INFORME TÉCNICO

MINA COBRIZA

ING: MIRANDA LOZANO, ANDRES

2015
INFORME

ELABORADO POR:

o ORE ACUÑA, Cesar

Contenido
ELABORADO POR: ................................................................................2
5.1 DISEÑO DE MINA........................................................................ 11
a) Método de explotación ................................................................... 11
b) Condiciones de Aplicación .............................................................. 11
c) Condiciones Geo mecánicas para el Diseño de los tajeos ...................... 12
d) Descripción del Método .................................................................. 15
e) Preparación de los tajeos ................................................................ 16
6. EXPLOTACION ............................................................................. 18
6.1 OPERACIONES UNITARIAS .......................................................... 19
a) Equipo de Desate .......................................................................... 19
b) Equipo de Perforación ................................................................... 20
d) Parámetros de Perforación .............................................................. 21
e) Diseño de Malla ............................................................................ 21
f) Angulo de perforación .................................................................... 21
h) Equipo de Carguío ......................................................................... 22
i) Explosivos y Accesorios de Voladura ................................................ 22
7. EQUIPOS ..................................................................................... 24
a) Características Técnicas del Carguío ................................................. 25
a) Características del Relleno .............................................................. 27
b) Necesidades de Relleno .................................................................. 27

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1. INTRODUCCION

En el presente informe se dará a conocer sobre la mina Cobriza, la cual se

encuentra ubicada en el distrito de San Pedro de Coris provincia de
Churcampa, las rocas que cubre la mayor parte del distrito minero son: lutitas,
lutitas calcáreas, lutitas pizarrosas, areniscas, calizas y conglomerados de
edad y sinclinales; su mineralización está emplazada en un potente horizonte
de sedimentos calcáreos del Grupo Tarma. El área mineralizada conocida tiene
aproximadamente 4.8km de largo y 1.5km de altura.

También se dará a conocer en el presente informe la geomecánico de la Mina

Cobriza, su geología, y el planeamiento de minado del proceso productivo.

MINA COBRIZA 3
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2. OBJETIVO:

o Conocer la geomecánico de la Mina Cobriza

o AUMENTAR OBJETIVOS

3. ASPECTOS GENERALES

El Cerro de Pasco Corporation en Diciembre de 1967 a un ritmo de

1,000 TCS/día, luego a 2000 TCS/días y 2600 TCS/día y finalmente a
10000 TCS/día a fines de 1983, luego una ampliación total de las
instalaciones en la Mina, servicios y una nueva planta Concentradora en
Pampa de Coris. A partir de esa fecha, el mineral de la parte alta fue
explotado intensamente, quedando el mayor potencial del mineral en los
niveles inferiores.

3.1 UBICACIÓN Y ACCESO

El yacimiento de Cobriza se encuentra en el distrito de San Pedro de

Coris, Provincia de Churcampa y Departamento de Huancavelica; se
ubica en el flanco oeste de la Cordillera Oriental de los Andes y sobre
la margen izquierda del río Mantaro. Es accesible mediante una
carretera afirmada de 290km a partir de la ciudad de Huancayo, su
altura promedio es de 2500 m.s.n.m y cuya coordenada UTM es:
8609500N y 566200E.
Los principales accesos es a través de las carreteras Huancayo –
Cobriza y Ayacucho Cobriza. El clima de acuerdo a la clasificación de
las Regiones Naturales del Perú (Javier Pulgar Vidal 1967) figura
como zona ecológica Quechua, marcado por meses lluviosos (octubre
- abril) y meses altamente soleados y secos (mayo - setiembre).

MINA COBRIZA 4
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Ubicación geográfica del yacimiento de Cobriza se encuentra en el distrito de San

Pedro de Coris, Provincia de Churcampa y Departamento de Huancavelica

3.2 GEOLOGIA:

La mina cobriza es un yacimiento tabular Manto Cobriza, cuya mena

principal es la calcopirita con algo de tetraedrita y bismutinita y ganga
de silicatos ferromagnesianos y magnetita.
Las dimensiones del manto mineralizado son de 5,500m de largo
siguiendo el rumbo 1300 en la vertical siguiendo el buzamiento y un
ancho promedio de 15 a 30m.

Litológicamente, el manto Cobriza se encuentra en la parte media de

una gruesa masa rocosa de aproximadamente 1000 metros de
espesor conformada por lutitas pizarrosas, pizarras, areniscas
calcáreas, calizas y conglomerados metamorfoseados de edad
Paleozoica. En las cercanías el mayor cuerpo intrusivo del área, es el
batolito granítico Cobriza pero, en ningún momento entra en contacto
con el Manto Cobriza.

MINA COBRIZA 5
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Los resultados de las exploraciones en mina y superficie indican que
el Grupo Tarma, aparte de los mencionados mantos aloja otros
mantos: Jampato, Joripata, Ayahuanco, Yuraccyacu y sistemas
porfirídicos como Pukatoro y muy posiblemente que el depósito
filoneano Santa Rosa, sea parte de otro sistema porfirídico lo que
hace de esta franja Pensilvaniana de 30 x 15 km, un área de gran
potencial que se requiere continuar evaluando y explorando tanto al
Norte como el Sur del área mencionada. La alteración circundante a
estos depósitos es de escasa extensión dificultando su ubicación, sin
embargo dado su alto contenido de magnetita y pirrotita, tienen una
excelente respuesta magnética siendo por lo tanto la geofísica el
método de exploración más conveniente.

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4. GEOMECANICA DE ROCAS

a) LITOLOGIA

Consiste en pizarras, limolitas y calizas de la formación

Copacabana, del Paleozoico superior (Carbonífero – Pérmico). La
caliza referida tiene un grosor de 15 -30.

b) ESTRUCTURAS agragar

c) DISCONTINUIDADES agragar

d) CARACTERISTICAS MECÁNICAS Y FÍSICAS DEL MANTO Y LA

PIZARRA

MANTO LUTITA PIZARROSA

RCS (MPa): 140 -180 RCS (MPa) 80 – 130

Cohesión (Mpa): 15-20 Cohesión (Mpa) 0,5 -2

Ø (°) 45 - 60 Ø (°) 30 -35

E(GPa) 70 -80 E(GPa) 100 -130
V(poisson) 0.2 V (poisson) 0.45
Y(Tn /m3) 3.63 Y (Tn/m3) 2.72

3 Familias de fracturas 4 a 5 Familias de fracturas

Bloques Métricos Bloques centimétricos a

decimétricos
Roca tipo I y II Roca tipo III Y IV

Rumbo N 45° W Rumbo N 45° W

e) FACTORES INESTABILIZANTES EN COBRIZA

MINA COBRIZA 7
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o Filtración de agua por fracturas.
o Relleno en las fracturas si hubiese.
o Tiros cortados en los cortes techo y desquinches al piso
que se realizan.
o Edad de la mina (40años aproximadamente).
o Apertura de las labores.
o Tiempo de exposición y sobredimensionamiento.
o Exceso de aberturas en una misma área
o Problemas estructurales (presencia de fallas o fracturas
persistentes)
o Modificación y mal diseño de labores.
o Cambios bruscos de temperatura (Dilatación y contracción)
o Sísmica local y regional, etc.

f) CONTROL CUANTITATIVO

Consiste en:
o Realizar caracterizaciones del macizo rocoso utilizando las
clasificaciones Geomecánicas como el RMR89, Q Barton y
el GSI.
o Determinar dominios estructurales en las labores de
producción
o Llevamos un control de los craqueos y caídas de roca,
además el cuadro ha sido introducido al sistema de
Control de Gestión de la Mina
o Realizan mediciones de convergencias en los puntos
importantes de la mina.

g) ESTANDAR DEL SOSTENIMIENTO EN BASE AL RMR89

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h) ESTANDAR DEL SOSTENIMIENTO EN BASE GSI

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i) CRITICIDAD DE LAS CAIDA DE ROCA

MINA COBRIZA 10
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Clasificación de las caídas de roca en Cobriza

1 Craqueos con intervalos de tiempo prolongados, con caída o
proyección de fragmentos centimétricos.
2 Craqueos cercanos con cada y/o proyección de fragmentos de
roca centimétricos ingresar a un tajeo y/o recuperación recién
disparada, en el acceso siempre hay lajas pequeñas colgadas

3 Caída de roca por C/P y parte de bóveda, contacto C/P muy

alto, caída de bloques de concreto, craqueo constante; 0,5Tn a
9Tn.
4 Caída de roca en tajeos y galerías antiguas (mayor a 5años
),rampas de recuperación sin sostenimiento tajeos normales
(dependiendo) de fracturamientos a la abertura, rampas sin
sostenimiento craqueo constante y prolongación (minutos)
carga 10Tn a 40Tn.

5 Caída y proyección de roca imprevista cercana a los pilares de

los accesos de recuperaciones y rampas de acceso principal
carga >= 50Tn. Con efectos similares en rampa superior e
inferior.

5. METODO DE MINADO

5.1 DISEÑO DE MINA

a) Método de explotación

Dadas las mismas características geo mecánicas y buzamiento

irregular que presenta el manto en profundidad, se sigue
aplicando el método de CORTE Y RELLENO ASCENDENTE
MECANIZADO. El diseño se plantea priorizando la necesidad
de mantener el grado de mecanización de las operaciones.

b) Condiciones de Aplicación

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En la TABLA No. 5 se detallan los criterios de aplicabilidad del
método establecido.

c) Condiciones Geo mecánicas para el Diseño de los tajeos

Las disposición geométrica que presentan las excavaciones

como producto de la explotación de un cuerpo mineralizado, va
generando una estructura en la roca que tiene tanto vacíos
como elementos de sostenimiento naturales y/o artificiales. El
desarrollo progresivo o evolución de esta estructura de roca
como consecuencia del avance de la explotación, genera
perturbaciones mecánicas en el medio rocoso: el macizo
rocoso sufre desplazamientos hacia el vacío que deja el
minado, se producen nuevos estados de esfuerzos y
deformaciones, y se producen acumulaciones de energía en
determinadas áreas.

TABLA No. 5: CRITERIOS DE APLICABILIDAD DEL METODO

MINA COBRIZA 12
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CRITERIO DE METODO DE EXPLOTACION

APLICABILIDAD

Rumbo uniforme del Manto : 2,100 m de longitud, 900

MORFOLOGIA DEL m vertical

YACIMIENTO Potencia: 15 - 30 m.

Buzamiento : 30 - 45 SE

Rumbo : N 45 O

CAJAS Cajas incompetentes ( pizarras fracturadas)

Se deja un escudo de mineral in-situ de 5.0m o mas

pegado a la caja techo

MINERAL In-situ, competencia buena, uniforme.

Roto (más de un mes), tiene efecto de aglomeración y

compactación ( reacción exotérmica)

Su peso específico in-situ es de 3.63 TM/M3

RESTABLECIMIENTO Disponibilidad: relave clasificado en Planta

DEL EQUILIBRIO Concentradora Coris (Nv. 28 )

Para la explotación de los tajeos entre los niveles 10 y Cero, se recopiló

información geo mecánica básica para evaluar las condiciones de la masa
rocosa, con lo cual se corroboraron los parámetros de diseño del método de
minado por corte y relleno ascendente mecanizado utilizando relleno hidráulico.
Las dimensiones de los tajeos fueron determinadas siguiendo el análisis
empírico que se ha realizado en Cobriza a lo largo de sus años de explotación
y a la aplicación del “Método Gráfico de Estabilidad”.
De acuerdo a este método los parámetros medidos y calculados en la roca del
nivel Cero se muestran en la TABLA No.6.

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TABLA No.6: PARAMETROS DEL MACIZO ROCOSO

PARAMETRO
VALOR

Ancho máximo del tajeo 20 m.

Ancho mínimo del tajeo 12 m.

Longitud máxima del tajeo 200 m.

Longitud mínima del tajeo 40 m.

RADIO HIDRAULICO 5.66 a 9.09

RQD 80

Jn 15

Jr 2.3

Ja 1.7

A 1

B 0.9

C 3.75

N’ 24.35

Estos datos colocados en el GRAFICO No.1, nos dan una referencia que la
relación entre ancho y longitud del tajeo es estable para aberturas de 12 m. con
profundidades de 40 m., y esta misma relación se encuentra en una zona de
transición estable cuando se tiene hasta 20 m. de ancho y 200 m. de longitud.
En este diseño se contempla la estabilidad de la excavación, la orientación del
avance de la explotación, el control de la sobre - excavación en los contactos y
la fragmentación. Siempre se trata de conseguir un buen contorno y arqueo del
techo. En la TABLA No. 7 se muestran las características de los tajeos
preparados.

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d) Descripción del Método

Hasta el nivel 10 la explotación del manto Cobriza se realizó

dentro de los parámetros normales de diseño de los tajeos, es
decir los zig zags que los limitaban contaban con su respectivo
echadero y una chimenea de servicios de 7 pies y 5 pies de
diámetro respectivamente. Los tajeos se iniciaban a partir de
un subnivel dejando 10 metros de puente sobre el nivel inferior.
Bajo estas condiciones el acarreo de mineral se hacía
directamente a los echaderos con scooptrams ST-13, y el
transporte con locomotoras diesel hacia el echadero principal
del pique.

TABLA No.7: GEOMETRIA DE LOS BLOQUES DE EXPLOTACION

TAJEO SECCIONES LONGITUD ANCHO** ALTURA

00-2943 N 2600 – 2750 150 8.80 m. 100 m.

00-2680 S 2500 – 2600 100 10.10 m. 50 m.
00-2680 N 2300 – 2500 200 12.40 m. 50 m.
00-2300 S 2300 – 2000 200 9.80 m. 100 m.
00-2300 N 1800 – 2000 200 8.90 m. 100 m.
00-1760 N 1500 – 1700 200 9.50 m. 100 m.
(**): Ancho de minado económico

RH = 5.66 RH = 9.09
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1000

500

200 TO
IEN
NI M
100 OSTE
S
SIN
Número de estabilidad N'

ZONA ESTABLE
50 N’ = 24.35
N
IO
IC
A NS

TO
20 TR

EN
D E
NA

MI
ZO

I
10

EN
TO

ST
IEN

SO
5
IM

N
CO
EN

2
ST

ZONA DE HUNDIMIENTO
ION
SO
ON

1
SIC
EC

AN

0.5
BL

TR
TA

0.2
DE
ES

NA
ZO

0.1
0 5 10 15 20 25
Radio hidráulico S - mt

GRAFICO No.1: GRAFICO DE ESTABILIDAD

Al profundizar la explotación hasta el nivel Cero se tuvo que implementar el acarreo
con ST-13 y camiones de 30 y 36 toneladas para llevar el mineral hasta los echaderos
que se encuentran en el nivel 10. Las demás operaciones unitarias continúan siendo
normales según las condiciones de explotación anteriores.

e) Preparación de los tajeos

Para acceder al manto en profundidad se construyeron dos

rampas principales en zig zag. Desde el nivel 10 al nivel Cero
con una sección de 5 x 4 m. y gradiente de 12%. A partir de
estas rampas también se construyen los accesos hacia los
tajeos conforme progresa la explotación:

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o Subniveles: Se corren paralelo al rumbo del manto en contacto
con la caja piso, sección de 5 x 4 m y gradiente de 1%

o By passes: Se corren paralelo al manto por la caja techo dejando

un pilar de 5-10 metros entre el subnivel de ataque, son de 5 x 4 m
y gradiente de 1%.
o Cruceros: Se construyen cada 100 metros para entrar desde el by
pass hacia el subnivel, son de 5 x 4m

o Chimeneas y Huecos DTH: Se construyen 2 chimeneas para

ventilación y servicio en forma simultánea al avance del Subnivel,
por ellas se instalan las líneas de tensión y agua hacia los tajeos.
Se construyen enteramente en manto, desde el nivel 10 al nivel
Cero.
Raise Borer 6 pies de diámetro
Chimenea Convencional 1.5 m x 1.5 m
Inclinación 54°

También se construyen 3 o 4 huecos DTH para la conducción del

relleno hidráulico desde el nivel 10. En las FIGURAS No.2, 3, y 4
se muestran las facilidades, instalaciones y actividades que se
desarrollan en la explotación de un tajeo.

o Preparación del tajeo: Una vez que han sido delimitados los
bloques de explotación se realizan los siguientes trabajos:

 Desquinche en toda la longitud del subnivel con dos cortes

de techo, y hacia la caja techo hasta conformar el ancho de
minado económico del tajeo.

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 Preparación de un lecho con relleno detrítico y/o desmonte a
lo largo de u el subnivel desquinchado para el emplazamiento
del relleno hidráulico, y para que el drenaje sea el adecuado.

6. EXPLOTACION
Se están optimizando las fases del ciclo de minado: desate - perforación,
voladura, acarreo y transporte, y relleno. Estamos logrando que todas las
fases se hagan simultáneamente en los 6 tajeos, con el único propósito de
obtener un flujo constante de mineral. La duración de cada fase se ha
venido reduciendo mediante la aplicación de adecuados trazos de
perforación, la disminución del número de disparos por corte, una mejor
fragmentación, con un acarreo más eficiente y la práctica del relleno
hidráulico optimizado. Como consecuencia se está logrando elevar la
productividad.

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6.1 OPERACIONES UNITARIAS

a) Desate y Perforación
Previa a la perforación de los tajeos se realiza el desatado de
rocas en el techo y los hastíales con los Scaler. La altura del
techo tanto para el desatado como para la perforación es de 5 a
6 metros, considerando que esa es la altura estándar para el
mejor trabajo del equipo. La perforación se realiza con Jumbos
Hidráulicos de dos brazos.

a) Equipo de Desate

Marca Teledyne

Modelo DS20

Alcance máximo 8.50 m. de altura

Presión de percusión 1500 PSI.

Rendimiento 26.0 M2/Hr

Costo Horario 28.55 $/Hr

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b) Equipo de Perforación
Marca Atlas Copco
Modelo Boomer H-282
Perforadoras COP-1838
Voltaje 440 V
RPM 220

Presión de rotación 50 – 60 Bares

Presión de percusión 120- 185 Bares

Presión de agua 10-12 Bares

 Velocidad de penetración 1.5 min./ 14 pies

 Rendimiento 100 tal/guardia
 Disponibilidad Mecánica 85 %
Costo Horario $ 122.72

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c) Accesorios de Perforación
Barras Hexagonales R-32 / 12 pies

Brocas de botones 51 mm

d) Parámetros de Perforación

Malla de perforación 1.20 x 1.20 m

Longitud de perforación 10.5 pies
Diseño perforación Vertic.según buzamiento.
Angulo de inclinación 70°
Altura de corte 2.5 m en promedio
Rotura por taladro 13.10 TM/tal.
Tonelaje perforado 1310 TM/gdia
Metros perforados 305 m
Tonelaje por metro 4.29TM/m perforado
Tareas en perforación 2
Tonelaje por tarea 655TM/tar.de perforación

e) Diseño de Malla
El diseño de nuestra malla de perforación está basado en el
modelo matemático de R. Ash. El diseño es para una producción
normal, es decir, lograr una buena fragmentación que nos
permita mantener o mejorar nuestros niveles de eficiencia en el
carguío y transporte, conminación y minimizar los daños que
pueda ocasionar la voladura de los taladros en la caja techo del
manto.

f) Angulo de perforación
Es uno de los aspectos que se viene controlando en los tajeos y
no debe bajar de 70°; algunas veces no se estaba logrando por
diversos factores: como no tener la altura suficiente después de
la primera capa de relleno y no darle la debida importancia por
parte de los operadores y la supervisión.

MINA COBRIZA 21
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Nuestros tajeos tienen áreas que abarcan entre 2,000 y 3,000
m.2., con lo cual una variación de 25° es decir, bajar el ángulo
de perforación a 45° y para un mismo consumo de materiales,
significa dejar de romper aproximadamente 6,900 TM (25.3 %)
de mineral por corte, lo cual influye directamente en el factor de
potencia.
Altura de Corte ( H ) = 12 pies*0.3048*Sin X°*Sin 60°

g) Voladura
En la voladura de producción se hace necesario perforar una
cara libre conformada por dos filas de taladros a todo lo ancho
económico del tajeo, y para obtener una adecuada
fragmentación, la secuencia y salida del disparo es en forma de
“V “

h) Equipo de Carguío
Cargador Neumático mecanizado

Marca Teledyne

Modelo ALB 7

Capacidad de Carguío 245 KG de explosivo

i) Explosivos y Accesorios de Voladura

Dinamita Gelat. Espec. 1 1/8” x 8” x

75% Examon-P

Carga Columna Fanel rojo de 4.2 m.

Accesorios  Cordón Detonante 5P

 Guía de seguridad
Blanca.

El consumo de explosivos es un rubro muy importante que está

siendo optimizado. En lo que se refiere a carga de columna, se ha
cambiado el uso del ANFO preparado en Cobriza por el Examon-P.

MINA COBRIZA 22
INFORME

DESCRIPCION UNIDAD PARAMETRO

j) Factor de Potencia

Es uno de los parámetros más importantes en la voladura pues nos

indica el consumo de explosivos por TM volada para tener la
granulometría apropiada, y que no haya necesidad de efectuar
voladuras secundarias para su manipuleo por parte de los equipos
de transporte.
Anteriormente la carga por taladro no era controlada
adecuadamente, llegándose a cargar toda la longitud del taladro, lo
cual no se reflejaba en una mejor voladura. Actualmente se está
controlando que el carguío sea como máximo las ¾ partes de la
longitud del taladro, teniendo en cuenta que si se usa tacos esto
puede mejorar.
Hasta el año 1999, el factor de potencia obtenido era de 0.35 –
0.40 Kg. /TM, mejorándose el 2000 a 0.30 – 0.35 Kg./TM.
Actualmente obtenemos un factor de 0.25 – 0.31 Kg./TM, debido al
cambio de malla de perforación y al mejor control de las
operaciones. En la TABLA No. 8 se muestran los resultados de
operación con respecto a la Perforación y Voladura en un tajeo.

TABLA No.8: RESULTADOS DE PERFORACION-VOLADURA

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Área total explotada m.2 2,500
Altura promedio de corte m. 2.50
Volumen roto m.3 6,250
Tonelaje roto TM 22,688
Numero de taladros Unidad 1750
Longitud perforada Pies 18,375
Consumo varillaje de perforación
Barras Unidad 5
Brocas Unidad 14
Shank Unidad 5
Coupling Unidad 5
Consumo de explosivos y accesorios
Dinamita Kg 304
Examon – P Kg 8750
Fanel Unidad 1750
Cordón detonante m. 1420
Fulminante Unidad 2
Guía Nacional Pies 26
Factor de Potencia Kg/TM 0.33
Tareas (desate – perforación – Unidad 74
voladura)
Voladura secundaria % 5 – 10

k) Limpieza
Nuestro sistema actual “Trackless” es muy versátil operativamente,
pero requiere de una atención constante en lo que se refiere al
mantenimiento de vías, que afectan directamente en lo siguiente:
Rendimiento y vida de llantas de camiones y scoops, velocidad de
extracción, disponibilidad mecánica de los equipos y productividad.

7. EQUIPOS
El mineral proveniente de los tajeos de explotación del nivel Cero se
extraen hasta los echaderos del nivel 10 con camiones de 30 y 36 TM.

MINA COBRIZA 24
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El Carguío se realiza con Scooptram ST-13 de 11 yd3 o con cargador
frontal de 5.5 yd3.
En 1999 la Empresa vio por conveniente renovar parte de los equipos
trackless, para lo cual adquirió dos camiones DUX de 36 Toneladas.

En función a la distancia de los tajeos hacia el echadero en el nivel 10, y

poder cumplir con el programa de acarreo y transporte, se determinó la
siguiente necesidad de equipos: - 01 ST-13 de 11 yd3

o 01 cargador frontal de 5.5 yd3

o 02 camiones DUX de 36 Ton.
o 03 camiones DUX de 30 Ton.

a) Características Técnicas del Carguío

Densidad del mineral roto 2.70 TM/m3

Factor de Carguío 0.70

Factor de esponjamiento 40 %

Distancia de acarreo 1,000 – 1,500 m.

Turnos por día 2

Disponibilidad mecánica 65% mínimo

Horas efectivas trabajadas 5.0 hr/guardia

b) Costo Horario de Equipos

La TABLA No. 9 muestra los rendimientos y costos horario de cada
tipo de unidades utilizadas.

8. RELLENO HIDRÁULICO

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Una vez realizado un corte a lo largo de todo el tajeo, se procede al
relleno hidráulico del mismo. Primeramente se preparan pozas con
material detrítico o material del relleno hidráulico anterior con tractores
de oruga, y luego el relleno es conducido por huecos DTH desde el nivel
superior. La altura que debe alcanzar el relleno en los tajeos es de 2.0 a
2.5 metros. La práctica nos ha enseñado que después de 48 horas ya es
posible ingresar con equipo pesado.

TABLA No.9: RENDIMIENTOS Y COSTOS DE EQUIPOS DE ACARREO

RENDIMIENTOS SCOOPTRAM CAMION DUX
Capacidad cuchara/tolva (m.3) 8.41 16 – 19.6
Capacidad tolva (TM) - 30 – 36
Factor de llenado (%) 70 70
Tonelaje por viaje (TM) 15.2 20 – 25
Tiempo de ciclo (min.) 3–5 30 – 40
Viajes / hora (50 min./hr) (VJ) 13 1.5 – 2
Producción horaria 190 30 – 50
(TM/HR) 900 900
Producción por guardia (TM/gdia) 75.35 41.51
Costo horario ($/HR- 0.40 1.04
MQ)
Costo por tonelada
($/TM)

En las áreas rellenadas, no teniéndose reacciones exotérmicas ni

desprendimiento de gases.
El relleno hidráulico es bombeado desde la planta de Relleno
Hidráulico ubicada en Pampa de Coris hacia la Mina, a través de
5.02 Km. de tubería de 6” Φ por el nivel 28 Sur hacia el nivel 28
Norte y de allí al nivel 10. La planta cuenta con:

o Dos bombas centrifugas de 4,572 GPM para captar relaves

o 11 hidrociclones de 15” de diámetro para eliminar los finos

MINA COBRIZA 26
INFORME
o Un tanque con agitador para almacenar pulpa
o Dos bombas Mars de 673 GPM, con motor de 650 HP.

a) Características del Relleno

Velocidad de percolación 4 pulg/hr

California Bearing Ratio 3.0 como mínimo

(CBR)

Densidad de pulpa 1,550 -1,600 gr./lt

Porcentaje de sólidos 50 – 55 %

b) Necesidades de Relleno
Para una producción de 54,000 Tm./mes se tiene los siguientes
parámetros:
Producción de relaves en 129,500 TM/mes - 59,000
planta Concent. m3
Densidad del relleno 2.2 TM/m3
Relave necesario para la 18,900 m3(Solamente se
Mina rellenara el 70% de los vacíos
generado por la explotación)
Utilización de relave para 32%
relleno
Horas de Operación Planta 720 (1 circuito)
Concentradora
Horas de operación Planta 470 – 510 horas
de Relleno

Optimizando el sistema actual de los hidrociclones de 15” Φ,

uniformizando la alimentación y hallando los diámetros óptimos del Apex
y el Vortex, se ha mejorado la calidad del relleno hidráulico.

9. SOSTENIMIENTO

El sostenimiento que se ha utilizado es:

a) PERNOS HELICOIDALES CON CARTUCHO DE RESINA Y CEMENTO

o 8pies de largo para hastiales

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o 10 pies de largo para el techo
o Se utiliza entre 7 y 8 cartuchos de resina por perno y/o o
cartuchos de cemento de resina rápida y el resto de cemento.

b) SHOTCRETE

o Resistencia a la compresión mínima a 1 día 7 Mpa y a 28 días

30 Mpa.
o Resistencia a la flexión 4 Mpa
o Rebote mínimo a 10%

c) PROCESOS DE COLOCACIÓN DE PERNOS

o Mapeo geotécnico por arco rebatido y secciones

o Area previamente desatada con Scaler
o Preparación del Área en galerías principales
o Instalación de pernos en forma sistemática
o Perforación de taladros con jumbo electrohidraúlico
o Aplicación del shotcrete (sostenimiento temporal)

d) MUROS DE SOSTENIMIENTO
o Construidos en galerías y accesos principales
o Como soporte de cuñas y bloques considerables
o Son de concreto estructurado
o Dimensiones variables, generalmente de 2,5m x 5m x 6m

e) CIMBRAS
o Construidos en galerías y accesos principales
o En zonas de alta inestabilidad y/o techos muy elevados

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o Se utilizó arcos de acero tipo H, estructuras de alta
resistencia.
o Dimensiones: 6mx4m, 5mx4m, con espaciados ente 1,0m y
1,5m, vaciados con concreto.

CONCLUCIONES

o Para Doe Run Peru la Seguridad es #1, “la Seguridad no es una

prioridad, la Seguridad es un valor”, invierte en sostenimiento de la mina
más de 2 MM US$/año.

o El uso del desatador Scaler, Robot Lanzador de Shotcrete y el Control

Remoto para Scooptram en recuperaciones, minimizan el riesgo de
incidentes por desprendimiento de rocas.

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o El cambio de paradigma: de una explotación a gran escala hacia una
explotación selectiva y de recuperaciones (escudos, puentes – mejor
calidad de mineral) garantizan la continuidad operativa de la mina
Cobriza.

o En minas en etapas avanzadas de explotación “agotamiento” (labores

dispersas y de recuperaciones), una adecuada selección de equipos de
acarreo además de aspectos económicos-financieros es muy importante
considerar la naturaleza intrínseca de nuestras minas (presencia de
agua, gradientes, secciones, etc.), esto nos garantizará una producción
sostenida en el tiempo.

o La aplicación de la Técnica del Análisis Estratégico, nos permite conocer

el entorno externo (Oportunidades y Amenazas: oferta y demanda del
cobre, la perspectiva del mercado del cobre a mediano y largo plazo, y
tendencias de precios en el futuro, etc.), además del entorno interno de
la empresa (Fortalezas y Debilidades: reservas, nuevos proyectos,
competencias internas claves, eficiencias y productividad, etc.). Luego
de efectuar la matriz FODA, podemos visualizar las estrategias
emergentes de apalancamiento y estrategias emergentes para superar
las restricciones. En el caso estudio de la Mina Cobriza, existe muchas
oportunidades de mejora a aplicar e implementar inmediatamente las
estrategias emergentes descritas a fin de garantizar la continuidad
operativa del negocio y producción sostenida en el tiempo.

o La diversificación de métodos de explotación en la mina Cobriza, es

urgente e importante. A fin de garantizar el cumplimiento de los objetivos
de seguridad, control ambiental y producción.

o En Cobriza es importante mantener las operaciones con seguridad y

eficiencia, esto se logra realizando evaluaciones geomecánicas de las
labores de producción, galerías principales, rampas, pilares, etc.

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RECOMENDACIONES

o Realizar los estudios de viabilidad técnico-económica a los proyectos

propuestos (estrategias emergentes) como resultado del Análisis FODA
de la mina Cobriza, a fin de garantizar la producción sostenida en el
tiempo y la continuidad operativa del negocio.

BIBLIOGRAFIA

o 35753167-Geomecanica-en-Cobriza - pdf
o 240748245-Sostenimiento-en-Mina-Cobriza-pdf
o 270611367-Planeamiento-de-Minado-Del-Proceso-Productivo-Mina-
Cobriza-ULTIMO- pdf
o 246404490-MINA-COBRIZA-pdf
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