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Quispe Pa
Quispe Pa
Quispe Pa
Informe de Ingeniería
Promoción: 94 – I
LIMA – PERÚ
2004
1
INDICE
Página
I. ASPECTOS GENERALES 7
1.1 Ubicación 7
1.2 Accesibilidad 7
1.3 Topografia 7
1.4 Condiciones Climáticas 7
1.5 Historia 7
2
4.1.1 Corte relleno ascendente mecanizado con relleno
hidráulico (Over Cut and Fill) 29
4.1.2 Etapas de perforación y voladura 29
4.1.3 Variedad de consumo de explosivos año 2003 32
4.1.4 Variedad y Consumo de Explosivos y Accesorios 33
4.1.5 Variedad y Consumo de Explosivos y Accesorios
y Costo año 2003 34
4.1.6 Limpieza de Mineral 35
4.1.7 Parámetro de Explotación 35
4.1.8 Transporte de Mineral 36
4.1.9 Transferencia de Mineral 36
4.1.10 Infraestructura de la Mina 36
4.2 Servicios Auxiliares 37
4.2.1 Aire Comprimido 37
4.2.2 Ventilación 38
4.2.3 Radios de Agua 40
4.2.4 Relleno Hidráulico 40
4.2.4.1 Objetivo de Relleno 41
4.2.4.2 Procedimientos en el Relleno
Hidráulico 43
4.2.4.3 Control 45
4.2.4.4 Responsabilidad 46
4.2.5 Energía Eléctrica 46
V. EJECUCIÓN DEL PROYECTO RAMPA 020 PARA LA
EXPLOTACIÓN DE LOS STOPES 878 Y 879 NV 3780 46
5.1 Mineral Cubicado de los Cuerpos 878 y 879 46
5.2 Estudios Geomecánico 47
5.3 Costos de Ejecución del Proyecto Rampa 020 y
stope 878 y 879 52
5.3.1 Características de la Rampa 52
5.3.2 Equipos a utilizar 52
5.3.3 Costos Generales 54
3
5.3.3.1 Costo Unitario Rampa 020 54
5.3.3.2 Costo Unitario Stopes 878 y 879 56
5.3.3.3 Costo Unitario de Sostenimiento 57
5.3.4 Costos Adicionales 58
5.3.4.1 Costos Sostenimiento Rampa 020 58
5.3.4.2 Costo de preparación de ventanas.
Hacia el Stopes 59
5.3.4.2.1 Costo de Ventanas 60
5.3.4.2.2 Costo de Chimenea 60
5.3.4.2.3 Costo de Parrilla 61
5.3.4.2.4 Costo de Tolvas
Neumáticas para cada
Stopes en el nivel 3780. 61
5.3.4.3 Costo de minado (rotura $ x m3).
De relleno hidráulico, preparaciones
accesos a Reaise Bore para
ventilaciones, sostenimiento y otros.
(mano obra) 62
5.3.4.3.1 Costo de Minado 62
5.3.4.3.2 Costo de relleno
Hidráulico 62
5.3.4.3.3 Costo preparaciones
accesos y Raice Bore
para ventilación y otros. 63
5.3.4.3.4 Costo de Sostenimiento 63
5.3.4.3.5 Costo de limpieza hasta
hechadero (Dumper
16 tn) 64
5.3.4.3.6 Costo de Acarreo hasta
Drow Pons principal. 64
5.3.5 Resumen General de Costos de Ejecución el
Proyecto y Vs. Utilidad par la CIA ATACOCHA 65
4
5.3.6 Anexos: Estudio y Costos de Herramientas y
Materiales y otros. 66
VI. ASPECTOS DE SEGURIDAD 76
6.1 Conceptos de seguridad que se trabaja en ATACOCHA 76
6.1.1 Qué es NOSA76 76
6.1.2 Qué es HIRA 77
6.1.3 Qué es el peligro 77
6.1.4 Qué es el riesgo 77
6.1.5 Qué es el control 78
6.1.6 Qué es el incidente 78
6.2 Ecología medio ambiente 78
VII. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES 81
VIII. BIBLIOGRAFIA 86
5
DEDICATORIA
A : Dios
A : Mis padres Vicente y Fortunata
A : Mi hermano Alfredo
A : Mi esposa Guadalupe y a mis
hijos Adolfo, Clara y Carlos por
los momentos más difíciles que
se supera en la vida.
6
I. ASPECTOS GENERALES
7
2003
8
La Compañía Minera Atacocha S.A. desde su Constitución en 1936 ha
operado en la mina en forma continua hasta su actualidad, habiendo
producido hasta el año 2003 un total de 26´402,000 Toneladas de
mineral y descubiertas 32´246,000.
9
profundidad por extensos sistemas de fallas con una orientación e
inclinación Andina. (Ver plano ó figura 2)
2.2.1 Estratigrafía
10
MISHARAN
G O
TIN
RIO
MALAUCHACA
ACOCHA
FALLA AT
RACRAY
CHAMACO
LA LAQUIA
TUCTOHUACHANAN
AIHUICAY
LA QUINUA
ORGANCANA
LEYENDA SIMBOLOS
2003
11
2003
12
En el lado oriental de la falla de Atacocha, se han medido
2,100 m. De caliza que conforman el Grupo Pucará
sobreyaciendo a los esquistos, ubicados en el túnel del nivel
3600 que une la mina la mina Atacocha con la planta
concentradora de Chicrín. No se ha encontrado ninguna
evidencia estratigráfica de repetición, sin embargo se han
encontrado dos grandes zonas de falla que fueron
interceptadas por el túnel. Las unidades de orientación N y
S tienen inclinaciones fuertes (80° - 85°) al Este. La
estratigrafía en el lado Este de la falla no se reconoce en el
lado Oeste, Johnson (1995), sugirió que las unidades del
lado occidental pueden haberse depositado más cerca al
margen de la cuenca deposicional y bajo las condiciones
más variadas que las del este de la falla. La base de la
secuencia descansa con leve discordancia angular sobre
las rocas del Grupo Mitu.
13
secuencia descansa con leve discordancia sobre las calizas
Pucará y consiste de una secuencia de niveles de chert y
brecha de chert sobre pizarra oscuras y areniscas de grano
fino que contienen fragmentos de madera (Johnson, 1995),
estos están sobre areniscas blancas de cuarzo de
estratificación cruzada, que comprenden el volumen del
grupo. Flujos de basalto son Inter. Estratificados con las
capas superiores de arenisca cuarzosas. El Grupo
Goyllarisquizga localmente alberga cuerpos mineralizados
de alta ley en estructuras de extensión E-W en las partes
superiores e la mina Atacocha.
14
Johnson (1955), describe las rocas intrusivas como
porfidos dacíticos y esta terminología se usa comúnmente
en la mina y literatura local. Los stocks en el área consisten
de dacita porfirítica. La horblenda es el mineral
predominante de la fase máfica primaria en San Gerardo;
mientras que la biotita predomina en las de Santa Bárbara.
Johnson notó un porcentaje mayor de fenocristales de
cuarzo y sanidina en el stock de Santa Bárbara cuando lo
comparó con el stock de San Gerardo.
15
edad de aproximadamente 30 Ma. Para la actividad ígnea en
el distrito de Atacocha.
Las series intrusivas que están asociadas con los depósitos de Zn, Pb y
Ag, se localizan en la misma tendencia NE de los corredores,
principalmente en sus intersecciones con mayor tendencia del N al NW
de las fallas de empuje.
16
LEYENDA
17
Figura N° 5
2003
18
Localmente en el distrito de Atacocha los estilos estructurales varía a
través de la Falla Atacocha-Milpo. En el lado oriental de la falla la
estratigrafía se ha plegado en un sinclinal con flancos ligeramente
asimétricos introduciéndose al sur. Las capas de las calizas del Pucará
en la del miembro occidental están orientadas de N-S y se introducen
bruscamente 80° al este. Al oeste de la falla numerosos pliegues
pequeños de direcciones e inclinaciones irregulares, están complicados
por una serie de fallas de dirección NW. Fg. No. 3
19
de las calizas; estas zonas de skarn se encuentran controladas por
la presencia de varios apófisis de intrusivos alineados al stock
principal. La mineralización consiste de esfalerita con calcopirita y
en menor proporción galena. Las leyes de Cu y Au van en aumento
con la profundización del sistema y de la misma forma los
contenidos del bismuto.
20
Se presentan dos tipos e alteraciones. Hidrotermal y
metamórfica. Estas se definen en los contactos de los stocks
con las rocas sedimentarias circundantes.
21
2. Fracturamiento-fallamiento NW-SE del flanco Oeste del
Intrusivo Atacocha.
22
- Vetas ó filones.
RESERVAS DE MINERAL
23
RESERVA DE MINERAL PARA EL AÑO 2004
24
TABLA N°1
25
IV. MINERIA
26
TABLA 2
27
TABLA 3
28
4.1.1 Corte relleno ascendente mecanizado con relleno
hidráulico (Over Cut and Fill)
29
o Todo esta preparación se determina en el primer piso.
30
ANEXO 01
2003 CTTA. GREMS CNS CTTA.MINERA SOL CTTA. OPERMIN S.A.C. CTTA CONANDINOS TOTAL
Jumbo Axera D-5 (1) Jumbo Axera D-5 (2) Jumbo Jumbo Jumbo H126 Jumbo H281 Jumbo Rocker Jumbo Rocker Jumbo
Serie 3167 Serie 3484 Rocket Atlas Copco Atlas Copco H281 Atlas H281 Atlas Boommer
Boomer 281 Copco Copco H281 Atlas
Atlas Copco Copco
COOP-1838
FE HD HP HE HD HP HD HP HD HP HD HP HD HP HD HP HD HP HD HP HP
ENERO 240.4 77.1 160.9 272.5 99.4 200.7 146.2 108.8 204.2 107.5 210.3 130 105.6 141.4 1,169.3
FEBRERO 156.6 65.0 104.8 250.7 87.0 183.3 100 116.9 210.1 108.6 202.6 164 134.0 128.5 1,063.3
MARZO 230.5 82.6 165.6 267.6 96.2 191.3 150.6 138.0 250.2 122 218.2 142 152.6 117.8 1,246.3
ABRIL 225.6 79.5 171.2 271.3 75.2 197.2 170.5 125.8 188.7 125.8 184.9 131 89.8 99.8 1,102.1
MAYO 124.7 114.7 63.0 387.0 68.5 291.9 86.5 82.0 121.6 112.0 168.1 81.0 137.9 115.9 125.8 1,054.6
JUNIO 162.8 64.5 116.0 143.5 51.8 108.7 240.7 123.9 167.9 145.9 262.3 230.5 167.9 1,250.0
JULIO 186.8 84.0 134.7 214.9 69.6 164.0 251.5 168.8 162.3 157.7 239.8 219.8 167.8 1,346.2
AGOSTO 211.5 74.9 143.9 249.9 75.2 180.2 98.0 342.1 130.3 175.6 127.9 239.3 107 263.8 34.1 1,333.7
SEPTIEMBRE 208.8 78.7 147.0 249.9 75.2 180.2 300.6 108 200.2 116 218.5 59 225.0 1,179.3
OCTUBRE 295.8 90.9 194.4 221.9 84.6 163.2 96.0 288.4 129.8 160.2 129.7 178.3 76 106.3 1,060.4
NOVIEMBRE 208.8 55.6 131.7 204.3 72.1 150.8 100.0 207.1 131.8 190.8 130.0 181.7 76 249.0 1,052.1
DICIEMBRE 284.6 89.5 189.8 338.7 114.8 269.3 111.9 145.6 140.4 203.1 149.9 158.6 190.0 1,093.7
TOTAL 2,586.9 957.0 1,723.0 3,072.2 969.6 2,280.8 0 654 405.9 1776 571.5 974.8 1,508.9 2,244.2 1,038.1 1,616.4 885.0 2,082.1 0.0 983.1 13,951.0
Hr mes/jum 211.4 79.8 143.6 256.0 80.8 190.1 0 131 101 254 114.3 195.0 125.7 187.0 129.8 202.1 110.6 173.5 122.9 1,162.6
31
4.1.3 Variedad de Consumo de Explosivos Año 2003
32
4.1.4 Variedad y Consumo de Explosivos y Accesorios.
33
4.1.5 Variedad y Consumo de Explosivos y Accesorios y
Costos Año 2003
34
4.1.6 Limpieza de Mineral.- La limpieza del mineral se realiza
con Scoops eléctricos de 3.5 yd3, 4.2 yd3, 2.2 yd3 y Diesel de: 4.2
yd3, 3.5 yd3, 2.2 yd3.
4.00 m
35
4.1.8 Transporte de Mineral.- El acarreo del mineral de los
stopes a los hechaderos en las diferentes áreas de explotación se
realiza con scooptrams eléctricos de 22 y d3, 3-5 y d3 y
Scooptrams Diesel e 2.2 y d3, 3.5 y d3, 4.2 y d3; a partir de estos
hechaderos con tolvas neumáticas son chuteados y transportados
por camiones de bajo perfil. (Dumpers) 16 Tn. hacia los Ore pass
principales que están comunicados desde el NV 3600 hasta 3840.
36
En la sección 3 se tiene el servicio de un Winche de izaje de dos
tamboras de 150 HP., en el pique 533 desde el Nv 4000 a Nv 3540
37
4.2.2 Ventilación.- La ventilación en la mina es natural y forzada.
VENTILACION SECCION 2 – 4
SANTA BARBARA
BALANCE DE AIRE
2000 1,190
2001 620
2002 860
2003 1,110
TOTAL 3,780
38
AÑO 2003
PREPARACION Y EXPLOTACION: 240 MT.
CHIMENEAS DE VENTILACION: 870 MT.
39
m3/*min, tan solo se usa ventiladores en zonas horizontales
profundas donde el flujo es lento o turbulento.
40
4.2.4.1. Objetivo del Relleno
41
6. Durante la preparación el personal del tajeo debe
apoyar en el mantenimiento de la estabilidad en los
accesos y en el área de relleno. Cuando el tajeo está
listo el Encargado de Preparación RH comunica al
Jefe de Servicios.
42
11. El soporte de los tubos de relleno se pone cada tres
(03) metros en las vías de acceso y cada dos (02)
metros en el interior del tajeo (a la altura suficiente
que no sea cubierto por el relleno.
43
relleno dentro de la semana. No está permitido
rellenar áreas menores.
44
sólo con autorización del Jefe de Servicios
Auxiliares, quién dará las indicaciones precisas para
hacerlo.
4.2.4.3 Control
45
• Revisión del área preparada por el jefe de Servicios
Auxiliares.
4.2.4.4 Responsabilidad
46
En el momento de su explotación serán reguladores de leyes y
incrementara la producción en 22,000 Tn mensuales con 25%
que hasta la fecha es de 80,000 TN/MES. Incrementado a fines
de año 2003 en 101,000 Tn. Todo a nivel de la mina Atacocha.
47
48
49
50
51
5.3 Costos de Ejecución del Proyecto Rampa 020; y Stope 878 y
879
N° de taladros perforados: 37
52
Tiempo de limpieza por disparo: 2.5 horas
ANEXO 02
ANEXO 03
53
5.3.3 COSTOS GENERALES
5.3.3.1 COSTO UNITARIO RAMPA 020
PARAMETROS
LABOR: Rampa (+) 020 TIEMPO DE PERFORACION: 3.14 Horas
SECCION: 3.5 x 3 mt. COSTO POR HORA JUMBO: 80 $/Hr.
EQUIPO PERFORACION: Jumbo Hidráulico COSTO POR HORA SCOOP: 60$/ Hr.
EQUIPO LIMPIEZA: Scoop. 3.54d3 COSTO POR HORA DUMPER: 50$/Hr.
EQUIPO ACARREO: Dumper 16TN TIEMPO DE LIMPIEZA: 2.50 Hr.
ROCA: Dura TIEMPO DE ACARREO: 3 Hr.
LONTIGUD PERFORACION: 13'
N° TALADROS: 37
AVANCE/DISPARO: 3.50 mt/disp.
TIPO DE CAMBIO: 3.5 S/. / $
EXPLOSIVO: Contorno Dinamita
Resto Examon
2.- EQUIPOS
DESCRIPCION PU$ Vida Util US$ UNI FACTOR Hrs. US$ mt.
mt. Vida Util
Costo Equipo Jumbo 80 80 3.14 71.77
Costo Equipo Scoop 3.5yd3 60 60 2.50 42.85
Costo Equipo Dumper 16TM 50 50 3.00 42.85
Brocas 45 mm. 49 350 0.14 137.42 5.49
Rimador 3.5" 215 1,300 0.17 14.85 0.72
Adaptador R-32 75 1,300 0.06 14.85 0.25
Barra 14" 169 400 0.04 137.42 1.57
Shank Adapter 116 5,000 0.02 137.42 0.78
Copla 29.5 3,000 0.01 137.42 0.39
Herramientas y/otros 1500 30,000 0.05 137.42 1.96
TOTAL EQUIPOS 168.63
SUBTOTAL= 1 + 2 + 3 + 4 235.88
GASTOS GENERALES 10% 23.59
UTILIDAD 15% 35.38
2.- EQUIPOS
Descripción PU Vida Util US$/unid Factor m3 US$/m3
US $ m Vida Util
Costo Equipo Jumbo 80.00 1.76 50.40 2.79
Costo EquipoScoop 3.5yd3 60.00 0.00 4.16 50.40 4.95
Costo Equipo Camión 16 TM 50.00 0.00 0.04 50.40 0.04
Brocas 45 mm 49.00 350.00 0.14 102.60 50.40 0.29
Barra 14.0 169.00 4000.00 0.04 102.60 50.40 0.09
Shank Adapter 118.00 5000.00 0.02 102.60 50.40 0.05
Copla 29.50 3000.00 0.01 102.60 50.40 0.02
Herramientas/Otros 1500.00 30000.00 0.05 102.60 50.40 0.10
Total Equipos 8.33
4.- SERVICIOS
Descripción US$/unid Factor m3
US$/m3
Seguridad 0.17
Movilidad de Personal 0.71
Total Servicios 0.88
SUBTOTAL 10.98
GASTOS GENERALES 10% 1.098
UTILIDAD 15% 1.647
5.- EXPLOSIVOS
Descripción Cantidad Unidad PU Factor m3
US$/ubid US$/m3
Tecnel 27.00 unid 0.97 26.23 50.40 0.52
N°8 2.00 unid 0.07 0.15 50.40 0.00
Guíade seguridad 4.80 m. 0.07 0.31 50.40 0.01
Examen 81.60 Kg. 0.43 34.84 50.40 0.69
Dinamita 65% 1 1/2x12" 22.55 Kg. 1.71 38.64 50.40 0.77
Pentacord 3P 60.00 m. 0.11 6.30 50.40 0.13
Total Explosivos 2.12
TOTAL US$/m3 15.83
S/. /m3 55.42
5.3.3.3 COSTO UNITARIO DE SOSTENIMIENTO
1.-MANO DE OBRA
2.-PERFORACIÓN
Barrenos
B-4 72.00 pies 0.223 16.07 0.89
B-6 36.00 pies 0.249 8.98 0.50
B-8 27.00 pies 0.276 7.44 0.41
Perforadora 135.00 pies 0.294 39.69 2.21
Adaptador 135.00 pies 0.042 5.67 0.32
Mangueras y accesorios 135.00 pies 0.019 2.50 0.14
Aguzado 135.00 pies 0.048 6.48 0.36
Aceite de Perforación 0.23 galon 11.080 2.55 0.14
3.- MISCELANEOS
Implementos de protección
Operador 2.00 tareas 4.845 9.69 0.54
Supervisión 0.24 tareas 2.494 0.60 0.03
Herramientas 1.00 2.370 2.37 0.13
SUBTOTAL 13.88
Costo = 40 x 4 x 12 = $1920
58
3.80 mts.
$/disparos = 880 = 80 $/disparo
11
$/metro = 80 = 21 $/metro
$/metro = 21 = 6.$/metro
3.8
Total costo sostenimiento = (6.3.8.1 + 6.3.8.2) =
$/disparo = 101
$/metro = 27
59
stopes total 8 ventanas entre el sptope 878 y 879 hasta
dejar 5 mt. De puente para llegar al nivel 3780 cada corte 3
mt total 18 cortes y 45 mts. De chimeneas para hechaderos
por stopes total 90 mts. De chimenea y 36 cortes por los2
stopes.
60
5.3.4.2.3 Costo de Parrillas:
Características:
Sección: 2.50 mt x 1.80 mt.
Riel : 30 lbs.
Cuartones 8” x 8”, solera : 04
Total = 8 x 70 = 560$
61
5.3.4.3 Costos de minado (rotura $ x m3), de relleno
hidráulico, preparaciones accesos a reaise bore para
ventilaciones, sostenimiento y otros. (mano obra)
62
Costo imprevisto como (cortinas, telas
porosas, canales de drenaje y otros, fugas).
5% = $16,675
63
Costo stope 878 + 879
= 464,000 TM x 0.97 $/TM = $450,080
Costo : $502,666
64
5.3.5 Resumen General de Costos de Ejecución del Proyecto Y Vs. Utlidad para la CIA
ATACOCHA
65
imprevistos
Preparación acceso a 68,900 Se calcula 3% de
Raice Bore ventilación imprevistos
Costo sostenimiento en 464,000 TM 0.97 + 2%(0.97) 459,080
stope
Limpieza hasta hechadero 464,000 TM 1.2 556,800
Acarreo hasta Drow Poins 464,000 TM 1.08 502,666
TOTAL 4´658,582
66
PERFORACION DATOS CARACTERISTICOS TOMADOS EN CAMPO
CRONOMETRADOR: ADOLFO QUISPE PEREZ
Longitud de Perforación 13.00 pies MUESTRERO
3.70 mt.
Sección Dura Media Dura (min) Media (min) Vol m3 Ancho Alto Avance Long Perf (pies)
4.0 x 3.5 3.53 2.85 5.40 3.46 49.00 4.0 3.5 3.50 13
3.5 x 3.5 3.34 2.69 5.46 3.52 42.88 3.5 3.5 3.50 13
Tiempo de perforación
3.0 x 3.5 3.14 2.52 5.52 3.58 36.75 3.0 3.5 3.50 13
(hr)
3.0 x 3.0 2.71 2.16 5.29 3.41 29.70 3.0 3.0 3.30 12
2.4 x 2.7 2.40 1.85 5.43 3.54 21.38 2.4 2.7 3.30 12
2.4 x 2.4 2.21 1.70 5.52 3.64 19.01 2.4 2.4 3.30 12
t.perf/tal t.perf.rimado T.PER T.T. TOTAL
Sección Dura Media DURA 3.00 7.00
4.0 x 3.5 45 43 2.25 0.47 2.72 0.82 3.53
3.5 x 3.5 42 40 2.10 0.47 2.57 0.77 3.34
No. Taladros 3.0 x 3.5 39 37 1.95 0.47 2.42 0.73 3.14
3.0 x 3.0 37 35 1.75 0.33 2.08 0.62 2.71
2.4 x 2.7 32 29 1.51 0.33 1.84 0.55 2.40
2.4 x 2.4 29 26 1.37 0.33 1.70 0.51 2.21
Sección Dura Media MEDIA 2.50 6.00
4.0 x 3.5 166.50 159.10 1.79 0.40 2.19 0.66 2.85
3.5 x 3.5 155.40 148.00 1.67 0.40 2.07 0.62 2.69
Metros Perforados x disparo
3.0 x 3.5 144.30 136.90 1.54 0.40 1.94 0.58 2.52
(mt)
3.0 x 3.0 129.50 122.50 1.38 0.28 1.66 0.50 2.16
2.4 x 2.7 112.00 101.50 1.14 0.28 1.43 0.43 1.85
2.4 x 2.4 101.50 91.00 1.02 0.28 1.31 0.39 1.70
SUBNIVEL Sección Dura Media Dura Media
Sección Dura Media 2.4 x 2.7 31.00 28.00 2.34 1.80
4.0 x 3.5 4.00 4.00 N° Taladro 3.0 x 3.0 36.00 34.00 2.64 2.11
3.5 x 3.5 4.00 4.00 3.5 x 3.0 38.00 36.00 3.08 2.47
No. Taladros sin cargar 3.0 x 3.5 4.00 4.00
3.0 x 3.0 3.00 3.00
2.4 x 2.7 3.00 3.00 2.4 x 2.7 108.50 98.00
Metros de
2.4 x 2.4 3.00 3.00 3.0 x 3.0 126.00 119.00
Perforación
Sección Dura Media 3.5 x 3.0 40.60 133.20
4.0 x 3.5 14.80 14.80
3.5 x 3.5 14.80 14.80
Metros Perforados sin cargar x
3.0 x 3.5 14.80 14.80 2.4 x 2.7 3.00 3.00
disparo (mt) N° taladros sin
3.0 x 3.0 10.50 10.50 3.0 x 3.0 3.00 3.00
cargar
2.4 x 2.7 10.50 10.50 3.5 x 3.0 4.00 4.00
2.4 x 2.4 10.50 10.50
ROTURA Long. Perf. 3.8
Tipo de Roca Dura Media
Banco 4.00 4.00 Metros de 2.4 x 2.7 10.50 10.50
3.50 3.50 Perforación sin 3.0 x 3.0 10.50 10.50
Area (m2) 14.00 14.00 cargar 3.5 x 3.0 14.80 14.80
Avance/disparo (m). 3.60 3.60
Volumen (m3) 50.40 50.40 t.perf/tal t.perf.rimado T.PER T.T. TOTAL
Malla de perforación Mineral 0.80x0.80 1.00x0.80 DURA 3.00 7.00
No. Taladros 27 23 1.35 1.35 0.41 1.76
Tiempo de perforación (hr) 1.76 1.25 1.15 1.15 0.35 1.50
PARA FRENTES (50metros de acarreodel scoop) Para 1000m con 3.33 Km/hr
1. DATOS GENERALES S/N Ancho Alto Avance M3 M3 Lamp. Hr. Hr. Hr.
Capacidad del cucharón C M3 3.21 3.21 Esponjado Oper. Trasl. Total M3/hora $/hora S/./M3-KM
Factor de carguio f 0.85 0.85 4.00 3.50 3.50 49.00 71.05 26.04 4.01 0.65 4.66 279.35 4.00 60 52.50
Carga útil por viaje 3.50 3.50 3.50 42.88 62.17 22.78 3.51 0.65 4.16 249.31
L= Cx f x d L M3 2.73 2.73 3.00 3.50 3.50 36.75 53.29 19.53 3.00 0.65 3.65 219.26
3.00 3.00 3.30 29.70 43.07 15.78 2.43 0.65 3.08 184.58
Tiempo de Carguio t MIN 1.00 1.00 2.40 2.70 3.30 21.38 31.01 11.36 1.75 0.65 2.40 143.89
Tiempo de Transporte Lleno 3.00 1.60 2.40 2.40 3.30 19.01 27.56 10.10 1.55 0.65 2.20 132.24
Tiempo de transporte Vacío 2.90 1.55 PARA SUS NIVELES (100 metros de acarreo del scoop)
Tiempo de Descarga 0.33 0.33 Ancho Alto Avance M3 M3 Lamp. Hr. Hr. Hr.
Demoras 2.00 2.00 Esponjado Oper. Trasl. Total
Ciclo total 9.23 6.48 3.50 3.50 3.50 42.88 62.17 22.78 2.46 0.65 3.11 186.57
Dist. de Acarreo (One Way) D MT 150 80 3.00 3.50 3.50 36.75 53.29 19.53 2.11 0.65 2.76 165.49
Velocidad promedio s m/min. 50.85 50.85 3.00 3.00 3.30 29.70 43.07 15.78 1.70 0.65 2.35 141.22
KM/Hr 3.05 3.05 2.40 2.70 3.30 21.38 31.01 11.36 1.24 0.65 1.88 112.60
M3/Hr 17.74 25.28 2.40 2.40 3.30 19.01 27.56 10.10 1.09 0.65 1.74 104.42
Aliva CMASA 4 $ /. / Hr
Aliva CONAN 12 $ /. / Hr
ACERO DE PERFORACION
MATERIAL SOLES DOLARES VIDA UTIL mt VIDA UTIL mt
Dura Media
Brocas 45 mm 171.50 49.00 350 600
Rimador 4.0 752.50 215.00 1.300 1.500
Adaptador R32 262.50 75.00 1.300 1.500
Barra 14.0 591.50 169.00 4.000 5.000
Shank Adapter 413.00 118.00 5.000 7.000
Copla 103.25 29.50 3.000 4.000
Herramientas/Otros 5250.00 1500.00 30.000 30.000
EQUIPOS DE PROTECCION
Precio S/. Vida util S/. / día Vida util S/. / día Vida util S/. / día Vida util S/. / día Vida util S/. / día Vida util S/. / día
Carcuchos P-100 (2 unidades) 18.90 10 1.890 15 1.260 10 1.890 30 0.630 30 0.630 30 0.630
Casco tipo jockey-MSA 43.75 720 0.061 720 0.061 720 0.061 720 0.061 720 0.061 720 0.061
Tafilete 26.25 360 0.073 360 0.073 360 0.073 360 0.073 360 0.073 360 0.073
Botas de jebe-Sekur (f.azul) 44.04 150 0.294 150 0.294 120 0.367 120 0.367 120 0.367 120 0.367
Saco de jebe-Sekur 26.18 60 0.436
Pantalón de jebe-Sekur 25.52 60 0.425
Guantes de jebe 13.76 30 0.459 60 0.229 60 0.229
Mameluco Polystel 75.00 80 0.417 180 0.417 180 0.417 180 0.417 180 0.417 180 0.417
Guante de cuero 10.33 30 0.344 30 0.344 30 0.344 30 0.344
Correa Portalampara de nylon 36.01 720 0.050 720 0.050 720 0.050 720 0.050 720 0.05 720 0.050
Respirador de polvo-Survivai 26.25 180 0.146 180 0.146 180 0.146 180 0.146 180 0.146 180 0.146
Lentes buton 33.56 90 0.373 90 0.373 90 0.373 90 0.373 90 0.373 90 0.373
Tapon de oido Sure Fit 2.98 90 0.033 90 0.033 90 0.033 90 0.033 90 0.033
Orejeras MSA 63.00 180 0.350
3.681 3.483 4.844 2.379 2.494 2.494
Operadores Operador Jack Leg Motoristas Supervisión Bodegueros
sccop Jumbo Ayud. Perf. Ayud. Motoristas Capataes
dumper Servicios Cargadores
comberos Tuberos
COSTO DE BARRENO EN S/. PIE PERF.
Camión 1 Camión 2
Día S/. Mes
Alquiler día 12 hr. 160 4800 4800
1.5 Choferes 35 / día 2803 2803
Petróleo 8/Gal 2040 2040
Subtotal 9643 9643
Movil Supervisión 130 3900
Petróleo 6/Gal 1530
Total 24716
INGENIERO DE SEGURIDAD
Sueldo B.S. Total M3/mes $ / M3
3800.00 2165.10 5965.10 10000 0.17
m / mes $/m S/ . / m
400 4.26 15
74
C/U DETONADOR ENSAMBLADO 7 PIES/EXSA 1.51
C/U DETONADOR ENSAMBLADO 9 PIES/EXSA 1.68
METRO MECHA RAPIDA/EXSA 0.88
C/U CARTUCHO PARA POLVO RESPIRADOR SURVIVAR 105005 9.45
PZ CASCO TIPO JOKEY MSA 43.75
C/U TAFILETE PARA CASCO 26.25
PAR BOTA JEBE SEKUR FORRO AZUL N° 39 40.04
C/U SACOS DE JEBE CASACA DE JEBE 26.18
C/U PANTALONES DE JEBE 25.52
PAR GUANTES DE PVC DE 10. ½ MULTIPLUS 13.76
PZ MAMELUCOS POLYSTEL 75.00
PAR GUANTES DE CUERO AMARILLO CORTAS 10.33
C/U Correa de nylón portalámpara con anillo/SEKUR 36.01
PZ RESPIRADOR DE DOS ORIFICIOS PARA POLVO SURVIVAR 3000SEKUR 26.25
C/U LENTES BUTTON/Segur 33.56
PAR TAPON DE OIDO SF-30 26 DB 2.98
PAR OREJERAS MSA 63.00
C/U SPLIT SET 7´COMPLETO CON PLANCHAS DE 18.94
C/U SPLIT SET 5´COMPLETO CON PLANCHAS DE 16.10
C/U PERNO FO. CORRUGADO DE 7´X ¾ 12.43
C/U PERNO FO. HELICOIDAL DE 19mm X2. 10 METROS 13.69
CJA CEMBOLT (CEMENTO EN CARTUCHOS 50 POR CAJA) 38.50
CJA RESINA PARA PERNOS DE FIERRO CORRUGADO (35 POR CAJA) 89.43
ROLLO MALLA ELECTROSOLDADA DE 3X3 X 2.4X25m 355.18
BOLSA CEMENTO TIPO I 13.56
75
VI. ASPECTOS SE SEGURIDAD
Actualmente Cía Minera Atacocha trabaja con el sistema de Seguridad
NOSA desde hace2 años, con los conceptos claros de peligro y riesgo
ahora el buen trabajador no esta buscando condiciones inseguras ó
actos inseguros para corregir.
Ahora el trabajador sabe que trabaja con determinados peligros y tiene
que controlarlos; todo trabajador conoce su responsabilidad y sabe que
cualquier actividad tiene sus riesgos y tiene que controlarlos.
76
El cambio de actitud es básico para lograr el desarrollo de la
persona, el deseo de superación de la persona es fundamental
para el progreso de su familia, cuando el trabajador logra el
progreso de su familia entonces seguirá desarrollándose y hace
progresar a su empresa.
77
instalaciones, la electricidad nos puede causar un infarto o puede
causar un incendio, etc.
78
realizando diversos trabajos en cumplimiento del Programa de
Adecuación Ambiental (PAMA), estabilización de los depósitos de
relaves y apoyo sostenible a las comunidades, para asegurar un
desarrollo minero real y económico.
79
TILI ACUMULADO 12 MESES
2.00
1.80
1.60
1.40
1.20
1.00
0.80
0.60
0.40
0.20
0.00
Dic-02
Ene-03
Feb-03
Mar-03
Abr-03
May-03
Jun-03
Jul-03
Ago-03
Sep-03
Oct-03
Nov-03
MESES
8.00
7.00 6.70
6.00
5.00
4.00
2.27
0.51
0.52
0.52
1.10
1.10
1.00 1.14
0
0.00 0.00
Ene Feb Mar Abr May Jun Jul Ago Set Oct Nov Dic
2.50
2.27
2.00
1.50
1.50
0.99
1.00 0.73 0.77
0.72 0.68 0.74 0.71 0.68
0.74
0.50
0.00
Ene Feb Mar Abr May Jun Jul Ago Set Oct Nov Dic
MESES
80
VII. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
• Con la explotación de los stopes 878 y 879 vamos incrementar el
tonelaje mensual en un 25% de 464,000 TM con leyes de 8.20 de
pb 7.50 zn, 5 oz/TM Ag; 0.20 Cu.
81
• La perforación con máquinas neumáticas jackleg es deficiente en
las labores alejadas ya que la presión de trabajo no supera las 60
psi.
82
• La voladura controlada de techo se esta empleando en la mayoría
de las labores, faltando implementar dicho control en los hastíales.
83
• Se debe crear estándares de voladura donde se indique el
sopleteo de los taladros, preparación de la dinamita, desate de la
labor antes de cargar, etc.
84
• Bajar el costo al 10% (9,400 $/mes) de sostenimiento con split set
debido a una mejora en la voladura controlada de techos y
hastíales. Reducir el número de incidentes por caía de roca en los
techos y hastíales.
85
VIII. BIBLIOGRAFIA
86