & DUVALL,
1967"
ZONA
UB
ICA
CIÓ
N
RM
R
Q'
σci
σma
x
An
cho
de
Cám
ara
(m)
Lon
gitu
d d
e
Cám
ara
(m)
An
cho
de
l P
ilar
(m
)
Lon
gitu
d d
el
Pil
ar (
m)
Alt
ura
Cám
ara
y
Pil
ar (
m)
Áre
a d
e
Extr
acci
ón
(m2
)
Áre
a To
tal
(m2
)
Raz
ón
de
Extr
acci
ón
Esfu
erz
o M
ed
io e
n
el
Pil
ar
Re
sist
en
cia
Me
dia
de
l p
ila
r (S
p)
F. S
ZONA ALTA
(Nv 9–Nv 10)
CA
JA P
ISO
55 1.95 107 9.5
0.64 61 9.5
8 15 4 15 6 120 173 0.7 31.2 97
7 20 4 20 6 140 220 0.6 26.1 56
7 10 4 10 6 70 110 0.6 37.1 99
6 10 4 10 6 60 100 0.6 33.8 56
6 10 5 10 6 60 110 0.5 38.7 103
5 10 5 10 6 50 100 0.5 35.2 59
3.1
2.2
2.7
1.7
2.7
1.7
45
ZONA INTERMEDIA (Nv 12)
55 1.95 107 13.5
0.64 61 13.5
45
ZONA BAJA
Nv 13-Nv14
55 1.95 10717.6
0.64 61 17.6 45
Nota: El dimensionamiento de pilares, se realiza considerando que el diseño en MB considera
el uso de "cámaras de carguío" cuyo diseño debe estar sustentados, toda la infraestructura
de cámaras de carguío se realiza en caja piso según el diseño de MB. Las dimensiones del
pilar se consideran las mínimas (ancho de pila r). El sostenimiento debe aplicarse según el
ESTÁNDAR GEOMECÁNICO.
Fuente: Departamento de geomecánica CMB.
Tabla 3. 10: Dimensiones de cámaras y pilares
Los resultados mostrados en la tabla 3.10, indican las
dimensiones de las “Cámaras & Pilares” válidas para todos
los escenarios geomecánicos revisados en la unidad.
82
3.5.6.3. DIMENSIONAMIENTO DE PUENTES.
El dimensionamiento de Puentes, considerado como un
aspecto importante del diseño en la Mina. Desde el punto de
vista geomecánico los puentes serán dimensionados en
aproximación a las dimensiones de los tajeos. Sin embargo
es necesario precisar que el dimensionamiento de puentes
tendrá una implicancia en la baja recuperación del método,
en el sentido que las estructuras mineralizadas en las tres
zonas exponen fallas al piso y techo que adiciona una
componente desfavorable para la estabilidad física del
puente (condición estructural desfavorable, con presencia
de fallas y diaclasas de baja resistencia al esfuerzo de corte
que se distribuyen longitudinal y transversalmente a la
orientación de los puentes y pilares).
Estos aspectos negativos implican “Dimensionar Puentes de
mayor altura y establecer estrictos controles de voladura e
instrumentación geomecánica para control del minado.
Para dimensionar y estimar la altura de los puentes, será
usando el criterio de Carter, 1992 (anexo 24); cuya expresión
matemática se describe líneas abajo
C.S.= 𝑇 𝑥 𝜎ℎ 𝑥 𝜃𝑆 𝑥 𝐿 𝑥 𝑢 𝑥 ϒ Siendo:
T: Altura del Puente (m)
σh: Esfuerzo horizontal (Mpa)
ϴ: Inclinación del tajeo (constante)
S: Ancho del Tajeo (m)
L: Longitud del Tajeo (m)
Ɣ: Densidad del material (gr/cm3)
Ư: Presión ejercida por el agua (Mpa)
83
Para el dimensionamiento de puentes se han realizado una
serie de estudios del tipo estructural “Betournay, 1987,
Golder Asosciates 1990, Carter 1992”. Estos estudios
demostraron que independientemente de la calidad
geomecánica de la roca la estabilidad de los Puentes está
controlada principalmente por la geometría (S, T, L), el
buzamiento (ϴ) de la estructura, los esfuerzos horizontales
(σh), la presión del agua (ư) y la densidad del material (Ɣ). El
modelo de “Carter, 1992”, postula que la estabilidad del
puente en mineral (Sill Pillars) se puede expresar en
términos del factor de seguridad, usando la relación
mostrada en la ecuación 04, donde un valor de “C.S < 1.0”
implica condiciones de inestabilidad, “F.S = 1.0‐ 1.5”
condición de equilibrio límite y “F.S >=1.5” implica
condiciones estables.
3.5.7. RESULTADOS – RAMPA
El análisis estereográfico de datos estructurales (fallas, diaclasas),
En las siguientes figuras 3.12‐3.15, se muestran los resultados de
análisis de estabilidad estructuralmente controlada en “Rampas”.
Fuente: Departamento de geomecánica CMB. Figura 3. 12: Análisis de estabilidad rampas, roca tipo IV
84
Fuente: Departamento de geomecánica CMB. Figura 3. 13: Análisis de estabilidad rampas, roca tipo IIIB
Fuente: Departamento de geomecánica CMB.
Figura 3. 14: Análisis de estabilidad rampas, roca tipo IIIA.
Fuente: Departamento de geomecánica CMB. Figura 3. 15: Análisis de estabilidad rampas, roca tipo IIB
85
En la tabla 3.11, se resumen los resultados mostrados en las
figuras 3.12‐3.15, correspondientes al análisis de estabilidad
estructuralmente controlada en rampas, para distintos rangos de
calidad RMR en la masa rocosa.
RESULTADOS DEL ANÁLISIS DE ESTABILIDAD, SEGÚN MÉTODOS DE EQUILIBRIO LÍMITE
(ANÁLISIS PROBABILÍSTICO)
TIPO DE
EXCAVACIO
NES
ROCA
FACTOR DE SEGURIDAD DEL SOSTENIMIENTO APLICADO
CUÑAS ANALIZADAS 2 6 7
RAMPAS:
4.0x4.0,
4.5x4.0,
5.0x4.5
IVB
SIN SOSTENIMIENTO 0.10 0.38 0.10
SHT3"+PH1.25x1.25+SHT2"* 5.30 1.78 5.29
IIIB
SIN SOSTENIMIENTO 0.87 1.4 0.85
PH1.50x1.50** 0.93 1.44 0.94
PH1.50x1.50 + SHT2"* 2.97 1.82 2.98
IIIA
SIN SOSTENIMIENTO 0.00 0.91 0.00
PH1.50x1.50 ** 2.61 1.57 2.60
PH1.50x1.50 + SHT2"* ESTBL 2.05 ESTBL
IIB
SIN SOSTENIMIENTO 0.17 1.42 0.17
PH1.75x1.75** ESTBL 1.85 ESTBL
Nota: Especificaciones según estándar de sostenimiento (Cartilla de Sostenimiento). El análisis
considera estable F.S.>1.5 restricción incorporada al software por el usuario (también se
pueden considerar estables valores mayores a 1.4 para fines de este estudio).
Fuente: Departamento de geomecánica CMB. Tabla 3. 11: Resultados análisis de estabilidad en rampas
Los valores del factor de seguridad en la tabla 3.9, son resultados
del análisis estabilidad estructuralmente controlada en cuñas (2, 6,
7 de las figuras 3.12‐3.15) de las rampas con ejes mayor‐menor
86
paralelos al rumbo de estructuras mineralizadas en MB (condición
pre ‐ establecida) para distintos rangos de calidad “RMR” en la
masa rocosa y distintos escenarios (sin sostenimiento, con
sostenimiento estándar y con sostenimiento estándar reforzado
para casos especiales, ver Cartilla de Sostenimiento).
3.5.8. EVALUACIÓN DEL SOSTENIMIENTO
3.5.8.1. TIEMPO DE “AUTO‐SOPORTE”.
Los resultados de las investigaciones geomecánicas
desarrolladas en el capítulo 3.5, se obtiene que la masa
rocosa en las áreas de interés (Veta y su entorno físico) se
caracterizan por la presencia de variados rangos de
calidades de roca, donde las dimensiones de excavaciones
para labores de desarrollo, preparación y explotación en la
Mina han sido establecidos sobre la base de criterios
operacionales utilizando las dimensiones de los equipos
(Perforadoras, Camiones, Equipos LHD, etc.) y estándares
de diseño promedio para aplicación de Minería Trackless. El
dimensionamiento de accesos se asocia a los criterios
operacionales de funcionalidad (tamaño de equipos, nivel de
producción, etc.).
La excavación de rocas mediante el uso de técnicas
tradicionales (perforación y voladura) genera un nivel de
daño considerable en la masa rocosa disminuyendo
significativamente sus parámetros de resistencia, a
diferencia de las técnicas de excavación recientes con un
nivel de daño mínimo a la masa rocosa. Cuantificar el nivel
de daño asociado a procesos de voladura implica realizar
una valoración “cualitativa y cuantitativa” de los impactos
generados.
87
3.5.8.2. CRITERIOS PARA APLICACIÓN DEL SOSTENIMIENTO
Los tipos de sostenimiento aplicables a las condiciones
geomecánicas que presenta la masa rocosa en sus distintos
dominios geomecánicos en minera Bateas son:
Concreto lanzado (shotcrete).
Marcos metálicos (cimbras) completamente
elementadas.
Pernos helicoidales con inyección de cemento a columna
completa y/o resinas (no usar cartuchos de cemento).
Malla electrosoldada de cuadrícula 10 x 10 cm
Pernos de fricción (Split Set).
Pernos expansivos (Swellex, Hydrabolt).
Swellex conectables, Cable bolting entre otros (No están
en el estándar, pero debe evaluarse su implementación).
Arcos Noruegos, Shotfer (No están en el estándar, pero
debe evaluarse su implementarse).
A. CONCRETO LANZADO (SHOTCRETE).
Las normas listadas en su versión más reciente (ACI‐214:
Práctica recomendada para evaluar ensayos a la
compresión en probetas de concreto, ACI‐506R‐90: Guía del
shotcrete, ACI‐506.1R: Estado del Arte en Shotcrete
reforzado con fibras de acero, ACI‐506.2R: Especificaciones
para materiales, proporción de mezcla y aplicación del
shotcrete, ACI‐506.3R: Guía para la certificación de los
operarios del shotcrete, ASTM‐ A820: Especificaciones para
las fibras de acero, ASTM‐C1116: Especificaciones para el
Concreto reforzado con fibra de acero).
El shotcrete se aplicará por vía húmeda siguiendo las
directrices establecidas en las normas ASTM C1116‐89, ACI
88
506.2‐77, ACI 506.1R‐84 y ACI 506‐85S, se aplicará el
shotcrete en una o más capas hasta alcanzar el espesor final
especificado en los cuadros de sostenimiento y planos. El
shotcrete en general, tendrá siempre microsílica ya sea en
los que tienen fibras de acero y/o sin fibra de acero. El
shotcrete estará compuesto de cemento, agregados, agua,
fibras de acero y microsílica. No se recomienda el uso de
acelerantes de fragua:
B. PERNOS DE ANCLAJE CORRUGADO Y/O HELICOIDAL (CEMENTADO /RESINA).
La norma particular a observar en cuanto a pernos de anclaje
es la ASTM A 615‐90, los fabricantes deben detallar las
características del material que constituyen los pernos
helicoidales en su respectiva ficha técnica. Las placas de
apoyo, las arandelas hemisféricas y las tuercas de los pernos
de anclaje serán suministradas de acuerdo con los requisitos
que recomiende el fabricante para cada tipo de perno. El
cemento de la lechada inyectada, debe cumplir con las
especificaciones de las normas ASTM, relación “w/c 0.4”.
C. MALLA ELECTROSOLDADA DE 3”X3” (CUADRÍCULA 10 X 10 CM).
Este elemento se emplea como refuerzo adicional en el
sostenimiento con Shotcrete y o pernos (Fricción,
Expansivos, Cementados).
3.5.8.3. ESTIMACIÓN DEL TIPO DE SOSTENIMIENTO.
En base a las características geológicas, el arreglo
estructural, la caracterización geomecánica, la estimación de
los parámetros de resistencia a nivel de roca intacta,
89
discontinuidades y masa rocosa, la evaluación de estado
tensional, la condición de agua subterránea y considerando
la experiencia con resultados favorables en minas con
similares condiciones a las expuestas en minera Bateas, se
tiene que los tipos de sostenimiento a aplicarse para el
control del terreno en mina serán aquellos que se
encuentran precisados en la “cartilla de sostenimiento”(
anexo 21).
Es necesario precisar que las dimensiones de excavaciones
sean (accesos y/o labores de explotación) condicionan la
elección de la longitud de los elementos de sostenimiento (el
volumen de cuñas‐bloques es directamente proporcional al
ancho de excavación), según sea el carácter temporal o
permanente de excavaciones. El diseño del sostenimiento
para labores “permanentes y/o temporales” en minera
Bateas, se muestra en la cartilla de sostenimiento.
3.6. MÉTODO DE EXPLOTACIÓN
Actualmente la empresa minera desarrolla la explotación subterránea
mediante la aplicación del método “corte & relleno ascendente” utilizando el
sistema trackless, con sus variantes de perforación “breasting y realce” en
función a la calidad de roca.
3.6.1. MÉTODO CORTE Y RELLENO ASCENDENTE - TRACKLESS
El método aplicado con sus variantes de perforación “Realce y
Breasting” tiene una particularidad que considera aplicación del
material estéril (desmonte de mina) y arenas de relaves como
rellenos Detrítico e Hidráulico respectivamente. El desmonte de
mina es obtenido en los frentes de avances (desarrollo, exploración
y preparación) los cuales son estratégicamente acopiados en
cámaras cercanas desde donde un porcentaje es empleado como
90
relleno detrítico distribuido en los Tajeos usando equipos carga‐acarreo‐descarga (LHD) según requerimientos y el otro porcentaje
es transportada con Volquetes a los depósitos de desmontes
ubicados en superficie. Este método se aplicará en la extracción de
mineral presente en zona Animas en los niveles 14 y 15,
respetando el estándar de potencia mínima de 2 metros.
Análisis del método. ‐ El análisis del método se realiza en cada una
de las operaciones unitarias que constituye el ciclo de minado
mediante aplicación del método corte y relleno con sus variantes.
91
Fuente: Departamento de geomecánica CMB. Figura 3. 16: Secuencia de minado (mecanizado).
3.6.2. CORTE Y RELLENO ASCENDENTE - CONVENCIONAL
Los trabajos de minado son similares a lo descrito anteriormente,
sin embargo, en este caso la limpieza del material se lleva a cabo
con winche (rastrillo) eléctrico y el relleno de la labor se realiza por
medio de desquinche en las cajas, aprovechando así el
esponjamiento producido por el fracturamiento, este sistema
convencional será usado en veta Don Luis2 donde será
considerado pese a los altos costos operativos que demanda este
sistema, las cuales son justificadas por las buenas leyes de plata
existentes. Este método (corte y relleno ascendente), se realiza por
subniveles de manera ascendente; es altamente selectivo, por lo
tanto, permite explotar cuerpos de baja regularidad y continuidad
especial. Resulta, una baja dilución (menor a 5%), alta
recuperación (mayor a 90%), alto costo de producción (40 a 150
$/ton), baja productividad (200 a 4500 ton/día). En Minera Bateas
se explota 1500 TMH, siendo la capacidad de la planta de 36500
TMS de concentrados mensual.
El principio de su desarrollo, es con una galería principal de
transporte, emplazada a lo largo de la base del caserón, dotada de
las correspondientes instalaciones de carguío (buzones).
Subnivel de corte inicial, ubicado entre 3 a 5 m sobre el nivel de
transporte, y sus correspondientes chimeneas de acceso.
92
Chimeneas de ventilación, acceso y traspaso del material de
relleno, comunicadas con la superficie o con un nivel superior.
Se realiza perforaciones horizontales como también vertical hacia
arriba (bancos invertidos). Dependiendo de las dimensiones del
cuerpo mineralizado, se dimensionará la mina. Para poder iniciar
con la selección de los equipos que se utilizará.
Fuente: Departamento de geomecánica CMB
Figura 3. 17: Secuencia de minado (convencional).
93
CAPÍTULO IV
METODOLOGÍA
4.1. TIPO DE INVESTIGACIÓN
El presente trabajo será de tipo descriptivo; puesto que permite analizar,
registrar y describir las actividades ejecutadas en el proceso de desarrollo de
la rampa posterior a eso se seguirá con el análisis de datos.
4.2. DISEÑO DE INVESTIGACIÓN
El estudio de investigación será de diseño experimental, de causa y efecto,
donde la causa es el diseño de la rampa negativa 462 norte y su efecto serán
los resultados que se tienen después de realizar la evaluación económica del
recurso mineral, si resulta o no aceptable el diseño.
4.3. POBLACIÓN Y MUESTRA
4.3.1. LA POBLACIÓN
La población de la investigación está definida por las labores en la
zona de profundización, comprenderá labores de preparación y
94
desarrollo como: by pases, chimeneas, Galerías, ventanas,
cruceros, sub niveles y Rampas.
Vetas Animas – Don Luis2, para el análisis de leyes en zona baja.
4.3.2. MUESTRA
La muestra de la investigación entiende el desarrollo de la rampa
462 norte y el mineral roturado (Ánimas, Don Luis2), la cual está
enmarcada en las cotas 4400 – 4350.
4.4. RECOLECCIÓN Y ANÁLISIS DE DATOS
4.4.1. RECOLECCIÓN DE DATOS
Los elementos a utilizar en el presente estudio para la recolección
de datos son: registros de extracción de mineral con leyes, formato
de operación de mina donde estará incluido el avance por guardia,
reporte diario de operación en cada guardia, informes semanales y
mensuales. Todos estos datos serán almacenados en una base de
datos excel.
Reporte diario de voladura
Número de taladros en la perforación del frente.
Cantidad de explosivos utilizados.
Metros lineales de avance por guardia.
Hoja de registros de mineral
Es una plantilla, donde el área de geología reporta mensualmente
el mineral con sus respectivas leyes (ver anexo 22).
Informes semanales y mensuales
Es la recolección real de datos del trabajo diario, resumidos
semanal y mensualmente (ver anexo 9).
95
Formato de avances por guardia
Es una plantilla, donde el supervisor de guardia reporta:
Los avances lineales obtenidos en metros por cada guardia.
Consumo de explosivos por cada guardia (anexo 8).
4.4.2. ANÁLISIS DE DATOS
Es indispensable determinar la recolección de datos, para su
análisis; en el proyecto a desarrollar se ha utilizado el excel como
herramienta de análisis de datos, los datos obtenidos en el
desarrollo de la rampa son almacenados en una data de excel con
el objeto de mantener una información histórica y realizar un
adecuado análisis para la toma de decisiones.
4.5. MÉTODOS Y TÉCNICAS PARA LA PRESENTACIÓN Y ANÁLISIS DE DATOS
Para la presentación y análisis de datos que se utilizaron son los mencionados
a continuación:
Análisis estereográfico con datos estructurales (anexos 11 – 16).
Campañas de sondajes geotécnicos para su análisis (anexo 19).
Ensayos de mecánica de rocas (anexo 10).
Evaluación del sostenimiento según cartilla geomecánica (anexo 21).
Trabajo de campo.
Trabajo de gabinete.
Observación directa y monitoreo de la construcción de la rampa, para
obtener un total control de la misma.
4.6. MARCO LEGAL. REGLAMENTO DE SEGURIDAD Y SALUD OCUPACIONAL EN MINERÍA. DECRETO SUPREMO Nº 023-2017 EM.
TÍTULO CUARTO
GESTIÓN DE LAS OPERACIONES MINERAS
96
CAPÍTULO I
ESTÁNDARES DE LAS OPERACIONES MINERAS SUBTERRÁNEAS Subcapítulo I
Ingeniería del macizo rocoso
Artículo 213.- En la ejecución de las labores mineras horizontales, inclinadas
o verticales y otras, se procederá a su sostenimiento sistemático inmediato,
sobre la base de los estudios geomecánicos, antes de continuar las
perforaciones en el frente de avance, aplicando el principio de “labor
avanzada, labor sostenida”, en lo que sea aplicable.
Artículo 215.- Para la circulación de vehículos al salir a superficie, el titular de
actividad minera construirá carreteras de alivio en las vías de circulación con
pendientes mayores al cinco por ciento (5%) (rampas, accesos o zigzag),
diagonales a las vías existentes y ubicadas en lugares pre establecidos,
cuando ello resulte necesario como producto de la identificación de peligros,
evaluación y control de los riesgos. Estas carreteras de alivio deben servir
para ayudar a la reducción de la velocidad de la maquinaria y controlarla hasta
detenerla.
Artículo 216.- En rampas con tangentes largas se dejará refugios y puntos de
cruce de equipos a distancias no mayores a cincuenta metros (50 m). En
aquéllas con tangentes cortas y en las curvas estas distancias no serán
mayores a treinta metros (30 m).
Artículo 217.- Todas las labores de interior mina (niveles, sub - niveles,
cruceros, tajeos, echaderos, talleres, instalaciones eléctricas y mecánicas,
zonas de estacionamiento y otros lugares de acceso) deberán estar
señalizadas con material de alta reflexividad de acuerdo al Código de Señales
y Colores de acuerdo al ANEXO Nº 17 del DS.
Artículo 218.- Para el desatado de rocas sueltas en cada labor, como mínimo,
debe contarse con dos (2) juegos de cuatro (4) barretillas (de diferentes
medidas de acuerdo a las dimensiones de las labores) cada uno. En galerías
y rampas debe contarse como mínimo con un (1) juego de cuatro (4) barretillas
cada cien (100) metros.
97
Artículo 220.- Los trabajos de recuperación de puentes y pilares,
rehabilitación de labores y reinicio de aquéllas que hayan estado paralizadas
por un tiempo mayor al de su auto sostenimiento, considerados como trabajos
de alto riesgo, deben contar con un estudio previo de geomecánica y deben
ser realizados por trabajador calificado que cuente con PETAR, de acuerdo al
ANEXO Nº 18. Dichos trabajadores deberán estar bajo la dirección
permanente del supervisor responsable de la tarea en mención.
Subcapítulo II
Desate y sostenimiento
Artículo 224.- Siendo el desprendimiento de rocas la principal causa de
accidentes en las minas, se instruirá y obligará a los trabajadores a seguir las
siguientes reglas de trabajo al ingresar a las labores:
a) Inspeccionar las labores, taludes y botaderos, con el fin de verificar las
condiciones del terreno antes de entrar en la zona no sostenida.
b) Desatar todas las rocas sueltas o peligrosas antes, durante y después de
la perforación. Asimismo, antes y después de la voladura.
c) La operación de desatado manual de rocas deberá ser realizada en forma
obligatoria por dos (2) personas; en tanto uno de ellos desata las rocas
sueltas, haciendo uso de la barretilla, el otro vigilará el área de desatado,
alertando toda situación de riesgo. Se prohibirá terminantemente que esta
actividad sea realizada por una sola persona.
d) Antes de proceder con la fortificación o sostenimiento de las labores se
asegurará el desatado total de la labor
e) En los frentes de desarrollo y preparación como son cortadas, cruceros,
galerías, rampas, subniveles, la instalación de los elementos de sostenimiento
o fortificación deberá ser realizado hasta el tope de los frentes; evitando la
exposición de los trabajadores a la caída de rocas en áreas no fortificadas.
Igual procedimiento se aplicará en las labores de explotación, donde sea
necesario su fortificación o sostenimiento.
f) Conservar el orden y la limpieza en el área de trabajo para realizar las
tareas con seguridad y tener las salidas de escape despejadas.
98
Artículo 225.- Cuando los trabajos mineros pongan en peligro la estabilidad
de las labores, será obligatorio instalar y mantener un sostenimiento de
acuerdo al diseño establecido en los estándares de sostenimiento.
Subcapítulo IV
Perforación y Voladura
Artículo 234.- En todo trabajo de perforación y voladura en mina subterránea
se deberá cumplir con las siguientes normas de seguridad:
a) Antes de iniciar la perforación se debe ventilar, regar, desatar, limpiar y
sostener la labor.
b) Revisar el frente para ver si hay tiros cortados o tiros fallados. Si hubiese,
se debe recargar los taladros y dispararlos tomando todas las medidas de
seguridad del caso. Nunca perforar en o al lado de tiros cortados.
c) Asegurarse que los elementos de sostenimiento: postes, sombreros,
tirantes, blocks, anillados con madera, entablado, enrejado, pernos de roca,
malla, hormigón, entre otros, no estén removidos por un disparo anterior. Si lo
estuviesen, deberán ser asegurados inmediatamente.
d) Durante el proceso de perforación, el perforista y su ayudante están en la
obligación de verificar constantemente la existencia de rocas sueltas para
eliminarlas.
e) Al perforar los taladros que delimitan la excavación, techo y hastíales,
deben hacerlo en forma paralela a la gradiente de la galería, subnivel,
chimenea, cámara y otras labores similares usando una menor cantidad de
carga explosiva para evitar sobre roturas en el contorno final.
Subcapítulo V
Voladura No Eléctrica
Artículo 237.- En la voladura no eléctrica se debe cumplir con lo siguiente:
a) Es obligación preparar el cebo con punzón de madera, cobre o aparatos
especiales exclusivamente para este objeto; asegurándose que coincida lo
más cerca posible con el eje longitudinal del cartucho y haciendo que el
fulminante tenga vista hacia la columna del explosivo.
99
b) Los parámetros para el quemado de mecha lenta de un (1) metro son de
ciento cincuenta (150) a doscientos (200) segundos o cincuenta (50) a
sesenta (60) seg/pie. No deberá usarse mechas con defecto o con exceso a
estos límites.
c) Deberá usarse longitudes de guía suficientes para permitir el encendido de
toda la tanda de perforación y dejar un lapso adecuado para que el personal
encargado de encender los tiros pueda ponerse a salvo. En ningún caso, se
empleará guías menores a uno punto cincuenta (1.50) metros de longitud.
d) Es obligatorio el uso de conectores y mecha rápida a partir de veinte (20)
taladros en labores secas; y en labores con filtraciones de agua a partir del
chispeo de un (1) taladro. Asimismo, será obligatorio el uso de conectores y
mecha rápida para disparos de taladros en chimeneas cuyas longitudes sean
mayores de cinco (5) metros.
e) El atacado de los taladros deberá hacerse solamente con varilla de madera,
siendo prohibido el uso de cualquier herramienta metálica. Los tacos deberán
ser de materiales incombustibles.
f) El encendido de los tiros deberá hacerse a una hora predeterminada.
Estarán presentes solamente los trabajadores encargados del encendido y
todos los accesos al lugar donde se va a efectuar la explosión deberán estar
resguardados por vigías responsables. Para el encendido de una tanda de
tiros, el encargado estará siempre acompañado, por lo menos, por un
ayudante con experiencia.
g) Antes de empezar la perforación en un lugar recién disparado, éste debe
ser lavado con agua y examinado cuidadosamente para determinar los tiros
fallados.
h) Cuando haya falla de uno o más tiros se impedirá a toda persona el acceso
a ese lugar hasta que hayan transcurrido por lo menos treinta (30) minutos.
i) Está prohibido extraer las cargas de los tiros fallados, debiendo hacerlas
explotar por medio de nuevas cargas en cantidad necesaria colocadas en los
mismos taladros. Se prohíbe hacer taladros en las vecindades de un tiro
fallado o cortado.
j) Está prohibido perforar “tacos” de taladros anteriormente disparados.
Artículo 238.- Cuando el sistema de inicio no eléctrico emplea cordones
detonantes se tomará en cuenta lo siguiente:
100
a) Cuando el sistema de inicio no eléctrico utiliza tubo “shock”:
1. Las conexiones u otros dispositivos de inicio deben asegurarse de una
forma tal que no haya propagación interrumpida.
2. Las unidades hechas en fábrica deben utilizarse tal como están
ensambladas y no deben cortarse, excepto que se permita un pequeño corte
lateral en la línea guía troncal en condiciones secas.
3. Las conexiones entre taladros no deben hacerse hasta inmediatamente
antes de que el lugar de disparo esté libre cuando se usan retardadores
superficiales.
b) Cuando el sistema de inicio utiliza cordón detonante:
1. La línea de cordón detonante que sale de un taladro deberá cortarse del
carrete de suministro inmediatamente después de que el explosivo amarrado
esté correctamente posicionado en el taladro.
2. En filas de voladura múltiples el circuito deberá diseñarse de manera tal
que la detonación pueda llegar a cada taladro de por lo menos dos (2)
direcciones.
3. Las conexiones deben ser bien hechas y mantenidas a ángulos rectos del
circuito del cordón detonante.4. Los detonadores deben sujetarse bien al lado
del cordón detonante y estar dirigidas en dirección de procedencia de la
detonación.
5. Las conexiones entre taladros no deben hacerse sino inmediatamente
antes de que el lugar de disparo esté libre al usar retardadores superficiales.
c) Cuando el sistema de inicio utiliza tubo de gas se debe examinar antes de
la voladura la continuidad del circuito.
101
CAPITULO V
DESARROLLO Y COSTOS
5.1. PARÁMETROS DEL PROYECTO
Para el desarrollo de la rampa negativa 462N, se ha empleado el método corte
y relleno ascendente mecanizado, debido a que se considera una serie de
equipos para el desarrollo de actividades como son: en el proceso de
perforación se cuenta con equipos jumbo frontal DD210 – Serie L08D4800, la
limpieza se realiza con equipos Scooptram R 1300G de 4.2 yd3, el
sostenimiento con equipos mecanizados jumbo empernador bolter B 88- serie
JCM 349, el desate de roca está dado por el equipo scaler y para el acarreo
se cuenta con volquetes marca volvo con capacidad cada uno de 25
toneladas. Todos estos equipos se cuentan disponibles en cada guardia y se
encuentran conformado por 10 trabajadores:
01 capataz
01 maestro perforista
01 ayudante Perforista
102
01 operador Scoop
01 operador Jumbo
01 ayudante Jumbo
01 operador Jumbo Empernador
01 ayudante Jumbo Empernador
01 operador Scaler
01 bombero
Para poder ejecutar la rampa se deberá de tener en consideración los costos
operativos que involucra su desarrollo y posterior extracción del mineral para
lo cual también se deberán de diseñar y construir una serie de labores mineras
de desarrollo y preparación para su acceso.
5.2. CARACTERÍSTICAS DEL PROYECTO DE RAMPA 462 N
Tipo de rampa : Zig - Zag
Punto de partida : Altura 4400 (BP 472E), Nv - 14
Punto de llegada : Altura 4350, Nv - 15
Sección de rampa : 4,00 m x 4,00 m
Gradiente : -12%
Tipo de roca : III B – IVA (RMR 31 – 60)
Radio de curvatura : 30,00 m
Longitud :377.4 m
Cuneta :40 cm x 40 cm
Densidad de roca :2.5 TM/m3
5.3. COSTO DE VOLADURA
Para el diseño de la malla de perforación, el trazo a emplearse en el frente de
la labor (Rp 462N) es el de métodos cuadrados, con un arranque de corte
quemado, distribución de taladros y orden de salida (figuras 5.1 - 5.2). Con
esta aplicación podemos tener un control del equipo de perforación,
sobrellevar el eje de la rampa y tener un control en la sobre excavación
103
5.3.1. DATOS TÉCNICOS DE VOLADURA
Ø Taladro de producción (mm) 45
Ø Taladros rimado(mm) 102
Taladros de rimado 4
Taladros de alivio corona 4
Taladros cargados 37
Taladros perforados 45
Long. (en pies) 12
Long. Perf. Efectiva (m) 3.30
Avance real 2.97
Porcentaje de avance 90.90%
Volumen roto (m3) 48.26
Toneladas rotas (t) 130.31
Factor de potencia (Kg/tn) 0.70
Factor de carga lineal (Kg/m) 30.90
Factor de carga (Kg/m3) 1.90
Fuente: Gabinete de perforación y voladura.
Tabla 5. 1: Datos de voladura
Explosivo x taladro
Total, taladros
Taladros cargados
Kg-Explosivo Total
UBICACIÓN
Examon - P Emulnor
3000 1 1/4x12
Emulnor 5000
11/4x12
Examon-P
Emulnor 3000
1 1/4x12
Emulnor 5000
1 1/4x12
Longitud cargada
(m) Kg
Arranque 3.00 2.86 1 3 3 8.6 0 3
Ayud. Arranq 1 3.00 2.86 1 4 4 11.4 0 4
Ayud. Arranq 2 2.50 2.35 1 4 4 9.4 0 4
Ayud. Arranq 3 2.50 2.35 1 4 4 9.4 0 4
Ayud. Corona 2.50 2.35 1 2 2 4.7 0 2
Ayud. De Arrastre 2.50 2.35 1 4 4 9.4 0 4
Corona 2.80 4 1 5 5 0 20 5
Hastial 2.30 2.14 1 6 6 12.9 0 6
Arrastre 2.80 9 5 5 0 0 45
Alivios Arranque 4
Alivios Corona 4
Total, taladros perforados 45 #cartuchos 0 20 77
Total, taladros cargados 37 Kg 66 5.32 20.48 Fuente: Gabinete de perforación y voladura.
Tabla 5. 2: Distribución de explosivos por taladro
104
5.3.2. CÁLCULO DE CARGA EXPLOSIVA, ACCESORIOS Y COSTOS
Explosivos
Examon - P (Kg) 66
Emulnor 5000 1 1/4 x 12"(pieza) 77
Emulnor 3000 1 1/4 x 12"(pieza) 20
Emulnor 5000 1 1/4 x 12"(Kg) 20.48
Emulnor 3000 1 1/4 x 12"(Kg) 5.32
Total, explosivos (Kg) 91.80
Costo de explosivos ($) 91.80
Accesorios
Fanel LP 4.0 m (pzas) 37
Cordón Det. 5P (m) 25
Carmex 7 (pzas) 2
Mecha rápida (m) 0.5
Costo accesorio ($) 87.79
Costo Total Explosivo + Accesorios ($) 179.59
Costo Total ($/m) 60.46
Fuente: Gabinete de perforación y voladura.
Tabla 5. 3: Carga explosiva, accesorios y costos
En resumen, el costo de voladura para una sección de 4.0 x 4.0 por
metro lineal de avance es de 60.46 US$/m
105
Fuente: Gabinete de perforación y voladura.
Figura 5. 1: Diseño de malla de perforación (roca tipo III)
MALLA DE PERFORACIÓN Y VOLADURA Rampa
UEASAN CRISTOBAL
Fecha de Aprobación: Versión: 01 FORM-MIN-001
ROCA III SECCIÓN: 4.0 m. x 4.0 m. EXPLOSIVO: ANFO O EMULSIÓN LONG. PERF. 3.30 METROS 12 PIES
Parametros técnicos
Densidad de Roca 2.5 Taladros Cargados (unid) 39
Long. Prom. De Taladros (m) 3.30 Taladros Perforados (unid) 48
Diámetro de Broca (mm) 45 Taladros Rimados (unid) 5
Diámetro de Rimadora (mm) 102 Taladros Alivio Corona (unid) 4
Longitud Cargada (m)
Kg
Arranque 2.80 3.51 1 4 4 14.1 0 4Ayud. Arranq 1 2.80 3.51 1 4 4 14.1 0 4Ayud. Arranq 2 2.50 3.11 1 4 4 12.4 0 4Ayud. Arranq 3 2.50 3.11 1 4 4 12.4 0 4Ayud. Corona 2.30 2.84 1 3 3 8.5 0 3
Ayuda de Arrastre 2.30 2.84 1 4 4 11.4 0 4Corona (5 Cañas) 2.50 4 1 5 5 0.0 20 5
Hastial 2.30 2.84 1 6 6 17.0 0 6Arrastre 2.50 10 5 5 0.0 0 50Alivios Arranque 5Alivios Corona 4
48 #Cartuchos 0 20 84 0 039 Kg 90 5.32 22.34 0.00 0.00
90 Kg 20 Cartuchos 84 Cartuchos 0 Cartuchos 0 Cartuchos
Total Taladros PerforadosTotal Taladros Cargados
Emulnor50001x8
Emulnor10001 1/4x14
Emulnor30001 1/4x12
Emulnor50001 1/4x12
CARGUÍO CON ANFO, ROCA III, SECCIÓN 4.0 x 4.0m - BARRA 12 PIES
UBICACIÓN
EXPLOSIVO X TALADROTotal
TaladrosTaladrosCargados
Kg - EXPLOSIVO TOTAL
SUPERFAM DOSEmulnor3000
1 1/4x12Emulnor5000
1 1/4x12Emulnor5000
1x8
PEDIDO A REALIZAR AL POLVORIN
Emulnor10001 1/4x14
SUPERFAM DOS
UNIDADES RESULTADO
kg 117.56
m 3.30
m/disp 3.00m2 16.25
m3 48.80
tn 122.00
kg/m 39.15
kg/tn 0.96kg/m3 2.41
FACTOR DE CARGA
TOTAL DE EXPLOSIVO
LONGITUD DE TALADRO
SECCIONVOLUMEN
TONELADAS
AVANCE TEORICO (91%)
EFICIENCIASDATOS
Longitud Cargada (m)
Kg
Arranque 3.00 - 12 4 4 0 48Ayud. Arranq 1 3.00 - 12 4 4 0 48Ayud. Arranq 2 2.50 - 10 4 4 0 40Ayud. Arranq 3 2.50 - 10 4 4 0 40Ayud. Corona 2.50 - 10 3 3 0 30
Ayuda de Arrastre 2.50 - 10 4 4 0 40Corona (5 Cañas) 2.50 - 4 1 5 5 20 5
Hastial 2.50 - 10 6 6 0 60Arrastre 2.50 10 5 5 0 50Alivios Arranque 5Alivios Corona 4
48 #Cartuchos 0 20 361 0 039 Kg 0.00 5.32 96.01 0.00 0.00
0 Kg 20 Cartuchos 361 Cartuchos 0 Cartuchos 0 Cartuchos
Total Taladros PerforadosTotal Taladros Cargados
Emulnor50001x8
Emulnor10001 1/4x14
Emulnor30001 1/4x12
Emulnor50001 1/4x12
CARGUÍO CON EMULSIÓN, ROCA III, SECCIÓN 4.0 x 4.0m - BARRA 12 PIES
UBICACIÓN
EXPLOSIVO X TALADROTotal
TaladrosTaladrosCargados
Kg - EXPLOSIVO TOTAL
SUPERFAM DOSEmulnor3000
1 1/4x12Emulnor5000
1 1/4x12Emulnor5000
1x8
PEDIDO A REALIZAR AL POLVORIN
Emulnor10001 1/4x14
SUPERFAM DOS
UNIDADES RESULTADO
kg 101.33
m 3.30
m/disp 3.00m2 16.25
m3 48.80
tn 122.00
kg/m 33.74
kg/tn 0.83kg/m3 2.08
FACTOR DE CARGA
TOTAL DE EXPLOSIVO
LONGITUD DE TALADRO
SECCIONVOLUMEN
TONELADAS
AVANCE TEORICO (91%)
EFICIENCIASDATOS
106
Fuente: Gabinete de perforación y voladura.
Figura 5. 2: Diseño de malla de perforación (roca tipo IV)
MALLA DE PERFORACIÓN Y VOLADURA Rampa
UEASAN CRISTOBAL
Fecha de Aprobación: Versión: 01 FORM-MIN-001
ROCA IV SECCIÓN: 4.0 m. x 4.0 m. EXPLOSIVO: ANFO O EMULSIÓN LONG. PERF. 3.30 METROS 12 PIES
Parametros técnicos
Densidad de Roca 2.5 Taladros Cargados (unid) 37
Long. Prom. De Taladros (m) 3.30 Taladros Perforados (unid) 45
Diámetro de Broca (mm) 45 Taladros Rimados (unid) 4
Diámetro de Rimadora (mm) 102 Taladros Alivio Corona (unid) 4
Longitud Cargada (m)
Kg
Arranque 3.00 2.86 1 3 3 8.6 0 3Ayud. Arranq 1 3.00 2.86 1 4 4 11.4 0 4Ayud. Arranq 2 2.50 2.35 1 4 4 9.4 0 4Ayud. Arranq 3 2.50 2.35 1 4 4 9.4 0 4Ayud. Corona 2.50 2.35 1 2 2 4.7 0 2
Ayuda de Arrastre 2.50 2.35 1 4 4 9.4 0 4Corona (5 Cañas) 2.80 4 1 5 5 0.0 20 5
Hastial 2.30 2.14 1 6 6 12.9 0 6Arrastre 2.80 9 5 5 0.0 0 45Alivios Arranque 4Alivios Corona 4
45 #Cartuchos 0 20 77 0 037 Kg 66 5.32 20.48 0.00 0.00
66 Kg 20 Cartuchos 77 Cartuchos 0 Cartuchos 0 Cartuchos
Total Taladros PerforadosTotal Taladros Cargados
Emulnor50001x8
Emulnor10001 1/4x14
Emulnor30001 1/4x12
Emulnor50001 1/4x12
CARGUÍO CON ANFO, ROCA IV, SECCIÓN 4.0 x 4.0m - BARRA 12 PIES
UBICACIÓN
EXPLOSIVO X TALADROTotal
TaladrosTaladrosCargados
Kg - EXPLOSIVO TOTAL
EXAMON-PEmulnor3000
1 1/4x12Emulnor5000
1 1/4x12Emulnor5000
1x8
PEDIDO A REALIZAR AL POLVORIN
Emulnor10001 1/4x14
EXAMON-P
UNIDADES RESULTADO
kg 91.53
m 3.30
m/disp 2.97m2 16.25
m3 48.26
tn 130.31
kg/m 30.82
kg/tn 0.70kg/m3 1.90
FACTOR DE CARGA
TOTAL DE EXPLOSIVO
LONGITUD DE TALADRO
SECCIONVOLUMEN
TONELADAS
AVANCE TEORICO (90%)
EFICIENCIASDATOS
Longitud Cargada (m)
Kg
Arranque 2.80 - 11 3 3 0 34Ayud. Arranq 1 2.80 - 11 4 4 0 45Ayud. Arranq 2 2.50 - 10 4 4 0 40Ayud. Arranq 3 2.50 - 10 4 4 0 40Ayud. Corona 2.30 - 9 2 2 0 18
Ayuda de Arrastre 2.50 - 10 4 4 0 40Corona (5 Cañas) 2.50 - 4 1 5 5 20 5
Hastial 2.30 - 9 6 6 0 55Arrastre 2.80 10 5 5 0 50Alivios Arranque 4Alivios Corona 4
45 #Cartuchos 0 20 327 0 037 Kg 0.00 5.32 86.97 0.00 0.00
0 Kg 20 Cartuchos 327 Cartuchos 0 Cartuchos 0 Cartuchos
Total Taladros PerforadosTotal Taladros Cargados
Emulnor50001x8
Emulnor10001 1/4x14
Emulnor30001 1/4x12
Emulnor50001 1/4x12
CARGUÍO CON EMULSIÓN, ROCA IV, SECCIÓN 4.0 x 4.0m - BARRA 12 PIES
UBICACIÓN
EXPLOSIVO X TALADROTotal
TaladrosTaladrosCargados
Kg - EXPLOSIVO TOTAL
EXAMON-PEmulnor3000
1 1/4x12Emulnor5000
1 1/4x12Emulnor5000
1x8
PEDIDO A REALIZAR AL POLVORIN
Emulnor10001 1/4x14
EXAMON-P
UNIDADES RESULTADO
kg 92.29
m 3.30
m/disp 2.97m2 16.25
m3 48.26
tn 130.31
kg/m 31.07
kg/tn 0.71kg/m3 1.91
FACTOR DE CARGA
TOTAL DE EXPLOSIVO
LONGITUD DE TALADRO
SECCIONVOLUMEN
TONELADAS
AVANCE TEORICO (90%)
EFICIENCIASDATOS
107
5.4. COSTOS DE SOSTENIMIENTO
De acuerdo a los resultados del análisis de estabilidad del terreno mediante el
uso del software Unwedge que son mostrados en las figuras 3.12 – 3.15 y tabla
3.11 donde se evaluaron características importantes para su control (factor de
seguridad, altura y peso de cuñas), se determina el sostenimiento a emplearse
según la cartilla de sostenimiento evaluada (anexo 21), motivo por el cual se
analizan los PU de sostenimiento recomendados a considerar para el desarrollo
del proyecto.
5.4.1. COSTO DE SOSTENIMIENTO CON PERNO HELICOIDAL 7”
PERNO HELICOIDAL DE 7' CON JUMBO EMPERNADOR
Unidad Minera Bateas
Numero de Partida: 4.06a Fecha de Vigencia: Abr-20
Unidad de Medida Pza Horas/gdia 10.25
RENDIMIENTO 45 Pies Perforados 315.00
Longitud de Barra 8 PP Capacidad de Scoop Yd3
Longitud efectiva 7 PP CARTUCHO DE CEMENTO "CEM-CON" 7 Und. /Tal. CARTUCHO DE RESINA (28x300) 1 Und. /Tal.
DESCRIPCION Cantidad Unidad P.U(US$) Parcial Subtotal
($/Tn) TOTAL (US$)
1.1. MANO DE OBRA SUELDO+BSS
Operador de Jumbo 1.28 Tarea 54.67 70.04 1.56
Ayudante de Jumbo 1.28 Tarea 39.82 51.02 1.13
Operador de Scoop 0.00 Tarea 54.67 0.00 0.00
Servicios mina 0.00 Tarea 36.85 0.00 0.00
Ing. Mecánico - Eléctrico 0.04 Tarea 117.31 4.69 0.10 Asistente de Ing. Mecánico 0.09 Tarea 76.12 6.76 0.15
Ingeniero de guardia 0.22 Tarea 109.07 24.21 0.54
Capataz 0.89 Tarea 60.61 53.82 1.20
Bodeguero 0.44 Tarea 36.85 16.36 0.36
Residente 0.08 Tarea 191.45 14.88 0.33
Asistente de Residente 0.08 Tarea 125.55 9.75 0.22
108
Secretario de SSMA 0.06 Tarea 41.10 2.28 0.05
Ing. de SSMA 0.09 Tarea 109.07 9.69 0.22
Asistente de SSMA 0.16 Tarea 100.83 15.67 0.35 Mecánico de Equipo pesado 0.67 Tarea 54.67 36.41 0.81
Ayudante Mecánico 0.44 Tarea 36.85 16.36 0.36 Electricista de Equipo Pesado 0.22 Tarea 54.67 12.14 0.27
Conductor 1.11 Tarea 39.82 44.20 0.98
8.63
1.2. MATERIALES BARRA EXTENSION 78537624-20 R32 H28 R28 8"
96.01 MTS 0.15 14.67 0.33
BROCA BUTTON 77395238-S48 R28 38MM
96.01 MTS 0.28 26.55 0.59
SHANK ADAPTER 7490519185 T38 COP1838
96.01 MTS 0.12 11.19 0.25
ACOPLAMIENTO P/ BARRA 73143555 T38 R32
96.01 MTS 0.10 9.68 0.22
COPA P AFILAR BROCA 7975270-10 10MM
96.01 MTS 0.05 4.55 0.10
AFILADORA P/ BROCA DE BOTONES
96.01 MTS 0.09 8.64 0.19
PERNO HELICOIDIAL 19MM 7'
45.00 PZA 5.40 243.16 5.40
TUERCA P/ PERNO HELICOIDIAL 19MM
45.00 PZA 1.31 58.86 1.31
PLANCHA P/ PERNO HELICOIDIAL 19MM
45.00 PZA 2.03 91.31 2.03
CARTUCHO DE CEMENTO "CEM-CON"
315.00 PZA 0.16 49.31 1.10
CARTUCHO DE RESINA (28x300)
45.00 PZA 0.62 27.72 0.62
10.45
1.3. EPP
OPERADOR 2.56 Tarea 2.21 5.66 0.13
OPERADOR 0.00 Tarea 2.21 0.00 0.00
SERV. MINA 0.00 Tarea 2.77 0.00 0.00
SUP. MINA 4.58 Tarea 2.13 9.75 0.22
0.34
1.4. HERRAMIENTAS SOSTENIMIENTO CON PERNOS 1.00 GLB 2.49 2.49 0.06
109
ADAPTADOR P/ PERNO ELICOIDIAL 19MM SAE 1045 45.00 PERNOS
0.29 13.23 0.29
0.35
1.5. MAQUINARIA Y EQUIPO
SCOOPTRAM DE Yd3 0.00 H/m 0.00 0.00 0.00
JUMBO 4.50 H/m 81.69 367.61 8.17 LAMPARA MINERA WISDOM 2.56 Tareas 0.39 1.00 0.02
CARGADOR DE LAMPARA 2.56 Tareas 0.42 1.07 0.02
8.21
SUBTOTAL 27.99
Utilidad 10% Costo Directo 2.80
TOTAL, COSTO DIRECTO 30.79
CF + GG 19% 5.19
TOTAL, US$/Pza 35.97
Fuente: Departamento de costos y presupuestos Tabla 5. 4: PU, Instalación de perno helicoidal
Avance por disparo 3.00 m
Zona de traslape 0.30 m
Cantidad de filas a sostener 3.30/1.25=2.64, 3 filas
Cantidad de pernos por fila 4 pernos y 3 pernos (forma coco)
Cantidad de pernos instalados por disparo
4(2) + 3(1) =11 pernos/disparo
Costo de sostenimiento con pernos helicoidal por disparo
11 pernos/disp. x 35.97 US$/Pern = 395.67 US$/Disp
En resumen, el costo de sostenimiento con pernos helicoidales por
metro de avance es = 119,9 US$/m, este elemento de
sostenimiento se empleará como refuerzo de shotcrete en todo el
trayecto de la rampa.
110
5.4.2. COSTO DE SOSTENIMIENTO CON MALLA ELECTROSOLDADA
MALLA ELECTROSOLDADA CON JUMBO EMPERNADOR
Unidad Minera Bateas
Numero de Partida: 4.09a Fecha de Vigencia: Abr-20
Unidad de Medida m2 Horas/gdia 10.25
RENDIMIENTO 65 Pies Perforados 0.00
Longitud de Barra 0 PP Capacidad de Scoop Yd3
Longitud efectiva 0 PP
DESCRIPCION Cantidad Unidad P.U(US$) Parcial Subtotal
($/Tn) TOTAL (US$)
1.1. MANO DE OBRA SUELDO+BSS
Operador de Jumbo 1.28 Tarea 54.67 70.04 1.08
Ayudante de Jumbo 1.28 Tarea 39.82 51.02 0.78
Operador de Scoop 0.00 Tarea 54.67 0.00 0.00
Servicios mina 0.32 Tarea 36.85 11.80 0.18
Ing. Mecánico - Eléctrico 0.04 Tarea 117.31 4.69 0.07 Asistente de Ing. Mecánico 0.09 Tarea 76.12 6.76 0.10
Ingeniero de guardia 0.22 Tarea 109.07 24.21 0.37
Capataz 0.89 Tarea 60.61 53.82 0.83
Bodeguero 0.44 Tarea 36.85 16.36 0.25
Residente 0.08 Tarea 191.45 14.88 0.23
Asistente de Residente 0.08 Tarea 125.55 9.75 0.15
Secretario de SSMA 0.06 Tarea 41.10 2.28 0.04
Ing. de SSMA 0.09 Tarea 109.07 9.69 0.15
Asistente de SSMA 0.16 Tarea 100.83 15.67 0.24 Mecánico de Equipo pesado 0.67 Tarea 54.67 36.41 0.56
Ayudante Mecánico 0.44 Tarea 36.85 16.36 0.25 Electricista de Equipo Pesado 0.22 Tarea 54.67 12.14 0.19
Conductor 1.11 Tarea 39.82 44.20 0.68
6.16
1.2. MATERIALES MALLA ELECTROSOLDADA ALAMBRE 84" X 4" X 2Mt
68.00 m2 1.89 128.76 1.98
111
Ganchos de Fierro 0.00 PZA 2.00 0.00 0.00
BARRA DE EXPANSION P/ SOPORTE MALLA
1.00 GDIA 0.69 0.69 0.01
ACEITE SHELL TORCULA 100
0.25 GAL 12.50 3.13 0.05
2.04
1.3. EPP
OPERADOR 2.56 Tarea 2.21 5.66 0.09
OPERADOR 0.00 Tarea 2.21 0.00 0.00
SERV. MINA 0.32 Tarea 2.77 0.89 0.01
SUP. MINA 4.58 Tarea 2.13 9.75 0.15
0.25
1.4. HERRAMIENTAS
SOSTENIMIENTO CON MALLA 1.00 GLB 2.78 2.78 0.04
0.04
1.5. MAQUINARIA Y EQUIPO
JUMBO 4.50 H/m 81.69 367.61 5.66
LAMPARA MINERA WISDOM 2.88 Tareas 0.39 1.12 0.02
CARGADOR DE LAMPARA 2.88 Tareas 0.42 1.20 0.02
5.69
SUBTOTAL 14.18
Utilidad 10% Costo Directo 1.42
TOTAL, COSTO DIRECTO 15.60
CF + GG 19% 2.63
TOTAL, US$/m2 18.22 Fuente: Departamento de costos y presupuestos.
Tabla 5. 5: PU, Malla electrosoldada
Avance por disparo 3.00 m
Perímetro a sostener 9.00 m
Área de sostenimiento 3.00 x 9. =27.0 m2
Costo de malla electro. por disparo
27.0 m2/disp. x 18.22 $/m2
=491.94 $/disparo
=491.94 / 3 = 163.68 US$/m
En resumen, el costo de sostenimiento con malla electrosoldada
por metro lineal de avance es de 163,98 $/m, este sostenimiento
se empleará según recomendación geomecánica.
112
5.4.3. COSTO DE SOSTENIMIENTO CON SHOTCRETE
Los resultados de las investigaciones geomecánicas desarrolladas
advierten la presencia de un terreno cambiante con RMR 21 - 60 y
por considerarse a la rampa como labor permanente según la
cartilla de sostenimiento (anexo 21) se hará uso como elemento de
sostenimiento al shotcrete en todo el trayecto del desarrollo de la
rampa.
Avance por disparo:
Zona de traslape:
Perímetro a sostener:
3,0 m
0.30 m
12,00 m
Superficie o área: 12,00 m x 3,3 m = 39,6 m2
Cálculo de área para 1 m3 1 m3 / 0,0869 m = 11,50 m2
Rebote (5%): 1.98 m2
1 m3 de shotcrete abarca aproximadamente: 11,50 m2
Para 41,58 m2 se necesitará: 3,61 m3
Costo de sostenimiento por disparo: 3,50m3 x S/1094,13/m3 =
S/3829,455 disparo o $ 1126.31.
En resumen, el costo de sostenimiento con shotcrete de 2” por
metro de avance = 341,31 $/m.
113
TIPO DE CONCRETO PRECIO UNITARIO POR M3 EN SOLES (SIN IGV)
Concretos con cemento tipo he - con agregados, agua, energía eléctrica y servicios complementarios proporcionados por cliente
de 700 a 750 m3 mes
de 751 a 800 m3 mes
de 801 a 850 m3 mes
de 851 a 900 m3 mes
de 901 a 950 m3 mes
de 951 a 1000 m3 mes
de 1001 a 1050 m3 mes
Concreto Lanzado 300 kg/cm2 a 28 días, con 4 kg de macrofibra polimera (700 joules), elaborado con cemento tipo HE, arena Nº4, aditivo superplastificante y acelerante de fragua. Relación A/C = Libre
1094.13 1056.35 1023.12 993.7 967.45 944.25 924.62
Concreto Lanzado 280 kg/cm2 a 28 días, con 4 kg de macrofibra polimera (700 joules), elaborado con cemento tipo HE, arena Nº4, aditivo superplastificante y acelerante de fragua. Relación A/C = Libre
1082.76 1044.97 1011.75 982.33 956.08 932.88 913.25
Concreto Lanzado 210 kg/cm2 a 28 días, con 4 kg de macrofibra polimera (700 joules), elaborado con cemento tipo HE, arena Nº4, aditivo superplastificante y acelerante de fragua. Relación A/C = Libre
1069.42 1031.63 998.41 968.99 942.74 919.53 899.9
Concreto Lanzado 300 kg/cm2 a 28 días, elaborado con cemento tipo HE, arena Nº4, aditivo superplastificante y acelerante de fragua. Relación A/C = Libre
949.68 915.31 885.09 858.33 834.45 813.37 795.65
Concreto Lanzado 280 kg/cm2 a 28 días, elaborado con cemento tipo HE, arena Nº4, aditivo superplastificante y acelerante de fragua. Relación A/C = Libre
938.44 904.07 873.86 847.09 823.22 802.14 784.41
Fuente: Departamento de costos y presupuestos
Tabla 5. 6: PU de Shotcrete
114
5.5. COSTO DE LABORES DE DESARROLLO
Comprenderá aquellos costos necesarios en el desarrollo de la rampa, como
perforación y limpieza de carga, chimenea, refugios de seguridad, cámaras de
bombeo y carguío.
5.5.1. COSTO DE PERFORACIÓN Y LIMPIEZA, RAMPA 4 x 4
RAMPA 4.0 X 4.0 - GRAD: -12%- JUMBO - Scoop de 4.2 yd3 ROCA TIPO IV -V
Unidad Bateas
Numero de Partida: 2.16 Fecha de Vigencia: Ago-20
Unidad de Medida mt Horas/gdia 10.25
Ancho de Labor 4 mt Taladros Perforados 52
Altura de Labor 4 mt Taladros de alivio 4
Longitud de Perforación 12 Pies Taladros de servicio 8 pp
Eficiencia de Perforación 90.9% % Total, pies perforados 180.25 mt
Eficiencia de Voladura 90.9% % Volumen 45.32 m3
Longitud efectiva 2.97 mt Tonelaje 113.30 Ton
Burden mt Factor de Carga Kg/Ton
Espaciamiento mt Capacidad de Scoop Scoop de 4.2 yd3
Peso especifico 2.5 Ton/m3 Rendimiento Scoop 40.79 Ton/Hra
AVANCES EN DESMONTE R II Desmonte Rendimiento Jumbo 60.00 Ton/Hra
DESCRIPCION Cantidad Unidad P.U.(US$) Parcial subtotal($/Tn) TOTAL(US$)
1.1. MANO DE OBRA SUELDO+BSS
Operador de Jumbo 0.43 Tarea 54.67 23.35 8.24
Ayudante de Jumbo 0.43 Tarea 39.82 17.01 6.00
Cargador 0.64 Tarea 39.82 25.51 9.01
Ayudante Cargador 0.64 Tarea 36.85 23.61 8.33
Operador de Scoop 0.56 Tarea 54.67 30.45 10.75
Bombero 0.64 Tarea 36.85 23.61 8.33
Servicios mina 0.64 Tarea 36.85 23.61 8.33
Ing. Mecánico - Eléctrico 0.06 Tarea 117.31 7.51 2.65
Asistente de Ing. Mecánico 0.05 Tarea 76.12 3.65 1.29
Ingeniero de guardia 0.12 Tarea 109.07 13.09 4.62
Capataz 0.48 Tarea 60.61 29.09 10.27
Bodeguero 0.24 Tarea 36.85 8.84 3.12
Residente 0.04 Tarea 191.45 8.04 2.84
115
Asistente de Residente 0.04 Tarea 125.55 5.27 1.86
Secretario de SSMA 0.03 Tarea 41.10 1.23 0.44
Ing. de SSMA 0.05 Tarea 109.07 5.24 1.85
Asistente de SSMA 0.08 Tarea 100.83 8.47 2.99
Mecánico de Equipo pesado 0.36 Tarea 54.67 19.68 6.95
Ayudante Mecánico 0.24 Tarea 36.85 8.84 3.12 Electricista de Equipo Pesado 0.12 Tarea 54.67 6.56 2.32
Conductor 0.60 Tarea 39.82 23.89 8.43
111.76
1.2. MATERIALES BARRA 73246537-20 T38 H35 R32 M/F 12
180.25 MTS 0.16 29.49 10.41
BROCA BUTTON 77334245 R32 S45 / 45MM
167.37 MTS 0.18 30.92 10.92
SHANK ADAPTER 7490519185 T38 COP1838
180.25 MTS 0.12 21.02 7.42
ACOPLAMIENTO P/ BARRA 73143555 T38 R32
180.25 MTS 0.10 18.17 6.41
BROCA ESCAR. 4" C/ PILOTO INCORPORADO R32
12.87 MTS 0.16 2.06 0.73
COPA P AFILAR BROCA 7975270-10 10MM
167.37 MTS 0.05 7.93 2.80
AFILADORA P/ BROCA DE BOTONES
167.37 MTS 0.09 15.06 5.32
MANGUERA JEBE Y LONA 1" 300 PSI
50.00 MTS 0.04 2.17 0.76
MANGUERA JEBE Y LONA 1/2" 300 PSI
30.00 MTS 0.03 0.88 0.31
BARRA CONICA 78766112-11 G.11°, 108 X 22 X 4
7.93 PP 0.06 0.49 0.17
BROCAS DESCART. 77764440-B45 40MM. 11º
7.93 PP 0.09 0.68 0.24
ACEITE SHELL TORCULA 100 0.01 GAL 12.50 0.17 0.06 TUBO PVC ENBONE 1 1/2" X 3Mt
12.00 PZA 0.85 10.18 3.59
CADENA DE 1/4 1.50 MTS 0.01 0.02 0.01 ABRAZADERA REGULABLE 1" 1/2 C/2 PERNOS
6.00 PZA 0.03 0.15 0.05
49.21
1.3. EPP
OPERADOR 0.98 Tarea 2.21 2.17 0.77
CARGADORES 1.71 Tarea 2.77 4.73 1.67
PERFORACION 0.64 Tarea 3.16 2.02 0.71
SERV. MINA 0.64 Tarea 2.77 1.77 0.63
SUP. MINA 2.52 Tarea 2.13 5.36 1.89
5.67
1.4. HERRAMIENTAS
116
PERF. Y VOL. JUMBO 1.00 GLB 21.37 21.37 7.55
7.55
1.5. MAQUINARIA Y EQUIPO
SCOOPTRAM DE 4.2 yd3 2.78 H/m 86.02 238.93 84.35
JUMBO 3.00 H/m 81.69 245.41 86.64 PERFORADORA JACK LEG SECO S250 + MANTTO 7.93 PP 0.12 0.93 0.33
LAMPARA MINERA WISDOM 3.97 Tareas 0.39 1.55 0.55
CARGADOR DE LAMPARA 3.97 Tareas 0.42 1.66 0.58 BOMBA SUMERGIBLE GRINDEX 6 HP 4.00 H/m 2.30 9.20 3.25 CARGADOR DE ANFO /TIPO CILINDRO CA-75T1 1.00 Gdia 6.94 6.94 2.45
178.15
SUBTOTAL 352.34
Utilidad 10% Costo
Directo 35.23
TOTAL, COSTO DIRECTO 387.57
CF + GG 19% 65.28
TOTAL, US$/mt 452.85
* Incluye solo bomba y bombero para agua de perforación, cualquier bombeo adicional se pagará por alquiler
Fuente: Departamento de costos y presupuestos
Tabla 5. 7: PU, Perforación y limpieza en Rampa
El precio unitario rampa, entiende los trabajos de perforación del
frente con equipo jumbo y la limpieza y acarreo de carga con equipo
scooptram de 4.2 yd3 empleados para el desarrollo de la rampa
con sección de 4.0 x 4.0, en donde el PU por metro lineal de avance
asciende a 452.85 US$/m.
5.5.2. COSTO DE CHIMENEA
Para suministrar de aire fresco a la labor y continuar con el avance
de la rampa de manera continua de deberá de desarrollar una
chimenea de ventilación, que presentará las siguientes
características:
Sección: 2.40 x 1.50 m
Longitud: 20.00 m
117
El desarrollo de la chimenea será ejecutado como proyecto, donde
el costo total ascenderá a US$ 15000, la ejecución de la chimenea
será por un sistema convencional que entenderá 39.74 US$ por
metro lineal de avance de la rampa.
5.5.3. COSTO DE REFUGIO
ESTOCADA, REFUGIO 1.5 X 1.8 - GRAD: 5% - JACK LEG - Sin Scoop
Unidad Bateas
Numero de Partida: 2.14 Fecha de Vigencia: may-20
Unidad de Medida mt Horas/gdia 10.25
Ancho de Labor 1.5 mt Taladros Perforados 26.00
Altura de Labor 1.8 mt Taladros de alivio 3.00 Longitud de Perforación 6 Pies Taladros de servicio 0 pp Eficiencia de Perforación 90% % Total, pies perforados 156.60 pp Eficiencia de Voladura 90% % Volumen 4.00 m3
Longitud efectiva 1.48 mt Tonelaje 11.44 Ton
Burden mt Factor de Carga Kg/Ton
Espaciamiento mt Capacidad de Scoop Sin Scoop Yd3
Peso especifico 2.86 Ton/m3 Rendimiento Scoop 0.00 Ton/Hra
Material Mineral
DESCRIPCION Cantidad Unidad P.U.(US$) Parcial subtotal($/Tn) TOTAL(US$)
1.1. MANO DE OBRA SUELDO+BSS
Perforista 1.03 Tarea 39.82 40.81 27.55
Ayudante Perforista 1.03 Tarea 36.85 37.77 25.50
Operador de Scoop 0.00 Tarea 54.67 0.00 0.00
Servicios mina 0.51 Tarea 36.85 18.89 12.75
Ing. Mecánico - Eléctrico 0.06 Tarea 117.31 7.51 5.07 Asistente de Ing. Mecánico 0.05 Tarea 76.12 3.65 2.47 Ingeniero de guardia 0.12 Tarea 109.07 13.09 8.84
Capataz 0.48 Tarea 60.61 29.09 19.64
Bodeguero 0.24 Tarea 36.85 8.84 5.97
Residente 0.04 Tarea 191.45 8.04 5.43
118
Asistente de Residente 0.04 Tarea 125.55 5.27 3.56
Secretario de SSMA 0.03 Tarea 41.10 1.23 0.83
Ing. de SSMA 0.05 Tarea 109.07 5.24 3.53
Asistente de SSMA 0.08 Tarea 100.83 8.47 5.72 Mecánico de Equipo pesado 0.36 Tarea 54.67 19.68 13.29
Ayudante Mecánico 0.24 Tarea 36.85 8.84 5.97 Electricista de Equipo Pesado 0.12 Tarea 54.67 6.56 4.43
Conductor 0.60 Tarea 39.82 23.89 16.13 166.66
1.2. MATERIALES BARRA CONICA 78766112-11 G.11°, 108 X 22 X 4
104.92 PP 0.06 6.48 4.38
BARRA CONICA 78766118-11 G.11°, 108 X 22 X 6
51.68 PP 0.09 4.58 3.09
BROCAS DESCART. 77764440-B45 40MM. 11º
156.60 PP 0.09 13.44 9.07
BROCA RIMADORA 64MM 2 1/2" GDO 6.5°
16.20 PP 0.34 5.57 3.76
BARRA PILOTO 79226120-11 G. 6.5° 108 x 22MM 6'
16.20 PP 0.19 3.04 2.05
ACEITE SHELL TORCULA 100
0.26 GAL 12.50 3.26 2.20
MANGUERA JEBE Y LONA 1" 300 PSI
30.00 MTS 0.04 1.30 0.88
MANGUERA JEBE Y LONA 1/2" 300 PSI
30.00 MTS 0.03 0.88 0.59
CADENA DE 1/4 1.50 MTS 0.01 0.02 0.01 ABRAZADERA REGULABLE 1" 1/2 C/2 PERNOS
6.00 PZA 0.03 0.15 0.10
26.14
1.3. EPP
PERFORACION 2.05 Tarea 3.16 6.47 4.37
OPERADOR 0.00 Tarea 2.21 0.00 0.00
SERV. MINA 0.51 Tarea 2.77 1.42 0.96
SUP. MINA 2.52 Tarea 2.13 5.36 3.62
8.95
1.4. HERRAMIENTAS PERF. Y VOL. JACK LEG 1.00 GLB 17.89 17.89 12.07
12.07
119
1.5. MAQUINARIA Y EQUIPO SCOOPTRAM DE 4.2 Yd3 0.00 h/m 0.00 0.00 0.00 PERFORADORA JACK LEG SECO S250 + MANTTO 156.60 PP
0.12 18.33 12.37
LAMPARA MINERA WISDOM 2.56 Tareas 0.39 1.00 0.67 CARGADOR DE LAMPARA 2.56 Tareas 0.42 1.07 0.72 BOMBA SUMERGIBLE GRINDEX 6 HP 0.00 h/m 2.30 0.00 0.00 CARGADOR DE ANFO /TIPO CILINDRO CA-75T1 0.00 Gdia
6.94 0.00 0.00
13.77
SUBTOTAL 227.59
Utilidad 10% Costo Directo 22.76
TOTAL, COSTO DIRECTO 250.35
CF + GG 19% 42.17
TOTAL, US$/mt 292.52
Fuente: Departamento de costos y presupuestos
Tabla 5. 8: PU, Estocada - Refugio de seguridad .
Para dar cumplimiento a los estándares de seguridad se deberán
de ejecutar refugios para el cuidado del personal, por la presencia
de transito de los equipos en la rampa y de esta manera el personal
pueda refugiarse. Los refugios deberán de respetar un
distanciamiento de 50 metros entre cada uno.
Dimensiones : 1.5 m x 1.8 m x 1.5 m
Numero de cámaras : 377.4m / 50m = 7.54 = 8 unidades
Costo unitario : US$ $ 292.52 x 8=2340.16
2340.16 / 377.06 = 6.20 US$/ml
120
5.5.4. COSTO DE CÁMARA DE CARGUÍO
La ejecución de la rampa contemplara la construcción de cuatro
cámaras de carguío para la acumulación y transferencia de
material.
Cantidad:
Sección:
Tipo:
4
4.0 x 4.0 m
H
Precio Unitario: 7273.66. US$
Costo total: 28294.27 US$
Costo (US$/m): 74.97
5.5.5. COSTO CÁMARA DE BOMBEO
La ejecución de la rampa contemplara la construcción de cuatro
cámaras de bombeo para la evacuación del agua presente en los
trabajos de profundización.
Cantidad:
Sección:
Longitud:
4
4.0 x 4.0 m
5.0 m
Precio Unitario: 1473.66 US$
Costo total 5894.67 US$
Costo (US$/m): 15.62
5.6. COSTO DE SERVICIOS AUXILIARES MINA
Comprenderá aquellos costos necesarios para la continuidad del desarrollo
de la rampa como: instalación de tuberías, limpieza de cuneta, instalación de
sangrías, instalación de ventiladores y mangas de ventilación.
121
5.6.1. PU, INSTALACIÓN DE TUBERÍAS DE SERVICIOS
Partida: 1.02 Instalación tubería de 4"
Rendimiento: 85 ml
Horas/guardia: 10 Hr / guardia
Unidad de medida: ml (Unidad)
ITEM DESCRIPCION Cantidad Unidad P.U.(US$) Parcial subtotal($/Tn) TOTAL(US$)
1.00 MANO DE OBRA H/G
Capataz para servicios mina Tarea 0.00 0.00
Maestro tubero-Carrilano 1.25 Tarea 41.81 52.27 0.61
Ayudante tubero - Carrilano 1.25 Tarea 38.43 48.03 0.57
Ayudante mina II - Extendido de tubería 0.42 Tarea 35.04 14.60 0.17 1.35
2.00 MATERIALES .
0.00 pp 0.00 0.00 0.00
3.00 IMPLEMENTOS Y HERRAMIENTAS
Herramientas carrilanos-supervisión 1.00 6.61 6.61 0.08 0.19
EPP 2.92 Tarea 3.18 9.27 0.11
4.00 EQUIPOS
Lámpara de Batería con cargador 2.92 d/H 0.93 2.71 0.02
0.02
COSTO DIRECTO 1.56
UTILIDAD 10.00% 0.16
CF + GG 52.00% 0.81
COSTO TOTAL US $ / ml 2.53 Fuente: Departamento de costos y presupuestos.
Tabla 5. 9: PU, Instalación de tubería de 4"
Comprenderá aquellos servicios de agua y aire necesarios para el
avance en la ejecución de la rampa donde el PU por ambas líneas
(agua – aire) resulta de 5.06 US$/m de avance.
122
5.6.2. PU, LIMPIEZA DE CUNETA
Partida: Limpieza de cuneta
Incluye cargado de material
Rendimiento 40.0 m./Guardia
Horas/guardia 10 Hr / guardia
Unidad de medida m. (Unidad)
ITEM DESCRIPCION Cantidad Unidad
P.U. (US$) Parcial subtotal($/Tn) TOTAL(US$)
1.00 MANO DE OBRA H/G
Capataz para servicios mina Tarea 0.00 0.00
Maestro Carrilano 0.00 Tarea 41.81 0.00 0.00
Ayudante Carrilano 0.00 Tarea 38.43 0.00 0.00
Ayudante mina II (2) 2.50 Tarea 35.04 87.60 2.19 2.19
2.00 MATERIALES
Carretilla Buggi 1.00 Und. 2.77 2.77 0.07 0.07
3.00 IMPLEMENTOS Y HERRAMIENTAS
Herramientas 2.00 10.10 20.20 0.51 0.75
EPP 2.50 Tarea 3.18 7.94 0.20
Botas musleras 2.50 Tarea 0.68 1.71 0.04
4.00 EQUIPOS
Lámpara de Batería con cargador 2.50 d/H 0.93 2.33 0.06
0.06
COSTO DIRECTO 3.06
UTILIDAD 10.00% 0.31
CF + GG 52.00% 1.59
COSTO TOTAL US $ / m 4.96 Fuente: Departamento de costos y presupuestos.
Tabla 5. 10: PU, Limpieza de cuneta
Se realizará trabajos de limpieza de cuneta como mantenimiento y
evitar el estancamiento del agua, su PU entenderá de 5.06 US$/m
de avance.
123
5.6.3. PU, CONSTRUCCIÓN E INSTALACIÓN DE SANGRÍA
Partida: Construcción e instalación de sangría
Dimensiones: Rendimiento 10.5 ML./Guardia
3.5m. X 0.3m. Riel de 60 Lb. /yd Horas por guardia 10 Hr / guardia
MATERIAL: Riel de 60 Lb. /yd Unidad de medida ML (Unidad)
ITEM DESCRIPCION Cantidad Unidad P.U.
(US$) Parcial Subtotal ($/Tn)
TOTAL (US$)
1 MANO DE OBRA H/G
(Maestro Servicios) 0.00 Tarea 0.00 0.00
Soldador 1.25 Tarea 41.81 52.27 4.98
Ayudante mina II 2.50 Tarea 35.04 87.60 8.34 13.32
2 MATERIALES
SOLDADURA CHANFERCORD E-900 4,00 5/32 0.50
Kg 9.94 4.97 0.47
SOLDADURA SUPERCITO E-7018 4.00 5/32 0.50
Kg 5.24 2.62 0.25 0.72
3 IMPLEMENTOS Y HERRAMIENTAS
Herramientas Ayudante mina 1.00 2.18 2.18 0.21 1.40
EPP 3.75 Tarea 3.18 11.91 1.19
4 EQUIPOS
Lámpara de Batería con cargador 3.75 d/H 0.93 3.4875 0.33 0.33
Máquina de soldar 3.50 h/máq 1.40 4.90 0.47
Equipo Oxicorte 2 h/máq 1.40 2.80 0.27 1.07
COSTO DIRECTO 16.84
UTILIDAD 10.00% 1.68
CF + GG 52.00% 8.76
COSTO TOTAL US $ / ML 27.28 Fuente: Departamento de costos y presupuestos.
Tabla 5. 11: PU, Construcción e instalación de sangría
Se instala por estándar 01 sangría cada 70 metros, lo que conlleva
a utilizar un promedio de 5 sangrías en la ejecución de la rampa
generando un costo de $ 477.4, donde el costo por metro lineal de
avance de la rampa seria $ 1.26/m.
124
5.6.4. PU, INSTALACIÓN DE VENTILADOR
Partida: Instalación ventiladores de 10 000; 20 000 Y 30 000 CFM
(Incluye Inst. de silenciador y 1er. Tramo manga (15m) y hermetizado de ser necesario)
Rendimiento 1.0 Und/guardia
Horas/guardia 10 Hr / guardia
Unidad de medida: Und. (Unidad)
ITEM DESCRIPCION Cantidad Unidad P.U.
(US$) Parcial Subtotal
($/Tn) TOTAL(US$)
1.00 MANO DE OBRA H/G
(Maestro Servicios) 1.00 Tarea 41.81 41.81 41.81
Ayudante mina I - Traslado e instalación 1.00 Tarea 38.43 38.43 38.43
Ayudante mina II - Traslado e instalación (2) 0.63 Tarea 35.04 21.90 21.90 102.14
2.00 IMPLEMENTOS Y HERRAMIENTAS
Herramientas 1.00 1.58 1.58 1.58 9.92
EPP 2.63 Tarea 3.18 8.34 8.34
3.00 EQUIPOS
Lámpara de Batería con cargador 2.00 d/H 0.93 1.86 1.86 1.86
COSTO DIRECTO 113.92
UTILIDAD 10.00% 11.39
CF + GG 52.00% 59.24
COSTO TOTAL US $ / Unid 184.55 Fuente: Departamento de costos y presupuestos.
Tabla 5. 12: PU Instalación de ventilador
Se realizará la instalación de 04 ventiladores de 30000CFM en la
ejecución de la rampa generando un costo total de $738, de donde
el costo por metro lineal de rampa resultaría $ 1.95/m.
125
5.6.5. PU, INSTALACIÓN DE MANGAS DE VENTILACIÓN
Partida: Instalación de mangas de ventilación 18", 24" y 36"
INCLUYE LÍNEA MENSAJERA Y CUÑAS DE MADERA
Rendimiento 120.0 ML/Guardia
Horas/Guardia 10 Hr / Guardia
Unidad de medida:
ML. (Unidad)
ITEM DESCRIPCION Cantidad Unidad P.U. (US$)
Parcial Subtotal ($/Tn)
TOTAL(US$)
1.00 MANO DE OBRA H/G
Capataz para servicios mina
Tarea 41.81 0.00 0.00
Ayudante mina I 1.25 Tarea 38.43 38.43 0.32
Ayudante mina II - Traslado e instalación
1.25 Tarea 35.04 35.04 0.29 0.61
2.00 IMPLEMENTOS Y HERRAMIENTAS
Escalera de aluminio 1.00 pza 1.50 1.50 0.01
Herramientas 1.00 10.10 10.10 0.08
EPP 2.50 Tarea 3.18 7.94 0.07 0.16
3.00 EQUIPOS
Lámpara de Batería con cargador
2.50 d/H 0.93 2.33 0.02 0.02
COSTO DIRECTO 0.79
UTILIDAD 10.00% 0.08
CF + GG 52.00% 0.41
COSTO TOTAL US $ / ml 1.29
Fuente: Departamento de costos y presupuestos.
Tabla 5. 13: PU Instalación de manga de ventilación
Se realizará la instalación de mangas de ventilación para insuflar
de aire limpio en la labor y evitar el acolchonamiento de monóxido,
donde el costo por metro lineal de instalación resultaría $ 1.29/m.
El precio unitario por el metro lineal de manga de 24” de diámetro
de ducto redondo es de US$ 12.00.
126
5.7. COSTO DE SEGURIDAD
5.7.1. COSTO DE EPP
DISTRIBUCION DE EPP
US$
/UN
IDA
D
PER
FOR
AC
ION
OP
ERA
DO
R
SHO
TCR
ETE
HER
R. -
SO
LD.
PA
RR
ILLE
RO
SER
V. M
INA
CA
RG
AD
OR
ES
AY
. SH
OT
CR
ETE
SUP
. MIN
A
ANTEOJOS UVEX PATRIOT LUNA CLARA 0.42 0.42 0.42 0.42 0.42 0.42 0.42 0.42
ANTEOJOS C/MALLA KOMET 0.08 0.08 0.08 0.08
LENTES DE MALLA ACERO INOX. P/SHOTCRETE 0.14 0.14 0.14
ARNES DE SEGURIDAD T. PARACAIDISTA 0.53 0.53
CASACA DE TELA ENJEBADA T/42 0.19 0.19 0.19
GUANTE JEBE PUÑO LARGO NEOPRONE 14" 0.54 0.54 0.54 0.54 0.54 0.54
MASCARA P ESMERILAR TRANSPARENTE 0.02 0.02
PANTALON DE TELA ENJEBADA N° 42 0.19 0.19 0.19
PROTECTOR T/JOCKEY GRIS 0.04 0.04
PROTECTOR T/SOMBRERO GRIS 0.05 0.05 0.05 0.05 0.05 0.05 0.05 0.05 0.05 0.05
TAFILETE P/ PROTECTOR SUP. 0.04 0.04 0.04 0.04 0.04 0.04 0.04 0.04 0.04 0.04
PROTECTOR DE OIDO (OREJERA) 0.06 0.06
TAPON DE OIDO 3M 0.03 0.03 0.03 0.03 0.03 0.03 0.03 0.03 0.03 0.03
FILTRO P100 3M 2097 0.81 0.81 0.81 0.81 0.81 0.81 0.81 0.81 0.81 0.81
CHALECOS 0.15 0.15
MAMELUCO DRIL C/C/R C/L T-L 0.23 0.23 0.23 0.23 0.23 0.23 0.23 0.23 0.23 0.23
CORREA PORTALAMPARA DE LONA 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01
CASACA EN CUERO CROMO P/ SOLDADOR 0.14 0.14
PANTALON EN CUERO CROMO PARA SOLDADOR 0.17 0.17
MASCARA DE PROTECCION P/ SOLDADOR 0.02 0.02
127
GUANTE DE CUERO CROMO P SOLDADOR 19" 0.23 0.23
GUANTE DE CUERO C/PALMA REFORZADA 0.29 0.29 0.29 0.29 0.29 0.29 0.29 0.29 0.29 0.29
MAMELUCO POLIETILENO DESCART. REACTIVO T-L 5.82 5.82 5.82
MASCARA DE CARA P/ SHOTCRET 3M 6800 1.89 1.89 1.89
BARBIQUEJO P/CASCO 0.03 0.03 0.03 0.03 0.03 0.03 0.03 0.03 0.03
BOTAS NO.38 JEBE C/PUNTA D/ACERO 0.16 0.16 0.16 0.16 0.16 0.16 0.16 0.16 0.16
ZAPATOS No 40 CUERO PUNTA ACERO 0.07 0.07 0.07 0.07 0.07 0.07 0.07 0.07 0.07 0.07
PORTACORDON MSA 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01
PORTALAMPARAS MSA 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01
FILTRO PARA MASCARA DE SHOTCRETERO 4.00 4.00 4.00
TOTAL, US$/GUARDIA 3.16 2.21 14.51 2.73 2.68 2.77 2.77 14.12 2.13
COSTO TOTAL DE IMPLEMENTOS DE SEGURIDAD POR DISPARO ($): 23.54
COSTO TOTAL DE IMPLEMENTOS DE SEGURIDAD POR METRO LINEAL ($): 7.85
Fuente: Departamento de costos y presupuestos.
Tabla 5. 14: PU, EPP de seguridad
5.7.2. COSTO POR MATERIAL DE HERRAMIENTAS DE GESTIÓN
DESCRIPCIÓN UNID P. UNITARIO(S/.) CONSUMO MENSUAL
REVISADO
CAMBIO DE LABOR BLOCK 3.5 4 14
VALE CONSUMO DE EXPLOSIVOS BLOK 6 2 12
VALE CONSUMO DE COMBUSTIBLE BLOK 4 10 40
CHECK LIST BLOK 2.4 2 4.8
CHECK LIST VEHICULOS LIVIANOS TRANSPORTE
BLOK 5 2 10
EVALUACION DE BARRENOS INTEGRAL BLOK 4.2 2 8.4
INSPECCION PLANIFICADA BLOK 4.3 1 4.3
IPERC CONTINUO SGI/R/IPC00 BLOK 8 8 64
128
OBSERVACION PLANIFICACION DE TAREAS OPT
BLOK 4.3 2 8.6
PARAMETROS PERFORACION Y VOLADURA
BLOK 2.5 1 2.5
PERMISO ESCRITO P' TRABAJO DE ALTO RIESGO PETAR
BLOK 3.5 2 7
REGISTRO DE CONTROL DESATE ROCAS BLOK 12 4 48
REPORTE DE INCIDENTE BLOK 2.6 4 10.4
REPORTE DIARIO SCOOP BLOK 2.4 2 4.8
REPORTE DE SHOTCRETERA ALIVA BLOK 4 1 4
TAREAS ADMINISTRACION BLOK 4.5 1 4.5
REPORTE DE OPERACIÓN BLOK 2.7 1 2.7
ORDEN DE TRABAJO EN LABOR BLOK 3.5 8 28
INSPECCION DIARIO EQUIPO DEL JUMBO AXERA
BLOK 3.5 1 3.5
CHECK LIST DE VEHICULO PESADOS BLOK 7 2 14
REGISTRÓ CAPACITACION INDUC. AUDIT.
BLOK 8 1 8
CONSUMO PROMEDIO/TRIMESTRAL (S/.) 303.49
CONSUMA PROMEDIO/DIA (S/.) 3.37
COMSUMO POR GUARDIA ($) 0.50
Fuente: Departamento de costos y presupuestos.
Tabla 5. 15: PU, Herramientas de gestión
5.8. OTROS COSTOS
5.8.1. COSTO MANO DE OBRA
OCUPACION DESCRIPCION Horas por labor
INCIDENCIA COSTO/GUARDIA ($)
PERSONAL OPERATIVO
MINA
Ingeniero de guardia Empleado - Mina 1 10% 5.8
Capataz Empleado - Mina 2 20% 7.58
Ingeniero de Servicios Empleado - Mina 1 20% 5.8
Bodeguero Obrero 0.5 5% 4.61
Maestro perforista Obrero 2.8 38% 4.98
Ayudante perforista Obrero 2.8 38% 4.61
Bombero Obrero 10 10% 46.10
129
COSTO TOTAL POR GUARDIA 79.48
COSTO DE PERSONAL POR METRO LINEAL DE AVANCE 26.49
Fuente: Departamento de costos y presupuestos.
Tabla 5. 16: PU, Mano de Obra
5.8.2. COSTOS DE MATERIALES
DESCRIPCION UND. P.U. V.U. US$/M.
BARRA 73246543-20 T38 H35 R32 M/F 14 PZA 418.92 2000 0.12
BARRA 73246537-20 T38 H35 R32 M/F 12 PZA 327.22 2000 0.11
BARRA DE EXTENSION R32 H28 R28 10´ PZA 317.8 2000 0.11
BARRA EXTENSION 78537624-20 R32 H28 R28 8" PZA 305.49 2000 0.15
BARRENO INTEGRAL 7142438-65 7/8" X 38 X 8 PZA 112.43 600 0.12
BARRA CONICA 78766106-11 G.11° 108 X 22 X 2 PZA 33.34 1000 0.03
BARRA CONICA 78766112-11 G.11°, 108 X 22 X 4 PZA 61.8 1000 0.03
BARRA CONICA 78766118-11 G.11°, 108 X 22 X 6 PZA 88.58 1000 0.03
BARRA CONICA 78766124-11 G. 11°, 108 X 22 X 8 PZA 96.82 1000 0.1
ACOPLAMIENTO P/ BARRA 73143555 T38 R32 PZA 80.63 800 0.1
ACOPLAMIENTO T38/R38 N° 7314-4455 PZA 57.58 800 0.07
BROCA BUTTON R32 MP45/51MM PZA 82.37 300 0.27
BROCA BUTTON 77334245 R32 S45 / 45MM PZA 55.42 300 0.18
BROCAS DE 41 MM. 1-5/8 R28 BF 5/2 PZA 19.24 300 0.06
BROCA ESCAR. 4" C/ PILOTO INCORPORADO R32 PZA 128.24 800 0.16
BROCA BOTTON R28 37MM PZA 59.59 300 0.2
BROCA BUTTON 77395238-S48 R28 38MM PZA 82.95 300 0.28
COPA P AFILAR BROCA 8MM PZA 89.82 3000 0.03
COPA P AFILAR BROCA 9MM PZA 94.81 3000 0.03
COPA P AFILAR BROCA 7975270-10 10MM PZA 142.14 3000 0.05
COPA P AFILAR BROCA 11MM PZA 105.85 3000 0.04
COPA P AFILAR BROCA 7972570-12 12MM PZA 154.5 3000 0.05
SHANK ADAPTER 73047585-01 T38 HLX5 PZA 257.69 2500 0.1
SHANK ADAPTER 73047536-01 T38 HL510S PZA 218.01 2500 0.09
SHANK ADAPTER 7490519185 T38 COP1838 PZA 291.49 2500 0.12
BROCA RIMADORA 64MM 2 1/2" GDO 6.5° PZA 103.16 300 0.34
SACA BROCA 22MM PZA 65.07 1500 0.04
BROCAS DESCART. 77764436-B45 36 MM. 11° PZA 25.12 300 0.08
BROCAS DESCART. 77764438-B45 38MM. 11º PZA 25.75 300 0.09
BROCAS DESCART. 77764440-B45 40MM. 11º PZA 25.75 300 0.09
ADAPTADOR P/ PERNOS SPLIT SET PZA 91.37 240 0.38
ADAPTADOR P/ PERNO ELICOIDIAL 19MM SAE 1045 PZA 70.57 240 0.29
ADAPTADOR P/ PERNO HELICOIDIAL 22MM PZA 69.83 240 0.29
ADAPTADOR P/ PERNO HYDRABOLT PZA 140.32 240 0.58
130
CARTUCHO DE CEMENTO "CEM-CON" PZA 0.16 1 0.01
CARTUCHO DE RESINA (28x300) PZA 0.62 1 0.02
BARRA PILOTO 79226120-11 G. 6.5° 108 x 22MM 6' PZA 187.46 1000 0.19
MANGUERA PVC ANTIESTATICA 3/4" MTS 12.00 60 0.20
ESCALERA DE ALUMINIO PZA 550.00 180 0.44
ESCALERA TELESC. FIBRA DE VIDRIO PZA 200.00 180 1.11
BARRETILLAS DE ALUMINIO 14 PZA 50.00 30 0.04
BARRETILLAS DE ALUMINIO 12´ PZA 45.00 30 0.03
BARRETILLAS DE ALUMINIO 10´ PZA 38.00 30 0.03
BARRETILLAS DE ALUMINIO 8´ PZA 30.00 30 0.02
BARRETILLAS DE ALUMINIO 6´ PZA 26.00 30 0.02
BARRETILLAS DE ALUMINIO 4" PZA 20.00 30 0.01
FLEXOMETRO DE 5 MTS-STANLEY PZA 5.00 30 0.17
ENSUNCHADORA P/ CINTA BANDIT PZA 130.00 90 1.44
CINTA BAND IT 1/2 MTS 1.00 1 0.00
CINTA BANDIT 3/8 MTS 0.98 1 0.98 ATACADOR DE MADERA 7/8 X 3 MTS PZA 3.00 10 0.06 PINTURA ESMALTE ROJO GAL 10.25 10 0.11
MANGUERA JEBE Y LONA 1" 300 PSI MTS 5.20 120 0.04
MANGUERA JEBE Y LONA 1/2" 300 PSI MTS 3.50 120 0.03
BOMBA SUMERGIBLE GRINDEX 6 HP PZA 4,600.00 2000 0.76
MANGUERA PVC ANTIESTATICA 1" MTS 10.38 60 0.17
BARRENO INTEGRAL 7143237-65 7/8" x 37 x 10´ PZA 126.91 1000 0.13
TUBERIA DE 4" HDPE (SERVICIO AGUA) M - - 6.33
TUBERIA DE 4" HDPE (SERVICIO AIRE) M - - 6.33
MANGA P/ VENTILACION 28" (Rafia de Polietileno) MTS 8.00 1 8.00
TOTAL 31.50
Fuente: Departamento de costos y presupuestos.
Tabla 5. 17: Costos de materiales
5.8.3. COSTO ACARREO
La carga generada por la voladura en los trabajos de ejecución de
la rampa será trasladada con equipos volquete de capacidad de 25
Tn que serán alimentados con un equipo scooptram de 4.2 yd3 en
las cámaras de carguío.
Por cada disparo efectuado se tendrá 130.31 TM de carga, para lo
cual se realizarán 5 viajes, el precio unitario por hora es de 83.07
US$ de aquí se deduce que el costo por cada metro lineal de
avance de la rampa asciende a 138.45 US$.
131
5.8.4. COSTOS INDIRECTOS
COSTOS INDIRECTOS (US$)
Administración 0.75
Medio ambiente 0.21
Alimentación 4.25
Recursos Humanos 0.11
Vigilancia 0.28
Sist. y comunicaciones 0.23
COSTO TOTAL (US$/GUARDIA) 5.83
COSTO (US$/M) 1.94
Fuente: Departamento de costos y presupuestos.
Tabla 5. 18: Costos indirectos
5.9. RESUMEN DE COSTO TOTAL DE AVANCE
Los costos para el desarrollo de la rampa 462 norte se detallan a continuación:
DESCRIPCIÓN SERVICIO ACTIVIDAD PRECIO ($/m)
PERFORACION Y ACARREO / RAMPA 4X4-GRD: -12%-J/S 4.2 YD3 ROCA 4 Y 5
AVANCE 452.85
CAMARA DE CARGUIO AVANCE 74.97
CAMARA DE BOMBEO AVANCE 15.62
CHIMENEA DE VENTILACION AVANCE 39.74
CUNETA 0.40 X 0.40
AVANCE 22.16
ESTOCADA, REFUGIO 1.5 X 1.8 GRAD 5% AVANCE 6.20
LIMPIEZA DE MATERIAL ROTO ACARREO 138.45
EXPLOSIVO Y ACCESORIOS DE VOLADURA VOLADURA 60.46
PERNO HELICOIDAL 7 PIES C/JUMBO EMPERNADOR SOSTENIMIENTO 152.60
CONCRETO LANZADO 300 kg/cm2 SOSTENIMIENTO 341.31
INS.ALCAYATAS P/ AGUA, AIRE, RH-2 CPOS SERVICIOS MINA 3.17
INS.ALCAYATAS P/ AGUA, AIRE, RH-3 CPOS SERVICIOS MINA 3.53
132
INSTALACIÓN DE MANGAS DE VENTILACIÓN 18”, 24" y 36”
SERVICIOS MINA 1.29
LIMPIEZA DE CUNETA SERVICIOS MINA 4.96
CONSTRUCCION E INSTALACION DE SANGRIA SERVICIOS MINA 1.26
INSTALACION DE VENTILADOR SERVICIOS MINA 1.95
INSTALACION DE TUBERIA DE 4” SERVICIOS MINA 5.06
MATERIALES 31.50
HERRAMIENTAS DE GESTION SEGURIDAD 0.50
IMPLEMENTOS DE EPP SEGURIDAD 7.85
COSTOS INDIRECTOS OTROS 1.94
ENERGIA ELECTRICA SUMINISTROS 16.66
PERSONAL 26.49
COSTO TOTAL POR METRO DE AVANCE 1,410.52
Fuente: Departamento de costos y presupuestos.
Tabla 5. 19: Costo por (m/l) de avance
En resumen, el costo por metro lineal de avance de la rampa es de US$
1410.52, siendo el costo total US$ 532,330.24.
133
CAPÍTULO VI
EVALUACIÓN ECONÓMICA
6.1. BECOFF O COSTOS TOTALES - MINERA BATEAS
Minera Bateas ha denominado como becoff el costo por tonelada procesada
que debe cubrir la ley de corte de reservas. Los componentes que se utilizan
para estimar el becoff han sido sujetos a discusiones año tras año, sin
embargo, tradicionalmente se ha incluido la totalidad del costo total. Para
efectos del presente análisis denominaremos esta ley de corte como becoff
tradicional (Becofftra).
Becofftra (US$/tTM) = Cm + Cp + Csg + Cs&a + Cvt + Crc + Cmg Dónde: Cm: Costo mina
Cp: Costo planta
Csg: Costo servicios generales
Cs&a: Costo de servicios administrativos
Cv&t: Costo de venta y transporte de concentrados
Crc: Costo gastos en relaciones comunitarias y otros
Cmg: Costo management fee
134
ENERO FEBRERO MARZO ABRIL MAYO JUNIO JULIO AGOSTO
ETIQUETAS DE FILA Total US$ US$/t Total US$ US$/t Total US$ US$/t Total US$ US$/t Total US$ US$/t Total US$ US$/t Total US$ US$/t Total US$ US$/t
1101PE100 - MINA 1,706,606 39.25 1,743,667 41.25 1,879,353 39.83 1,958,768 44.91 1,816,822 38.64 2,000,786 44.46 1,956,912 46.03 2,050,090 44.82
1101101000 - SUPERVISION MINA
60,128 1.38 62,864 1.49 61,249 1.30 69,197 1.59 67,204 1.43 64,272 1.43 83,076 1.95 60,976 1.33
1101102000 - PREPARACION 147,001 3.38 135,143 3.20 144,491 3.06 160,615 3.68 134,557 2.86 159,800 3.55 132,422 3.11 147,748 3.23
1101103000 - EXPLOTACION 421,084 9.68 481,328 11.39 490,852 10.40 486,937 11.16 495,588 10.54 478,437 10.63 432,631 10.18 494,399 10.81
1101104000 - ACARREO Y CARGUIO
22,804 0.52 15,962 0.38 41,277 0.87 21,805 0.50 27,885 0.59 25,601 0.57 16,967 0.40 23,519 0.51
1101105000 - SOSTENIMIENTO
425,564 9.79 465,465 11.01 438,773 9.30 472,808 10.84 417,592 8.88 510,979 11.35 498,736 11.73 499,017 10.91
1101106000 - RELLENO 125,800 2.89 115,007 2.72 168,168 3.56 162,060 3.72 153,189 3.26 155,534 3.46 138,113 3.25 156,361 3.42
1101107000 - TRANSPORTES 120,264 2.77 127,485 3.02 124,068 2.63 144,911 3.32 119,851 2.55 139,853 3.11 109,067 2.57 151,022 3.30
1101108000 - SERVICIOS AUXILIARES
187,268 4.31 181,535 4.29 206,635 4.38 244,278 5.60 222,446 4.73 249,214 5.54 351,620 8.27 283,507 6.20
1101109000 - ENERGIA 146,371 3.37 114,250 2.70 148,069 3.14 145,292 3.33 147,701 3.14 160,024 3.56 153,674 3.61 188,976 4.13
1101102100 - DESQUINCHE 50,323 1.16 44,629 1.06 55,772 1.18 50,866 1.17 30,808 0.66 57,073 1.27 40,607 0.96 44,566 0.97
1101PE200 - PLANTA 523,142 11.32 637,159 16.25 557,770 12.47 829,841 19.91 537,463 11.56 549,407 12.11 644,372 13.76 721,794 16.66
1101201000 - SUPERVISION PLANTA
52,466 1.14 53,032 1.35 50,843 1.14 55,550 1.33 53,390 1.15 55,272 1.22 52,784 1.13 51,739 1.19
1101202000 - TRITURACION 76,025 1.64 84,087 2.14 99,901 2.23 142,602 3.42 86,522 1.86 89,759 1.98 93,564 2.00 101,674 2.35
1101203000 - MOLIENDA 61,712 1.34 145,825 3.72 77,474 1.73 209,021 5.01 66,507 1.43 65,388 1.44 124,938 2.67 183,062 4.23
1101204000 - FLOTACION 92,468 2.00 137,051 3.49 94,713 2.12 191,562 4.60 97,628 2.10 92,345 2.04 130,929 2.80 134,174 3.10
1101205000 - ESPESAMIENTO
5,658 0.12 8,495 0.22 1,007 0.02 4,905 0.12 1,961 0.04 3,970 0.09 10,302 0.22 15,713 0.36
1101206000 - FILTRADO 16,643 0.36 19,175 0.49 14,526 0.32 25,688 0.62 13,953 0.30 15,694 0.35 17,425 0.37 25,411 0.59
1101207000 - SERVICIOS AUXILIARES
57,951 1.25 44,907 1.15 38,251 0.86 49,467 1.19 55,212 1.19 55,662 1.23 45,347 0.97 41,561 0.96
1101209000 - ENERGIA 160,218 3.47 144,587 3.69 181,056 4.05 151,046 3.62 162,292 3.49 171,319 3.78 169,082 3.61 168,460 3.89
1101PE300 - SERVICIOS GENERALES
445,088 9.63 459,307 11.71 483,230 10.81 568,380 13.64 496,002 10.67 533,576 11.76 468,714 10.01 516,121 11.91
1101301000 - GERENCIA DE OPERACIONES
15,699 0.34 17,165 0.44 18,627 0.42 31,134 0.75 27,274 0.59 20,079 0.44 24,723 0.53 22,578 0.52
1101302000 - ENERGIA ELECTRICA Y MANTENIMIENTO
39,625 0.86 51,915 1.32 52,033 1.16 47,303 1.13 36,171 0.78 51,322 1.13 47,106 1.01 51,960 1.20
135
1101303000 - GEOLOGIA 113,411 2.45 115,986 2.96 97,189 2.17 130,551 3.13 120,177 2.58 102,749 2.27 109,295 2.33 106,562 2.46
1101304000 - PLANEAMIENTO 73,220 1.58 73,167 1.87 100,042 2.24 107,249 2.57 101,369 2.18 81,109 1.79 84,171 1.80 108,247 2.50
1101305000 - SEGURIDAD MINERA
65,732 1.42 89,163 2.27 64,441 1.44 65,301 1.57 66,858 1.44 61,276 1.35 60,408 1.29 48,333 1.12
1101306000 - MEDIO AMBIENTE
76,750 1.66 61,137 1.56 83,110 1.86 116,530 2.80 86,890 1.87 161,593 3.56 78,551 1.68 116,437 2.69
1101307000 - LABORATORIO QUIMICO
60,651 1.31 50,773 1.29 67,788 1.52 70,312 1.69 57,264 1.23 55,448 1.22 64,460 1.38 62,004 1.43
1101PE400 - SERVICIOS ADMINISTRATIVOS MINA
363,263 7.86 348,475 8.89 371,392 8.31 426,072 10.22 415,427 8.93 534,612 11.79 637,947 13.63 422,835 9.76
1101401000 - ADMINISTRACION 187,241 4.05 188,075 4.80 186,614 4.17 216,166 5.19 221,444 4.76 328,615 7.24 391,220 8.36 211,058 4.87
1101402000 - DESARROLLO HUMANO Y ORGANIZACIONAL MINA
47,542 1.03 43,789 1.12 50,035 1.12 47,606 1.14 46,903 1.01 46,819 1.03 56,615 1.21 83,604 1.93
1101403000 - LOGISTICA MINA 58,870 1.27 64,599 1.65 75,178 1.68 103,588 2.49 80,986 1.74 95,230 2.10 92,514 1.98 74,578 1.72
1101405000 - RELACIONES COMUNITARIAS
51,505 1.11 36,472 0.93 40,200 0.90 40,708 0.98 47,576 1.02 46,939 1.03 82,146 1.75 37,205 0.86
1101409000 - ENERGIA 18,106 0.39 15,539 0.40 19,366 0.43 18,005 0.43 18,517 0.40 17,010 0.37 15,451 0.33 16,389 0.38
1102PE100 - DISTRIBUCION 338,060 7.31 258,152 6.58 350,042 7.83 288,649 6.92 319,348 6.87 273,268 6.02 186,057 3.97 439,983 10.16
1102PE100 - DISTRIBUCION 338,060 7.31 258,152 6.58 350,042 7.83 288,649 6.92 319,348 6.87 273,268 6.02 186,057 3.97 439,983 10.16
1102PE200 - EXPENSES 310,104 6.71 399,005 10.17 304,923 6.82 265,837 6.38 321,952 6.92 309,842 6.83 319,711 6.83 271,840 6.28
1102PE200 - EXPENSES 310,104 6.71 399,005 10.17 304,923 6.82 265,837 6.38 321,952 6.92 309,842 6.83 319,711 6.83 271,840 6.28
1102PE300 - RELACIONES COMUNITARIAS
4,112 0.09 13,148 0.34 10,149 0.23 15,467 0.37 25,244 0.54 24,748 0.55 31,117 0.66 -3,227 -0.07
1102PE300 - RELACIONES COMUNITARIAS
4,112 0.09 13,148 0.34 10,149 0.23 15,467 0.37 25,244 0.54 24,748 0.55 31,117 0.66 -3,227 -0.07
1103PE100 - MANAGEMENT FEE
16,706 0.36 59,544 1.52 49,330 1.10 49,835 1.20 9,093 0.20 -15,753 -0.35 20,739 0.44 38,933 0.90
1103PE100 - MANAGEMENT FEE
16,706 0.36 59,544 1.52 49,330 1.10 49,835 1.20 9,093 0.20 -15,753 -0.35 20,739 0.44 38,933 0.90
TOTAL GENERAL 3,707,080 82.53 3,918,458 96.71 4,006,189 87.39 4,402,850 103.54 3,941,352 84.33 4,210,487 93.17 4,265,568 95.33 4,458,370 100.42
Fuente: Departamento de geología.
Tabla 6. 1: Costo (US$/Tn) detallado
136
Total, US$ I TRIMESTRE
US$/t I TRIMESTRE
Total, US$ II TRIMESTRE
US$/t II TRIMESTRE
Total, US$ III TRIMESTRE
US$/t III TRIMESTRE Total, US$ Total, US$/t
Etiquetas de Fila Total, US$ I US$/t Total, US$ II US$/t Total, US$ III US$/t
MINA 5,329,626 40.09 5,776,377 42.59 4,007,003 45.40 15,113,006 42.35
PLANTA 1,718,070 13.20 1,916,711 14.35 1,366,166 15.16 5,000,948 14.13
SERV. GENERALES 1,387,624 10.66 1,597,958 11.97 984,835 10.93 3,970,417 11.22
SERV. ADM. MINA 1,083,131 8.32 1,376,111 10.30 1,060,782 11.77 3,520,024 9.95
DISTRIBUCION 946,255 7.27 881,265 6.60 626,039 6.95 2,453,559 6.93
EXPENSES 1,014,032 7.79 897,632 6.72 591,551 6.56 2,503,215 7.07
RELACIONES COMUNITARIAS 27,408 0.21 65,459 0.49 27,889 0.31 120,756 0.34
MANAGEMENT FEE COST 125,580 0.96 43,176 0.32 59,672 0.66 228,427 0.65
Total, general 11,631,727 88.51 12,554,689 93.34 8,723,938 97.73 32,910,353 92.65
Fuente: Departamento de geología.
Tabla 6. 2: Costo (US$/Tn) – Resumen trimestral
137
Fuente: Departamento de costos y presupuestos.
Figura 6. 1: Becoff general
6.1.1. COSTO MECANIZADO
El becoff mecanizado para los 2 tipos de perforación breasting u
horizontal y realce o semivertical, viene dado por (ver tablas 6.3 y
6.4).
DESCRIPCIÓN ACTIVIDAD UNIDAD TOTAL
MINA 46.2
Supervisión mina (US$/TM) 1.1
Enero Febrero Marzo Abril Mayo Junio Julio Agosto
MINA 39.25 41.25 39.83 44.91 38.64 44.46 46.03 44.82
PLANTA 11.32 16.25 12.47 19.91 11.56 12.11 13.76 16.66
SERV. GENERALES 9.63 11.71 10.81 13.64 10.67 11.76 10.01 11.91
SERV. ADM. MINA 7.86 8.89 8.31 10.22 8.93 11.79 13.63 9.76
DISTRIBUCION 7.31 6.58 7.83 6.92 6.87 6.02 3.97 10.16
EXPENSES 6.71 10.17 6.82 6.38 6.92 6.83 6.83 6.28
RELACIONES COMUNITARIAS 0.09 0.34 0.23 0.37 0.54 0.55 0.66 -0.07
MANAGEMENT FEE COST 0.36 1.52 1.10 1.20 0.20 -0.35 0.44 0.90
TOTAL US$/t 82.53 96.71 87.39 103.54 84.33 93.17 95.33 100.42
39.2541.25
39.83
44.91
38.64
44.4646.03
44.82
82.53
96.71
87.39
103.54
84.33
93.1795.33
100.42
10.00
20.00
30.00
40.00
50.00
60.00
70.00
80.00
90.00
100.00
110.00
-10.00
0.00
10.00
20.00
30.00
40.00
50.00
US$
BECOFF GENERAL - OPERACIONES 2019 (US$/t)
138
Acarreo y carguío (US$/TM) 0.6
Energía (US$/TM) 2.1
Explotación (US$/TM) 11.6
Preparación (US$/TM) 5.1
Relleno (US$/TM) 3.4
Servicios auxiliares
(US$/TM) 2.7
Sostenimiento (US$/TM) 6.9
Transporte (US$/TM) 3.7
PLANTA (US$/TM) 13.2
SERVICIOS GENERALES (US$/TM) 9.1
SERVICIOS ADMINISTRATIVOS MINA
(US$/TM) 5.2
VENTA Y TRANSPORTE (US$/TM) 9.3
EXPENSES (US$/TM) 1.3
MANAGEMENT FEE (US$/TM) 0.2
BECOFF (US$/TM) 84.5
Fuente: Departamento de costos y presupuestos Tabla 6. 3: Valor de becoff mecanizado (breasting)
DESCRIPCIÓN ACTIVIDAD UNIDAD TOTAL
MINA 34.2
Supervisión mina (US$/TM) 1.0
Acarreo y carguío (US$/TM) 0.9
Energía (US$/TM) 1.9
Explotación (US$/TM) 11.9
Preparación (US$/TM) 5.6
Relleno (US$/TM) 3.5
Servicios (US$/TM) 2.4
Sostenimiento (US$/TM) 3.1
139
Transporte (US$/TM) 3.3
PLANTA (US$/TM) 12.7
SERVICIOS GENERALES (US$/TM) 8.9
SERVICIOS (US$/TM) 5.2
VENTA Y TRANSPORTE (US$/TM) 9.4
EXPENSES (US$/TM) 1.2
MANAGEMENT FEE (US$/TM) 0.2
BECOFF (US$/TM) 78.20 Fuente: Departamento de costos y presupuestos
Tabla 6. 4: Valor de becoff mecanizado (realce)
El valor del becoff para la explotación mecanizada en breasting y
realce es de 84.5 y 78.2 US$/TM, respectivamente, estos valores
incluyen todos los costos y fueron tomados del acumulado anual.
Para el cálculo de los costos en dólares por tonelada, se tiene en
cuenta que el costo de mina es dividido por el tonelaje de extracción
mina, los costos de servicios generales, administración, planta,
transporte, gastos (expenses) y administración Lima (management
fee) son divididos por el tonelaje tratado.
Para fines de cálculo de mineral de baja ley se tomó en cuenta 85
y 78 US$/t, para breasting y realce, respectivamente.
6.1.2. COSTO CONVENCIONAL.
Becoff Convencional Realce, viene dado por (ver Tabla 6.5).
DESCRIPCIÓN ACTIVIDAD UNIDAD TOTAL
Mina 94.4
Supervisión mina (US$/TM) 1.2
Acarreo y carguío (US$/TM) 4.8
Energía (US$/TM) 1.9
Explotación (US$/TM) 20.5
140
Preparación (US$/TM) 18.7
Relleno (US$/TM) 5.6
Servicios auxiliares (US$/TM) 2.8
Sostenimiento (US$/TM) 0.8
Transporte (US$/TM) 4.1
Planta (US$/TM) 31.4
Servicios generales (US$/TM) 15.17
Servicios administrativos mina
(US$/TM) 13.63
Venta y transporte (US$/TM) 11.1
Expenses (US$/TM) 6.8
Management fee (US$/TM) 1.20
Becoff (US$/TM) 173.7 Fuente: Departamento de costos y presupuestos
Tabla 6. 5: Valor Becoff convencional (realce)
El valor del becoff para la explotación convencional en realce es de
173.7US$/TM, este valor incluye todos los costos. Estos valores
fueron tomados del acumulado anual. Para fines de cálculo de
mineral de mineral de baja ley se tomó en cuenta 174US$/TM.
Como resumen tenemos el siguiente cuadro, ver Tabla 6.6
VARIANTE MÉTODO EXPLOTACIÓN
TIPO DE PERFORACIÓN BECOFF (US$/TM) (US$/TM)
MECANIZADO BREASTING 84.50
REALCE 78.20
CONVENCIONAL REALCE 174.00 Fuente: Departamento de costos y presupuestos.
Tabla 6. 6: Resumen del valor de Becoff por tipo de explotación
6.2. NET SMELTER RETURN (NSR) MINERA BATEAS
Es el ingreso neto que el propietario de una propiedad minera recibe de la
venta de los productos metálicos de la mina menos los costos de refinación.
Para calcular el NSR o beneficio económico neto, se necesitan los siguientes
datos:
141
Precio de los commodities
Recuperación metalúrgica
Términos comerciales (Maquila, deducción, pagable, ley pagable,
cargo por refinación y ley de concentrado), ver anexo 2.
En Minera Bateas el Net Smelter Return, que iguala los costos totales. El NSR
normalmente se expresa en US$/TM (dólares americanos por tonelada
procesada) y su fórmula es:
NSR = M1 * FP1 *(PM1 - CR1) +… Mn * FPn *(PMn - CRn) – MT
En donde:
M1: Contenido de metal 1 (expresado en onzas/TM, libras/TM, g/TM).
FP1: Factor de deducción para el metal pagable 1 (expresado como un
porcentaje, normalmente representa una deducción para reflejar las pérdidas
de metal del proceso de refinación).
PM1: Precio del metal 1 (expresado en US$/oz, US$/lb, US$/TM, etc.).
CR1: Cargos por refinación del metal 1 (expresado en US$/oz, US$/lb,
US$/TM, etc.).
Mn: Contenido de metal n (expresado en onzas/t, libras/t, g/TM, etc.).
FPn: Factor de deducción para el metal pagable n (expresado como un
porcentaje, normalmente representa una deducción para reflejar las pérdidas
de metal del proceso de refinación).
PMn: Precio del metal n (expresado en US$/oz, US$/lb, US$/TM, etc.).
CRn: Cargos por refinación del metal (expresado en US$/oz, US$/lb, US$/TM,
etc.).
MT: Maquila para tratamiento de concentrados (expresado en US$/TM
utilizando factores para convertir cuántas toneladas de concentrado se
producen por cada tonelada procesada).
De la ecuación anterior se deduce que:
VP = FP1 *(PM1 - CR1) + FPn *(PMn - CRn)
Todos estos datos son cálculos en una tabla Valor Punto (VP)
142
6.2.1. VALOR PUNTO
Es una tabla de cálculo que nos permite calcular los coeficientes
para obtener los NSR de mineral. En Pb: US$/%, Zn: US$/%, Ag:
US$/g y Au: US$/g.
Valores punto LP 2019 son:
VP Pb = 18.13 US$/%
VP Zn = 15.55 US$/%
VP Au = 1.13 US$/g.
VP Ag = 0.42 US$/g.
De la ecuación anterior se dedujo y se llega a la siguiente formula.
𝐍𝐒𝐑 (𝐔𝐒$/𝐓𝐌) = 𝐋𝐞𝐲 𝐀𝐠 (𝐠/𝐓𝐌) * 𝐕𝐏 𝐀𝐠 (𝐔𝐒$/𝐠) + 𝐋𝐞𝐲 𝐀𝐮 (𝐠/𝐓𝐌) * 𝐕𝐏 𝐀𝐮 (𝐔𝐒$/𝐠) + L𝐞𝐲 𝐏𝐛 (%/𝐓𝐌) * 𝐕𝐏 𝐏𝐛 (𝐔𝐒$/%)
+ 𝐋𝐞𝐲 (%/𝐓𝐌) * 𝐕𝐏 𝐙𝐧 (𝐔𝐒$/%)
MINERA BATEAS SAC
CALCULO DE VALORES PUNTO – LARGO PLAZO
ZINC Y PLOMO
ZINC PLOMO
Concentrate Value
Precio de mercado US$/t 2,590 2,170
Recuperación metalúrgica
% 90.00 91.00
Ley en el concentrado % 54.00 62.00
Pagable % 85.00 95.00
Deducción mínima % 8.00 3.00
Ley pagable % 45.90 58.90
Pago por tonelada US$/t 1,189 1,278
143
Charges / Penalties
Maquila US$/t -256.00 -30.00
Escalador1 US$/t 0.00 -12.60
Escalador2 US$/t 0.00 0.00
Escalador3 US$/t 0 0
Penalidades US$/t 0 0
Cargos totales US$/t -256 -43
Valor del concentrado US$/t 932.81 1,235.53
Valor Punto US$/% 15.55 18.13
Fuente: Departamento de Planeamiento & Ingeniería MIBSAC Tabla 6. 7: Valor punto de concentrado de Zn y Pb
MINERA BATEAS SAC
CALCULO DE VALORES PUNTO – LARGO PLAZO
PLATA Y ORO
PLATA ORO
Concentrate Value
Precio de mercado US$/oz 17.00 1,380
Recuperación metalúrgica % 84.00 25.00
Grade in Concentrate g/t 1408.76 1.11
Pagable % 95.00 95.00
Deducción mínima g/t 50.00 1.00
Ley pagable g/t 1338.32 0.114
Oz/t 43.03 0.0037
Pago por tonelada US$/t 731.48 5.04
Charges / Penalties
Cargo por refinación US$/oz -0.60 -8.00
144
US$/t -25.82 -0.03
Escalador 1 US$/oz -0.10 0.00
US$/t -4.30 0.00
Cargos totales US$/t -30.12 -0.03
Valor del concentrado US$/t 701 5.02
Valor por oz US$/oz 13.01 35.02
Valor por g US$/g
0.42
1.13
Fuente: Departamento de Planeamiento & Ingeniería MIBSAC
Tabla 6. 8: Valor punto para concentrado Ag y Au.
6.3. RECURSOS Y RESERVAS
6.3.1. RECURSOS
Los recursos calculados en Minera Bateas se pueden ver en la
tabla 6.9.
Vein Evaluados Excluidos Incluidos Puentes No
accesibles Animas B 3,964,453 1,175,894 2,245,260 452874 90425
Animas R 1,050,211 326,451 578,840 90175 54745
Animas Central 314,117 62,576 159,687 59286 32568
Cimoide ASNE 633,333 204,587 260,486 125476 32784
Nancy 509,338 248,451 180,560 60153 20174
Ramal Techo ASNE 52,140 23,840 20,500 0 7800
Santa Catalina 24,601 24,601 0 0 0
Rosita 46,424 3,400 25,684 12450 4890
Animas Noreste Techo 148,365 83,250 38,576 17589 8950
Animas Central Techo 26,647 14,543 10,850 0 1254
Ramal Animas Central 21,164 11,928 6,584 2002 650
Ramal Animas Noreste 24,752 13,652 8,320 1940 840
San Cristóbal 116,600 60,250 43,350 0 13000
Cimoide la Plata 29,317 15,385 13,380 0 552
145
Don Luis 2 79,867 4,580 58,487 15000 1800
La Plata 61,676 34,260 21,686 4300 1430
Bateas piso 0 0 0 0 0
Bateas techo 0 0 0 0 0
Silvia 22,111 22,065 0 0 46
Paralela 39,521 33,065 4,256 0 2200
Ramal Piso Carolina 64,677 35,487 27,540 0 1650
Total 7,219,314 2,398,265 3,704,046 841,245 275,758
Fuente: Departamento de Geología
Tabla 6. 9: Recursos evaluados en Minera Bateas – 2019 en TM.
A continuación, se definen los recursos.
Evaluados: Son los recursos medidos e indicados, los que resultan,
suman 7, 219,314 TM.
Excluidos: son los recursos cuyo valor diluidos está por debajo del
break even becoff. Estos recursos deberían de mantenerse, puesto
que algunos de los precios de los commodities podrían ingresar al
inventario de reservas, suman 2,398,265 TM.
Incluidas: son aquellos recursos que son económicamente
explotables, es decir son los recursos que se convirtieron en
reservas, las cuales suman 3,704,046 TM.
No accesibles: Son los recursos cuyo valor diluido está por encima
del punto de break even becoff, pero estos se encuentran aislados
y/o dispersos, por lo cual no es rentable su extracción las cuales
suman 275,758 TM.
Puentes: Son los recursos que están incluidos dentro de los
puentes de seguridad entre niveles. Hay una ligera variación, ya
que se han descartado algunos puentes a dejar en el minado las
cuales suman 841,245 TM.
6.3.2. RESERVAS
Las reservas obtenidas en la estimación hacia el año 2027, son
como se muestra en la tabla 6:11.
146
Categoría Vein Tonnes Ag(g/t) Au(g/t) Pb (%)
Zn (%)
Cu (%)
NSR (US$/t)
Becoff (US$/t)
01_AN_B Animas B 2,627,258 75 0.16 3.01 4.63 0.24 158 84
01_AN_R Animas R 622,217 82 0.09 3.39 4.43 0.17 165 78
02_AS Animas Central 159,687 102 0.35 1.56 3.26 0.08 122 85
03_CASNE Cimoide ASNE 349,757 62 0.08 2.6 4.92 0.26 149 85
04_NAN Nancy 224,325 73 0.17 3.02 3.11 0.22 134 85
05_RTASNE Ramal Techo ASNE 23,314 87 0.04 2.12 3.81 0.32 134 85
06_ROS Rosita 31,270 48 0.07 2.01 4.22 0.21 122 85
07_ASNET Animas Noreste Techo 55,235 58 0.09 1.9 3.25 0.2 109 85
08_AST Animas Central Techo 13,635 32 0.16 1.97 4.56 0.05 120 85
09_RAS Ramal Animas Central 7,445 41 0.15 1.41 3.57 0.07 98 85
10_RASNE Ramal Animas Noreste 9,012 181 0.86 1.84 1.26 0.41 130 85
11_SC San Cristóbal 54,780 273 0.07 0.29 0.42 0.07 126 85
15_CLP Cimoide la Plata 15,498 561 3.59 0.02 0.04 0.05 284 174
16_DL2 Don Luis 2 60,000 713 0.99 0.07 0.13 0.11 304 174
17_LPL1 La Plata 10,035 568 2 0.01 0 0 760 174
20_PAR Paralela 7,868 684 0.32 0.16 0.51 0 298 174
23_RPCAR Ramal Piso Carolina 35,828 165 6.23 0.05 0.09 0.04 265 174
Total, general 4,101,313 97 0.21 2.78 4.05 0.20 158 86 Fuente: Departamento de Geología
Tabla 6. 10: Resumen reservas evaluados en minera Bateas - 2019 6.4. SENSIBILIDAD
En las siguientes tablas presentamos un esquema de variación en el precio
de los metales, acorde a la volatilidad anual de cada commodities, en base a
los valores considerados para el programa anual de tratamiento anual.
Estableciendo las recuperaciones metalúrgicas constantes, calculamos los
valores punto de cada elemento considerando parámetros de
comercialización constantes.
Precio de los commodities
Precio de la plata.
El precio de la plata, actualmente viene en tendencia al alza, como se muestra
en la figura 6:2, la cual afecta de manera positiva en la generación de
utilidades para la empresa minera. Ver data de precios de Ag (anexo 3).
147
Fuente: (Web Site, Commodities Prices Kitco, 2019)
Figura 6. 2: Precio histórico anual de la plata.
Precio del oro.
El oro presenta tendencias de alza como se muestra en la figura: 6:3 esto
información repercute de manera positiva en la generación de utilidades a la
empresa minera, ver data de precios de Au (anexo 4).
Fuente: (Web Site, Commodities Prices Kitco, 2019)
Figura 6. 3: Precio histórico anual del oro.
0
2
4
6
8
10
12
14
16
18
20
ene.
20
18
feb
. 20
18
mar
. 20
18
abr.
20
18
may
. 20
18
jun
. 20
18
jul.
20
18
ago
. 20
18
sep
. 20
18
oct
. 20
18
no
v. 2
01
8
dic
. 20
18
ene.
20
19
feb
. 20
19
mar
. 20
19
abr.
20
19
may
. 20
19
jun
. 20
19
jul.
20
19
ago
. 20
19
sep
. 20
19
oct
. 20
19
Precio Ag (US$/Oz)
0
200
400
600
800
1000
1200
1400
1600
ene.
20
18
feb
. 20
18
mar
. 20
18
abr.
20
18
may
. 20
18
jun
. 20
18
jul.
20
18
ago
. 20
18
sep
. 20
18
oct
. 20
18
no
v. 2
01
8
dic
. 20
18
ene.
20
19
feb
. 20
19
mar
. 20
19
abr.
20
19
may
. 20
19
jun
. 20
19
jul.
20
19
ago
. 20
19
sep
. 20
19
oct
. 20
19
Precio Au (US$/Oz)
148
Precio del plomo.
El precio del plomo experimento una baja, pero tiende recuperarse, como se
aprecia en la figura: 6:4, ver data de precios de Pb (anexo 5).
Fuente: (Web Site, Commodities Prices Kitco, 2019)
Figura 6. 4: Precio histórico anual del plomo.
Precio del Zinc
Fuente: (Web Site, Commodities Prices Kitco, 2019) Figura 6. 5: Precio histórico anual del Zinc.
El precio del zinc presenta una tendencia de caída, como se aprecia en la
figura: 6. 5, que afecta negativamente en la generación de utilidades, ver data
de precios del Zn (anexo 6).
0
500
1000
1500
2000
2500
3000
ene.
20
18
feb
. 20
18
mar
. 20
18
abr.
20
18
may
. 20
18
jun
. 20
18
jul.
20
18
ago
. 20
18
sep
. 20
18
oct
. 20
18
no
v. 2
01
8
dic
. 20
18
ene.
20
19
feb
. 20
19
mar
. 20
19
abr.
20
19
may
. 20
19
jun
. 20
19
jul.
20
19
ago
. 20
19
sep
. 20
19
oct
. 20
19
Precio Pb (US$/TM)
0
500
1,000
1,500
2,000
2,500
3,000
3,500
4,000
ene.
20
18
feb
. 20
18
mar
. 20
18
abr.
20
18
may
. 20
18
jun
. 20
18
jul.
20
18
ago
. 20
18
sep
. 20
18
oct
. 20
18
no
v. 2
01
8
dic
. 20
18
ene.
20
19
feb
. 20
19
mar
. 20
19
abr.
20
19
may
. 20
19
jun
. 20
19
jul.
20
19
ago
. 20
19
sep
. 20
19
oct
. 20
19
Precio Zn (US$/TM)
149
ESTADÍSTICA HISTÓRICA ANUAL DE LOS COMMODITIES:
Datos estadísticos del precio de los commodities:
Datos Ag Au Pb Zn
Valor Max (US$/oz) 20.44 1,349 2,364 2,867
Valor Min (US$/oz) 16.04 1,150 1,827 2,244
Media (US$/oz) 17.90 1,258 2,157 2,593
Volatilidad Anual (%) 25 16 25 24
Fuente: Gabinete costos y presupuestos
Tabla 6. 11: Resumen estadístico del precio de los commodities
VARIACIÓN DEL PRECIO DE LOS COMMODITIES
La variación del precio de los commodities se realizó, acorde a la volatilidad
histórica anual con un margen proyectado con escenarios alcistas y bajistas.
Precio de los commodities Ag (US$/oz) Au (US$/oz) Pb (US$/TM) Zn (US$/TM)
18,16 1.510,58 2.584,09 3.532,90
17,65 1.494,81 2.581,06 3.441,52
17,13 1.412,89 2.436,29 3.269,18
16,65 1.359,04 2.390,00 3.188,05
16,58 1.324,66 2.360,93 3.059,87
16,49 1.320,07 2.207,02 2.932,65
15,82 1.303,45 2.184,09 2.850,60
Precio base 15,79 1.300,90 2.022,91 2.707,19
15,72 1.291,75 2.053,53 2.656,13
15,62 1.285,91 2.044,55 2.616,29
15,06 1.281,57 2.022,91 2.601,22
15,04 1.250,40 1.997,14 2.595,69
14,99 1.237,71 1.987,55 2.512,00
150
14,77 1.220,65 1.975,64 2.446,51
14,66 1.201,71 1.972,32 2.331,56
14,35 1.198,39 1.815,19 2.273,01
Fuente: Gabinete Costos y presupuestos
Tabla 6. 12: Variación del precio de los commodities en base al plan anual
VOLATILIDAD HISTÓRICA ANUAL
Para el proyecto se consideró la volatilidad anual en base a los precios de los
commodities con que se realizó el plan anual base, con escenarios alcistas y
bajistas (ver tabla 6.16).
VARIACIÓN Vol. (%) Ag Vol. (%) Au Vol. (%) Pb Vol. (%) Zn
15.01 16.12 24.72 30.50
11.78 14.91 24.58 27.13
8.49 8.61 17.59 20.76
5.45 4.47 15.36 17.76
5.00 1.83 13.95 13.03
4.43 1.47 6.52 8.33
0.19 0.20 5.42 5.30
Plan anual base 0 0 0 0
-0.44 -0.70 -0.88 -1.89
-1.08 -1.15 -1.32 -3.36
-4.62 -1.49 -2.36 -3.91
-4.75 -3.88 -3.61 -4.12
-5.07 -4.86 -4.07 -7.21
-6.46 -6.17 -4.64 -9.63
-7.16 -7.62 -4.80 -13.88
-9.12 -7.88 -12.39 -16.04 Fuente: Gabinete Costos y presupuestos
Tabla 6. 13: Volatilidad del precio de los commodities en base al plan anual RECUPERACIÓN METALÚRGICA O (RM)
RM (%) Ag Au Pb Zn
Valores base 84% 25% 94% 90%
Fuente: Gabinete Costos y presupuestos Tabla 6. 14: Recuperación metalúrgica en base al plan anual
151
CÁLCULO DEL MARGEN DE GANANCIA ANUAL
Tomando como base el plan de producción del año 2019, se calculó cómo
varía el valor final del plan de producción. El NSR se calcula en base a las
volatilidades presentadas en la tabla 6:16.
Cálculo de NSR y VM (ver tabla 6.17)
Variación de MG (años) NSR(US$/TM) VM(US$)
2020 139 74,482,932
2021 154 82,524,742
2022 161 86,014,888
2023 160 85,828,696
2024 162 86,742,374
2025 155 83,085,099
2026 158 84,434,090
2027 180 63,446,980
Fuente: Gabinete Costos y presupuestos Tabla 6. 15: Resumen del valor NSR y VM con
incertidumbre.
CÁLCULO DE MG ANUAL
AÑOS NSR(US$/TM) VM(US$) COSTO TOTAL(US$) MG(US$)
2020 139 74,482,932 45,249,750 29,233,182
2021 154 82,524,742 47,925,750 34,598,992
2022 161 86,014,888 47,925,750 38,089,138
2023 160 85,828,696 45,249,750 40,578,946
2024 162 86,742,374 45,249,750 41,492,624
2025 155 83,085,099 48,223,232 34,861,867
2026 158 84,434,090 48,223,678 36,210,412
2027 180 63,446,980 32,787,073 30,659,907
Fuente: Gabinete Costos y presupuestos
Tabla 6. 16: Margen de ganancia anual incluida incertidumbre
152
6.5. INVERSIÓN DEL PROYECTO Para valorizar el mineral a extraerse del cuerpo mineralizado de veta Don
Luis2 en la profundización de la rampa, se tendrá que evaluar en un LOM de
8 años (tiempo de vida que se estima a la mina) y el CAPEX (ver tabla 6.19-
6.20) que se destinara para la inversión del proyecto, con estos elementos a
considerar se valorizara y verificara la viabilidad del proyecto.
LOM, estimado en minera Bateas:
VALORES 2020 2021 2022 2023 2024 2025 2026 2027 TOTAL, GENERAL
Tonnes 535,500 505,500 505,500 535,500 535,500 535,500 535,500 352,813 4,041,313
Ag (g/t) 58 70 76 85 90 94 95 163 88
Au (g/t) 0.21 0.23 0.18 0.13 0.13 0.24 0.18 0.38 0.20
Pb (%) 2.51 2.76 2.73 3.03 3.14 2.74 2.73 2.93 2.82
Zn (%) 4.16 4.02 4.29 4.28 4.16 4.02 4.15 3.63 4.11
Cu (%) 0.16 0.18 0.21 0.26 0.20 0.18 0.21 0.17 0.20
DON LUIS2
VALORES 2020 2021 2022 2023 2024 2025 2026 2027 TOTAL GENERAL
Tonnes 30,000 30,000 60,000
Ag (g/t) 713.00 713.00 713
Au (g/t) 0.99 0.99 0.99
Pb (%) 0.07 0.07 0.07
Zn (%) 0.13 0.13 0.13
Cu (%) 0.11 0.11 0.11
NSR (US$/TM)
303 303 303
Fuente: Departamento de Planeamiento & Ingeniería MIBSAC
Tabla 6. 17: LOM, proyecto.
VALORES 2020 2021 2022 2023 2024 2025 2026 2027 TOTAL
Tonnes 535,500 535,500 535,500 535,500 535,500 535,500 535,500 352,813 4,101,313
Ag (g/t) 58 106 112 85 90 94 95 163 97
Au (g/t) 0.21 0.27 0.22 0.13 0.13 0.24 0.18 0.38 0.21
Pb (%) 2.51 2.61 2.58 3.03 3.14 2.74 2.73 2.93 2.78
Zn (%) 4.16 3.81 4.05 4.28 4.16 4.02 4.15 3.63 4.05
Cu (%) 0.16 0.18 0.21 0.26 0.20 0.18 0.21 0.17 0.20
NSR (US$/TM)
139 154 161 160 162 155 158 180 158
Fuente: Departamento de Planeamiento & Ingeniería MIBSAC
Tabla 6. 18: LOM, resumen proyecto.
153
AREA 01 AREA 02_2 AREA 03 AREA 02 DESCRIPCIÓN 02 DESCRIPCIÓN 01
TOTAL (US$)
Mine Development & Brownfield
Development Development Development Desarrollo Desarrollo Proyecto
5,758,072 1,368,800
Infill
Infill
Infill
Cámaras Cámaras 100000
Perforación INFILL Perforación 400000
Brownfield Brownfield Brownfield BROWNFIELDS BROWNFIELD 0
Equipment and Infrastructure
Mine Mine
Mine
Adquisición de bombas de avance en el nivel 16
Optimización del Sistema de Bombeo
100000
Adquisición e Instalación de Tolvas
Adquisición e Instalación de Tolvas
279125
Depósito de desmonte para 1,000,000 m3
Disposición de desmonte
1000000
Ejecución de comedor Nv. 14
Talleres y Comedores en interior mina
68834
Pavimentación Nv.12 - Animas (3.83 km)
Pavimentación Interior mima
824542
Sistema de Bombeo de Relleno Hidráulico
Optimización de relleno Hidráulico
700000
Plant Plant
Plant
Adquisición de bombas de dosificación reactivos Repuestos estratégicos planta
Adquisición de equipos (Bombas)
80000
Adquisición de un Analizador de leyes en Línea
Adquisición de un Analizador de leyes en Línea
500000
Compra de Bomba sumergible Flygt 43Kw
Adquisición de equipos (Bombas)
60000
Tailing Dam Tailing Dam Tailing Dam Recrecimiento Etapa 2B Presa relaves San Francisco
Recrecimiento Presa relaves San Francisco
30000
Maintenance and Energy
Maintenance & Energy
Maintenance and Energy
2696300
Mine Maintenance and Energy
230000
General Services
Camp Facilities
2.05 General Services
Mejor de Infraestructura de Campamentos
Mejor de Infraestructura de Campamentos
0
Environment
2.05 General Services
Equipamiento Equipamiento 15000
Infraestructura Infraestructura 40000
Plan Integral Plan Integral 15000
Repotenciar PTAR Repotenciar PTAR 5000
Sistema de sedimentación Nv. 12 Animas
Plan Integral 150000
Geology
2.05 General Services
Perforadora diamantina (METER EATER)
Adquisición Equipos -
80000
154
Fuente: Departamento de Planeamiento & Ingeniería MIBSAC
Tabla 6. 19: CAPEX, resumen 2019
Perforación Diamantina
Rack (5 de 10 cuerpos)
Adquisición Equipos - Geología
40000
IT
2.05 General Services
Fibra óptica Fibra Óptica - Superficie
50000
Sistema de comunicación Interior Mina
Comunicación de radio interior mina
100000
Laboratory
2.05 General Services
Acreditación Con la Norma ISO 17025-2017 Los Métodos de Conc. Pb y Zn en elementos comerciables. Implementación ISO 9001-2015 en análisis de concentrados.
Adquisición de Equipos
30000
Adquisición Lims para llaboratorio
Adquisición de Equipos
20000
Adquisición e instalación de sistema de engrase automático para chancadoras.
Adquisición de Equipos
6000
Mantenimiento de hornos de secado, puertas, motores, ventiladores
Adquisición de Equipos
10000
Logistics 2.05 General Services
Adquisición de monta cargas
Adquisición de monta cargas
70000
Planning
2.05 General Services
Detectores de Gas Adquisición de Equipos Planeamiento
7000
Estación Total TS 15 Adquisición de equipos - Topografía
15380
Safety 2.05 General Services
Renovación de equipos de brigada
Equipos de Seguridad
20500
ARO
2.09 ARO
ARO
2.09 ARO
Pasivos Ambientales Pasivos Ambientales
35000
Plan de Cierre de Minas
Plan de Cierre de Minas
370142
Total 15,274,695.86
155
Costo de inversión anual – CAPEX
(US$ 000)
INVERTMENTS (US$ 000) 2020 2021 2022 2023 2024 2025 2026 2027 Total
MINE DEVELOPMENT & BROWNFIELD 7,627 6,603 6,101 6,020 6,312 5,546 2,162 524 40,895
DEVELOPMENT 7,127 6,103 5,601 5,520 5,812 5,546 2,162 524 38,395
INFILL 500 500 500 500 500 0 0 0 2,500
BROWNFIELD 0 0 0 0 0 0 0 0 0
EQUIPMENT AND INFRAESTRUCTURE 7,243 8,244 4,115 1,768 8,279 1,876 998 937 33,460
MINE 2,973 1,033 2,752 804 393 194 125 205 8,479
PLANT 640 220 395 100 80 150 50 60 1,695
TAILING DAM 30 4,500 6,500 11,030
MAINTENANCE AND ENERGY 2,926 1,905 591 490 906 815 561 475 8,669
GENERAL SERVICES 674 586 377 374 400 717 262 197 3,587
ARO 405 380 380 380 380 380 380 3,810 6,496
2.09 ARO 405 380 380 380 380 380 380 3,810 6,496
TOTAL 15,275 15,227 10,597 8,168 14,971 7,803 3,540 5,271 80,851 Fuente: Departamento de Planeamiento & Ingeniería MIBSAC
Tabla 6. 20: CAPEX - (2020 – 2027).
6.5.1. VAN DEL PROYECTO
En la tabla 6.21, se muestran las utilidades del proyecto, haciendo
la comparación entre los ingresos por venta de mineral y los costos
totales de producción, costos de inversión lo que demuestra que el
proyecto de profundización mediante el desarrollo de la rampa
negativa para extracción de sus recursos, resulta su rentabilidad.
156
2020 2021 2022 2023 2024 2025 2026 2027
VENTAS (Don Luis2) 77,801,310 81,498,586
VENTAS 74,482,932 82,524,742 86,014,888 85,828,696 86,742,374 83,085,099 84,434,090 63,446,980
LOM (t) 535,500 535,500 535,500 535,500 535,500 535,500 535,500 352,813
Mecanizado (t) 535,500 505,500 505,500 535,500 535,500 502,165 502,160 319,468
Convencional (t) 0 30,000 30,000 0 0 33,335 33,340 33,345
Costo mecanizado (US$) 45,249,750 42,714,750 42,714,750 45,249,750 45,249,750 42,432,943 42,432,520 26,995,046
Costo convencional (US$) 0 5,211,000 5,211,000 0 0 5,790,290 5,791,158 5,792,027
Costo total (US$) 45,249,750 47,925,750 47,925,750 45,249,750 45,249,750 48,223,232 48,223,678 32,787,073
Saldo operativo (US$) 29,233,182 34,598,992 38,089,138 40,578,946 41,492,624 34,861,867 36,210,412 30,659,907
Impuestos (US$) 11,693,273 13,839,597 15,235,655 16,231,578 16,597,050 13,944,747 14,484,165 12,263,963
Saldo caja (US$) 17,539,909 20,759,395 22,853,483 24,347,368 24,895,575 20,917,120 21,726,247 18,395,944
Inversión 1 (US$) 13,905,159 14,849,159 10,596,646 8,167,987 14,970,537 7,802,636 3,539,762 5,271,363
Inversión 2 (US$) 1,368,800
Inversiones (US$) 15,274,696 15,227,095 10,596,646 8,167,987 14,970,537 7,802,636 3,539,762 5,271,363
Saldo 1 3,634,013 4,681,777 11,152,655 16,179,381 9,925,038 13,114,484 18,186,485 13,124,581
Saldo 2 (US$) 2,265,213 5,532,300 12,256,836 16,179,381 9,925,038 13,114,484 18,186,485 13,124,581
VAN (US$) 51,242,670
Δ Flujo (Con Py -Sin Py.) (US$) -1,368,800 850,523 1,104,181 0 0 0 0 0
VAN (US$) 270,842
TIR 26.11%
PAYBACK 1.69 Fuente: Departamento de Planeamiento & Ingeniería MIBSAC
Tabla 6. 21: Flujo de caja de proyecto.
157
6.6. RESULTADOS
Los resultados económicos proyectados con el flujo de caja del proyecto
considerando un tiempo de vida de la mina de 8 años, resulta factible por los
resultados de los indicadores obtenidos: VAN (12 %), US$ 51,242,670.
Asimismo, se muestra los indicadores para la inversión de US$ 1,368,800 (año
2020) por la extracción de las reservas de Don Luis2, las ganancias brutas
generadas por las ventas ascienden a US$ 585,904 (años 2021-2022).
VAN (12 %): US$ 51,242,670
TIR: 26.11%
PAYBACK: 1.69 años
Los beneficios económicos obtenidos permiten la viabilidad para la ejecución
del proyecto resultando ser este rentable mediante la ejecución de la rampa.
158
CONCLUSIONES
1. Las reservas y recursos de minerales calculados hasta el momento en minera
Bateas en zona Baja, asegurara la producción diaria de 1500 TM, en un
tiempo de vida de 8 años.
2. Los resultados del flujo de caja del proyecto tienen como resultado un VAN
de US$ 51,242,670, estos indicadores demuestran que el proyecto de
profundización mediante la rampa 462 norte con sistema mecanizado para la
exploración, explotación e incremento de reservas en CMB, resulta rentable.
3. Con la inclusión de la veta Don Luis2 se genera un mayor margen de
ganancia bruta anual, con respecto al plan base generando mayores
ganancias en ventas ascendiendo a 82,524,742 US$ y 86,014,888 US$ con
los 77,482,932 US$ y 81,498,586 US$ de los años de explotación 2021 y
2022 respectivamente, permitiendo generar una ganancia de 585,904 US$
respecto al plan base que se tenía propuesto, la inclusión del mineral de alta
ley presente en veta Don Luis2 al plan de tratamiento anual con valores de
Ag: 713 (g/t) y Au: 0.99 (g/t) permiten su viabilidad.
4. Los resultados de la evaluación del sostenimiento en Minera Bateas en base
a los resultados de investigaciones geomecánicas de “campo, laboratorio y
gabinete para el desarrollo de la rampa negativa 462N se concluye:
Las masas rocosas evaluadas presentan un amplio rango de calidades
de rocas, según la escala de valoración RMR89 de Bieniawski
modificada por romana, tipifican calidades de masa rocosa a nivel de
dominios geomecánicos como “Regular y Mala” con RMR (31-60) lo
cual se indica un tipo de roca (III y IV).
Los resultados del análisis de estabilidad indican que el uso de
elementos de sostenimiento como refuerzo y/o soporte de rocas
(pernos, shotcrete y malla electrosoldada) mejora considerablemente
el factor de seguridad en cuñas potencialmente inestables definidas en
159
función a la orientación de excavaciones (Diseño de Mina) y modelo
estructural (Figuras 3.12‐3.15, Tabla 3.11.); por ser labor permanente
se empleará shotcrete y será reforzado, (pernos, malla electrosoldada)
de acuerdo a la cartilla de sostenimiento (anexo 20).
160
RECOMENDACIONES
1. Realizar seguimiento y control al proceso de perforación y voladura (pintado
de malla de perforación, paralelismo de taladros, espaciamiento de taladros,
taladros de alivio, etc.), para evitar sobrerotura de la labor e incremento de
costos.
2. La estabilización de la labor debe de ser controlada mediante la aplicación
del sostenimiento en el menor tiempo posible, para minimizar riesgos de
desprendimiento de roca.
3. Se recomienda continuar con la exploración de los yacimientos mineralógicos
de las vetas Ánimas y Don Luis2.
4. Se recomienda evaluar el sistema de bombeo para la captación de agua
subterránea en la profundización de niveles inferiores de la mina para evitar
retrasos por presencia de agua subterránea y costos por instalación de
tuberías y adquisición de bombas.
5. Se recomienda realizar la revisión, seguimiento y control de estándares y
procedimientos de trabajo según disposiciones dadas en el D.S.024‐2016 y
modificatorias D.S.023‐2017.
161
REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS
- Amram, M., & Kulatilaka, N. (1999). Opciones Reales: Evaluación de
inversiones en un mundo incierto. Harvard Business School Press.
- Vienne, J. (2014). Ponencia Planificación Minera, Diplomado Planificación
Minera. Universidad de Chile. - Estándares de sostenimiento minera bateas, 2018.
- Cabrera Mamani Cesar, “Profundización de la rampa 3660 debajo del
- nivel –280 Veta Baja – Mina Arcata, Puno 2001.
- Nilo Castañeda Rojas, “Reducción de la sobrerotura mediante la mejora de
los parámetros de voladura en la profundización de la rampa 2705, en la
unidad minera de Poracota de consorcio minero horizonte s.a. – la libertad,
2019”.
- Manual de voladura, “Empresa minera del centro del Peru”,1980.
- Carlos López Jimeno/ Emilio López Jimeno (2003). "Manual de perforación y
voladura de rocas", Edición Arias Montano.
- Manual de explosivos exsa, 2014
- Carrasco, P. (2010). “Aplicación del método Holmberg para optimizar la malla
de perforación y voladura en la unidad Parcoy - Cia. Consorcio Minero
Horizonte S.A. Trujillo, Perú: UNT.
- Guía normas APA - 7 edición, 2020.
- Ingeniería conceptual sistema de bombeo y drenaje mina Bateas, 2019.
- Chapman, E.N., Kelly, T., 2013. Technical Report, Caylloma Property,
Caylloma District, Peru. April 15, 2013.
- Chlumsky, Armbrust, and Meyer, 2005. Technical Report, Caylloma Project,
Arequipa, Perú. Prepared for Fortuna Silver Mines Inc., October 3, 2006.
- Noble, D.C., 1981a. Preliminary report on four radiometric ages from the
Caylloma-Sucuitambo region, Peru: Unpublished report for Mauricio
Hochschild Company.
- Geología local y regional de UEA San Cristóbal Minera Bateas, 2017.
- Estudio de opciones reales para decisiones de inversión en un proyecto
minero de nueva ejecución – Rivera Alonso José Carlos, 2013.
- Guía de criterios geomecánicos para diseño, construcción, supervisión y
cierre de labores subterráneas - Osinergmin, 2017.
162
- Guía para la evaluación de la estabilidad de los pilares corona – MEM, Carter
1992 – 2007.
- Guía de control geotécnico en minería subterránea - Marc Betournay, 1987
- Crown Pillar Stability Back – analysis, Golder Asosciates 1990
- Black, F., & Scholes, M. (1973). "The Pricing of Options and Corporate
Liabilities," Journal of Political Economy 81(3), 627-654.
- Boyle, P. (1977). “Options: A Monte Carlo approach,” Journal of Financial
Economics 4 (3), 323-338.
- Mendiola, A; Aguirre, C; Del Castillo, C; Copa, M; Flores, L; Ortiz, R;(2014).
Valoración de una empresa con opciones reales: el caso de Minera Aurífera
Peruana. Lima: Universidad ESAN, 102 p. – (Serie Gerencia para el
Desarrollo; 34). Perú.
163
ANEXOS
164
Anexo 1: Base de datos histórico Rp 462N – 2019
Fecha Zona Sección Tipo de Disparo Equipo Labor Long. Perf. Avance Diario Eff. Avance
15-feb BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.90 88%
16-feb BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
17-feb BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
18-feb BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
19-feb BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
23-feb BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%
24-feb BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
25-feb BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
27-feb BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
28-feb BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
29-feb BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
02-mar BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
03-mar BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%
22-mar BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
23-mar BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
28-mar BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
31-mar BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
01-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
02-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%
12-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
13-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
14-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%
16-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
17-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%
18-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%
19-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.50 76%
22-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
23-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
24-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
25-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
26-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
29-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
30-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
01-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%
02-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%
03-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.50 76%
04-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
05-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%
06-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
07-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
08-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
09-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
165
10-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%
11-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%
13-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
14-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%
15-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
16-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
17-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
18-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
21-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%
22-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
23-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
25-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%
26-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.50 76%
27-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
28-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%
29-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
30-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
31-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
01-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
02-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%
03-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.50 76%
04-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
09-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
10-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%
11-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%
14-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%
19-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
20-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
23-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.50 76%
26-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
28-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
29-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
30-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
01-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
02-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%
07-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.50 76%
08-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
09-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%
10-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
12-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
13-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
16-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.50 76%
17-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
18-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%
19-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
20-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
166
21-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
27-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
28-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%
29-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%
31-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
30-ago BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
31-ago BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%
01-sep BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
01-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
02-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
03-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
04-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%
06-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
07-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
08-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
09-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%
10-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%
12-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
13-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
14-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%
15-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%
16-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.50 76%
19-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
20-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
21-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
22-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
23-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%
24-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
25-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.50 76%
28-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
29-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
30-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
01-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.50 76%
02-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
03-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%
04-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
07-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%
08-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
09-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
10-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
11-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%
14-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%
15-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
16-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%
17-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%
18-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%
167
Anexo 2: Términos comerciales
Términos Comerciales
Zinc Plomo Plata Oro
Trafigura Pagable % 85.00 85 95.00 95 Pagable % 95.00 95 95 95
Deducción mínima % 8.00 8 3.00 3 Deducción mínima (g/t) 50.00 50 1 1
Cargo por refinación $/oz 0.6 0.60 8.00 8.00
Escalador $/oz 0.1 0.10 Precio base $/oz 16 16.00
Maquila US$/t -256 -256 -30 -30 Escalador1 US$/t -0.20 -0.20 -0.18 -0.18 Escalador2 US$/t -0.25 -0.25 -0.23 -0.23 Precio Base 1 US$/t 2,700 2,700 2,100 2,100 Precio Base 2 US$/t 2,850 2,850 2,250 2,250
Maquila US$/t -256 -30 Escalador1 US$/t -12.6 Escalador2 US$/t Cargos totales -256 -256 -43 -43
0% 0%
168
Anexo 3: Resumen de precios de plata por meses
(US$/Oz)
Ene. 2018 17,13 Dic. 2018 14,77
Feb. 2018 16,58 Ene. 2019 15,62
Mar. 2018 16,47 Feb. 2019 15,82
Abr. 2018 16,65 Mar. 2019 15,30
May. 2018 16,49 Abr. 2019 15,06
Jun. 2018 16,54 May. 2019 14,66
Jul. 2018 15,72 Jun. 2019 15,04
Ago. 2018 14,99 Jul. 2019 15,79
Sep. 2018 14,27 Ago. 2019 17,22
Oct. 2018 14,60 Sep. 2019 18,16
Nov. 2018 14,35 Oct. 2019 17,65
Anexo 4: Resumen de precios de oro por meses
(US$/Oz)
Ene. 2018 1.331,30 Dic. 2018 1.250,40
Feb. 2018 1.330,73 Ene. 2019 1.291,75
Mar. 2018 1.324,66 Feb. 2019 1.320,07
Abr. 2018 1.334,76 Mar. 2019 1.300,90
May. 2018 1.303,45 Abr. 2019 1.285,91
Jun. 2018 1.281,57 May. 2019 1.283,70
Jul. 2018 1.237,71 Jun. 2019 1.359,04
Ago. 2018 1.201,71 Jul. 2019 1.412,89
Sep. 2018 1.198,39 Ago. 2019 1.500,41
Oct. 2018 1.215,39 Sep. 2019 1.510,58
Nov. 2018 1.220,65 Oct. 2019 1.494,81
169
Anexo 5: Resumen de precios de plomo por meses
US$/TM
Ene. 2018 2.584,09 Dic. 2018 1.972,32
Feb. 2018 2.581,06 Ene. 2019 1.997,14
Mar. 2018 2.390,00 Feb. 2019 2.062,79
Abr. 2018 2.352,41 Mar. 2019 2.046,46
May. 2018 2.360,93 Abr. 2019 1.938,99
Jun. 2018 2.436,29 May. 2019 1.815,19
Jul. 2018 2.207,02 Jun. 2019 1.899,70
Ago. 2018 2.053,53 Jul. 2019 1.975,64
Sep. 2018 2.022,91 Ago. 2019 2.044,55
Oct. 2018 1.987,55 Sep. 2019 2.071,85
Nov. 2018 1.937,11 Oct. 2019 2.184,09
Anexo 6: Resumen de precios de zinc por meses
US$7TM
Ene. 2018 3.441,52 Dic. 2018 2.616,29
Feb. 2018 3.532,90 Ene. 2019 2.569,70
Mar. 2018 3.269,18 Feb. 2019 2.707,19
Abr. 2018 3.188,05 Mar. 2019 2.850,60
May. 2018 3.059,87 Abr. 2019 2.932,65
Jun. 2018 3.088,57 May. 2019 2.742,81
Jul. 2018 2.656,13 Jun. 2019 2.601,22
Ago. 2018 2.512,00 Jul. 2019 2.446,51
Sep. 2018 2.434,68 Ago. 2019 2.273,01
Oct. 2018 2.673,67 Sep. 2019 2.331,56
Nov. 2018 2.595,69 Oct. 2019 2.451,65
170
Anexo 7: Hoja de registros de extracción de mineral
MINERA BATEAS SAC-UNIDAD CAYLLOMA
Hoja de registro de extracción de mineral
Veta Nivel Tolva TMS NSR (US$/TM)
171
Anexo 8: Reporte diario de operación 2019
MINERA BATEAS SAC – UNIDAD CAYLLOMA
Reporte diario de operación
DATOS GENERALES SECCIÓN PERFORACIÓN TOTAL
Mes Fecha
Gu
ard
ia
Nv Labor Tipo de
operación A H
Área M²
Sección Incl /hz Equipo
Perf.
Mat
eria
l
Tip
o d
e ro
ca
N°
TAL
PER
F N
° TA
L
CA
RG
AD
Per
f. t
al
(pie
s)
Ava
nce
Pie
s P
erf
M3
Ro
tos
Toneladas rotas
Abril 01-abr.
A 15 RP
462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 DESQUINCHE J20 D IIIA 35 35 10 350 46.330 111.191
Abril 02-abr.
B 15 RP
462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 DESQUINCHE J20 D IIIA 9 9 12 108 55.596 133.429
Abril 12-abr.
B 15 RP
462N AVANCE 0.6 18.6 10.7136
0.6 x 18.6
CUNETA JACK LEG
D IIIA 40 40 3 120 9.694 23.267
Abril 13-abr.
A 15 RP
462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 FRENTE J20 D IIIA 48 44 11 3.1 528 50.963 122.310
Abril 14-abr.
B 15 RP
462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 FRENTE J20 D IIIA 48 44 12 3.2 576 55.596 133.429
Abril 16-abr.
A 15 RP
462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 FRENTE J20 D IIIA 48 44 11 3.2 528 50.963 122.310
Abril 17-abr.
A 15 RP
462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 FRENTE J20 D IIIA 48 44 11 3.2 528 50.963 122.310
Abril 18-abr.
A 15 RP
462N AVANCE 0.6 10.0 5.76
0.6 X 10
CUNETA JACK LEG
D IIIA 25 25 3 75 5.212 12.509
Abril 19-abr.
A 15 RP
462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 FRENTE J20 D IIIA 38 34 8 3 304 37.064 88.953
Abril 22-abr.
B 15 RP
462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 FRENTE J20 D IIIA 48 44 12 3.2 576 55.596 133.429
172
Abril 23-abr.
C 15 RP
462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 FRENTE J20 D IIIA 48 44 11 3 528 50.963 122.310
Abril 24-abr.
C 15 RP
462N AVANCE 3.5 3.0 10.08 3.5 X 3 DESQUINCHE J18 D IIIAG 38 34 8 304 24.323 58.375
Abril 25-abr.
A 15 RP
462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 FRENTE J20 D IIIA 38 34 8 3 304 37.064 88.953
Abril 26-abr.
A 15 RP
462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 FRENTE J20 D IIIA 48 44 11 3.2 528 50.963 122.310
Abril 29-abr.
A 15 RP
462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 FRENTE J20 D IIIA 48 44 11 3.2 528 50.963 122.310
Abril 30-abr.
A 15 RP
462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 FRENTE J20 D IIIA 48 44 11 3.2 528 50.963 122.310
173
Anexo 9: Informe mensual de producción
MINERA BATEAS SAC - 2019
Informe Mensual de Producción
Valores ene feb mar abr may jun jul ago sep oct nov dic
Tonnes 43,500 42,000 46,500 42,000 46,500 45,000 43,500 46,500 45,000 43,500 45,000 46,500
Ag (g/t) 66 65 64 64 64 63 63 61 62 63 65 65
Au (g/t) 0.17 0.17 0.16 0.16 0.16 0.17 0.17 0.18 0.17 0.18 0.18 0.18
Pb (%) 2.78 2.74 2.78 2.62 2.60 2.58 2.53 2.38 2.44 2.45 2.44 2.48
Zn (&) 3.90 3.95 4.00 3.95 3.95 3.99 4.01 3.87 3.91 3.94 3.96 3.88
Cu (%) 0.18 0.19 0.18 0.19 0.19 0.19 0.19 0.18 0.19 0.20 0.21 0.21
Conc.Pb 1,806 1,716 1,932 1,644 1,804 1,729 1,627 1,633 1,623 1,574 1,618 1,700
Conc.Zn 2,881 2,819 3,161 2,816 3,117 3,050 2,962 3,058 2,991 2,910 3,025 3,067
Ag_oz 77,443 73,800 80,599 72,038 79,902 76,783 73,301 76,184 75,476 73,601 78,145 80,823
Au_oz 40 40 41 37 41 41 40 45 42 42 44 45
Pb_tms 1,101 1,046 1,178 1,003 1,101 1,055 992 996 990 960 987 1,037
Zn_tms 69 70 67 73 68 67 65 63 64 71 68 67
Dil (%) 18% 18% 17% 18% 18% 17% 17% 17% 17% 17% 18% 18%
174
Anexo 10: Ensayos de Mecánica de rocas
PR
OYE
CTO
RESULTADOS: ENSAYOS DE MECANICA DE ROCAS EN LABORATORIOS_U.E. A SAN CRISTOBAL_VETA ANIMAS
ENSAYO PROPIEDADES
FISICAS COMPRESION
UNIAXIAL CARGA
PUNTUAL CORTE
DIRECTO COMPRESION
TRIAXIAL CONSTANTES
ELASTICAS TRACCION INDIRECTA
NORMA ASTM-
2216-02 ASTM-D2938
ASTM- D5731
ASTM- D5607-95
ASTM-2664-95 ASTM-D3148 ASTM-D3967
PROPIEDADES Y (KN/m3) σ (Mpa) σ (Mpa) Kpa f (°) σ
(Mpa) f (°) mi E (Gpa)
v
(poisson) σt (Mpa)
UN
I-2
013
CODIGO
A-1 25.71 72.28 - - - - - - - - -
A-2 31.94 193.49 - - - - - - 12.81 0.3 -
A-3 29.58 210.61 - - - - - - 12.28 0.3 -
B-1 23.7 27.95 - - - - - - - - -
B-2 28 194.17 - - - - - - - - -
C-1 28.8 93.13 - - - - - - 10.9 0.29 -
C-2 32.1 - - - - - - - - - -
C-3 27.33 - - - - - - - - - -
PU
CP
-20
15
CODIGO
M1-MN 111.85 - - - - - - - - -
M2-CT 167.29 - - - - - - - - -
M3-MN 173.99 - - - - - - - - -
M4-MN 33.91 165.71 - - - - - - - - -
M5-CP 32.2 188.08 - - - - - - - - -
M6-CP 145.82 - - - - - - - - -
GLS
A
UN
I- CODIGO
Nª1-R 25.75 84.90 - 92.00 29.58 12.31 54.23 25.66 10.15 0.27 10.80
175
Nª2-N1 32.30 140.50 - 107.00 29.72 23.02 57.13 26.72 30.69 0.19 10.10
Nª3-J 24.60 - - - - 13.23 52.50 23.07 16.98 0.24 -
Nª4-S 24.79 133.70 - - - - - - 17.52 0.22 -
Nª5-CT 30.97 157.10 - - - 20.28 58.83 31.83 33.28 0.17 8.20
Nª6-CP 27.17 - 126.00 - - 13.30 51.91 22.52 13.58 0.25 -
Nª7-N 26.06 156.70 - - - 21.54 58.23 29.82 26.38 0.20 15.00
Nª8-CP 26.02 - 215.20 - - 21.51 55.63 25.15 - - -
Nª9-J 25.74 - 160.20 - - 8.97 48.81 19.53 - - -
Nª10-T 25.13 - 51.40 - - - - - 6.73 0.31 -
Nª11-L 25.93 - 135.30 - - - - - 24.41 0.22 -
Nª12-NP 25.34 - 181.20 - - - - - 18.77 0.24 -
Nª13-CT 26.32 - 148.30 - - - - - 24.38 0.21 -
Nª14-R 25.18 - 121.20 - - 16.96 53.15 22.55 15.30 0.27 -
NOTA: Resultados de ensayo realizados en los laboratorios de mecánica de rocas "Universidad Nacional de Ingeniería y Pontificia Universidad Católica del Perú".
176
Anexo 11: Diagrama estereográfico de diaclasas – Caja piso
Anexo 12: Diagrama estereográfico de diaclasas – Veta Animas
177
Anexo 13: Diagrama estereográfico de diaclasas – Caja Techo
Anexo 14: Diagrama estereográfico de Fallas – Caja piso
178
Anexo 15: Diagrama estereográfico de Fallas – Veta Animas
Anexo 16: Diagrama estereográfico de Fallas – Caja techo
179
Anexo 17: Ensayos de campo, discontinuidades
DIS
CO
NTI
NU
IDA
D
ESTR
UC
TUR
AL
PROPIEDADES DE RESISTENCIA EN DISCONTINUIDADES
JRC
OC
(M
pa)
An
gulo
de
fric
ció
n
resi
du
al (
º)
Pre
sió
n
hid
ráu
lica
(Hw
) On
du
laci
ón
(*)
Res
iste
nci
a a
ten
sió
n (
Mp
a)
Co
hes
ión
(M
pa)
An
gulo
de
fric
ció
n
(º)
1 17 120 25 0.001 0.1 0 - -
2 15 70 24 0.0098 0.0075 0 - -
3 13 50 23 0.0098 0.075 0 - -
4 - 0.98 0 0 1.30 25.00
5 - 0.98 0 0 0.64 22.00
6 - 0.98 0 0 0.12 18.00
Notas: Resultados de ensayos de mecánica de rocas en campo (usando el rugometro, martillo de rebote, penetrómetro de bolsillo, ensayos de till test).
Anexo 18: Resultados del análisis de estabilidad de ventanas y cruceros
RESULTADOS DEL ANALISIS DE ESTABILIDAD, SEGÚN METODOS DE EQUILIBRIO (ANALISIS PROBABILISTICO)
TIPO DE EXCAVACION ROCA FACTOR DE SEGURIDAD DEL SOSTENIMIENTO APLICADO
CUÑAS ANALIZADAS 4 5 6 8
VENTANAS, CRUCEROS: 3.0x3.0, 3.5x3.5, 4.0x4.0
IV B
SIN SOSTENIMIENTO 0.68 0.67 1.69 0.61
PH 1.5 x 1.5 0.68 0.67 1.69 0.61
SHT 2"+PH1.25x1.25+SHT2 3.27 3.27 5.70 ESTBL
III B
SIN SOSTENIMIENTO 0.87 1.40 0.85
PH 1.5 x 1.5 0.93 1.44 0.94
PH 1.5x1.5+SHT2" 2.97 1.82 2.98
III A
SIN SOSTENIMIENTO 0.00 0.91 0.00
PH 1.5 x 1.5 2.61 1.57 2.60
PH 1.5x1.5+SHT1.5" ESTBL 2.05 ESTBL
III B SIN SOSTENIMIENTO 0.17 1.42 0.17
PH1.75x1.75 ESTBL 1.85 ESTBL
Nota: Específicamente según estándar de sostenimiento (cartilla de sostenimiento). El análisis considera estable F.S.>1.5 restricción incorporada al software por el usuario (también se pueden considerar estables valores mayores a 1.4 para fines de este estudio).
180
Anexo 19: Registro geotécnico de sondajes
Hole_Id From To RESISTENCIA RQD ESPAC. PERSIST. APERT. RUGOS. RELL. METEORIZ. AGUA RMR
ANIM051317 0 6.21 12 13 10 1 1 5 2 6 10 60
ANIM051317 6.21 9.46 12 13 10 1 1 6 2 6 10 61
ANIM051317 9.46 13.75 7 8 8 4 0 5 0 6 10 48
ANIM051317 13.75 21.3 7 13 10 1 1 5 2 5 10 54
ANIM051317 21.3 22.2 2 3 5 0 0 1 0 3 7 21
ANIM051317 22.2 29.2 7 8 8 2 1 5 2 5 10 48
ANIM051317 29.2 48.34 7 13 10 2 1 5 2 6 10 56
ANIM051317 48.34 51.04 2 3 5 0 0 1 0 3 7 21
ANIM051317 51.04 58.42 7 13 10 2 1 5 2 6 10 56
ANIM051317 58.42 60.9 4 3 5 4 0 1 0 3 7 27
ANIM051317 60.9 75.55 12 13 10 2 1 5 2 6 10 61
ANIM051317 75.55 92.8 12 13 10 1 1 5 2 6 10 60
ANIM051317 92.8 99.25 12 13 10 1 1 6 4 6 10 63
ANIM051317 99.25 103.9 7 8 10 2 1 5 2 6 10 51
ANIM051317 103.9 123.62 12 13 10 2 1 5 2 6 10 61
ANIM051317 123.62 125.56 2 3 5 0 0 1 0 1 7 19
ANIM051317 125.56 135.6 7 13 10 1 0 3 0 6 10 50
ANIM051317 135.6 139.65 4 8 8 4 1 3 2 3 7 40
ANIM051317 139.65 143.2 4 3 5 0 0 1 0 3 7 23
ANIM051717A 0 18.2 12 17 10 1 1 5 2 6 10 64
ANIM051717A 18.2 26.33 7 8 8 4 1 3 2 5 10 48
ANIM051717A 26.33 30.32 12 17 10 2 1 5 2 6 10 65
ANIM051717A 30.32 33.16 2 3 5 0 0 1 0 0 7 18
ANIM051717A 33.16 37.5 7 13 10 2 1 5 2 6 10 56
ANIM051717A 37.5 37.9 2 8 5 0 0 1 0 3 10 29
ANIM051717A 37.9 60.1 7 13 10 1 1 5 2 6 10 55
ANIM051717A 60.1 66.75 12 20 10 1 1 5 2 6 10 67
ANIM051717A 66.75 80.3 7 13 8 4 1 5 2 5 7 52
ANIM051717A 80.3 89.7 12 13 10 2 1 5 2 6 10 61
ANIM051717A 89.7 102.96 12 17 10 1 1 5 2 6 10 64
ANIM051717A 102.96 116.2 12 13 10 1 1 5 2 6 10 60
ANIM051717A 116.2 134.82 12 17 10 1 1 5 2 6 10 64
ANIM051717A 134.82 139.5 12 17 10 1 1 5 2 6 10 64
ANIM051717A 139.5 148.6 12 17 10 1 1 5 2 6 10 64
ANIM051717A 148.6 170.9 12 17 10 2 1 6 2 6 10 66
ANIM051717A 170.9 173.38 4 8 5 6 4 5 2 5 7 46
ANIM051717A 173.38 175 1 3 5 0 0 1 0 3 7 20
ANIM051717A 175 177.36 4 3 5 6 0 3 0 5 10 36
ANIM051717A 177.36 178.3 1 3 5 0 0 1 0 3 7 20
ANIM051717A 178.3 185.6 7 13 8 2 1 5 2 6 10 54
ANIM051717 0 17.46 12 17 10 1 4 5 2 6 10 67
ANIM051717 17.46 20.63 7 13 10 2 2 5 2 5 10 56
ANIM051717 20.63 33.6 12 13 10 1 1 5 2 6 10 60
ANIM051717 33.6 43.46 7 8 10 2 1 5 2 6 10 51
ANIM051717 43.46 46.67 7 13 10 1 1 5 2 6 10 55
ANIM051717 46.67 48.75 7 8 8 2 1 5 2 5 10 48
ANIM051717 48.75 53.4 7 13 10 2 1 5 2 6 10 56
ANIM046217 0 33.48 12 17 10 1 1 5 2 6 10 64
ANIM046217 33.48 64.4 12 13 10 1 1 5 2 6 10 60
ANIM046217 64.4 67.7 7 3 8 4 0 5 0 5 10 42
ANIM046217 67.7 71.37 7 13 8 4 1 5 2 6 10 56
ANIM046217 71.37 76 7 8 8 4 0 6 0 5 10 48
ANIM046217 76 79.5 4 3 8 4 0 3 0 3 10 35
ANIM046217 79.5 86.4 7 17 10 1 1 5 2 6 10 59
ANIM045417 0 10.7 7 8 10 1 1 5 2 6 10 50
ANIM045417 10.7 76.55 12 17 10 1 4 5 2 6 10 67
181
ANIM045417 76.55 87.8 12 13 10 1 1 5 2 6 10 60
ANIM045417 87.8 89.5 1 3 5 0 0 1 0 3 7 20
ANIM045417 89.5 103.9 12 13 10 4 0 6 2 6 10 63
ANIM045417 103.9 106.7 4 3 8 4 0 3 0 3 7 32
ANIM044717 0 12.95 12 17 10 1 1 5 2 6 10 64
ANIM044717 12.95 15.63 7 13 8 2 1 5 2 6 10 54
ANIM044717 15.63 33.2 12 17 10 2 1 5 2 6 10 65
ANIM044717 33.2 41.8 7 8 10 1 1 5 2 5 10 49
ANIM044717 41.8 45.97 12 8 10 1 1 6 4 6 10 58
ANIM044717 45.97 49.9 4 8 8 4 0 3 2 3 10 42
ANIM044717 49.9 81.65 7 13 8 4 0 6 0 3 7 48
ANIM044717 81.65 91.49 4 3 5 4 0 3 0 1 10 30
ANIM044717 91.49 100.3 7 8 10 2 1 3 2 3 10 46
ANIM048817 0 3.6 7 13 10 2 1 5 2 6 10 56
ANIM048817 3.6 9.7 7 3 8 2 1 5 2 5 7 40
ANIM048817 9.7 14.93 7 8 8 2 1 5 2 5 7 45
ANIM048817 14.93 30.45 4 8 8 4 1 5 2 5 7 44
ANIM048817 30.45 50.55 7 13 10 1 1 5 2 5 10 54
ANIM048817 50.55 53.8 4 8 10 2 0 3 0 3 7 37
ANIM048817 53.8 77.86 7 13 10 2 1 3 2 5 10 53
ANIM048817 77.86 95.4 7 13 10 2 1 3 2 6 10 54
ANIM048817 95.4 106.4 7 8 8 4 0 6 0 3 10 46
ANIM048817 106.4 108.7 2 3 5 6 0 0 0 0 7 23
ANIM048817 108.7 118.58 4 8 8 4 0 3 0 1 7 35
ANIM048817 118.58 122.6 12 13 10 2 1 5 2 6 10 61
ANIM052217 0 5.15 7 8 8 4 0 5 0 6 10 48
ANIM052217 5.15 6.29 2 3 5 0 0 1 0 3 7 21
ANIM052217 6.29 24.02 7 13 8 4 1 5 2 6 10 56
ANIM052217 24.02 49.25 7 13 10 2 1 5 2 6 10 56
ANIM052217 49.25 81.55 12 17 10 1 1 5 2 6 10 64
ANIM052217 81.55 81.8 2 8 5 6 0 3 0 5 7 36
ANIM052217 81.8 84.4 7 13 8 2 1 5 2 6 10 54
ANIM052217 84.4 85.3 4 3 5 0 0 1 0 3 7 23
ANIM052217 85.3 90.3 7 17 10 1 1 5 2 6 10 59
ANIM052217 90.3 100.2 7 13 10 2 1 6 2 6 10 57
ANIM052217 100.2 109.84 12 13 10 2 4 6 4 6 10 67
ANIM052217 109.84 111.4 4 8 8 4 0 3 0 3 7 37
ANIM052217 111.4 121.9 12 13 10 1 4 5 2 6 10 63
ANIM050417 0 10.8 7 13 10 2 1 5 2 6 10 56
ANIM050417 10.8 13.67 4 8 8 4 1 5 2 3 10 45
ANIM050417 13.67 20.04 7 13 10 1 1 5 2 5 7 51
ANIM050417 20.04 22.05 7 13 10 2 1 6 2 6 10 57
ANIM050417 22.05 37.35 7 13 8 2 1 5 2 3 7 48
ANIM050417 37.35 41.63 4 8 8 4 1 6 2 5 10 48
ANIM050417 41.63 60.22 7 13 8 2 1 5 2 5 10 53
ANIM050417 60.22 82.2 7 17 10 1 1 5 2 6 10 59
ANIM050617 0 17.23 7 20 10 1 5 5 2 6 10 66
ANIM050617 17.23 30.47 4 8 10 2 0 5 0 3 7 39
ANIM050617 30.47 50.1 7 13 10 2 1 5 2 5 10 55
ANIM050617 50.1 51.9 2 8 8 4 0 5 0 3 7 37
ANIM050617 51.9 53.4 0 3 5 0 0 0 0 0 0 8
ANIM050617 53.4 55.23 7 8 10 2 1 6 2 5 10 51
ANIM050617 55.23 66.8 7 20 10 2 1 5 2 5 10 62
ANIS052517 0 30 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0
ANIS052517 30 47.2 4 3 8 4 0 5 0 3 10 37
ANIS052517 47.2 59.1 7 8 10 2 4 5 2 3 10 51
ANIS052517 59.1 63.03 4 8 8 4 0 5 0 3 10 42
ANIS052517 63.03 79.85 7 8 10 2 0 5 0 3 10 45
ANIS052517 79.85 88.15 12 13 10 1 1 5 2 6 10 60
ANIS052517 88.15 106.2 7 8 10 1 1 5 2 6 10 50
182
ANIS052517 106.2 107.8 7 13 8 2 1 5 2 5 10 53
ANIS052517 107.8 125.45 7 13 10 1 1 5 2 6 10 55
ANIS052517 125.45 130.8 7 13 10 2 4 5 2 6 10 59
ANIS052517 130.8 135.15 12 13 10 1 1 5 2 6 10 60
ANIS052517 135.15 139.95 12 13 10 1 1 5 2 5 10 59
ANIS052517 139.95 176.13 12 20 15 1 1 5 2 6 10 72
ANIS052517 176.13 190.4 7 17 10 1 1 5 2 6 10 59
ANIS052517 190.4 196.8 12 20 10 1 1 5 2 6 10 67
ANIS052517 196.8 220.35 7 17 10 2 1 5 2 5 10 59
ANIS052517 220.35 226.35 4 13 10 2 0 3 0 3 7 42
ANIM048217 0 3.66 12 13 10 2 1 5 2 6 10 61
ANIM048217 3.66 6.63 4 8 8 4 0 3 0 3 10 40
ANIM048217 6.63 10.2 12 13 10 2 4 5 2 6 10 64
ANIM048217 10.2 15.7 4 3 8 4 0 3 0 5 7 34
ANIM048217 15.7 57.7 12 13 10 1 1 5 2 6 10 60
ANIM048217 57.7 59.95 4 8 8 4 0 3 0 3 10 40
ANIM048217 59.95 65.9 7 8 8 4 1 5 2 5 10 50
ANIM048217 65.9 73.5 4 8 5 6 0 3 0 3 7 36
ANIM048217 73.5 88.7 7 8 8 4 0 6 0 3 10 46
ANIM048217 88.7 98 4 3 5 6 0 3 0 1 10 32
ANIM048217 98 101.3 7 8 8 4 1 5 2 5 10 50
ANIM048517 0 9.33 7 13 8 4 1 5 2 5 7 52
ANIM048517 9.33 47.32 12 13 10 1 1 5 2 6 10 60
ANIM048517 47.32 48 2 3 5 6 0 1 0 1 7 25
ANIM048517 48 61.02 7 13 10 2 1 5 2 6 10 56
ANIM048517 61.02 69.7 4 8 8 4 1 5 2 3 7 42
ANIM048517 69.7 77.8 7 13 10 2 1 5 2 5 10 55
ANIM048517 77.8 81.2 4 8 5 6 1 3 2 3 7 39
ANIM048517 81.2 81.7 1 3 5 6 0 0 0 0 7 22
ANIM048517 81.7 87.7 4 8 8 4 0 6 0 3 10 43
ANIM048517 87.7 92.15 4 8 5 4 0 5 0 1 10 37
ANIM048517 92.15 95.2 1 3 5 6 0 3 0 1 10 29
ANIM048517 95.2 106.05 12 8 10 2 1 6 4 5 10 58
ANIM048517 106.05 109.85 4 8 8 4 0 5 0 3 10 42
ANIM048517 109.85 111.3 2 3 5 6 0 3 0 1 10 30
NANM003517 0 9.1 7 3 8 2 1 5 2 5 10 43
NANM003517 9.1 12.5 4 3 8 6 0 3 0 5 10 39
NANM003517 12.5 15.65 7 8 10 2 1 5 2 5 10 50
NANM003517 15.65 23.4 4 8 5 6 0 3 0 3 10 39
NANM003517 23.4 25.5 2 3 5 0 0 1 0 3 7 21
NANM003517 25.5 29.6 4 3 8 4 0 5 0 5 10 39
NANM003517 29.6 34.56 7 8 10 2 1 5 2 6 10 51
NANM003517 34.56 43.6 4 3 8 4 0 3 0 5 10 37
NANM003517 43.6 47.3 12 8 10 2 1 5 2 6 10 56
NANM003517 47.3 52.43 4 3 8 4 0 5 0 5 10 39
NANM003517 52.43 68.3 4 3 8 4 0 6 0 5 10 40
NANM003517 68.3 71.9 4 3 8 6 4 5 2 3 10 45
NANM003517 71.9 79.6 2 3 8 4 0 1 0 3 7 28
NANM003617 0 112.4 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0
NANM003617 112.4 125.8 4 3 8 4 1 5 2 3 7 37
NANM003617 125.8 136 4 3 5 6 0 5 0 5 10 38
NANM003617 136 151.5 7 3 8 2 0 6 0 5 10 41
NANM003917 0 56 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0
NANM003917 56 60.35 4 8 8 4 1 3 2 5 10 45
NANM003917 60.35 64 4 3 5 6 0 3 0 5 10 36
NANM003917 64 68.3 7 3 8 4 0 6 0 5 10 43
NANM003917 68.3 72.35 4 3 5 6 1 3 2 5 10 39
NANM003917 72.35 85.1 12 8 10 2 1 6 2 6 10 57
NANM003917 85.1 91.2 12 8 10 2 1 5 2 5 10 55
NANM003917 91.2 93.13 7 13 10 2 1 3 2 5 10 53
183
NANM003917 93.13 96 4 8 8 2 1 1 2 1 10 37
NANM003917 96 97.25 4 8 8 2 4 3 2 3 10 44
NANM003917 97.25 100.3 4 8 8 2 1 3 2 5 10 43
NANS004117 0 103 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0
NANS004117 103 111.23 4 8 10 2 4 5 2 1 7 43
NANS004117 111.23 125.53 4 13 10 2 4 5 2 1 7 48
NANS004117 125.53 138.7 2 8 10 2 1 3 2 1 7 36
NANS004117 138.7 141.7 2 8 10 2 1 3 2 1 7 36
NANS004117 141.7 142.3 2 8 5 4 4 3 2 1 7 36
NANS004117 142.3 143.1 2 3 5 6 4 3 2 1 7 33
NANS004117 143.1 145.3 7 13 10 2 1 6 2 5 10 56
NANS004117 145.3 149.9 2 3 5 6 0 3 0 3 7 29
NANS004117 149.9 154.08 7 8 10 2 0 6 0 6 10 49
NANS004117 154.08 162.36 4 3 5 6 0 3 0 3 7 31
NANS004117 162.36 165.28 4 8 5 6 1 6 2 3 10 45
NANS004117 165.28 170.2 4 8 8 2 0 6 0 5 10 43
NANS004117 170.2 174.74 12 13 10 1 4 6 2 6 10 64
NANS004117 174.74 175.6 4 8 5 0 0 5 0 5 10 37
NANS004117 175.6 180.1 12 13 10 1 1 5 2 6 10 60
NANS004117 180.1 242.4 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0
NANS004117 242.4 246.02 4 8 8 2 4 3 6 5 10 50
NANS004117 246.02 256.35 4 8 10 2 0 3 1 6 10 44
NANS004117 256.35 258.8 2 3 5 0 0 1 0 5 10 26
NANS004117 258.8 265.24 7 13 10 2 4 3 2 6 10 57
NANS004117 265.24 266.45 4 3 5 1 0 1 0 5 10 29
NANS004117 266.45 274 4 13 10 2 1 3 2 5 10 50
NANS004117 274 288.2 4 3 8 4 1 3 2 5 10 40
NANS004117 288.2 311.9 2 3 5 6 0 1 0 3 7 27
NANS004117 311.9 330.2 4 8 8 4 1 5 2 5 10 47
NANS004117 330.2 340.6 2 3 5 6 0 1 0 3 10 30
NANS004117 340.6 348.4 7 8 10 2 1 3 2 6 10 49
NANS004117 348.4 352.05 4 3 5 4 0 3 0 3 10 32
NANS004117 352.05 358.09 7 13 10 2 1 2 2 4 7 48
NANS004117 358.09 361 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0
NANS004117 361 366.05 4 13 8 2 0 2 2 3 7 41
NANS004117 366.05 369.64 2 13 10 2 1 3 2 3 7 43
NANS004117 369.64 382.8 4 13 10 2 1 3 2 5 7 47
NANS004117 382.8 411 7 13 8 2 1 3 2 3 7 46
NANS004117 411 426.95 7 17 10 1 1 3 2 3 7 51
NANS004117 426.95 482.8 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0
NANS004117 482.8 485.5 4 13 8 4 1 3 2 3 7 45
NANS004117 485.5 495.1 7 8 10 2 1 3 2 6 10 49
NANS004117 495.1 497.1 4 8 8 4 1 1 2 3 10 41
NANS004117 497.1 510 7 17 10 2 1 3 2 5 10 57
NANS004117 510 514.6 4 8 10 4 1 3 2 5 10 47
NANS004117 514.6 521 7 13 10 2 1 3 2 6 10 54
NANS004117 521 531.76 4 13 8 4 1 3 2 5 10 50
ANIM052417 0 26.4 12 13 10 2 1 5 2 6 10 61
ANIM052417 26.4 32.4 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0
ANIM052417 32.4 38.4 12 17 10 1 1 5 2 6 10 64
ANIM052417 38.4 47.2 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0
184
Anexo 20: Cartilla geomecánica
185
Anexo 21: Cartilla de sostenimiento
186
Anexo 22: Registro de Leyes – 2019
Minera Bateas
Registro de Leyes de Mineral
Mes Labor Nivel Veta Ala Ag (g/t) Au (g/t) Pb (%) Zn (%) NSR(US$/t)
Feb TJ 512E 12 Animas W 28 0.00 0.00 0.00 -
Feb TJ 352E 10 Animas 0 94 0.14 4.34 3.91 182.27
Feb TJ 352E 10 Animas 0 158 0.09 7.19 4.54 264.12
Feb TJ 352E 10 Animas E 84 0.23 4.26 4.63 192.17
Feb TJ 352E 10 Animas E 84 0.29 4.10 4.74 192.07
Feb TJ 352E 10 Animas E 168 0.15 7.96 4.46 279.59
Feb TJ 352E 10 Animas W 63 0.26 2.93 3.42 139.21
Feb TJ 352E 10 Animas 0 68 0.29 3.01 3.90 151.74
Feb TJ 352E 10 Animas 0 0 0.00 0.00 0.00 -
Feb TJ 512E 0 Animas W 27 0.10 0.49 2.50 66.62
Feb TJ 512E 12 Animas W 38 0.15 1.02 3.25 94.16
Feb TJ 512E 12 Animas W 30 0.15 0.72 2.25 66.94
Feb TJ 110E 12 Cimoide ASNE
E 83 0.11 4.16 6.45 223.88
Feb TJ 110E 12 Cimoide ASNE
W 68 0.00 0.00 0.00 -
Feb TJ 111E 12 Cimoide ASNE
W 71 0.05 2.78 4.36 155.83
Feb TJ 626E 13 Animas E 41 0.16 2.01 6.02 165.20
Feb TJ 626E 13 Animas W 62 0.15 2.52 5.26 166.39
Feb TJ 626E 13 Animas W 54 0.15 2.25 5.44 162.67
Feb TJ 626E 13 Animas W 26 0.12 1.05 4.32 110.90
Feb TJ 626E 13 Animas E 39 0.06 2.08 5.34 151.60
Feb TJ 554E 12 Animas E 14 0.11 0.69 1.54 46.99
Feb TJ 727E 13 Animas W 0 0.00 0.00 0.00 -
Feb TJ 727E 13 Animas W 49 0.21 1.71 3.07 106.61
Feb TJ 612E 13 Animas W 27 0.12 1.86 3.74 113.74
Mar TJ 553E 12 Animas W 140 0.16 3.64 4.32 194.82
Mar TJ 553E 12 Animas W 0 0.00 0.00 0.00 -
Mar TJ 553E 12 Animas E 31 0.10 0.00 2.21 -
Mar TJ 553E 12 Animas E 0 0.00 0.00 0.00 -
Mar TJ 612E 13 Animas E 33 0.14 1.47 3.05 96.26
Mar TJ 612E 13 Animas E 31 0.10 1.34 2.62 84.49
Mar TJ 612E 13 Animas W 30 0.14 1.22 2.75 85.02
Mar TJ 612E 13 Animas W 0 0.00 0.00 0.00 -
187
Mar TJ 612E 13 Animas E 50 0.15 2.77 4.58 153.34
Mar TJ 612E 13 Animas E 42 0.15 2.16 3.99 128.81
Mar TJ 612E 13 Animas W 31 0.11 1.55 3.47 104.66
Mar TJ 612E 13 Animas W 38 0.13 2.10 4.13 129.08
Abr TJ 556E 12 Animas W 33 0.44 1.71 4.69 134.30
Abr TJ 556E 12 Animas E 60 0.15 2.91 5.55 178.04
Abr TJ 730E 14 Animas E 43 0.10 1.81 4.06 124.31
Abr TJ 730E 14 Animas E 60 0.12 3.23 4.98 172.31
Abr TJ 627E 13 Animas E 41 0.15 2.41 5.50 161.88
Abr TJ 111E 12 Cimoide ASNE
E 26 0.09 0.62 1.98 58.46
Abr TJ 111E 12 Cimoide ASNE
W 87 0.16 2.27 4.97 165.71
Abr TJ 352E 10 Animas W 40 0.18 1.68 2.99 101.16
Abr TJ 730E 14 Animas W 72 0.11 3.30 4.37 165.75
Abr TJ 730E 14 Animas E 110 0.13 5.77 7.78 286.08
Abr TJ 730E 14 Animas E 96 0.08 4.78 5.67 223.92
Abr TJ 730E 14 Animas W 79 0.10 4.67 5.07 204.56
Abr TJ 730E 14 Animas W 79 0.09 4.39 4.73 193.22
Abr TJ 111E 12 Cimoide ASNE
E 85 0.12 3.88 7.21 234.80
Abr TJ 436E 9 Animas W 73 0.42 2.24 1.81 101.43
Abr TJ 434E 9 Animas W 104 0.78 3.67 2.53 153.40
Abr TJ 712E 13 Animas W 32 0.17 1.43 2.96 93.68
Abr TJ 612E 13 Animas W 30 0.10 0.95 2.76 80.35
Abr TJ 436E 9 Animas E 107 0.20 4.71 4.20 199.34
Abr TJ 203E 12 Animas W 101 0.00 0.00 0.00 -
May TJ 203E 12 Ramal Techo ASNE
W 120 0.04 1.44 2.79 120.13
May TJ 204E 12 Animas E 32 0.05 1.69 4.17 120.17
May TJ 204E 12 Ramal Techo ASNE
E 40 0.06 2.02 3.87 122.75
May TJ 352E 0 Animas W 34 0.17 1.06 2.53 79.83
May TJ 352E 10 Animas W 61 0.14 2.59 2.92 122.24
May TJ 352E 10 Animas W 34 0.20 1.39 3.20 98.38
May TJ 352E 10 Animas E 80 0.28 3.66 4.57 179.96
May TJ 553E 12 Animas W 81 0.11 4.66 5.56 214.44
May TJ 553E 12 Animas W 86 0.00 0.00 0.00 -
May TJ 553E 12 Animas E 0 0.00 0.00 0.00 -
May TJ 553E 12 Animas E 0 0.00 0.00 0.00 -
May TJ 111E 12 Cimoide ASNE
0 85 0.14 1.46 3.40 121.03
188
May TJ 460E 12 Animas 0 13 0.06 0.55 2.30 58.55
May TJ 460E 12 Animas 0 21 0.35 0.69 2.44 68.71
May TJ 760E 13 Animas W 0 0.00 0.00 0.00 -
May TJ 470E 12 Nancy 0 0 0.00 0.00 0.00 -
May TJ 470E 12 Nancy 0 32 0.05 1.68 4.12 118.97
May TJ 626E 13 Animas W 41 0.00 0.00 3.51 -
May TJ 626E 13 Animas W 45 0.12 1.40 4.13 119.61
May TJ 626E 13 Animas E 35 0.13 1.61 4.02 117.57
May TJ 626E 13 Animas E 46 0.14 1.61 4.05 121.97
May TJ 627E 13 Animas E 35 0.14 1.48 7.03 173.62
May TJ 627E 13 Animas E 34 0.11 1.77 5.39 146.28
May TJ 556E 12 Animas E 58 0.63 2.67 4.95 165.82
May TJ 556E 12 Animas E 0 0.00 0.00 0.00 -
May TJ 556E 12 Animas W 40 0.54 1.48 4.46 129.37
May TJ 556E 12 Animas W 0 0.00 0.00 0.00 -
Jun TJ 111E 12 Cimoide ASNE
E 38 0.10 0.88 2.41 75.38
Jun TJ 111E 12 Cimoide ASNE
E 0 0.00 0.00 0.00 -
Jun TJ 111E 12 Cimoide ASNE
E 47 0.12 2.30 5.14 154.98
Jun TJ 111E 12 Cimoide ASNE
E 62 0.07 2.88 5.63 179.02
Jun TJ 111E 12 Cimoide ASNE
W 83 0.14 3.43 5.24 188.64
Jun TJ 111E 12 Cimoide ASNE
W 68 0.08 2.63 4.62 157.43
Jun TJ 111E 12 Cimoide ASNE
W 77 0.12 2.40 3.91 143.63
Jun TJ 111E 12 Cimoide ASNE
W 60 0.00 0.00 0.00 -
Jun TJ 203E 12 Ranal Techo ASNE
E 73 0.14 2.26 4.85 157.68
Jun TJ 203E 12 Ramal Techo ASNE
E 45 0.04 2.00 3.90 124.49
Jun TJ 554E 12 Animas W 36 0.07 2.10 4.07 126.77
Jun TJ 554E 12 Animas W 0 0.00 0.00 0.00 -
Jun TJ 626E 13 Animas E 34 0.12 1.85 4.00 120.99
Jun TJ 626E 13 Animas E 26 0.09 1.34 4.35 115.91
Jun TJ 512E 12 Animas W 26 0.24 0.55 2.72 72.80
Jun TJ 512E 12 Animas W 0 0.00 0.00 0.00 -
Jun TJ 554E 12 Animas E 0 0.00 0.00 0.00 -
Jun TJ 554E 12 Animas E 67 0.06 2.45 6.32 186.54
189
Jun TJ 554E 12 Animas E 63 0.03 3.28 3.83 151.03
Jun TJ 554E 12 Animas W 94 0.03 5.98 3.22 195.50
Jun TJ 554E 12 Animas W 91 0.05 4.65 5.93 224.39
Jun TJ 554E 12 Animas W 61 0.04 3.81 4.23 167.24
Jun TJ 727E 14 Animas E 51 0.15 2.17 2.98 112.99
Jun TJ 727E 14 Animas E 40 0.01 2.13 3.77 122.37
Jun TJ 203E 12 Ramal Techo ASNE
0 50 0.01 0.72 2.26 73.27
Jun TJ 556E 12 Animas E 0 0.00 0.00 0.00 -
Jun TJ 556E 12 Animas E 88 0.00 0.00 0.00 -
Jun TJ 612E 13 Animas E 32 0.17 1.35 2.78 89.07
Jun TJ 612E 13 Animas E 30 0.00 0.00 0.00 -
Jun TJ 110E 12 Cimoide ASNE
W 36 0.26 1.49 5.47 145.03
Jul TJ 110E 12 Cimoide ASNE
W 49 0.09 1.56 4.58 132.20
Jul TJ 626E 13 Animas W 24 0.15 1.00 3.37 91.02
Jul TJ 626E 13 Animas W 41 0.18 2.24 4.80 145.86
Jul TJ 512E 12 Animas E 35 0.26 0.96 2.54 79.61
Jul TJ 512E 12 Animas E 35 0.23 1.29 2.65 86.86
Jul TJ 512E 12 Animas W 42 0.17 1.22 3.19 98.00
Jul TJ 512E 12 Animas W 46 0.16 1.98 3.42 116.65
Jul TJ 203E 12 Ramal Techo ASNE
E 65 0.04 1.70 4.32 134.60
Jul TJ 203E 12 Ramal Techo ASNE
W 78 0.02 0.99 2.85 99.15
Jul TJ 203E 12 Ramal Techo ASNE
W 134 0.04 2.00 4.30 163.72
Jul TJ 203E 12 Ramal Techo ASNE
0 112 0.00 0.00 0.00 -
Jul TJ 203E 12 Ramal Techo ASNE
0 122 0.05 1.58 2.71 122.06
Jul TJ 612E 13 Animas W 38 0.14 1.56 3.05 99.18
Jul TJ 612E 13 Animas W 36 0.12 1.57 3.20 101.80
Jul TJ 612E 13 Animas E 29 0.12 1.24 2.97 89.08
Jul TJ 612E 13 Animas E 27 0.13 1.31 2.45 79.82
Jul TJ 556E 12 Animas W 38 0.40 1.96 5.38 153.11
Jul TJ 556E 12 Animas W 34 0.15 1.76 4.26 124.76
Jul TJ 626E 13 Animas E 19 0.10 0.95 2.86 78.30
Jul TJ 626E 13 Animas E 47 0.11 2.14 4.78 145.23
Jul TJ 830E 14 Animas E 92 0.00 0.00 0.00 -
Jul TJ 830E 14 Animas E 58 0.07 2.89 3.97 145.87
Jul TJ 830E 14 Animas W 82 0.00 4.21 4.68 -
190
Ago TJ 830E 14 Animas W 27 0.10 1.23 2.98 88.29
Ago TJ 203E 12 Animas 0 83 0.03 1.42 3.63 123.00
Ago TJ 111E 12 Animas E 35 0.12 1.05 4.06 109.04
Ago TJ 556E 12 Animas E 34 0.31 1.72 5.36 146.64
Ago TJ 556E 12 Animas E 37 0.33 1.53 3.45 107.75
Ago TJ 556E 12 Animas W 36 0.62 1.48 4.62 131.50
Ago TJ 556E 12 Animas W 27 0.21 1.41 2.98 92.30
Ago TJ 553E 12 Animas W 92 0.16 5.47 3.62 195.30
Ago TJ 553E 12 Animas W 102 0.20 2.94 3.35 151.41
Ago TJ 553E 12 Animas E 15 0.02 0.67 0.90 33.97
Ago TJ 612E 13 Animas W 37 0.18 1.99 3.97 124.28
Ago TJ 612E 13 Animas E 35 0.12 1.69 3.78 114.33
Ago TJ 612E 13 Animas E 42 0.18 1.75 3.15 106.16
Ago TJ 470E 12 Nancy W 35 0.04 1.83 4.44 128.75
Ago TJ 110E 12 Cimoide ASNE
W 128 0.06 2.32 1.22 107.97
Ago TJ 360E 12 Nancy E 36 0.02 2.26 1.10 71.89
Ago TJ 360E 12 Nancy E 45 0.32 1.28 3.50 107.33
Ago TJ 554E 12 Animas W 23 0.05 1.23 3.48 96.21
Ago TJ 360E 12 Nancy W 21 0.07 0.77 2.85 75.64
Ago TJ 340E 12 Nancy W 45 0.10 1.62 3.41 109.40
Ago TJ 203E 12 Ramal Techo ASNE
E 117 0.03 1.05 2.47 106.56
Ago TJ 203E 12 Ramal Techo ASNE
W 75 0.06 0.95 2.27 86.47
Ago TJ 203E 12 Ramal Techo ASNE
E 54 0.11 2.31 5.89 171.94
Sep TJ 440E 12 Animas E 38 0.42 1.50 3.26 104.70
Sep TJ 827E 14 Animas W 33 0.09 1.79 2.03 81.62
Sep TJ 204E 12 Ramal Techo ASNE
E 54 0.08 2.56 4.32 145.56
Sep TJ 470E 0 Nancy 0 34 0.04 1.62 4.14 118.91
Sep TJ 554E 0 Animas 0 94 0.05 3.50 5.39 195.66
Sep TJ 612E 13 Animas 0 31 0.13 1.01 3.15 89.47
Sep TJ 470E 12 Nancy E 41 0.05 1.84 6.00 161.30
Sep TJ 553E 12 Animas W 45 0.06 2.23 2.59 103.50
Sep TJ 340E 12 Nancy W 36 0.33 2.06 2.43 96.91
Sep TJ 553E 12 Animas E 59 0.21 2.94 4.52 158.92
Sep TJ 660E 13 Animas W 11 0.05 0.55 0.95 31.84
191
Anexo 23: Registro para mapeo geomecánico – método Celdas y Líneas
Hole_Id Este Norte Elevación Profundidad Azimut Inclinación RMR
EG_MB-01 194749 8318024 4391 0 0 0 73
EG_MB-02 194715 8318022 4400 0 0 0 72
EG_MB-03 194755 8317849 4516 0 0 0 69
EG_MB-04 194674 8317840 4424 0 0 0 63
EG_MB-05 194014 8317524 4441 0 0 0 65
EG_MB-06 194026 8317532 4441 0 0 0 67
EG_MB-07 194080 8317559 4440 0 0 0 70
EG_MB-08 194128 8317486 4430 0 0 0 40
EG_MB-09 194132 8317476 4430 0 0 0 56
EG_MB-10 194100 8317673 4449 0 0 0 70
EG_MB-11 194214 8317532 4429 0 0 0 61
EG_MB-12 194212 8317533 4429 0 0 0 52
EG_MB-13 194208 8317547 4431 0 0 0 63
EG_MB-14 194315 8317815 4496 0 0 0 66
EG_MB-15 194160 8317693 4495 0 0 0 66
EG_MB-16 194212 8317727 4564 0 0 0 63
EG_MB-17 194145 8317667 4564 0 0 0 67
EG_MB-18 194186 8317701 4563 0 0 0 65
EG_MB-19 193965 8317566 4571 0 0 0 51
EG_MB-20 193945 8317564 4571 0 0 0 54
EG_MB-21 193945 8317575 4570 0 0 0 60
EG_MB-22 195702 8318933 4513 0 0 0 54
EG_MB-23 195710 8318932 4513 0 0 0 58
EG_MB-24 195605 8318894 4514 0 0 0 58
EG_MB-25 195553 8318834 4514 0 0 0 63
EG_MB-26 195468 8318972 4509 0 0 0 62
EG_MB-27 195463 8318979 4509 0 0 0 58
EG_MB-28 195502 8318986 4510 0 0 0 55
EG_MB-29 195552 8318932 4518 0 0 0 62
EG_MB-30 195446 8318931 4509 0 0 0 50
EG_MB-31 195336 8318717 4515 0 0 0 66
EG_MB-32 195265 8318591 4519 0 0 0 64
EG_MB-33 195265 8318591 4519 0 0 0 54
EG_MB-34 195265 8318591 4519 0 0 0 60
EG_MB-35 195260 8318651 4539 0 0 0 65
EG_MB-36 194969 8318553 4667 0 0 0 69
EG_MB-37 195025 8318626 4659 0 0 0 68
EG_MB-38 195129 8318606 4650 0 0 0 49
EG_MB-39 195059 8318636 4661 0 0 0 57
Hole_Id From To RMR Hole_Id From To RMR
LD - 01 0 3 63 LD - 14 0 2 65
192
LD - 01 3 4 44 LD - 14 2 3.5 45
LD - 01 4 15 52 LD - 14 3.5 4.3 35
LD - 01 15 18 45 LD - 14 4.3 6.35 65
LD - 01 18 25 53 LD - 14 6.35 7.35 35
LD - 01 25 37 62 LD - 14 7.35 8.85 45
LD - 02 0 1 34 LD - 14 8.85 9.25 35
LD - 02 1 3 62 LD - 14 9.25 9.4 25
LD - 02 3 6 33 LD - 14 9.4 14.4 45
LD - 02 6 16 43 LD - 14 14.4 16.4 65
LD - 02 16 18 64 LD - 15 0 11 55
LD - 02 18 27 52 LD - 15 11 12.36 45
LD - 02 27 30 41 LD - 15 12.36 13.16 55
LD - 02 30 32 52 LD - 15 13.16 18.16 65
LD - 02 32 40 62 LD - 15 18.16 19.12 55
LD - 03 0 3 62 LD - 15 19.12 19.52 45
LD - 03 3 5 44 LD - 15 19.52 23.18 55
LD - 03 5 9 53 LD - 16 0 2 65
LD - 03 9 11 65 LD - 16 2 7 55
LD - 03 11 21 55 LD - 16 7 9 45
LD - 03 21 23 45 LD - 16 9 9.1 35
LD - 03 23 25 53 LD - 16 9.1 11.49 45
LD - 03 25 31 64 LD - 16 11.49 11.69 35
LD - 07 0 13 65 LD - 16 11.69 12.89 55
LD - 07 13 18 55 LD - 16 12.89 12.99 35
LD - 07 18 20 33 LD - 16 12.99 13.39 45
LD - 07 20 21 44 LD - 17 25.5 28.5 55
LD - 07 21 22 64 LD - 17 28.5 29.3 45
LD - 07 22 24 43 LD - 17 29.3 30 35
LD - 07 24 27 55 LD - 17 30 30.5 15
LD - 07 27 40 64 LD - 17 30.5 32.5 35
LD - 06 0 16 65 LD - 17 32.5 37.5 45
LD - 06 16 22 55 LD - 18 0 0.8 35
LD - 06 22 23 24 LD - 18 0.8 1.1 25
LD - 06 23 24 44 LD - 18 1.1 2.1 35
LD - 06 24 26 55 LD - 18 2.1 3.8 45
LD - 06 26 27 47 LD - 18 3.8 4.58 35
LD - 06 27 30 55 LD - 18 4.58 5.28 25
LD - 06 30 46 64 LD - 18 5.28 5.58 15
LD - 05 0 13 62 LD - 18 5.58 6.48 25
LD - 05 13 17 54 LD - 18 6.48 6.58 35
LD - 05 17 21 44 LD - 18 6.58 8.58 25
LD - 05 21 22 23 LD - 18 8.58 9.38 35
LD - 05 22 24 52 LD - 18 9.38 11.38 25
LD - 05 24 25 44 LD - 18 11.38 11.58 35
LD - 05 25 26 55 LD - 18 11.58 12.48 45
LD - 05 26 38 62 LD - 18 12.48 13.53 55
193
LD - 04 0 19 63 LD - 18 13.53 14.26 45
LD - 04 19 22 54 LD - 18 14.26 16.59 55
LD - 04 22 23 44 LD - 18 16.59 19.59 65
LD - 04 23 24 23 LD - 19 0 2 35
LD - 04 24 25 44 LD - 19 2 2.2 25
LD - 04 25 26 34 LD - 19 2.2 2.6 35
LD - 04 26 27 55 LD - 19 2.6 6.2 45
LD - 04 27 38 66 LD - 19 6.2 12.5 25
LD - 08 0 21 62 LD - 19 12.5 13.66 35
LD - 08 21 26 34 LD - 19 13.66 14.16 45
LD - 08 26 30 24 LD - 19 14.16 14.96 15
LD - 08 30 33 44 LD - 19 14.96 15.96 25
LD - 08 33 43 54 LD - 19 15.96 16.16 35
LD - 08 43 46 44 LD - 19 16.16 17.66 25
LD - 08 46 60 52 LD - 19 17.66 18.86 35
LD - 08 60 80 44 LD - 19 18.86 20.06 25
LD - 08 80 85 23 LD - 19 20.06 20.36 35
LD - 08 85 92 55 LD - 19 20.36 21.36 45
LD - 08 92 94 44 LD - 19 21.36 23.16 55
LD - 08 94 96 52 LD - 19 23.16 24.36 45
LD - 08 96 98 34 LD - 19 24.36 25.13 55
LD - 08 98 100 56 LD - 19 25.13 30.13 65
LD - 08 100 115 62 LD - 20 0 2.5 35
LD - 09 0 13 63 LD - 20 2.5 3.9 25
LD - 09 13 20 34 LD - 20 3.9 4 35
LD - 09 20 23 24 LD - 20 4 4.5 25
LD - 09 23 29 44 LD - 20 4.5 6.5 35
LD - 09 29 36 58 LD - 20 6.5 6.65 25
LD - 09 36 40 44 LD - 20 6.65 10.95 35
LD - 09 40 56 53 LD - 20 10.95 11.05 25
LD - 09 56 88 44 LD - 20 11.05 12.73 35
LD - 09 88 93 25 LD - 20 12.73 13.03 25
LD - 09 93 99 33 LD - 20 13.03 15.03 35
LD - 09 99 102 44 LD - 20 15.03 18.03 45
LD - 09 102 106 56 LD - 20 18.03 28.03 55
LD - 09 106 107 35 LD - 21 0 29 65
LD - 09 107 109 66 LD - 21 29 32 55
LD - 09 109 119 65 LD - 21 32 33 45
LD - 10 0 26.46 65 LD - 21 33 34 25
LD - 10 26.46 42.34 55 LD - 21 34 35.2 45
LD - 10 42.34 51.66 65 LD - 21 35.2 44.2 55
LD - 10 51.66 51.98 35 LD - 21 44.2 63.2 65
LD - 10 51.98 52.35 25 LD - 22 0 3 65
LD - 10 52.35 54.57 45 LD - 22 3 8 55
LD - 10 54.57 57.64 55 LD - 22 8 9.2 35
LD - 10 57.64 59.4 45 LD - 22 9.2 9.7 45
194
LD - 10 59.4 62.24 55 LD - 22 9.7 11.4 55
LD - 10 62.24 62.61 45 LD - 22 11.4 12.2 45
LD - 10 62.61 63.14 35 LD - 22 12.2 13.15 55
LD - 10 63.14 63.46 45 LD - 22 13.15 13.85 45
LD - 10 63.46 64.31 55 LD - 22 13.85 14.15 25
LD - 11 0 2 65 LD - 22 14.15 15.65 35
LD - 11 2 5 55 LD - 23 0 3 55
LD - 11 5 9 45 LD - 23 3 3.4 35
LD - 11 9 10.5 35 LD - 23 3.4 4.9 45
LD - 11 10.5 10.8 25 LD - 23 4.9 8.15 45
LD - 11 10.8 11.6 35 LD - 23 8.15 9.35 35
LD - 11 11.6 12.8 45 LD - 23 9.35 9.65 55
LD - 11 12.8 16.94 35 LD - 23 9.65 10.35 35
LD - 11 16.94 17.44 25 LD - 23 10.35 12.85 45
LD - 11 20.64 22.64 55 LD - 23 14.95 17.05 45
LD - 12 0 2 65 LD - 23 17.05 20.05 55
LD - 12 2 4 55 LD - 24 0 5 65
LD - 12 4 9 45 LD - 24 5 7.5 55
LD - 12 9 10.3 35 LD - 24 7.5 8.3 45
LD - 12 10.3 10.35 25 LD - 24 8.3 8.91 35
LD - 12 10.35 11.15 35 LD - 24 8.91 12.81 55
LD - 12 11.15 12.85 45 LD - 24 12.81 15.81 45
LD - 12 12.85 13.71 35 LD - 24 15.81 17.21 55
LD - 12 13.71 14.71 25 LD - 24 17.21 17.51 35
LD - 12 14.71 15.21 35 LD - 24 17.51 18.11 45
LD - 12 15.21 18.71 45 LD - 24 18.11 20.11 55
LD - 12 18.71 21.71 55 LD - 24 20.11 24.11 65
LD - 13 0 0.8 65 LD - 25 0 5 65
LD - 13 0.8 2.8 55 LD - 25 5 9 55
LD - 13 2.8 5.8 45 LD - 25 9 12 45
LD - 13 5.8 5.9 25 LD - 25 12 12.4 35
LD - 13 5.9 7.9 35 LD - 25 12.4 13.7 45
LD - 13 7.9 9.4 25 LD - 25 13.7 16.41 55
LD - 13 9.4 11.7 35 LD - 25 16.41 17.51 45
LD - 13 11.7 12.2 25 LD - 25 17.51 19.51 55
LD - 13 12.2 13.2 35 LD - 25 19.51 24.51 65
LD - 13 13.2 13.4 25 LD - 26 0 4 65
LD - 13 13.4 15.4 35 LD - 26 4 6.1 55
LD - 13 15.4 15.45 25 LD - 26 6.1 6.7 35
LD - 13 15.45 20.35 45 LD - 26 6.7 9.6 45
LD - 13 20.35 22.35 55 LD - 26 9.6 13.1 55
LD - 13 22.35 23.85 65 LD - 26 13.1 13.3 45
LD - 14 0 2 65 LD - 26 13.3 15.3 55
LD - 14 2 3.5 45 LD - 26 15.3 15.4 45
LD - 14 3.5 4.3 35 LD - 26 15.4 18.4 55
LD - 14 4.3 6.35 65 LD - 26 18.4 23.4 65
195
Anexo 24: Diseño de puentes
DISEÑO DE PUENTES: SEGÚN EL CRITERIO DE CARTER, 1992
Crown Stability (C.S) DIMENSIONES DEL PUENTE MINERALIZADO
Ancho del tajeo (m) S 5
Longitud del tajeo (m) L 20
Altura del puente (m) T 3
Densidad de la roca (gr/cm3) ϒ 3
Inclinación de la estructura respecto a la horizontal θ 54
Esfuerzo horizontal (Mpa) σh 9.5
CRITERIO DE ESTABILIDAD
Crown Stability (C.S) C.S.:>1.5, Sostenimiento estándar C.S.:1.0‐1.5, Sostenimiento especial (C.B., etc,) C.S.:<1.0, Antieconómico/ Cambiar método
Estable Estable Inestable
C.S.= 4.28 Presión del agua la estabilidad 1.2
196
Anexo 25: Registro fotográfico
Estimación de resistencia a compresión de la roca
usando picota de geólogo (EG_MB-07).
Registro geomecánico de sondajes diamantinos.
Ensayo de resistencia a compresión en testigos de
roca obtenidos de los sondajes diamantinos.
registro geomecánico de testigos rocoso.
Pintado de malla de perforación RP 462.
Arranque de malla de perforación.
197
Control de fragmentación Rp462.
Control de fragmentación voladura RP 462.
Perforación de frente (RP 462), con equipo
jumbo.
Uso de cañasy carguío de taladros.
Taladros perforados - RP 462.
198
Anexo 26: Veta Zona Animas Nv-14_Nv-15
199
Anexo 27: Perfil Longitudinal Topográfico _ Veta Animas / Don Luis2
200
Anexo 28: Veta Zona Animas Nv 12 _ Plan anual 2019
201
Anexo 29: Veta Zona Animas Nv 13 _ Plan Anual 2019