Rampa 0388 Lincuna PDF

UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN DE AREQUIPA
FACULTAD DE GEOLOGÍA, GEOFÍSICA Y MINAS

ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS
“PROYECTO DE PROFUNDIZACIÓN DE LA MINA COTURCAN PARA EL

INCREMENTO DE RESERVAS MEDIANTE LA RAMPA 0388
COMPAÑÍA MINERA LINCUNA - U.E.A. HUANCAPETÍ”
TESIS PRESENTADA POR EL BACHILLER:

VELA PORTOCARRERO, NEYVER
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 INGENIERIA DE MINAS
“PROYECTO DE PROFUNDIZACIÓN DE LA MINA COTURCAN PARA EL

INCREMENTO DE RESERVAS MEDIANTE LA RAMPA 0388
COMPAÑÍA MINERA LINCUNA - U.E.A. HUANCAPETÍ”
TESIS PRESENTADA POR EL BACHILLER:

VELA PORTOCARRERO, NEYVER
PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE
INGENIERO DE MINAS
JURADOS:
Presidente : Ing. Reynaldo Sabino Canahua Loza
Secretario : MsC. Ubaldo Tapia Huamani
Vocal : MsC. Edgar Ralph Taddey Chacaltana
Asesor : MsC. Edgar Ralph Taddey Chacaltana
AREQUIPA - PERÚ
2020
DEDICATORIA
A mis padres Isidoro y Ena, por estar a mi

lado en todo momento dándome todo su
apoyo, a mis hermanas Magaly y Mercelita
por darme el soporte en todo momento, a
mis tíos Nelson, Wilson y Clara, por estar
para mi durante toda mi vida universitaria
sin interés alguno, a mi hija Andrea
Valentina y mi compañera de vida Luz
Aracely por ser mi bandera, mi fortaleza en
todo momento.
i
AGRADECIMIENTOS
Mi eterno Agradecimiento a mi Alma Mater, la Universidad Nacional de San

Agustín de Arequipa, a los docentes de la Facultad de Geología, Geofísica y
Minas, y de manera especial a los Ingenieros docentes de mi amada Escuela
Profesional de Ingeniería de Minas, por sus enseñanzas, consejos y
experiencias compartidas a través de los años compartidos en las aulas.
A toda mi familia por estar siempre a mi lado en cada triunfo y dándome la fuerza
para salir a delante en cada tropiezo siempre dándome esa fuerza para continuar
y cumplir mis objetivos.
Un agradecimiento especial a la compañía minera Lincuna y la ECM URQU SAC

por permitirme formar parte del equipo de trabajo y brindarme la libertad de
crecer profesionalmente y como persona.
Mi sincero reconocimiento a todos los integrantes de la guardia A del área de

operaciones mina Coturcan por haber puesto la fuerza laboral y el empeño para
el desarrollo del presente trabajo.
ii
RESUMEN
Compañía minera Lincuna actualmente explota minerales polimetálicos

mediante los métodos de minado de corte y relleno ascendente mecanizado,
cámaras y pilares y sublevel stoping con taladros largos bajo altos estándares
en seguridad y operacionales para el cumplimiento de un ritmo de producción de
3000 TMD.
El presente proyecto de investigación tiene como fin el incrementar las reservas

en la mina Coturcan mediante la profundización de esta, con la construcción de
la rampa 0388 desde el nivel 10, con la finalidad de ampliar la vida útil de la mina
y dinamizando la explotación de mineral con nuevos tajos y nuevas zonas de
extracción.
El desarrollo de la tesis expone el diseño de la profundización de la mina

Coturcan, la ejecución de la rampa negativa 0388 y las labores conexas,
teniendo en cuenta los aspectos geomecánicos y operativos para el diseño y
construcción se realiza un análisis técnico y económico para determinar el costo
por metro lineal más eficiente optimizar el uso del presupuesto de $1,111,941.95
que en base a los indicadores económicos se logra determinar la rentabilidad del
proyecto de profundización, con resultados de un VAN de $2,996,213.99, un TIR
del 111.00 % con un periodo de recuperación de 1.34 años.
Mediante el análisis del tipo de roca y el diseño de carga en frentes de sección

4.00 x 4.00 m. se logró determinar una malla optima de perforación aplicando el
método de influencia de taladros logrando un avance de 3.14 m/disparo; así
mismo se determinó el sostenimiento optimo a utilizar primando la seguridad y
buscando la excelencia operacional en todos los procesos unitarios que
comprende la ejecución del proyecto de profundización.
Palabras claves: Reservas, vida útil, profundización, rampa, explotación.
iii
ABSTRACT
Lincuna Mining Company currently mines polymetallic minerals by the

mechanized up-fill and cut-and-fill mining methods, room and pillars and
sublevel stoping with long drills under high safety and operational standards to
meet a production rate of 3000 MTD.
The present research project aims to increase the reserves in the Coturcan
mine by deepening it, with the construction of ramp 0388 from level 10, with
the purpose of extending the life of the mine and boosting the exploitation of
ore with new pits and new extraction zones.
The development of the thesis exposes the design of the deepening of the
Coturcan mine, the execution of the negative ramp 0388 and the related
labors, taking into account the geomechanical and operative aspects for the
design and construction a technical and economic analysis is made to
determine the most efficient cost per linear meter to optimize the use of the
$1,111,941 budget. 95 with which based on the economic indicators it is
possible to determine the profitability of the deepening project, with results of
a NPV of $2,996,213.99, an IRR of 111.00 % with a recovery period of 1.34
years.
By means of the analysis of the type of rock and the design of load in fronts of
section 4.00 x 4.00 m. it was possible to determine an optimal mesh of
perforation applying the method of influence of drills obtaining a advance of
3.14 m/shot; likewise the optimal support was determined to use prioritizing
the security and looking for the operational excellence in all the unitary
processes that it includes the execution of the project of deepening.
Keywords: Reserves, useful life, deepening, ramp, exploitation.
iv
INDICE GENERAL
DEDICATORIA ................................................................................................... i
AGRADECIMIENTOS ......................................................................................... ii
RESUMEN .................................................................................................. iii
ABSTRACT .................................................................................................. iv
CAPITULO I
INTRODUCCION
1.1 TITULO Y UBICACIÓN .......................................................................... 17
1.1.1 Título de la tesis ............................................................................... 17
1.1.2 Ubicación .......................................................................................... 18
1.1.3 Accesibilidad..................................................................................... 20
1.2 JUSTIFICACION .................................................................................... 21
1.3 FORMULACION DEL PROBLEMA ....................................................... 21
1.3.1 Definición del problema .................................................................... 21
1.3.2 Formulación del problema ................................................................ 22
1.4 ALCANCE Y LIMITACIONES ................................................................ 22
1.4.1 Alcance ............................................................................................. 22
1.4.2 Limitaciones...................................................................................... 22
1.5 VARIABLES E INDICADORES .............................................................. 23
1.6 OBJETIVOS........................................................................................... 23
1.6.1 Objetivo general ............................................................................... 23
1.6.2 Objetivos específicos ........................................................................ 23
1.7 HIPÓTESIS............................................................................................ 24
v
CAPITULO II
MARCO TEORICO
2.1 ANTECEDENTES .................................................................................. 25
2.2 BASES TEORICAS ............................................................................... 26
2.2.1 Descripción de las rampas ............................................................... 26
2.2.2 Criterios para el diseño de rampas................................................... 26
2.2.3 Diseño de una rampa ....................................................................... 28
2.2.4 Tipos de rampas............................................................................... 31
2.2.5 Descripción del ciclo de minado de una rampa ................................ 35
2.2.6 Diseño de perforación y voladura ..................................................... 43
2.2.7 Equipo de perforación ...................................................................... 53
2.2.8 Variables económicas y análisis de rentabilidad .............................. 54
CAPITULO III
MATERIAL DE ESTUDIO
3.1 GENERALIDADES ................................................................................ 59
3.1.1 Área del proyecto ............................................................................. 59
3.1.2 Antecedentes Históricos de la mina ............................................... 60
3.1.3 Relieve ............................................................................................. 60
3.1.4 Clima ................................................................................................ 61
3.1.5 Flora ................................................................................................. 61
3.1.6 Fauna ............................................................................................... 62
3.1.7 Fisiografía ........................................................................................ 62
3.2 GEOLOGIA ............................................................................................ 63
3.2.1 Geomorfología ................................................................................. 63
3.2.2 Geología regional ............................................................................. 64

vi
3.2.3 Geología local .................................................................................. 67
3.2.4 Geología estructural ......................................................................... 68
3.2.5 Alteraciones ..................................................................................... 71
3.2.6 Geología Económica ........................................................................ 71
3.3 GEOMECANICA .................................................................................... 76
3.3.1 Caracterización geomecánica del macizo rocoso ............................ 76
3.3.2 Diseño de Sostenimiento de labores mineras .................................. 78
3.3.3. Tiempo de auto sostenimiento ........................................................ 79
3.4 MINERIA ................................................................................................ 80
3.4.1 Método de explotación ..................................................................... 80
3.4.2 Ciclo de minado en labores de avance ............................................ 84
3.4.3 Labores de preparación y avance .................................................... 84
CAPITULO IV
METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN
4.1 TIPO DE INVESTIGACIÓN ................................................................... 85
4.2 DISEÑO DE INVESTIGACIÓN .............................................................. 85
4.3 TÉCNICAS............................................................................................. 85
4.3.1 Trabajo de campo ............................................................................ 85
4.3.2 Trabajo de gabinete ......................................................................... 86
4.4 PROCEDIMIENTOS .............................................................................. 86
4.5 POBLACIÓN Y MUESTRA. ................................................................... 87
4.5.1 Población ......................................................................................... 87
4.5.2 Muestra ............................................................................................ 87
4.6 PERSONAL HUMANO .......................................................................... 87
4.7 MATERIALES Y HERRAMIENTAS ....................................................... 87
vii
4.8 MÉTODOS DE CALCULO ..................................................................... 87
4.9 CONDICIONES ACTUALES.................................................................. 88
CAPITULO V
DESARROLLO DEL TEMA DE TESIS
5.1 PARÁMETROS DE DISEÑO DE LA RAMPA 0388 ............................... 91
5.1.1 Refugios Y Nichos eléctricos ............................................................ 91
5.1.2 Cámaras de Carguío y acumulación ................................................ 92
5.1.3 Cámaras de Bombeo ....................................................................... 94
5.1.4 Labores Horizontales (Crucero, By pass) ......................................... 94
5.1.5 Peralte .............................................................................................. 95
5.1.6 Declive ............................................................................................. 95
5.1.7 Radio de giro en labores .................................................................. 95
5.1.8 Características de diseño ................................................................. 98
5.1.9 Diseño de rampa de profundización – Vista 3D.............................. 100
5.2 ANÁLISIS GEOMECÁNICO DEL PROYECTO ................................... 101
5.2.1 Clasificación Geomecánica ............................................................ 101
5.2.2 Tiempo de auto sostenimiento ....................................................... 109
5.2.3 Sostenimiento aplicado en la ejecución del Proyecto Rp 0388 ...... 109
5.3 CICLO DE MINADO............................................................................. 111
5.3.1 Ventilación ...................................................................................... 111
5.3.2 Regado de carga ............................................................................ 114
5.3.3 Desate de rocas sueltas. ................................................................ 115
5.3.4 Limpieza y acarreo ......................................................................... 116
5.3.5 Carguío y traslado de material........................................................ 116
5.3.6 Sostenimiento ................................................................................. 116
viii
5.3.7 Perforación ..................................................................................... 123
5.3.8 Voladura ......................................................................................... 137
5.3.9 Bombeo de Agua............................................................................ 140
5.3.10 Cuadro de equipos y personal ..................................................... 142
5.4 PLAN DE CONTINGENCIA .................................................................. 143
CAPITULO VI
RESULTADOS
6.1 RESERVAS DE MINERAL EN COTURCAN TECHO .......................... 146
6.2 ANÁLISIS DE COSTOS UNITARIOS DE LA RAMPA 0388 ................. 147
6.2.1 Análisis de costos de perforación y voladura Rp 0388 ................... 148
6.2.2 Análisis de costos de Nicho y Refugio ........................................... 149
6.2.3 Análisis de costos de Cámaras, Cruceros, Bypass ........................ 150
6.2.4 Análisis de costos de Chimenea convencional .............................. 152
6.3 ANALISIS DE COSTO DE SOSTENIMIENTO ..................................... 154
6.3.1 Análisis de costos de sostenimiento con perno helicoidal mecanizado

tipo de Roca III A ..................................................................................... 154
6.3.2 Análisis de costos de sostenimiento con perno helicoidal convencional

tipo de Roca III A ..................................................................................... 155
6.3.3 Análisis de costos de sostenimiento con perno helicoidal y malla

electrosoldada mecanizado tipo de roca III B.......................................... 156
6.3.4 Análisis de costos de sostenimiento con perno helicoidal y malla

electrosoldada mecanizado tipo de roca III B.......................................... 157
6.4 COSTO DE LIMPIEZA Y ACARREO, CARGUIO Y RELLENO ............ 158
6.4.1 Análisis de costos de Limpieza y acarreo con scoop R1600 H ...... 158
6.4.2 Análisis de costos de carguío de volquetes ................................... 158
6.4.3 Análisis de costos de relleno .......................................................... 159
ix
6.5 RESUMEN DE COSTOS POR METRO LINEAL DE AVANCE DE LA RP
0388 SEGÚN TIPO DE ROCA ............................................................ 160
6.6 PRESUPUESTO DE INVERSIÓN PARA LA EJECUCIÓN DEL

PROYECTO DE PROFUNDIZACION MEDIANTE LA RAMPA 0388 .. 162
6.7 ANALISIS DE RENTABILIDAD DEL PROYECTO ............................... 163
6.8 ANÁLISIS DE RESULTADOS DE LA CONSTRUCCIÓN DE LA RAMPA

0388 ..................................................................................................... 164
CONCLUSIONES .......................................................................................... 166
RECOMENDACIONES .................................................................................. 168
REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS ............................................................... 169
ANEXOS .............................................................................................. 171
x
INDICE DE IMÁGENES
Imagen N° 01: Radios de Giro de rampa ......................................................... 29
Imagen N° 02: Rampa tipo espiral.................................................................... 32
Imagen N° 03: Rampa tipo Zigzag ................................................................... 34
Imagen N° 04: Rampa tipo Basculante ............................................................ 34
Imagen N° 05: perno Split set........................................................................... 39
Imagen N° 06: perno helicoidal ........................................................................ 40
Imagen N° 07: Sostenimiento con malla electrosoldada .................................. 41
Imagen N° 08: Representación de influencia de un taladro.............................. 45
Imagen N° 09: Diagrama de cuerpo libre del corte........................................... 46
Imagen N° 10: Área de influencia del taladro ................................................... 48
Imagen N° 11: Longitud de carga de un taladro ............................................... 50
Imagen N° 12: Taladro cargado para voladura controlada. .............................. 50
Imagen N° 13: Diagrama de cuerpo libre para determinar el taco ................... 51
Imagen N° 14: Diámetro de taladro de alivio .................................................... 51
Imagen N° 15: Diseño de arranque con dos taladros de alivio. ....................... 52
Imagen N° 16: Factor de seguridad.................................................................. 53
Imagen N° 17: Jumbo electro - hidráulico ........................................................ 54
Imagen N° 19: área de concesión Mina Lincuna .............................................. 59
Imagen N° 20: Perfil Geológi co Longitudinal ................................................... 66
Imagen N° 21: Geología de Yacimiento UEA Huancapeti ............................... 67
Imagen N° 22: Geología local de Yacimiento UEA Huancapeti ........................ 68
Imagen N° 23: Geología de UEA Huancapeti .................................................. 70
Imagen N° 24: Tabla De Tipo De Sostenimiento .............................................. 78
Imagen N° 25: Tabla Geomecánica mina Lincuna ........................................... 79
Imagen N° 26: Tabla Geomecánica mina Lincuna ........................................... 80
Imagen N° 27 Corte y relleno ascendente en breasting ................................... 81

xi
Imagen N° 28: Corte y relleno ascendente en Realce ...................................... 82
Imagen N° 29: Minado con taladros largos ....................................................... 83
Imagen N° 30: Estándar de refugio en Rp 0388 ............................................... 91
Imagen N° 31: Nicho y Refugio en Rp 0388 .................................................... 92
Imagen N° 32 Cámara de carguío tipo “H”. ...................................................... 93
Imagen N° 33: Radio de giro de scoop............................................................. 96
Imagen N° 34: Radio de giro de jumbo DD311................................................. 96
Imagen N° 35: Radio de giro de jumbo DS311. ................................................ 97
Imagen N° 36: Diseño de Labor 4.00 x 4.00 m................................................. 99
Imagen N° 37: rampa 0388 vista 3D. ............................................................. 100
Imagen N° 38: Chimeneas vista 3D ............................................................... 113
Imagen N° 39: Distribución de pernos helicoidales secc. 4.0 x 4.0 m. ........... 120
Imagen N° 40: Distribución de pernos helicoidales secc. 3.5 x 3.5 m. ........... 121
Imagen N° 41: Jumbo Electrohidraulico Sandvik DD311 ............................... 123
Imagen N° 42: Equipo de sostenimiento de roca Sandvik DS311 .................. 124
Imagen N° 43: Diseño de malla de perforación aplicando el método de

influencia de taladros ............................................................ 135
Imagen N° 44: Diseño de malla de perforación para roca IIIA – REGULAR

aplicando el método de influencia de taladros ...................... 136
Imagen N° 45: Bomba Grindex Major ............................................................ 140
Imagen N° 46: Bomba otorongo “H”-V3. ........................................................ 141
xii
INDICE DE TABLAS
Tabla N° 01: Unidades Litaestratigrafica mina Lincuna .................................... 65
Tabla N° 02: Recursos Mina Lincuna ............................................................... 75
Tabla N°03: Reservas Mina Lincuna ................................................................ 76
Tabla Nº 04: Clasificación De La Masa Rocosa ............................................... 77
Tabla Nº 05: Clasificación De La Masa Rocosa en mina Coturcan .................. 77
Tabla N° 06: Rango RMR y RQD. .................................................................. 109
Tabla N° 07: Tiempos de auto sostenimiento en Rp 0388. ............................ 109
Tabla N° 08: Tipo de sostenimiento en Rp 0388 ............................................ 110
Tabla N° 09: Requerimiento de Aire en RP 0388 ........................................... 112
Tabla N° 10: Tipo de material de sostenimiento. ............................................ 117
Tabla N° 11: Datos para el diseño de malla de perforación y voladura. ......... 125
Tabla N° 12: Cálculo de burden de arranque ................................................. 129
Tabla N° 13: Cálculo de burden de ayuda. ..................................................... 130
Tabla N° 14: Cálculo de burden de cuadradores ........................................... 131
Tabla N° 15: Cálculo de burden de corona .................................................... 132
Tabla N° 16: Cálculo de burden de Piso ........................................................ 133
Tabla N° 17: Cálculo de burden de producción. ............................................. 134
Tabla N° 18: Taladros cargados con Emulnor 3000 ....................................... 137
Tabla N° 19: Taladros cargados con Emulnor 1000 ....................................... 138
Tabla N° 20: Taladros cargados con ANFO. .................................................. 138
Tabla N° 21: Taladros cargados con ANFO. .................................................. 139
Tabla N° 22: Tiempos de retardos.................................................................. 139
Tabla N° 23: Clasificación de Bigatel ............................................................. 142
Tabla N° 24: Equipos para rampa 0388 ......................................................... 142
Tabla N° 25: Personal para rampa 0388 ........................................................ 143
Tabla N° 26: Reservas de mina Coturcan ...................................................... 146

xiii
Tabla N° 27: Recursos de mina Coturcan ...................................................... 147
Tabla N° 28: Costo de rotura para rampa negativa secc. 4.0 x 4.0 ................ 149
Tabla N° 29: Costo de rotura para nicho y refugio ......................................... 150
Tabla N° 30: Costo de rotura para Cámaras, Bypass, Crucero ...................... 152
Tabla N° 31: Costo de rotura chimenea convencional ................................... 153
Tabla N° 32: Costo de sostenimiento con perno helicoidal mecanizado ........ 154
Tabla N° 33: Costo de sostenimiento con perno helicoidal convencional ...... 155
Tabla N° 34: Costo de sostenimiento con malla electrosoldada y perno

helicoidal mecanizado ........................................................... 156

helicoidal convencional ......................................................... 157
Tabla N° 36: Costo de acarreo de desmonte con Scoop ............................... 158
Tabla N° 37: Costo de carguío de volquetes con Scoop ................................ 159
Tabla N° 38: Costo de relleno con Scoop ...................................................... 160
Tabla N° 39: Costo por metro lineal de rotura con sostenimiento con perno
helicoidal mecanizado. .......................................................... 160
helicoidal convencional. ........................................................ 161
Tabla N° 41: Costo por metro lineal de rotura con sostenimiento con malla
electrosoldada mecanizado. ................................................. 161
electrosoldada convencional. ................................................ 162
Tabla N° 43: Presupuesto de profundización de mina Coturcan .................... 163
Tabla N° 44: Análisis de rentabilidad de la profundización de mina Coturcan 164
xiv
INDICE DE FOTOGRAFIAS
Fotografía N° 01: Supervisión en Rp 0388 ....................................................... 89
Fotografía N° 02: Regado de carga................................................................ 114
Fotografía N° 03: Desate de rocas. ................................................................ 115
Fotografía N° 04: Limpieza de material. ......................................................... 116
Fotografía N° 05: Sostenimiento con perno helicoidal.................................... 119
Fotografia N° 06: Pintado de malla de sostenimiento..................................... 122
xv
INDICE DE ANEXOS
ANEXO N° 01: PLANO DE RAMPA 0388 ...................................................... 171
ANEXO N° 02: PLANO LONGITUDINAL RP 0388 - MINA COTURCAN ....... 172
ANEXO N° 03: PLANO DE EVACUACION RP 0388 ..................................... 173
ANEXO N° 04: PLANO DE VENTILACION MINA COTURCAN ..................... 174
ANEXO N° 05: PLANO GEOMECANICO DE LA RP 0388. ........................... 175
ANEXO N° 06: DIAGRAMA DE BOMBEO MINA COTURCAN ...................... 176
ANEXO N° 07: ESTANDAR DE NICHO Y REFUGIO SEC. 2.0 X 2.0 M. ...... 177
ANEXO N° 08: ESTANDAR CAMARA DE CARGUIO ................................... 178
ANEXO N° 09: ESTANDAR DE CAMARA DE BOMBEO .............................. 179
ANEXO N° 10: MALLA DE PERFROACION 4.0 x 4.0 m. PARA ROCA IIIB .. 180
ANEXO N° 11: MALLA DE PERFROACION 3.5 x 3.5 m. PARA ROCA IIIA .. 181
ANEXO N° 12: MALLA DE PERFROACION 3.5 x 3.5 m. PARA ROCA IIIB .. 182
ANEXO N° 13: GALERIA DE FOTOS ............................................................ 183
ANEXO N° 14: ESTANDAR DE SERVICIOS AUXILIARES ........................... 185
xvi
CAPITULO I
INTRODUCCION
La tendencia actual en la minería, conlleva a desarrollar proyectos

mineros activos, sin dedicar los esfuerzos necesarios a la investigación,
olvidando la vital importancia de las reservas del futuro o vida útil de los
proyectos; por tanto, se debe seguir explorando, estimando, cubicando y
valorizando las reservas minerales y haciéndolos efectivos con
profesionalidad, siempre garantizando la seguridad y la defensa del
medioambiente; por ello, los yacimientos minerales deben seguir
explotándose, por interés de las Empresas Mineras, de los trabajadores
implicados, y en general, del país.
1.1 TITULO Y UBICACIÓN
1.1.1 Título de la tesis
“PROYECTO DE PROFUNDIZACION DE LA MINA COTURCAN

PARA EL INCREMENTO DE RESERVAS MEDIANTE LA
RAMPA 0388 - COMPAÑÍA MINERA LINCUNA - U.E.A
HUANCAPETI”
17
1.1.2 Ubicación
La Unidad Minera Lincuna, se ubica en el Distrito de Aija,

Provincia de Aija, Departamento de Ancash.
La zona de estudio, tiene la siguiente ubicación:

Distritos: Tica pampa y Aija
Provincias: Recuay, Aija
Departamento: Ancash
El campamento de Hércules tiene las siguientes coordenadas:
Coordenadas Geográficas Coordenadas UTM

Longitud Oeste: 77° 33´ Este: 219 565
Latitud Sur: 90° 46´ Norte: 8 919 502
Altitud: 4 160 m.s.n.m.
18
Fuente: INGEMMET
Imagen N° 01: Ubicación Mina Lincuna
19
1.1.3 Accesibilidad
Las vías de comunicación son:
CARRETERA LONGITUD TIEMPO ESTADO

LIMA TICAPAMPA 375 Km 6 Horas
Pista
TICAPAMPA RECUAY 15 Km 0.25 Horas
CAMPAMENTO Carretera
RECUAY 40 Km 1 Hora
HERCULES afirmada
TOTAL 430 Km 7.25 Horas
Fuente: INGEMMET
Imagen N° 19: accesibilidad Mina Lincuna
20
1.2 JUSTIFICACION
Ante la necesidad de compañía minera Lincuna de asegurar la

continuidad de sus operaciones en la mina Coturcan y de esta manera
cumplir los planes producción y crecimiento a futuro, nace el presente
proyecto, teniendo como objetivo principal la profundización de la mina
mediante la Rampa 0388.
De esta manera, incrementar la vida operativa de la mina y mejorar los

niveles de producción, productividad y elevar el valor económico de
nuestra unidad, utilizando un método mecanizado durante las
operaciones y buscando entregar una flexibilidad para mantener una
producción de 3000 toneladas por día, y un proyecto de incremento a
futuro.
Con la ejecución de la Rampa 0388 se garantizará la producción,

explotación y exploración de la mina de forma continua y de esta manera
se estará contribuyendo a la optimización de los procesos de minado y
la reducción de costos aguas arriba y aguas abajo.
1.3 FORMULACION DEL PROBLEMA
1.3.1 Definición del problema
¿Qué condiciones geológicas y geomecánicas del macizo

rocoso serán determinantes para el diseño y la ejecución de la
rampa 0388 para el proyecto de profundización de la mina
Coturcan?
¿Cuáles serán los factores influyentes a tener en cuenta para la

ejecución del proyecto de profundización de la mina Coturcan?
21
¿Qué labores mineras auxiliares serán necesarias construir para
la ejecución de la rampa bajo las condiciones necesarias?
¿Cuáles serán los resultados de la evaluación técnica y

económica del proyecto de profundización de la mina Coturcan
mediante la rampa 0388?
1.3.2 Formulación del problema
PROBLEMA CAUSAS EFECTOS
Escases de reservas Planeamiento para la Falta de producción

probadas y Falta de profundización de la mina de mineral para
Acceso a las reservas Coturcan, desde el nivel asegurar la
minerales por debajo del 10. continuidad de la vida
Nivel 10, Cota 4153. útil de la mina
Coturcan
1.4 ALCANCE Y LIMITACIONES
1.4.1 Alcance
El presente trabajo de investigación pretende alcanzar las

reservas minables por debajo del nivel 10 de la mina Coturcan,
dando mejora en los índices de producción, incremento de
reservas, y una extensión de la vida útil de la mina.
1.4.2 Limitaciones
Las limitantes en la investigación corresponden a cálculos de ley

de corte (Cut Off), rediseño de métodos de explotación y
secciones de labores.
22
1.5 VARIABLES E INDICADORES
1.5.1 Independientes 1.5.2 Dependientes
- Reservas minerales - labores de Profundización

- Profundización - Explotación
- Planeamiento de minado
1.5.3 Indicadores
- Producción
- Vida útil de la mina
- Económicos
1.6 OBJETIVOS
1.6.1 Objetivo general
Desarrollar la profundización de la mina Coturcan mediante el

diseño y desarrollo de la Rampa 0388 para incrementar las
reservas de mineral y tajos de producción.
1.6.2 Objetivos específicos
• Realizar el mapeo Geomecánico de la rampa 0388.

• Realizar el diseño y planeamiento de la ejecución de la
rampa 0388 para la profundización de la mina Coturcan
desde el nivel 10.
• Diseñar la malla de perforación y voladura de la rampa 0388.
• Realizar un análisis técnico – económico de la construcción
de la rampa 0388 para la profundización.
23
1.7 HIPÓTESIS
“Que, con la profundización de la rampa 0388 y las construcciones de

labores complementarias, se podrá incrementar las reservas de mineral,
así como también asegurar la producción de mineral con el desarrollo y
preparación de nuevos tajos de explotación”
24
CAPITULO II
MARCO TEORICO
2.1 ANTECEDENTES
Zereceda Arriaga, Emil (2012), explica que la evaluación técnica y
económica va a dar viabilidad al proyecto de profundización de la veta
Nazareno de la mina Chipmo – Orcopampa, entre los niveles 3110 y
3050, mediante la construcción de las rampas 21 y 22.
Carrasco Rojas, Pauto Victor (2015), en su tesis "Aplicación del método

Holmberg para optimizar la malla de perforación y voladura en la unidad
Parcoy - Cía. Consorcio Minero Horizonte S.A.", señala que ejecutando
diseños óptimos de malla de perforación y voladura en labores de
avance realizando pruebas de campo se puede optimizar el diseño de
voladura.
25
Vela Castro, Manuel Ivan (2013), en su tesis “Profundización de la mina
Casapalca mediante el diseño y construcción del pique inclinado 016
zona veta oroya – niveles 14 al 18” demuestra técnicamente la
importancia de la profundización de la mina Casapalca para mantener el
ritmo de producción.
Vilca flores, kenyi Wilson (2019), en su tesis “Diseño y desarrollo de

rampa 4100 para explotación del Cuerpo mineralizado Coroccohuayco
Compañía minera Antapaccay” muestra la importancia de realizar un
correcto mapeo geomecánico y de las características estructurales
durante la ejecución de una rampa y la incidencia en la viabilidad del
mismo.
2.2 BASES TEORICAS
2.2.1 Descripción de las rampas
Para el minado sin rieles, las rampas consisten en galerías

inclinadas con una gradiente tal que permitan la intercomunicación
entre labores con diferente cota y con la superficie, con una amplia
sección de manera que facilite el desplazamiento de maquinaria,
equipos, personal y materiales que necesiten actuar dentro de la
mina; convirtiéndose así en la principal labor auxiliar dentro de la
explotación.
2.2.2 Criterios para el diseño de rampas
El diseño de rampas requiere de conocimientos de geometría,

trigonometría, física y otras disciplinas teóricas que los ingenieros
de minas estudian en su formación profesional, pero el
conocimiento práctico y la experiencia, complementan para
efectuar un diseño óptimo y acertado; previamente, se deben
26
ejecutar los niveles principales de acceso y extracción, de 60 m a
90 m de encampane o desnivel; así mismo, se debe diseñar y
planear la ejecución de chimeneas con máquinas Raíse Borer o
Down The Hole, en el eje de la rampa o adyacente a esta, a fin de
procurarse los servicios de ventilación, líneas de aire, agua,
electricidad, además de los echaderos de mineral y desmonte ( ore
pass y fil/ pass); de esta manera se aumentará notablemente la
eficiencia y la velocidad de su ejecución disminuyendo el tiempo de
transporte. luego, se debe tener en cuenta las siguientes
consideraciones:
- Procurar que la rampa tenga la menor longitud de
desarrollo como sea posible.
- La gradiente debe ser la óptima para desarrollar
velocidades de 20 a 30 km/hora y que todos los vehículos
no tengan dificultad para subir.
- Los radios de curvatura mínimos deben de tener una
amplitud suficiente y necesaria para que todos los
vehículos puedan girar libremente sin retroceder y evitar
accidentes.
- SI la rampa se va a desarrollar sobre estructura
mineralizada, se debe procurar una mínima longitud de
desarrollo sobre mineral rico, para reducir los pilares y
aumentar el porcentaje de recuperación.
- La sección transversal debe ser la óptima para la libre
circulación de todos los vehículos de la mina;
compensando el ancho con la altura, siendo la altura la
mínima posible.
- Tratar de evitar trabajos de sostenimiento, procurando
desviar la rampa por terrenos con mejores condiciones de
estabilidad y auto soporte.
27
2.2.3 Diseño de una rampa
Al diseñar la construcción de una rampa, se debe considerar como

parámetros:
Principales: Sección, gradiente, radio de curvatura y longitud total.
Auxiliares: Peralte y declive.
2.2.3.1 Sección
Las dimensiones de la rampa varían principalmente de

acuerdo a la capacidad de producción que se determine, y
en forma indirecta las características físicas del terreno con
las cuales elegiremos el tamaño del equipo a emplear.
Estas secciones en promedio son:
RAMPAS Ancho (m.) Altura (m.)

Principales 3.00 - 6.00 3.00 - 4.50
Auxiliares 2.50 - 3.50 2.50 - 3.00
2.2.3.2 Gradiente
Cada rampa tiene una gradiente más favorable a su

gradiente óptima, determinada principalmente por su
producción, evolución o desarrollo y por su costo de
operación. Entonces cuando la gradiente aumenta tiene
efecto en la disminución de la producción y genera un mayor
costo de operación por hora. La gradiente óptima está entre
8 % a 10 %, pero mayormente oscila entre 10 %
y 15 %, siendo en nuestro país la gradiente promedio de 12
%, con resultados satisfactorios.
28
La gradiente más favorable es la única para toda clase de
transporte. Los altos costos de operación y ventilación en
gradientes empinadas son muchas veces disimulados. La
gradiente influye fuerte en los costos de ventilación y del
transporte. Por ello durante el planeamiento del sistema de
transporte subterráneo deben de considerarse los factores
ambientales. Los costos de ventilación que depende del
número de vehículos empleados para transporte en rampas
son reducidos a un mínimo en una gradiente de
aproximadamente 8 %.
2.2.3.4 Radio de curvatura
Lo recomendable es que las rampas deban ser lo más recta

posible, o que las curvas deban tener un radio de curvatura
grande. Estos radios se eligen en razón a los equipos a
emplearse.
Fuente: internet
Imagen N° 01: Radios de Giro de rampa
Se tienen dos tipos de curvatura que especifican en los

catálogos.
a. Radio de curvatura interno (RI)
29
b. Radio de curvatura externo (RE)
Lo más usual es tener en cuenta el radio de curvatura
interna, que es el más cómodo u óptimo a fin de evitar
choques accidentales, u otros problemas que interrumpen
el normal tránsito, y así ser lo suficientemente amplio para
que circulen los equipos sin ningún problema.
Para elegir el radio de curvatura óptimo en una mina, se
tomará el radio interno del equipo más grande en longitud,
que se empleará.
Para los cálculos se tomará el radio de curvatura promedio

que se obtiene por la siguiente fórmula:
RP = (RI + RE)/2
Donde:
RE: Radio externo
RI: Radio interno
Rp: Radio promedio
2.2.3.5 Longitud de rampa
Es el metraje total de desarrollo que se realiza desde un

nivel inferior a un nivel superior. Es decir, es la longitud total
de acceso que se desarrolla de dicha rampa.
Es muy importante determinar esta longitud para realizar el
programa de desarrollo y determinar el costo de inversión.
2.2.3.6 Peralte
El peralte tiene por finalidad evitar la volcadura de los

vehículos, ya que permite equilibrar la acción de la fuerza
centrífuga ocasionado por el paso del equipo por una
30
curva. Para el cálculo del peralte ha de intervenir las
fuerzas centrífugas y gravitacionales; en este sentido
tendremos que valernos de las siguientes fórmulas:
𝑉2 ∗ 𝑎
𝐻=
𝑅∗𝑔
Donde:
h: peralte en m
V: velocidad m/s
R: radio de curvatura promedio en m
g: aceleración de la gravedad m/s
a: ancho de la labor en m
2.2.3.7 Declive
El declive que tendrá que conservar durante el desarrollo de

la rampa, con el fin de ayudar al drenaje del agua, oscila
entre 0 % a 5 % máximo (entre 0 a 17,50 cm.) esta será
mantenida en toda la longitud de la rampa hasta su término
de construcción.
Este parámetro es muy poco usado o casi nada, solamente
cuando hay presencia de agua y se elimina cuando la rampa
tiene un piso de 0 %, inclusive en las curvas cuando es 0 %,
se elimina el peralte.
2.2.4 Tipos de rampas

Las rampas pueden ser construidas en tres tipos:
En forma de "Y", en “Espiral”, en "Zigzag", Basculantes y otros
tipos.
2.2.4.1 Rampa tipo “Y”

Estas rampas son muy poco usadas y casi nada en el Perú,
generalmente es aplicable dentro de pequeñas vetas o
cuerpos de mineral. Consiste en hacer una rampa superior
31
para acceso de materiales y otros servicios, en especial
relleno; y otra rampa inferior donde se espera la descarga
del mineral extraído de los tajos. Estas rampas son de
rápido desarrollo y poca preparación.
2.2.4.2 Rampa tipo espiral
Es un sistema que une 2 niveles, se realiza dentro del

yacimiento este circula todo el equipo motorizado, nos sirve
como medio de transporte y llevar la secuencia de minado.
En los extremos de rampa se hacen ventanas, para las
operaciones de minado
Fuente: Internet
Imagen N° 02: Rampa tipo espiral
La gradiente para estas rampas debe ser entre 7 % a 12 %

mayor porque sería esforzar mayor a los equipos, puesto
que podrían restituir fuerza al equipo por mantenerse la
misma pendiente en toda la longitud de la rampa, de nivel
a nivel.
Una rampa en espiral puede tener desventajas como:

• Poca visibilidad del conductor
32
• Poca seguridad del personal y equipo
• Aumento del desgaste de los equipos

Otra desventaja de estas rampas es su diseño y
también los equipos dan problemas de dirección
(desgaste).
2.2.4.3 Rampa tipo zigzag
Actualmente una de las más usadas por empresas

mineras, que se está empleando el sistema de minería
trackless, este tipo de construcción de rampas en forma de
zig-zag tiene las siguientes características:
• El desarrollo por lo general empieza de la superficie a un
costado de la zona mineralizada y la longitud de la rampa
va a depender de la longitud de la veta o cuerpo.
• La rampa entra con una pendiente en promedio de 12 %
y llega a disminuir dicha pendiente en las curvas.
• Se construye en material estéril o rocas duras y
competentes. La experiencia nos confirma realizar en lo
posible en forma paralela a la dirección de la veta o
cuerpo, es decir en una de las cajas, de preferencia en la
caja piso.
• Las secciones están en función a varios factores ya
indicados anteriormente en el diseño. A las zonas
mineralizadas se va a entrar por los cruceros o ventanas
a partir de estas rampas.
Estas rampas se utilizan especialmente para el servicio,

transporte de maquinarias, materiales y para conectar
diferentes puntos de trabajo como: Desarrollos de nuevos
niveles, tajos, zonas de carguío de minerales y otros.
33
Fuente: Internet
Imagen N° 03: Rampa tipo Zigzag
2.2.4.4 Basculante
Son accesos y/o especie de cortada a la veta (tajo), el cual

se inicia con un piso inicial en gradiente negativa de menos
15%, el que será rebatido de acuerdo a los cortes que sean
necesarios, hasta llegar a un piso final de gradiente de
15%, o dependiendo del equipo a utilizarse o de la distancia
de la basculante.
Fuente: Internet
Imagen N° 04: Rampa tipo Basculante
34
2.2.5 Descripción del ciclo de minado de una rampa
Como en todo trabajo de ejecución de labores de desarrollo, para

la construcción una rampa cumplirá con el ciclo de minado
establecido de acuerdo a la disponibilidad de suministro de agua,
aire y equipos de limpieza cuyo orden consecutivo es como sigue:
• Ventilación
• Regado de carga
• Desate de rocas sueltas
• Limpieza de material
• Sostenimiento
• Perforación
• Voladura
2.2.5.1 Ventilación
La ventilación es el suministro de aire limpio a las labores

de trabajo de acuerdo a las necesidades del trabajador, de
los equipos y para evacuar los gases, humos y polvo
suspendido que pudieran afectar la salud del trabajador,
así como para mantener condiciones termo-ambientales
confortables
De acuerdo al reglamento interno de seguridad de la
compañía minera Lincuna, es obligatorio ventilar como
mínimo 60 minutos después de cada disparo. La
ventilación de esta labor es forzada mediante ventiladores
y mangas de ventilación de 24” a 30” de diámetro y a 15 m
del tope de la labor.
35
2.2.5.2 Regado de carga
Es de suma importancia regar con agua al material volado

con la finalidad de:
• Disipar el polvo fino producto de la voladura
• Identificar rocas sueltas y bloques abiertos en corona y
hastiales.
• Eliminar los gases que se encuentran alojados en los
intersticios del material volado.
• Detectar los tiros cortados y/o fallados que se pueden
presentar.
2.2.5.3 Desate de rocas sueltas
Siendo el desprendimiento de rocas la principal causa de

accidentes en las minas, se instruirá y obligará a los
trabajadores a desatar todas las rocas sueltas o peligrosas
antes, durante y después de la perforación. Asimismo,
antes y después de la voladura.
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.
2.2.5.4 Limpieza de material
Luego del acondicionamiento del área de trabajo, se

procederá a la realizar la limpieza de material volado Para
los que se emplearán equipos Diesel (minería trackless)
36
que permitirán alcanzar una mayor productividad en el
desarrollo de las actividades mineras.
Siendo así estos equipos sirven para poder realizar la
limpieza del frente mismo donde se realizó la voladura,
para luego realizar la acumulación o el carguío directo hacia
los volquetes para la extracción del material de caja
(desmonte) o de mineral.
2.2.5.5 Sostenimiento
El sostenimiento en excavaciones subterráneas tiene la

finalidad de asegurar, controlar y mantener la estabilidad
de éstas, a fin de proporcionar condiciones seguras de
trabajo y brindar acceso a las labores subterráneas. Para
su diseño se deberá tener en cuenta lo siguiente:
Las características del macizo rocoso.
• La influencia de esfuerzos naturales e inducidos.
• La dirección de la excavación con relación los rasgos
estructurales.
• La forma y las dimensiones de la excavación.
• La deformabilidad del macizo rocoso y de los
elementos de sostenimiento a fin de que el diseño
asegure la vida de servicio esperada de la
excavación.
El sostenimiento en las labores se realizará de acuerdo

a lo establecido en la Tabla Geomecánica de Compañía
Minera Lincuna. El sostenimiento debe de ser instalado
oportunamente; según la tabla geomecánica, para
compensar los desequilibrios que se producen al realizar
las excavaciones.
37
Tipos de Sostenimiento
Los tipos que existen en la mayoría de minas subterráneas
son las siguientes:
• Sostenimiento Activo:
Es aquel tipo de sostenimiento que actúa en el mismo
instante de haberse colocado el sostenimiento.
- Pernos con resina y/o cemento.
- Pernos de anclaje
- Shotcrete.
- Sistemas combinados.
• Sostenimiento Pasivo:
Es aquel que trabaja a medida que el terreno actúa
sobre el sostenimiento colocado.
- Cuadros de madera.
- Cimbras.
- Gatas de fricción.
- Sistemas combinados.
2.2.5.6 Tipo de Sostenimiento Utilizado
Todo tipo de macizo rocoso se encuentra en equilibrio, pero

cuando se realiza una labor subterránea se altera este
equilibrio, por lo que el macizo rocoso va a tender a
encontrar de nuevo el equilibrio presentando un
relajamiento estructural en toda la superficie de la
excavación, para evitar este proceso de deformabilidad de
la roca es que se recurre al sostenimiento artificial y así
evitar la convergencia de las excavaciones. Los tipos de
sostenimiento que se utilizan son:
a) Perno de Anclaje
Los pernos proporcionan esfuerzos a la roca desde el
instante mismo de su colocación, logrando que sea
partícipe del sostenimiento. Existen muchos tipos de
38
pernos que se diferencian por la característica del
anclaje (pernos de expansión, de adherencia o de
fricción), o por su capacidad de deformarse (pernos
rígidos o pernos dinámicos).
En general, el principio de su funcionamiento es
estabilizar los bloques rocosos y/o las deformaciones
de la superficie de la excavación, restringiendo los
desplazamientos relativos de los bloques de roca
adyacentes.
❖ Split Set
Los estabilizadores de fricción (Split set) son muy
sensibles al diámetro del taladro; para Split set de
39 mm, el taladro será de 35 a 38 mm No se
deberán emplear en rocas suaves. Se emplean en
sostenimientos provisionales.
Fuente: Internet
Imagen N° 05: perno Split set
❖ Perno Cementado sin tensión (rígido)

El perno más empleado en la minería peruana para
estabilizar excavaciones permanentes y/o
provisionales, es el perno cementado sin tensión
(ej. el perno de rosca continua). Es muy efectivo
para condiciones estáticas de carga.
39
• Se deberá tener en cuenta que la presencia de
agua en el taladro lava la pasta de cemento, en
este caso es conveniente emplear resina para
anclarlo.
• Dentro del taladro no deberá existir barra libre
sin cemento y la placa de retén debe quedar
firmemente bloqueada (en contacto) con la
superficie de la roca.
• Las tuercas de ajuste de amplio paso, tienden
a aflojarse con facilidad con las vibraciones de
voladura, otra razón adicional para que el
perno sea instalado completamente
cementado.
Fuente: Internet
Imagen N° 06: perno helicoidal
b) Malla Electro soldada
La instalación de malla en el techo y en los hastiales

de las excavaciones es un método muy eficaz para
retener la caída de bloques pequeños de roca. En
este caso la malla se emplea conjuntamente con el
perno de anclaje. Se pondrá especial atención a la
fijación de la malla mediante la placa de retén del
perno.
Consideraciones para su empleo:
40
• Este tipo de sostenimiento no está diseñado para
soportar cargas estáticas y/o dinámicas, pero en
combinación con otros sistemas de soporte es
capaz de contener las cargas mencionadas.
• Conjuntamente con los pernos dinámicos se
utiliza un sistema de retención de los fragmentos
de roca eyectados por la actividad micro sísmica,
la capacidad de absorción de energía de una
malla electrosoldada de 10 m x 10 m x 4 mm es:
3 – 6 kJ /m2 .
• La instalación de este sistema de sostenimiento
es apropiada para asegurar lugares para el
tránsito de personal, lugares de reunión de los
trabajadores, subestaciones eléctricas, cámaras
de chancado etc.
Fuente: Criterios Geomecánicos - Osinergmin
Imagen N° 07: Sostenimiento con malla electrosoldada
41
2.2.5.7 Perforación
Es la primera operación en la preparación de una voladura.

Su propósito es el de abrir en la roca huecos cilíndricos
destinados a alojar al explosivo y sus accesorios
iniciadores, denominados taladros, barrenos, hoyos o blast
holes.
Se basa en principios mecánicos de percusión y rotación,
cuyos efectos de golpe y fricción producen el astillamiento
y trituración de la roca en un área equivalente al diámetro
de la broca y hasta una profundidad dada por la longitud
del taladro utilizado.
La eficiencia en perforación consiste en lograr la máxima
penetración al menor costo. En perforación tienen gran
importancia la resistencia al corte o dureza de la roca (que
influye en la facilidad y velocidad de penetración) y la
abrasividad. Esta última influye en el desgaste de la broca
y por ende en el diámetro final de los taladros cuando ésta
se adelgaza.
2.2.5.8 Voladura
La operación unitaria o proceso productivo de “Voladura”,
tiene como objetivo el arrancar el material involucrado
desde su lugar original, de modo que este material triturado
puede ser cargado y retirado por los equipos respectivos (y
procesado según se requiera), por lo que este material
tendrá que cumplir con una granulometría y una disposición
espacial apta para los posteriores procesos asociados. El
primer proceso de conminución que se aplica al material es
la voladura, por lo que su éxito permitirá realizar un buen
manejo de este material por parte de los procesos
posteriores (chancado, por ejemplo).
42
2.2.6 Diseño de perforación y voladura
Para el diseño de perforación partimos considerando que la sección
de labor es de 4.00 m x 4.00 m, y su finalidad es el acceso y paso
de vehículos, como es el caso de scoops, jumbos y otros equipos
utilizados en la operación, así como también el de paso de servicios
auxiliares.
2.2.6.1 Corte quemado
Consiste en perforar varios taladros paralelos muy

cercanos entre sí, usualmente dispuestos en forma
concéntrica, perforados en forma perpendicular a la cara
libre de la labor, de modo que al ser disparado produzcan
una cavidad cilíndrica.
Los taladros del corte quemado deben ser paralelos, las
desviaciones pueden hacer fallar al disparo. Existen
diversos trazos para crear este corte varios taladros de
pequeño diámetro alternados, unos con carga explosiva y
otros vacíos, o un taladro central de mayor diámetro, sin
carga, rodeado por otros de menor diámetro cargado o
viceversa.
Es recomendable que los taladros de corte sean unas T
más
profundas que los taladros de destroce, para dejar un tope
limpio. Es muy efectivo en roca dura y homogénea, no así
en material suelto o muy fisurado.
Entre las causas frecuentes de la falla de un corte
quemado,
tenemos:
• Carga explosiva insuficiente o dinamita de muy baja
potencia.
43
• Los taladros perforados muy lejos uno de otro, o que
no sean paralelos.
• Espacio vacío insuficiente, o sea, cuando no se dejan
suficientes huecos sin cargar, a fin de que la roca
quebrada pueda expandirse.
2.2.6.2 Corte cilíndrico
Es una voladura con perforación de uno o más taladros de

diámetro grande, el principio es perforar y cargar, con una
baja concentración de explosivos, taladros de diámetro
pequeño en puntos cercanos dispuestos estratégicamente
alrededor de los taladros de diámetro grande que no llevan
carga explosiva. Dentro los distintos tipos de corte cilíndrico
tenemos: Corte en espiral, corte en doble espiral, corte
Fagersta, corte coromant, corte Michigan.
El diseño de perforación para la malla diseñada fue el corte

cilíndrico. Este método nos permite un control del equipo de
perforación, la dirección del eje de la rampa y la sobre
excavación.
2.2.6.3 Numero de taladros
Usando el siguiente formulismo

𝑃
𝑁𝑡 = +𝐾∗𝑆
𝐸
Donde:
Nt = Número de taladros
P = Perímetro de la sección en metros
P = 4*√𝑆
44
S = Sección
E = Distancia entre taladros de la sección
K = Coeficiente o factor de roca
Distancia entre taladros (m) Coeficiente de roca (m.)

Tipo de roca Valor Tipo de roca Valor
Tenaz 0.50-0.55 Tenaz 2
Intermedio 0.60-0.65 Intermedio 1.5
Friable 0.70-0.75 Friable 2
2.2.6.4 Modelo matemático para el diseño de malla de

perforación
La reformulación se realiza para la utilización de cargas de

fondo y de columna de un taladro, en donde el área de
influencia es calculada usando con dos tipos de explosivo
de fondo y de columna como se muestra en la Figura N° 02
y Figura N° 03.
Fuente: internet
Imagen N° 08: Representación de influencia de un taladro.
45
.
Fuente: internet
Imagen N° 09: Diagrama de cuerpo libre del corte
Resolviendo el equilibrio de fuerzas se tiene:
∑ 𝐹𝑣 = 0
−2𝐹1 + 𝐹2 = 0
𝐹2 = 2𝐹1 … … … … … … … … … … … … … … … … … . (1)
Dónde:
Determinando F2: Se realizará descomponiendo el vector

F2 en sus dos ejes cartesianos:
𝑑𝐹2 = 2𝑑𝐹𝑠𝑒𝑛 ∝ +2𝐹2 𝐶𝑜𝑠 ∝
“El diferencial de (F2) depende de la presión de detonación,

el factor de carguío (Fc) del explosivo y un diferencial del
área, del D.C.L.”
𝑑𝐹2 = 𝑃0 𝐷𝐹2 ∗ 𝐹𝑐 ∗ 𝑑𝐴
𝑑𝐹2 = 𝑃0 𝐷𝑇𝑎𝑙𝑎𝑑𝑟𝑜 ∗ 𝑑𝐴
46
“la diferencial de área (dA) está en función a la longitud de
taladro y un diferencial de arco (ds) que forma el diámetro
del taladro”.
𝑑A = 𝐿𝑇𝑎𝑙𝑎𝑑𝑟𝑜 ∗ 𝑑𝑠
“la diferencial de arco (ds) está en función al radio del

explosivo (re) y un diferencial de ángulo Alpha (d∝)”.
Reemplazando se tiene en F2
𝑥 𝑥
∫ 𝑑𝐹2 = ∫ 2 ∗ 𝑃0 𝐷𝑇𝑎𝑙 ∗ 𝐿𝑇𝑎𝑙 ∗ 𝑟 ∗ 𝑆𝑒𝑛𝛼𝑑𝛼 + ∫ 2 ∗ 𝑃0 𝐷𝑇𝑎𝑙
0 0
∗ 𝐿𝑇𝑎𝑙 ∗ 𝑟 ∗ 𝐶𝑜𝑠𝛼𝑑𝛼
𝐹2 = 2 ∗ 𝑃0 𝐷𝑇𝑎𝑙 ∗ 𝐿𝑇𝑎𝑙 ∗ 𝑟 … … … … … … … … … … … … … (2)
Determinando F1: La fuerza F1, depende de la resistencia

a la comprensión de la roca o mineral (σr), R.Q.D. y el área
de rotura (A).
𝐹1 = 𝜎r ∗ 𝑅𝑄𝐷 ∗ 𝐴
Donde:
𝐴 = 𝑒 ∗ 𝐿Tal
𝐹1 = 𝜎r ∗ 𝑅𝑄𝐷 ∗ 𝑒 ∗ 𝐿Tal … … … … … … … … … . (3)
Reemplazando la ecuación (3) y (2) en (1) y simplificando

tenemos:
2 ∗ 𝑃0 𝐷𝑇𝑎𝑙 ∗ 𝐿𝑇𝑎𝑙 ∗ 𝑟 = 2𝜎r ∗ 𝑅𝑄𝐷 ∗ 𝑒 ∗ 𝐿Tal

𝑃0 𝐷𝑇𝑎𝑙 ∗ 𝑟
𝑒=
𝜎r ∗ 𝑅𝑄𝐷
𝑃0 𝐷𝑇𝑎𝑙 ∗ ∅
𝑒= … … … … … … … … … … … . (4)
2 ∗ 𝜎r ∗ 𝑅𝑄𝐷
47
Burden para un factor de seguridad “Fs”
2𝑒
𝐵𝑠 = + ∅ … … … … … … … … … (5)
𝐹𝑠
Burden nominal “Bn” (Formula General), Reemplazando

ecuación (4) en (5) y simplificando:
𝑃0 𝐷𝑇𝑎𝑙
𝐵𝑛 = ∅ ∗ ( + 1)
𝐹s ∗ 𝜎r ∗ 𝑅𝑄𝐷
Donde:
Bn: Burden nominal (m).

Sn: Espaciamiento nominal (m).
Ф: Diametro del taladro (m).
P0DTal: Presión de detonación en el taladro (Kg/cm2)
σr: Resistencia a la comprensión de la roca o mineral
(Kg/cm2)
Fs: Factor de seguridad.
Burden ideal “Bi”

𝐵𝑖 = 𝐵𝑛 − 𝐷𝑝
Dp= Desviación de perforación
Fuente: internet
Imagen N° 10: Área de influencia del taladro

48
Determinación de variables independientes
1. Diámetro del taladro “Ф”
El diámetro de taladro es el diámetro de la broca, que

puede seleccionarse desde 01 pulgada a 18 pulgadas,
según su aplicación.
2. Presión de detonación del explosivo “PoD”
La presión de detonación varía según el tipo de

explosivo a utilizarse en la voladura que varía desde los
30 Kbar a 202 Kbar.
𝑃𝑜𝐷 = 0.25 ∗ 10−5 ∗ 𝜌 ∗ 𝑉𝑜𝐷2
Donde:
VoD: Velocidad de detonación del explosivo
ρ: Densidad del explosivo
3. Factor de carguío “Fc”
El factor de carguío está en función volumen del taladro

y volumen del explosivo dentro del Taladro, donde:
Fc <= 1 como se muestra en la Figura N° 11.
𝑉𝑐 𝜋 ∗ ∅2 ∗ 𝐿𝑒 ∗ 𝑁𝐶𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠
𝐹𝑐 = =
𝑉𝑡𝑎𝑙 𝜋 ∗ ∅2𝑇𝑎𝑙 ∗ 𝐿 𝑇𝑎𝑙
∅2 ∗ 𝐿𝑒 ∗ 𝑁𝐶𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠
𝐹𝑐 =
∅2𝑇𝑎𝑙 ∗ 𝐿 𝑇𝑎𝑙
49
Fuente: Manuel de voladura -Exsa
Imagen N° 11: Longitud de carga de un taladro.
4. Acoplamiento del Explosivo “Ae”
El acoplamiento está en función al diámetro del

explosivo “Øe” y diámetro del taladro “Øtal”, como se
muestra en la Figura N° 12 donde:
∅𝑒
𝐴𝑒 =
∅ 𝑇𝑎𝑙
Ae <= 1
Fuente: Manual de Voladura Exsa
Imagen N° 12: Taladro cargado para voladura controlada.
5. Determinación de Taco mínimo
Para determinar el taco mínimo “Tmin”, se observa la

Figura N° 13, donde el taco está en función al espesor
“e” de rotura por efecto de la voladura y un factor de
seguridad “Fs”.
𝑒
𝑇𝑚𝑖𝑛 =
𝐹𝑠
𝑃𝑜𝐷𝑇𝑎𝑙 ∗ ∅
𝑒=
2 ∗ 𝜎𝑟 ∗ 𝑅𝑄𝐷
50
𝑇𝑚𝑖𝑛 =
2 ∗ 𝐹𝑠 ∗ 𝜎𝑟 ∗ 𝑅𝑄𝐷
Lc + Tmin ≤ LTal
Fuente: Manual de Voladura Exsa
Imagen N° 13: Diagrama de cuerpo libre para determinar

el taco.
6. Determinación de diámetro de alivio
La determinación del diámetro del taladro de alivio está

en función de la siguiente figura.
Fuente: Elaboración Propia
Imagen N° 14: Diámetro de taladro de alivio
51
Por longitud de arco se tiene:
𝜋∗∅
𝐵=
2
2∗𝐵
∅𝑀𝑎𝑥 =
𝜋
Donde:
𝐵𝑛 = 2 ∗ 𝐵
𝐵𝑛
∅𝑀𝑎𝑥 =
𝜋
7. Determinación de numero de taladros de alivio
Para calcular el número de taladros de alivio en función

con lo que se cuenta en la perforación, se determina de
la siguiente manera: el área 1 (A1) está en función del
diámetro de alivio máximo calculado y el área 2 (A2) está
en función del diámetro de alivio con que se cuenta para
la perforación como muestra la figura N° 15.
Fuente: Manual de Voladura de Exsa

Imagen N° 15: Diseño de arranque con dos taladros de alivio.
De la figura se concluye lo siguiente:

𝐴1 = 𝑛 ∗ 𝐴2
∅2𝑚𝑎𝑥 ∅2𝑎
𝜋∗ = 𝑛𝑎 ∗ 𝜋 ∗
4 4
52
∅𝑚𝑎𝑥 2
𝑛𝑎 = ( )
∅𝑎
En la malla de perforación sé anotado que el burden de

arranque es la más crítica, porque es la base de la
voladura subterránea. Entonces se calculará una
constante para el factor de seguridad del burden de
arranque mediante pruebas de campo. Los burden de
ayuda, subayuda, contorno y tajeo son correlativamente
crecientes al burden de arranque, por consiguiente, el
factor de seguridad de cada uno de estos burden es
correlativamente decreciente al factor de seguridad del
arranque.
Fuente: Manual de voladura Exsa
Imagen N° 16: Factor de seguridad.
2.2.7 Equipo de perforación

Se selecciona el Jumbo de acuerdo a las condiciones de operación,
método de trabajo y performance espectado.
• Selección por el tipo de perforación
• Por cobertura o sección del túnel
• Por la velocidad de avance
• Por el Servicio Posventa
53
Fuente: Catalogo Sandvik
Imagen N° 17: Jumbo electro - hidráulico
2.2.8 Variables económicas y análisis de rentabilidad

Dentro de nuestra metodología, el paso final del presente trabajo
es la evaluación económica de la propuesta de diseño que se
presentará para profundización de la mina Coturcan mediante la
Rampa 0388. Para esto, necesitaremos tener como base ciertos
conceptos y variables económicas para realizar un correcto análisis
de sensibilidad.
2.2.8.1 Valor actual neto

El valor actual neto (VAN), también conocido como Valor
Neto Actual (VNA) o Valor Presento Neto (VPN) es un
criterio de inversión ampliamente usado que consta en
actualizar los cobros y pagos de un proyecto para conocer
cuánto se va ganar o perder con una inversión.
Para esto, se trae todos los flujos de caja al momento
presente descontándolos a un tipo de interés determinado.
El valor final del VAN expresará una medida de rentabilidad
del proyecto en términos absolutos netos de acuerdo a una
unidad monetaria (euros, dólares, soles, etc.).
La siguiente fórmula nos muestra cómo se determina el
valor del VAN.
54
𝑛 𝑉𝑡
𝑉𝐴𝑁 = ∑ 𝑡
− Io
𝑡=1 (1 + 𝑘)
Donde:
𝑉𝑡: representa los flujos de caja de cada periodo t.
𝐼𝑜: valor de desembolso inicial de inversión.
𝑛: número de periodos considerado.
𝑘: tipo de interés
El VAN es una herramienta que nos sirve para valorar

distintas opciones de inversión, como es nuestro caso, ya
que nos permite conocer en cuál de las opciones
obtendremos una mayor ganancia. Por otro lado, nos
permite ver qué inversiones son viables; y segundo, qué
inversión es mejor que otra en términos absolutos. Los
criterios de decisión se detallan a continuación.
• VAN > 0: el valor actualizado de los cobros y pagos

futuros, a una tasa de descuento determinado,
generará beneficios, por lo que el proyecto deberá
aceptarse.
• VAN = 0: no se generarán ni beneficios ni pérdidas,
la realización de la inversión es indiferente. La
decisión deberá basarse en otros criterios, como la
obtención de un mejor posicionamiento en el
mercado.
• VAN < 0: el proyecto de inversión generará pérdidas,
no se recomienda su realización.
Una de las ventajas del VAN es que es un método fácil de

calcular y nos brinda predicciones sobre los efectos de los
proyectos de inversión sobre el valor de la empresa. Del
mismo modo, tiene en cuenta los vencimientos de los flujos
netos de caja. Sin embargo, también presenta ciertas
55
desventajas. La principal es la dificultad de especificar una
tasa de descuento. Es un valor crucial a la hora de
determinar el valor del VAN, y una mala estimación puede
dar un valor alejado de la realidad que podría llevar a la
toma de malas decisiones.
2.2.8.2 Tasa interna de retorno (TIR)

La tasa interna de retorno (TIR) es la tasa de interés o
rentabilidad que ofrece una inversión. Es decir, es el
porcentaje de beneficio o pérdida que tendrá una inversión
para las cantidades que no se han retirado del proyecto. Es
una medida empleada para la evaluación de proyectos que
va de la mano con el Valor Actual Neto (VAN). Basándonos
en su cálculo, la TIR es la tasa de descuento que iguala, en
el momento inicial, la corriente futura de cobros con los de
pagos, generando un VAN igual a cero.
La siguiente fórmula nos indica cómo se calcula.
𝑛 𝑉𝑡
𝑉𝐴𝑁 = ∑ − Io
𝑡=1 (1 + 𝑇𝐼𝑅)𝑡
𝑉𝑡: representa los flujos de caja de cada periodo t.

𝐼𝑜: valor de desembolso inicial de inversión.
𝑛: número de periodos considerado.
𝑇𝐼𝑅: tasa interna de retorno.
El criterio de selección será el siguiente, donde “k” es la

tasa de descuento de flujos elegida para el cálculo del
VAN:
• TIR > k: la tasa de rendimiento interno es superior a
la tasa mínima de rentabilidad exigida en la inversión.
El proyecto de inversión será aceptado.
56
• TIR = 0: el proyecto podría llevarse a cabo si mejora
la posición competitiva de la empresa.
• TIR < 0: no se alcanza la rentabilidad mínima que le
pedimos a la inversión.
El proyecto debe ser rechazado. La TIR nos resulta muy

útil para evaluar proyectos de inversión ya que nos
muestra la rentabilidad de dicho proyecto. Sin embargo,
presenta cierta inconsistencia, ya que no garantiza en
todos los casos asignar una rentabilidad a todos los
proyectos de inversión, a veces se presentan resultados
que no tienen sentido económico.
2.2.8.3 Relación beneficio costo (B/C)

La relación entre beneficio y costo muestra la cantidad de
dinero actualizado que recibirá el Proyecto por cada unidad
monetaria invertida. Se determina dividiendo los ingresos
brutos actualizados (beneficios) entre los costos
actualizados. Para el cálculo generalmente se emplea la
misma tasa que la aplicada en el VAN.
𝑩 𝑉𝑎𝑙𝑜𝑟 𝑎𝑐𝑡𝑢𝑎𝑙 𝑑𝑒 𝑏𝑒𝑛𝑒𝑓𝑖𝑐𝑖𝑜𝑠
=
𝑪 𝑉𝑎𝑙𝑜𝑟 𝑎𝑐𝑡𝑢𝑎𝑙 𝑑𝑒 𝑙𝑜𝑠 𝑐𝑜𝑠𝑡𝑜𝑠
Este indicador mide la relación que existe entre los

ingresos de un Proyecto y los costos incurridos a lo largo
de su vida útil incluyendo la Inversión total.
• B/C > 1, el proyecto es rentable, ya que el beneficio
es superior al costo.
• B/C = 1, es indiferente realizar el proyecto, porque no
hay beneficio ni perdidas.
• B/C < 1, el proyecta no es rentable y debe rechazarse.
57
Este indicador tiene la desventaja que no considera el
tamaño del proyecto y en general debe usarse en
conjunto con los otros indicadores.
2.2.8.4 Periodo de recuperación del capital

Determina los años requeridos para recuperar el capital
invertido.
Donde la expresión a la izquierda de la igualdad representa
los flujos actualizados desde el año 0 (donde se realiza la
inversión I0) hasta el año T que hace que el flujo total sea
cero.
K=t
Bk − Ck
−Io + ∑ =0
(1 + i)K
k=1
En este caso se dice que:

T = PRC
58
CAPITULO III
MATERIAL DE ESTUDIO
3.1 GENERALIDADES
3.1.1 Área del proyecto

El área superficial total del proyecto se encuentra dentro de las
20000 hectáreas propiedad de compañía minera Lincuna.
Fuente: INGEMMET
Imagen N° 19: área de concesión Mina Lincuna
59
3.1.2 AntecedentesHistóricos de la mina
La Compañía Minera Ticapampa trabajó la zona de Collaracra y

sus alrededores a fines del siglo pasado, la cual desde 1904 siguió
operando con el nombre de Anglo-French Ticapampa Silver Mining
CO. Hasta 1966, fecha en que se formó la Compañía Minera
Alianza S.A. Paralelamente, varios pequeños mineros han
trabajado en esta región en forma esporádica alentados por la
subida de los precios de los metales; uno de éstos fue Compañía
Minera Santo Toribio que trabajó la mina Tarugo, instaló una planta
de flotación en Huancapetí, la que después fue adquirida por
Alianza.
A partir del año 2007 se sesiona a Cia Minera Huancapeti S.A.C. la
cual viene trabajando con una producción mensual de 60000Tm.
A partir del agosto de 2016, inicia sus operaciones la Compañía
Minera Lincuna S.A. continuando en esta primera etapa con la
misma producción de Huancapeti.
3.1.3 Relieve
El área de la producción minera y metalúrgica de la Cia Minera

Lincuna, se ubican en las áreas de las cúspides de la Cordillera
Negra, donde los terrenos presentan formaciones superficiales
abruptas y onduladas para dar lugar a pampas algo inclinadas
sobre las que se conforman lagunas. Las cúspides intermedias son
constituidas por batolitos ígneos que conforman unas
geomorfologías estructurales características, en las cuales se
encuentran las concesiones mineras que se estudian, tienen una
altura en la parte contigua a la mina Hércules de 4,000 msnm y las
cúspides tienen una altura de 4,770 msnm, donde se sitúan Minera
Lincuna y cercanamente la planta de tratamiento metalúrgico.
60
3.1.4 Clima
En esta parte de la cordillera de los andes se tiene dos estaciones

bien marcadas. Una lluviosa entre los meses de diciembre a abril
caracterizados por un régimen de lluvias más o menos
persistentes, las tormentas de nieves se localizan en alturas
superiores a 4000 m.s.n.m. con temperaturas de 0 ºC a 5 ºC en las
noches y 7 ºC a 14 ºC en el día. Los meses de junio a octubre se
caracterizan por presentar un periodo de sequía con
precipitaciones pluviales muy esporádicas con temperaturas
durante el día de 5 ºC y 16 ºC y en las noches de 0 ºC a 1ºC. Esto
se pone en evidencia en altitudes superiores a los 4500 m.s.n.m.
estas temperaturas bajas son muy conocidas por los lugareños
como “heladas”. Durante los meses de Junio – Agosto se acentúan
las corrientes de aire (vientos) con velocidades de 20 a 40 km/hora.
La característica climática del área corresponde a “tundra seca de
alta montaña” definido por el “Instituto Nacional de Recursos
Naturales” (INRENA).
3.1.5 Flora
La presencia de vegetación en la zona minera es escasa, se
desarrollan solo especies que resisten al frio y altitudes mayores a
los 4000 msnm, resaltando básicamente las gramíneas conocidas
ampliamente en la región andina con el nombre de Ichu,
ademáspodemos apreciar la presencia de arbustos, tales como los
quisuares, retamas, variedades de cactus, huaman pinta, ancosh,
etc. Además, los lugareños desarrollan la actividad agrícola en
altitudes inferiores a los 3500 msnm en estos sectores la agricultura
se caracteriza por los sembríos de papa, trigo, cebada, maíz,
habas, arvejas y quinua.
61
3.1.6 Fauna
En los alrededores de la zona minera se pueden observar animales
silvestres tales como los venados, vizcachas, además en los
alrededores de las lagunas existentes por la zona encontramos
aves como “el pato de la puna”, “gaviota andina”, “huachua”, etc.
También se puede distinguir la fauna conformada por ganado
vacuno, ovino, porcino, etc.
3.1.7 Fisiografía
La Cordillera Negra corresponde a un segmento de la Cordillera
Occidental de los Andes del Perú. Presenta superficies de erosión
a diferentes niveles, expuestos entre los 3,400 y 4,900 metros
sobre el nivel del mar. Regionalmente presentan relieves con
topografías variadas tales como colinas, antiguos circos glaciales,
superficies onduladas, quebradas y escarpas. En general, las
líneas de cumbres presentan rumbo andino (NW- SE)
El drenaje es radial-detrítico en el flanco occidental de la Cordillera
Negra; es decir, en el dominio de la estructura circular de 24 Km.
de diámetro asociada a rocas volcánicas y dendrítico en el flanco
oriental
de la cordillera Negra (margen izquierda del Río Santa); los cuales
confluyen a dos cuencas hidrográficas importantes, la cuenca
hidrográfica del Río santa (sector Este) y la cuenca hidrográfica del
Río Huarmey sector Oeste).
El relieve superficial de la zona de Hércules es bastante
accidentado y abrupto, por la constitución de las rocas andesíticas
y el proceso de orogénesis de estas cordilleras más los procesos
de transformación superficial por el intemperismo y sus agentes.
El área del proyecto y materia de este trabajo se encuentra en la
margen derecha del curso del Río Santa, en plena Cordillera Negra.
En la altura de Huancapetí a 5000 m.s.n.m. está la planta de
tratamiento de concentrados minerales y en la bajada hacia la
ciudad de Aija, se halla la Mina Coturcán a 4300 m.s.n.m. y
62
siguiendo hacia el oeste se halla la Mina Hércules a 4080 m.s.n.m.,
a escasos 10 km de la capital de provincia de Aija.
Se nota que estas zonas estuvieron cubiertas por nieve, así lo
prueban las lagunas circundantes y las morreras en las laderas de
los cerros, estas nieves han fracturado seriamente y han alterado y
descompuesto continuamente y todos los fenómenos que derivan
de ella, para así ver actualmente este relieve accidentado y
abrupto.
3.2 GEOLOGIA
3.2.1 Geomorfología
La geomorfología en esta región, corresponde al sector Occidental

de la Cordillera de los Andes, del Perú, como resultado de la
interacción de factores asociados a la “geodinámica interna y
externa” entre ellos fundamentalmente “el vulcanismo asociado a
la tectónica andina, la litología y la interacción de los agentes
meteóricos”.
La unidad geomorfológica predominante en esta región es la
“Cordillera de los Andes”, donde el agente geológico responsable
del modelado actual es la acción de los glaciares. Esta unidad
geomorfológica presenta una de las elevaciones más altas dentro
del territorio peruano alcanzando alturas hasta los 6768
(Huascarán) m.s.n.m. Las morfologías más características en el
área de estudio corresponden a los depósitos de morrenas laterales
asociados a antiguas lenguas glaciales y también la morfología
típica de valle en “U”, con afloramientos rocosos escarpados en los
sectores altos, morfologías agrestes y superficies un tanto
suavizadas en sectores más bajos. En general la zona de interés
se caracteriza por presentar un típico modelado glaciar con valles
de sección transversal en forma de “U”, tapizados por “Depósitos
morrénicos, Fluvio– aluviales y Suelos residuales”.
63
3.2.2 Geología regional
La geología regional en este sector está definida por la “Cordillera

de los Andes”, que constituye una unidad definida “geográfica,
geomorfológica y geológicamente”. En esta unidad se reconocen
los Intrusivos Terciarios correspondientes a cuerpos porfiríticos
compuestos por dacitas y riodacitas. Además, se presenta el Grupo
Calipuy, el cual se encuentra distribuido a lo largo de la “Cordillera
Negra” conformando la parte más elevada, emplazado como una
franja de rumbo “NW - SE”, con un ancho variable entre los “25 a
40 Kilómetros”. Debido a la profundidad de los valles transversales
correspondientes a los principales ríos como el “Pativilca,
Fortaleza, Aija y Pira”, su límite oriental en gran parte lo constituye
el río Santa; sin embargo, existen afloramientos de éste Grupo en
el extremo Sur de la “Cordillera Blanca y en la Cordillera de
Huayhuash”, la potencia del Calipuy según escritos (INGEMMET)
es aproximadamente 2000 metros y en algunos lugares hasta 3000
metros de estratos volcánicos variados, los cuales principalmente
se constituyen de rocas piroclásticas gruesas de composición
andesítica; también es necesario precisar que son abundantes las
lavas andesíticas e ignimbritas dacíticas. La secuencia es
extremadamente variable, de manera que una sección medida en
cualquier localidad tiene poca semejanza a otra medida en
cualquier otro lugar.
64
UNIDADES ROCAS
ERA SISTEMA SERIE
LITOESTRATIGRAFICA INTRUSIVAS
Yacimientos
fluvioglaciares
Yacimientos glaciales
CUATERNARIO HOLOCENO
Yacimientos Aluviales
Yacimientos Coluviales
CENOZOICO Inconformidad angular
Plioceno
Mioceno Formacion Yungay Granodiorita
TERCIARIO Oligoceno volcanico Calipuy, Tonalita
Eoceno Incorfomidad Angular Gabrotonalita
Paleoceno
Formaciones
Parihuanca,Chulec
y Parjatambo.
Superior Grupo Goyllarisquizga
MESOZOICO CRETACEO
Formaciones Farrat,
Carhuaz y Santa.
Formacion Chimu,
Formacion Oyon.
Inferior
JURASICO Superior Formacion Chicama
Fuente: Departamento de Geología – Lincuna
Tabla N° 01: Unidades Litaestratigrafica mina Lincuna
3.2.1.1 Estratigrafía en el contexto regional
A nivel regional estratigráficamente el Grupo Calipuy

descansa con gran discordancia sobre todas las
formaciones mesozoicas. Siendo la unidad más joven la
“Formación Casapalca y la Formación Chicama la más
antigua”. Se presume que el Grupo Calipuy, fue emplazado
después de los periodos de “plegamiento, erosión y
levantamiento” que afectaron a las unidades anteriores y
que culminaron con una amplia superficie de erosión.
65
3.2.1.2 Edad y correlación
En el contexto regional, existen ocasionales depósitos

sedimentarios dentro del Grupo Calipuy los cuales fueron
depositados en lagunas de agua fresca. Ellos usualmente
se constituyen de “lutitas y areniscas”. Estratigráficamente
es conocido que los depósitos del “Grupo del Calipuy”
descansan sobre una superficie de erosión bien
desarrollada, en este contexto es presumible que
pertenezca al Cenozoico. Ha sido demostrado que el
Grupo Calipuy, se extiende desde el “Eoceno al Mioceno”
y que el plegamiento de los estratos subyacentes y el
desarrollo de la superficie de erosión se llevó a cabo
durante el “Paleoceno”.
Fuente: Departamento de Geología – Minera Lincuna

Imagen N°20: Perfil Geológico Longitudinal
66
Fuente: Departamento de Geología - Lincuna
Imagen N° 21: Geología de Yacimiento UEA Huancapeti
3.2.3 Geología local
La presente información está referida al cartografiado “litológico-

estructural” correspondiente a los alrededores de la Quebrada
Hércules, donde principalmente se emplaza la mineralización de las
estructuras “Hércules y Coturcan”, las cuales están asociadas a las
fases mineralizantes de los volcánicos del Grupo Calipuy de edad
“Oligoceno-Mioceno (Paleógeno)”, típicamente representadas por
“flujos lávicos” de composición andesítica y en menor proporción
flujos piroclásticos. También es necesario precisar en el área
evaluada la ocurrencia de pequeñas apófisis de cuerpos porfiríticos
de composición dacítica: Descripción petrográfica macroscópica). La
columna estratigráfica conceptual en el contexto local, está
representada por las siguientes unidades litológicas.
67
Imagen N° 22: Geología local de Yacimiento UEA Huancapeti
3.2.4 Geología estructural
Dentro la Cordillera Negra se define tres tipos de estructuras:

Fallas, Pliegues y estructuras circulares
Fallas. - Están divididas en dos sistemas.
•Sistema Andino de dirección NW-SE corresponden a fallas
regionales que han controlados la evolución andina y la
geodinámica de las cuencas del Mesozoico.
•Sistema de fallas de dirección NE_SW se encuentra entre los
sistemas de fallas Huanllac-Churin y Huaraz-Recuay.
Aparentemente se trata de fallas de cizalla originada por el
movimiento transcurrente de las fallas de rumbo andino.
Estructuras Circulares. - Están alineadas según una dirección
NW-SE. Se encuentra principalmente entre el sistema de fallas
68
Huaraz-Recuay y el sistema de fallas de Huanllac-Churin y
corresponde a centros volcánicos que fueron fuentes de emisión de
la lava del arco magmático del grupo Calipuy.
Las estructuras circulares presentan una elongación NE-SW y que
se habrían emplazado a través de las fallas tensionales
desarrolladas dentro una zona de cizalla transcurrente con
movimiento dextral, cuya dirección de esfuerzos de la región.
3.2.4.1 Centro volcánico Hércules
Está ubicado en el cerro Tarugo y está limitado por las

quebradas Carán y Hércules. De él han salido lavas
andesíticas y brechas piroclásticas que reposan en
discordancia angular sobre las rocas Cretáceas y los
volcánicos Calipuy.
Dentro de la estructura semicircular se emplazó el Pórfido
Tarugo de composición dacítica, en el probable foco
volcánico y el Pórfido Pincullo. Alrededor del centro
volcánico se emplazaron otros pequeños stocks como la
Dacita Hércules (comúnmente conocida como Tufo
Hércules), en el cerro Pucara, de donde salen diques al norte
y al sur; el Pórfido Huancapeti emplazado casi en el borde
de la fractura circular, el Pórfido Bellota Maguiña, al oeste de
la confluencia de las quebradas Hércules y Carán; el Pórfido
Señor de Burgos y el Pórfido Olga, los tres últimos de
composición similar al de Tarugo.
Los impulsos magmáticos dentro del centro volcánico
determinaron el modelo del fracturamiento principal, que son
fracturas del rumbo N 30° W, principalmente en los contactos
del dique Dacítico (tufo), que fueron afectadas por el
fallamiento principal tipo Tarugo, Wilson, con el cual se
asocian un sistema de fracturas conjugado tipo Huancapeti.
69
Fracturas tensiónales tipo Nebraska, Carpa, Félix II, San
Arturo, Santa Deda, Lorena, etc. Están fuera del centro
volcánico y tienen un modelo groseramente radial.
Las fallas Señor de Burgos, Hércules, Tucto, de rumbo N-E,
desplazan a las fracturas NW-SE en el sentido dextrógiro. A
lo largo de la falla Hércules hay pequeños cuerpos intrusivos
de brecha, turmalina, cuarzo, pirita.
3.2.4.2 Stock Collaracra
Está ubicada en el cerro del mismo nombre, el cuerpo

principal está a ambos lados de la quebrada Ismopata, tiene
una forma más o menos circular, de él salen numerosos
diques y diques capas (sills), que se extienden hacia Jinchis
y Florida, este stock es porfiritico y de composición dacitica
está emplazado en los volcánicos Calipuy.
Imagen N° 23: Geología de UEA Huancapeti
70
3.2.5 Alteraciones
La alteración que se presenta en las estructuras mineralizadas en

dirección transversal y longitudinal al rumbo de las estructuras se
limita a la ocurrencia de la mineralización con mayor predominancia
se muestra paralela a la estructura y disminuye considerablemente
conforme dista de estas. Manifestando marcada silicificación,
propilitización, oxidación y ligera argilización. Las rocas de caja
están compuestas principalmente por lavas andesíticas
pertenecientes al Grupo Calipuy, que se encuentran afectadas por
fracturamiento con rellenos de óxidos de hierro, venillas de “cuarzo
y calcita”. La mayor parte de los afloramientos revisados se
componen de roca fresca y algunas meteorizadas, ya que la
alteración es restringida cerca de las Vetas. También se ha
encontrado alteración hidrotermal, rango neumatolítico cerca a la
Antena (turmalina).
3.2.6 Geología Económica
3.2.6.1 Depósitos minerales
Los depósitos minerales son de origen hidrotermal del tipo

de vetas de relleno y de reemplazamiento de fracturas en
rocas volcánicas e intrusivas. La mineralización es
principalmente plata – plomo – zinc – cobre, con galena
argentífera, esfalerita, calcopirita, jamesonita, tetraedrita,
etc. En ganga de cuarzo, sílice, pirita, arsenopirita, calcita.
Hay dos sistemas principales de afloramientos en vetas:
• Sistema Hércules. - Rumbo N 30° W, buzamiento 45°
NE, longitudes de 1 a 4 km; vetas: Hércules,
Coturcán, Santa Deda.
• Sistema Tarugo. - Rumbo promedio N 30°- 35° E,
buzamiento 80° NW – SW con longitudes de 500 a
71
20000 mts; Vetas: Tarugo, Huancapeti, Carpa,
Wilson, Tucto, Collaracra, Florida.
a. Mina Hércules
Las vetas de esta mina están al piso del contacto de la
dacita Hércules con los volcánicos Hércules, la veta
principal Hércules A esta en el contacto, mientras que las
vetas manto 1, 2, Hércules B están en el volcánico
Hércules y forman entre ellas un sistema de vetas
ramificadas, que se unen en profundidad. La falla
Hércules desplaza a estas vetas, al igual que otras del
sistema Tarugo.
b. Mina Coturcán
Las vetas de esta mina están al techo de la Dacita
Hércules en el contacto con el volcánico Hércules y el
pórfido Tarugo. Es afectada también por la falla Hércules.
Las vetas Coturcán y Hércules A se unen al sur en
Tarugo.
c. Cuerpo Sanson.
El cuerpo Sanson, se encuentra limitado por la estructura
de veta Hércules y Manto, asociado a la veta en la parte
central, además se aprecia diseminaciones en toda el
área, además de vetillas, además que pertenecen a otro
sistema estructural N35°W.
d. Cuerpo Tarugo (Leslie).
El Sistema Tarugo, es una estructura de Veta-Falla. Con
un Rumbo promedio N 30°- 35° E, buzamiento 80° NW –
SW con longitudes de 500 a 20000mts de longitud, hacia
esta estructura se encuentra asociada la estructura de
veta Coturcan, que forma un cuerpo, con estructuras que
tienen de rumbo E-W, y con diseminaciones de sulfuros
de fierro, galena, esfalerita.
72
3.2.6.2 Mineralización
La mineralización es discontinua y errática; hay dos tipos

• Mineralización en Vetas. - Los clavos de mineral están
restringidos a vetas individuales, algunas veces en formas
de columnas como en Manto 2. En las vetas del sistema
Hércules, los clavos de mineral tienen anchos que no
sobrepasan los 2.50m, con longitudes entre 40m y 200m,
separados por zonas estériles. Hay más de un clavo de
mineral, pero también hay uno solo conocido, como en
Florida, Jesús, Wilson.
• Cuerpos De Mineral. - Estos se han formado por la
proximidad de dos vetas, como aquellos entre las vetas
“Hércules A” y “Manto 2” o por la presencia de un ramal
de vetas como Manto 2A, por la unión de dos vetas
principales como Hércules A y Manto 2 en su extremo sur,
por la intersección con una falla como en Huancapeti y
Hércules.
3.2.6.3 Zoneamiento Mineralógico
• La mineralización en Hércules es polimetálica, plata,

plomo, zinc, con un zoneamiento dentro de ella; plata en
la parte superior, plomo en el centro y zinc en la parte
inferior.
• Dentro de la mineralización polimetálica hay
concentraciones aisladas de valores altos de plata,
rodeada por otras de menor ley.
• La disminución de los valores de plata en profundidad
o lateralmente y un incremento de estas direcciones de
plomo o zinc no significa el fin de la plata en profundidad.
Hay repeticiones o alternancias de franjas de valores
73
altos y bajos de plata sobre el nivel 6, con tendencia a
repetirse en profundidad.
• Estas conclusiones y observaciones se repiten también
en la mina Coturcán.
• En Coturcán hay una zona argentífera al sur de la Falla
Sur, cerca del contacto con el pórfido Tarugo, y rodeada
por la mineralización polimetálica (8.0 Onz.Ag, 0.5 % Pb).
No es conocida en Hércules, hay posibilidades de
encontrarla al sur de los trabajos de esta mina.
• La zona argentífera podría encontrarse también en
ambos lados de la falla Hércules, en las vetas Hércules
y Coturcán, por debajo de la mineralización polimetálica,
dependiendo del sentido de las soluciones o flujos
mineralizantes, los cuales parecen estar sub verticales.
• No hay tendencia de un agotamiento mineralógico en
profundidad tanto en cocientes metálicos, valores
absolutos o por observación directa.
74
3.2.6.4 Recursos y Reservas mina
Valores
ZONA VETA CATEGORIA RECURSOS TM Potencia (m) Ag oz/TM(r) Pb%(r) Zn%(r) As(r) VPT $/TM(r)
HERCULES SANSON MEDIDO 56.692 9,13 6,41 2,62 3,89 0,68 151,68
INDICADO 46.443 2,37 2,83 1,26 1,83 1,97 69,79
INFERIDO 46.352 1,23 2,41 0,97 1,42 2,45 56,30
POTENCIA 1.211 0,87 3,08 0,67 1,14 1,28 55,28
Total SANSON 150.698 4,55 4,05 1,68 2,48 1,63 96,33
GIANINNE MEDIDO 230.645 24,88 3,32 3,02 2,64 2,21 108,40
INDICADO 152.788 17,90 1,90 1,67 1,78 1,24 64,90
INFERIDO 71.68 15,48 1,91 1,71 2,08 1,60 69,66
Total GIANINNE 455.113 21,05 2,62 2,36 2,26 1,79 87,70
MANTO MEDIDO 84.881 2,33 3,40 1,94 2,33 1,26 91,19
INDICADO 115.829 2,22 2,64 1,71 2,15 1,46 78,07
INFERIDO 79.874 2,62 2,36 1,94 1,77 1,73 72,94
POTENCIA 14.249 2,25 2,02 1,40 1,80 1,62 62,97
Total MANTO 294.833 2,36 2,75 1,82 2,08 1,49 79,73
HERCULES MEDIDO 319.508 1,98 2,32 1,69 2,21 2,31 75,25
INDICADO 1.097.290 2,16 2,20 1,33 2,04 1,82 67,22
INFERIDO 435.749 2,05 2,19 1,39 2,41 1,91 72,81
Total HERCULES 1.852.547 2,10 2,22 1,41 2,16 1,92 69,92
Total HERCULES 2.753.190 5,40 2,44 1,62 2,18 1,84 75,35
COTURCAN LESLIE MEDIDO 326.383 23,08 1,52 1,43 2,03 2,01 61,26
INDICADO 13.103 8,84 3,35 2,87 2,59 1,68 106,22
Total LESLIE 339.486 22,53 1,59 1,48 2,05 2,00 62,99
COTURCAN MEDIDO 792.239 2,58 2,97 1,67 1,80 2,31 75,96
INDICADO 414.678 3,29 2,69 1,70 1,99 2,15 76,23
INFERIDO 160.88 4,11 2,55 2,04 2,36 3,06 84,22
Total COTURCAN 1.367.797 2,98 2,83 1,72 1,92 2,35 77,01
COTURCAN MEDIDO 110.437 2,37 3,65 2,13 2,10 1,66 93,03
TECHO
INDICADO 244.633 3,22 3,30 1,91 1,85 1,07 83,26
INFERIDO 260.759 2,55 3,80 1,86 2,13 1,00 91,56
Total COTURCAN TECHO 615.829 2,78 3,58 1,93 2,01 1,15 88,53
Total COTURCAN 2.323.112 5,78 2,85 1,74 1,96 1,98 78,02
CARIDAD HUANCAPETI MEDIDO 21.083 2,32 3,43 1,18 1,69 4,11 73,01
INDICADO 81.43 3,24 2,23 1,64 3,64 1,44 93,09
INFERIDO 104.763 2,22 3,76 3,08 6,47 1,18 165,67
Total HUANCAPETI 207.276 2,63 3,12 2,32 4,87 1,58 127,73
SAN GERMAN MEDIDO 74.785 1,96 5,06 1,95 2,54 4,12 110,97
INDICADO 108.379 2,69 5,80 2,19 2,76 3,52 124,65
INFERIDO 136.037 2,15 5,28 2,39 2,90 3,76 123,85
Total SAN GERMAN 319.201 2,29 5,41 2,22 2,77 3,76 121,10
RAMAL MEDIDO 43.226 2,21 3,61 1,69 2,63 1,79 94,10
INDICADO 20.403 1,33 3,27 1,74 2,45 1,41 88,87
INFERIDO 9.58 1,24 3,95 2,13 2,53 0,98 101,80
POTENCIA 1.256 0,93 5,94 3,00 2,60 0,06 134,18
Total RAMAL 74.464 1,82 3,60 1,78 2,57 1,55 94,33
RAMAL HUANCAPETI MEDIDO 14.219 1,81 6,28 2,70 2,61 1,94 134,07
INDICADO 14.387 1,90 6,22 2,22 2,25 1,81 122,33
INFERIDO 18.791 1,64 5,43 2,09 1,76 1,51 105,98
POTENCIA 734 0,98 1,78 1,23 1,30 0,57 51,56
Total RAMAL HUANCAPETI 48.131 1,76 5,86 2,30 2,15 1,71 118,34
Total CARIDAD 649.072 2,30 4,51 2,21 3,37 2,66 119,94
Total general 5.725.375 5,20 2,84 1,74 2,23 1,99 81,49
Fuente: Departamento de geología

Tabla N° 02: Recursos Mina Lincuna
75
Valores
ZONA VETA RESERVAS TM A.m(m.) Ag oz/TM Pb% Zn% VPT $/TM
COTURCAN LESLIE 193.087 26,52 1,38 1,26 1,81 42,42

COTURCAN 636.629 3,60 2,56 1,69 1,82 61,25
COTURCAN TECHO 191.377 3,04 2,62 1,90 1,91 65,00
Total COTURCAN 1.021.092 7,83 2,35 1,64 1,83 58,39
HERCULES SANSON 43.697 7,27 5,35 2,51 3,61 115,41
GIANINNE 180.449 17,35 2,92 2,71 2,32 80,48
MANTO 52.216 2,95 2,29 1,26 1,84 53,45
HERCULES 658.126 2,60 1,73 1,28 1,92 47,53
Total HERCULES 934.487 5,69 2,16 1,61 2,07 57,40
CARIDAD HUANCAPETI 73.295 3,33 1,92 1,31 2,87 56,25
SAN GERMAN 138.746 2,75 4,52 1,79 2,16 87,95
RAMAL 44.003 2,47 2,92 1,46 2,25 65,83
RAMAL HUANCAPETI 12.101 1,91 4,44 1,92 1,51 84,24
Total CARIDAD 268.144 2,82 3,54 1,61 2,34 75,49
Total general 2.223.724 6,32 2,41 1,63 2,00 60,04
Fuente: Departamento de geología

Tabla N°03: Reservas Mina Lincuna
3.3 GEOMECANICA
3.3.1 Caracterización geomecánica del macizo rocoso
La caracterización geomecánica del macizo rocoso forma la etapa

preliminar del estudio geomecánico de la U.E.A Huancapeti y su
entorno físico, para lo cual se ha realizado en base a los datos
litológico, estructurales tomados en el campo durante el mapeo
geológico-geomecánico por el método (Líneas de Detalle) para
cada dominio estructural en los diferentes niveles.
La determinación de las características geomecánicas de la masa
rocosa está fundamentada mayormente en procedimientos
empíricos debido a la aleatoriedad de los mismos, la utilización de
datos empíricos, crea una inquietud por lo que se deberá tener
máximo cuidado en la utilización de estos datos.
76
Existe una amplia gama de sistemas de clasificación geomecánica
de macizos rocosos, sin embargo, en el presente estudio hicimos
uso de la siguiente clasificación RMR (Rock Mass Rating –
Valoración de la masa rocosa) de Bieniawski (1989).
Tipo de Calidad según

Rango de RMR Rango Q
Roca RMR
II A > 70 > 18 Buena A
II B 61-70 6.61 – 17.97 Buena B
III A 51-60 2.18 – 5.92 Regular A
III B 41-50 0.72 – 1.95 Regular B
IV A 31-40 0.24 – 0.64 Mala A
IV B 21-30 0.08 – 0.21 Mala B
V < 21 < 0.0.8 Muy Mala
Fuente: Departamento de Geomecánica Minera Lincuna
Tabla Nº 04: Clasificación De La Masa Rocosa
Considerando la información de la calidad de la masa rocosa, se

han establecido promedios de calidad tanto para el cuerpo
mineralizado y en las cajas, los cuales han conducido a realizar una
zonificación geomecánica.
Estructura Roca Encajonante Clasificacion de la Masa Rocosa

Mina
Litologia Dominio Rango RMR Calidad según RMR
61-70 Buena IIB
Lavas-tufos 51-60 Regular IIIA
Caja Techo
volcánicos 41-50 Regular IIIB
31-40 Mala IVA
61-70 Buena IIB
Brecha
Coturcan Mineral 51-60 Regular IIIA
Mineralizada
41-50 Regular IIIB
61-70 Buena IIB
Lavas-tufos
Caja Techo 51-60 Regular IIIA
volcánicos
41-50 Regular IIIB
Falla Falla Piso < 21 Muy Mala
Fuente: Departamento de Geomecánica Minera Lincuna
Tabla Nº 05: Clasificación De La Masa Rocosa en mina Coturcan
77
3.3.2 Diseño de Sostenimiento de labores mineras
En base a las características geológicas, el arreglo estructural, la

caracterización geomecánica, la estimación de los parámetros de
resistencia a nivel de roca intacta, discontinuidades y masa rocosa,
la evaluación de estado tensional, la condición de agua subterránea
que presenta la masa rocosa que presenta Minera Lincuna y
considerando la experiencia con resultados favorables en Minas
con similares condiciones a las expuestas, se tiene que los Tipos
De Sostenimiento A Aplicarse Para El Control Del Terreno En
Minera Lincuna, serán aquellos que se encuentran precisados en
la “Cartilla Geomecánica”.
Es necesario precisar que las dimensiones de las excavaciones
sean de “accesos y/o labores de explotación”, especificando las
dimensiones de los elementos de sostenimiento, según sea el
carácter temporal o permanente de las excavaciones.
El diseño del sostenimiento sea el caso de labores “permanentes
y/o temporales”, se muestran en la Cartilla geomecánica.
Fuente: Departamento de Geomecánica Mina Lincuna
Imagen N° 24: Tabla De Tipo De Sostenimiento
78
3.3.3. Tiempo de auto sostenimiento
El tiempo de auto sostenimiento se refiere a la fase durante el cual la

roca podrá mantenerse estable sin sostenimiento después de haberse
excavado.
El sistema RMR propuesto por Bieniawaski en 1984 presenta un
ábaco que correlaciona la abertura o ancho de la excavación (Span)
con el tiempo de auto- sostenimiento (stand-up time). Según este
ábaco, en una excavación con un RMR típico en la zona de:
Según este ábaco, se hace un análisis del tiempo de autosoporte por
tipo de roca
Imagen N° 25: Tabla Geomecánica mina Lincuna
79
Imagen N° 26: Tabla Geomecánica mina Lincuna
3.4 MINERIA
3.4.1 Método de explotación
Compañía Minera Lincuna S.A. explota minerales polimetálicos

mediante métodos de minado subterráneo, la explotación de los
minerales se realizará en las zonas Hércules, Coturcan y Coturcan
alto – Caridad.
El método de explotación seleccionado en vetas y cuerpos
mineralizados a través de un análisis Económico, seguro y eficiente
(caracterización geomecánica, ventilacion, sostenimiento, servicios
auxiliares, etc.), para cada una de las etapas de producción
escalonada; se tienen los siguientes métodos:
80
• Corte y Relleno ascendente con perforación Breasting
Fuente: Departamento de Mina – Mina Lincuna

Imagen N°: 27 Corte y relleno ascendente en breasting
81
• Corte y Relleno ascendente con perforación Realce
Imagen N° 28: Corte y relleno ascendente en Realce
82
• Sublevel Stoping con perforación Taladros Largos
Imagen N° 29: Minado con taladros largos
83
3.4.2 Ciclo de minado en labores de avance
Las operaciones mineras en labores de avance se ejecutan de

modo progresivo y sistemático en conformidad con el Plan a corto,
mediano y largo plazo de avances y desarrollos y principalmente
comprenden las operaciones básicas como:
• Ventilación
• Regado y desate de rocas
• Limpieza y acarreo
• Sostenimiento.
• Perforación
• Carguío
• Voladura
3.4.3 Labores de preparación y avance
• Rampas principales de profundización, sección 4.0 x 4.0 m,

gradiente 12%.
• Bypass principal (cada 80mts en desnivel) sección 3.5 x 3.5
m, con una separación de 20 m de la estructura mineralizada.
• Ventanas hacia la estructura mineralizada cada 100 metros a
partir del Bypass principal. De sección 3.5m 3.5m.
• Galería sobre la estructura de sección 3.5 x 3.5 m con
gradiente 0.5% y con el control geológico de la estructura.
• Cámaras de bombeo de sección 3.5 x 3.5 y de inclinación
negativa (-)15%.
• Pulmón de ventilación y accesos de servicios de sección 3.5
x 3.5 m. de gradiente horizontal.
84
CAPITULO IV
METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN
4.1 TIPO DE INVESTIGACIÓN

El presente trabajo de Investigación es del tipo descriptivo.
4.2 DISEÑO DE INVESTIGACIÓN

No experimental
4.3 TÉCNICAS
4.3.1 Trabajo de campo
❖ Verificación de las condiciones de trabajo en la zona de avance

tales como ventilación, polvo en suspensión, rocas sueltas.
❖ Análisis Geomecánico y estructural del macizo rocoso para
determinar el tipo de sostenimiento y malla de perforación.
85
❖ Supervisión diaria y seguimiento al ciclo de minado y
cumplimiento de estándares y procedimientos.
❖ Análisis y toma de tiempos de ciclo de minado en rampa
❖ Levantamiento topográfico del frente de avance para controlar
sección, gradiente y dirección.
4.3.2 Trabajo de gabinete
❖ Diseño de malla de perforación para frente de 4.00 x 4.00 m.

❖ Elaboración de planos, gráficos y cuadros con información
técnica y económica para la ejecución del proyecto.
❖ Revisión de bibliografías y recopilación de antecedentes
técnicos y económicos de proyectos similares.
❖ Elaboración de reportes de operaciones para el seguimiento y
control del desarrollo del proyecto.
4.4 PROCEDIMIENTOS
Para la realización de la presente investigación se realizó los siguientes

procedimientos:
a) Recopilación de material bibliográfico.

b) Recopilación de datos de campo.
c) Análisis y seguimiento para mejora de los procesos unitarios,
d) Análisis y estudio técnico y económico para la ejecución del
proyecto.
e) Evaluación técnica y económica del proyecto y rendimientos.
f) Análisis de resultados, conclusiones y recomendaciones.
86
4.5 POBLACIÓN Y MUESTRA.
4.5.1 Población
La población para el proyecto de profundización de la mina Coturcan

comprende toda la infraestructura y labores de la mina coturcan
4.5.2 Muestra
La muestra de la investigación comprende la rampa 0388 de la mina
Coturcan.
4.6 PERSONAL HUMANO
El capital humano que hace posible la ejecución de este proyecto en su

mayoría es perteneciente a las ECM. URQU SAC, y a compañía minera
Lincuna SA. Y la cuenta con la participación directa en todos los trabajos que
se llevan a cabo por el autor de la investigación.
4.7 MATERIALES Y HERRAMIENTAS
Los materiales y herramientas en su mayoría son de propiedad de compañía

minera Lincuna SA. y ECM URQU SAC. Y parte del material de oficina y
herramientas de menor valor pertenecen al autor de la investigación.
4.8 MÉTODOS DE CALCULO
Para el diseño de mallas de perforación, así como otros cálculos de diseño

se utilizó modelos prediseñados los cuales toman en cuenta
principalmente los aspectos geomecánicos y la clasificación del macizo
rocos para determinar un cálculo optimo acorde a la condición de la zona
de trabajo.
87
El análisis técnico y económico se realizó tomando en cuenta la sumatoria
de precios unitarios de los procesos a realizar, así como también de
equipos, materiales y herramientas englobados en un cálculo por metro
lineal de avance los cuales se detallan en los capítulos siguientes.
4.9 CONDICIONES ACTUALES
En la actualidad se continua con la ejecución del proyecto de

profundización, ejecutando el modelo de malla de perforación diseñada,
con los equipos antes mencionados y la caracterización geomecánica
detallada. Al momento se sigue avanzando en roca Regular de tipo IIIA
con zonas ligeramente alteradas y en presencia de fallas y macizo
ligeramente fracturado con clasificación IIIA por lo que se continúa
aplicando el diseño de sostenimiento detallado.
Con la continuación de tajos en explotación y el avance de labores hacia

el lado norte de la veta Coturcan se está dando a notar zonas donde la
potencia de la estructura tiende a disminuir considerablemente, y las
leyes no son favorables a la explotación. Delimitando de esta forma la
importancia de la ejecución del presente proyecto con el fin de poder
cubicar e incrementar las reservas de mineral y una pronta extracción
con el fin de poder continuar la explotación y extender la vida de la mina
Coturcan.
Las condiciones de ejecución y condiciones actuales de la rampa son

descritas con mayores detalles en siguiente capítulo.
88
Fotografía 01: Supervisión en Rp 0388
89
CAPITULO V.
DESARROLLO DEL TEMA DE TESIS
La rampa 0388 en desarrollo tiene una longitud aproximada de 602 m. (total

del proyecto es 1310 m. que incluyen 602 m. de rampa, 80 m. de nichos y
refugios, 164 m. de cámaras auxiliares para bombeo y pulmón de ventilación,
120 m. de cámaras de carguío y 300 m. de Crucero y Bypass), ubicado en
el lado norte de la caja techo de la veta Coturcan, el cual presenta diversos
intervalos de tipo de roca en sus diversas progresivas.
La ejecución del proyecto tiene un tiempo estimado de 10 meses hasta llegar
al nivel 4087, teniendo como plan proyectado el desarrollo de labores de
preparación y exploración a partir del segundo a tercer mes, abriendo el By
pass. 0530.
90
5.1 PARÁMETROS DE DISEÑO DE LA RAMPA 0388
El proyecto de profundización de mina Coturcan comprende la

construcción de la rampa 0388 como labor principal con una longitud de
602 metros aproximados y de una sección de 4.00 x 4.00 m. y una
gradiente negativa de (-) 13%.
La construcción de esta rampa será la continuación de profundización
desde la rampa 0350 y comprende un tramo horizontal desde la cota 4153
m.s.n.m. como punto de inicio de la rampa de profundización hasta la cota
4087 m.s.n.m.
Los parámetros de labores complementarias que se desarrollaran se
describen a continuación.
5.1.1 Refugios Y Nichos eléctricos

Cumpliendo con lo establecido en el DS-023-2017-EM. Para
rampas con tangentes largas se construirán refugios peatonales a
distancias no mayores de 50 metros y para tangentes cortas y
curvas a no más de 30 metros siendo el estándar de la sección de
2.00 x 2.00 m. y un avance de 2.00 m. como se muestra en la figura.
Fuente: Departamento de planeamiento mina Lincuna

Imagen N° 30: Estándar de refugio en Rp 0388
Y a una distancia no menor a los 3 metros del refugio peatonal y

cuando las condiciones del terreno las favorezcan se construirán
91
nichos para tableros eléctricos de los equipos que se utilizaran
espaciados también a 50 metros.

Imagen N° 31: Nicho y Refugio en Rp 0388
5.1.2 Cámaras de Carguío y acumulación
Conforme se incrementan las distancias de acarreo de material, se

construirán cámaras de carguío, con el fin de evacuar el material
de la construcción de la rampa y las labores complementarias, así
como el mineral de los futuros tajos de una manera más optima y
rentable.
El diseño de la cámara de carguío es de tipo “H” y contempla una
labor horizontal de sección 4.00 x 4.00 y 15 m. de longitud para el
posicionamiento de volquetes, una labor horizontal de 4.00 x 4.00
y 15 m. de longitud para el recorrido del scoop hacia una cámara
de acumulación de 5.00 x 4.00 x 10.00 m y una rampa de carguío
de 3.50 x 3.50 m. de sección con una gradiente de 15 % de 8.2 m.
de longitud perpendicular a la cual se construye un muro de
seguridad de concreto 2.00 m. de altura. Cumpliendo el articulo 295
Inc. Del D.S. 024 – 2016 y su modificatoria D.S 023-2017, como se
muestra en la imagen, y se detalla en el anexo N° 08.
92
Imagen N° 32 Cámara de carguío tipo “H”.
93
5.1.3 Cámaras de Bombeo
Son labores de pendientes negativas que tienen la función de

almacenar el agua proveniente de la perforación, regado y
escorrentía natural de mina, previa a su bombeo.
Esta cámara, desde donde parte la tubería que conduce el agua
hacia la bomba debe poseer dimensiones mínimas para facilitar el
asentamiento de las piezas, evitar grandes velocidades y agitación
de las aguas y permitir el acceso para labores de mantenimiento.
En el diseño de las pozas de bombeo deben tenerse en cuenta las
consideraciones del Subcapitulo X – Drenaje en los artículos Art.
N° 261 y Art. N° 261 del DS-024-2017 – E.M.
La cámara de bombeo para la rampa 0388 cumple el diseño que
se muestra en el ANEXO N° 09.
5.1.4 Labores Horizontales (Crucero, By pass)
Son labores de preparación y exploración de sección 3.50 x 3.50

m. que llevan inclinaciones de 0 y dependiendo el buzamiento de
la estructura mineral pueden llevar pendientes positivas.
Son construidas a partir de la rampa 0388, y se inicia con un Bypass
que está ubicado entre 15 y 30 metros de la estructura depende del
tipo de roca para su construcción. A partir de este, se construye un
crucero hasta interceptar la estructura, luego se da inicio a un
subnivel sobre la estructura hasta delimitar los dos brazos del tajo
con un mínimo de 50 m. de longitud para sus posterior tajeo, según
las condiciones del macizo rocoso las determinen.
94
5.1.5 Peralte
El peralte tiene por finalidad evitar la volcadura de los vehículos, ya

que permite equilibrar la acción de la fuerza centrífuga ocasionado
por el paso del equipo por una curva. Determinamos el peralte para
la rampa 0388 según:
𝑉2 ∗ 𝑎
ℎ=
𝑅∗𝑔
(3,5𝑚/𝑠) 2 ∗ 4𝑚.
ℎ=
18𝑚 ∗ 9,8 𝑚/𝑠 2
ℎ = 0.27 𝑚.
5.1.6 Declive
El declive que tendrá que conservar durante el desarrollo de la rampa,

con el fin de ayudar al drenaje del agua y de esta manera la
conservación de la via, oscila entre 0% a 5% máximo. Esta será
mantenida en toda la longitud de la rampa hasta su término de
construcción.
5.1.7 Radio de giro en labores
Determinamos por el radio de giro mayor, para el equipo más

grande que se empleara para el traslado en labores, ya que le radio
de giro en la rampa es de 18 m. el cual contempla un porcentaje
mayor al radio promedio de los equipos.
95
• Scoptram CAT R1600H
Fuente: catalogo Cat

Imagen N° 33: Radio de giro de scoop.
Dimensiones de giro
Radio de Giro Externo 6.638 m
Radio de Giro interno 3.291 m.
Oscilacion del eje 10°
Angulo de articulacion 42,5°
6,638 + 3,291
𝑅𝑝𝑟𝑜𝑚𝑒𝑑𝑖𝑜 = 2,5 ∗ ( ) = 12,41
2
𝑅𝑝𝑟𝑜𝑚𝑒𝑑𝑖𝑜 ≈ 13
12,41
𝑅𝑐𝑢𝑟𝑣𝑎 = ( ) = 3.7 𝑚.
6.638 − 3.291
• Jumbo Sostenedor de rocas SANDVIK DS311
Fuente: catalogo Sandvik

Imagen N° 34: Radio de giro de jumbo DD311.
96
7,320 + 3,360
𝑅𝑝𝑟𝑜𝑚𝑒𝑑𝑖𝑜 = 2,5 ∗ ( ) = 13,35 𝑚
2
13,35
𝑅𝑐𝑢𝑟𝑣𝑎 = ( ) = 3.4 𝑚.
7,320 − 3,360
• Jumbo perforador de rocas SANDVIK DD311
Fuente: catalogo Sandvik

Imagen N° 35: Radio de giro de jumbo DS311.
6,425 + 3,360
𝑅𝑝𝑟𝑜𝑚𝑒𝑑𝑖𝑜 = 2,5 ∗ ( ) = 12,23 𝑚
2
12,23
𝑅𝑐𝑢𝑟𝑣𝑎 = ( ) = 4 𝑚.
6,425 − 3,360
Como resultado final se toma el radio de giro mínimo en labores es de

4m correspondiente al Jumbo Sandvik DD 311.
97
5.1.8 Características de diseño
Rp. 0388 - Coturcan

Tipo de Rampa Espiral
Gradiente (-) 13 %
Sección 4.00 x 4.00 m.
Área 16 m2.
Radio de Giro Rampa 18 m.
Gradiente en curvas 8%
Peralte 0.27 m.
Declive 5 % Max
IIIA REGULAR
Tipo de roca IIIB REGULAR
Cuneta 0.40 x 0.40 m
Longitud 602.0 m.
La rampa 0388 comprende la extensión total de 602.0 m. desde el

nivel 4153 con un desnivel de 66 metros hasta el nivel 4087.0,
teniendo tramos rectos de longitud entre 80 – 140 m. con gradiente
de 13 % negativa, y tramos en curva de longitud de 50 m. con una
gradiente de 8% negativa como máximo y está construida en un
terreno regular teniendo variaciones entre tipo de roca IIIA y IIIB
siendo la predominante el tipo IIIA.
SERVICIOS AUXILIARES
• Las instalaciones de servicios de agua y aire, estarán a una
distancia no mayor a 20 metros del frente
• Las mangas de ventilación estarán prolongadas a una distancia
de 15 m. del tope de la labor y estas se iran adelantando
conforme se da el avance del frente.
• Las alcayatas para las instalaciones de tuberías de aire y agua
deberán estar espaciadas entre si cada 3.0 m. y para cable
eléctrico cada 2.5 m.
98
• La instalación de cable eléctrico deberá de estar, independiente
y al lado opuesto de las otras instalaciones, con una separación
mínima de 1.0 metro
• Se construirá Refugios según especifica el D.S. 024 -02016 E-
M. y la modificatoria 023-2017.
Fuente: Departamento de Planeamiento Mina Lincuna
Imagen N° 36: Diseño de Labor 4.00 x 4.00 m.
99
5.1.9 Diseño de rampa de profundización – Vista 3D
Imagen N° 37: rampa 0388 vista 3D.
100
5.2 ANÁLISIS GEOMECÁNICO DEL PROYECTO
Los trabajos del análisis y evaluación geomecánica de la rampa 0388 se
realizaron con el estudio y la zonificación del macizo rocoso en el nivel 10
de la mina Coturcan con la ayuda de las proyecciones de estructuras
existentes y los mapeos realizados en las zonas aledañas. De esta
manera se busca optimizar el sostenimiento que se está aplicando para
que su construcción sea segura y eficiente.
Para cumplir con los objetivos de este trabajo el área de operaciones Mina
de la ECM URQU SAC en conjunto con el departamento de Geomecánica
de Cia Minera Lincuna realiza la supervisión diaria, evaluación de la
calidad del macizo rocoso y definen el tipo de sostenimiento a aplicar en
cada avance del proyecto. Este proceso se lleva a cabo cada guardia con
el fin de realizar un control minucioso del avance del proyecto.
5.2.1 Clasificación Geomecánica
CLASIFICACION DE DEERE (RQD)

La calidad de roca RQD se puede determinar a partir de trozos de
rocas testigos mayores de 10 cm. Recuperados en sondeos o a
partir de juntas Jv que indican el número de juntas por m3
observadas en un afloramiento. Para el primer caso se utiliza la
formula.
∑(𝑅𝑖𝑝𝑖𝑜𝑠 > 10 𝑐𝑚, )
𝑅𝑄𝐷 = ∗ 100
𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 𝑑𝑒 𝑙𝑎 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛
(12 + 10 + 13 + 10 + 14 + 11
𝑅𝑄𝐷 = ∗ 100
100
𝑅𝑄𝐷 = 70 %
INDICE DE CALIDAD
CALIDAD
R.Q.D. (% )
0-25 Muy mala
25-50 Mala
50-75 Regular
75-90 Buena
90-100 Excelente
101
CLASIFICACION DE BARTON, LIEN Y LUNDE (INDICE Q)
Estos autores consideran esta clasificación tomando en cuenta el
R.Q.D. relacionándola con diversos parámetros:
𝑅. 𝑄. 𝐷. 𝐽𝑟 𝐽𝑤
𝑄= ∗ ∗
𝐽𝑛 𝐽𝑎 𝑆𝑅𝐹
RQD: Índice de calidad de la roca

Jn: Numero de familia de diaclasas
Jr: Rugosidad de las superficies de las discontinuidades
Ja: Alteración de las diaclasas
Jw: Coeficiente reductor. Presencia del agua
SRF: Factor reductor del esfuerzo
1. Parámetro, cálculo del RQD.
Descripcion de la calidad
R.Q.D. (% )
del macizo rocoso
Muy mala 0-25
Mala 25-50
Regular 50-75
Buena 75-90
Excelente 90-100
2. Parámetro, cálculo de la familia de las diaclasas Jn.
Descripcion Jn
Roca masiva 0.5-1
Una familia de diaclasas 2
Una familia de diaclasas y algunas diaclasas ocasionales. 3
Dos familias de diaclasas. 4
Dos familias de diaclasas y algunas diaclasas ocasionales. 6
Tres Familias. 9
Tres familias de diaclasas y algunas diaclasas ocasionales. 12
Cuatro o mas familias de Diaclasas, roca muy fracturada. 15
Roca triturada terrosa 20
En boquillas, se utiliza 2 Jun y en tuneles 3 jun.
102
3. Parámetro rugosidad de las Diaclasas Jr.
Esta tabla está basada por la relación o el contacto entre las 2
caras de la junta.
Contacto entre las 2 caras de las diaclasas con poco

Jn
desplazamiento lateral de menos de 10 cm
Juntas discontinuas 4
juntas rugosas o irregular ondulada 3
Suave ondulada 2
Espejo de falla, ondulada 1.5
Rugosa o irregular, plana. 1.5
Suave, plana. 1
Espejo de falla, plano. 0.5
No existe contacto contacto entre las 2 caras de las
Jn
diaclasas cuando ambas se desplazan lateralmente
Zona de contenido de minerales arcillosos, sufiientemente
gruesa para impedir el contacto entre las caras de las
Diaclasas. 1
Arenas, gravas o zona fallada suficientemente gruesa para
impedir el contacto entre las 2 caras de las diaclasas 1
Nota: si el espaciamiento de las familia de las diaclasas es mayor de 3 m.
hay que aumentar el Jn en una unidad.
Para diaclasas con espejos de falla provisto de lineaciones, si estan
orientadas favorablemente, se puede usar Jr= 0.5
4. Parámetro aguas en las diaclasas Jw
Presion del
Jw agua
Kg/Cm2
Excavaciones secas o de influencia poco
importante 1 <1
Fluencia o presion medias. Ocacional

lavado
Fluenciadegrande
los rellenos de las
o presion diaclasas
alta, 0.66 1-2.5
considerable lavado de los rellenos de
las diaclasas
Fluencia o presion de agua 0.33* 2.5-10
excepcionalmente altas, decayendo con
el tiempoo presion de aguas
Fluencia 0.1-0.2* >10
excepcionalmente altas y continuas, sin
disminucion 0.05-0.1* >10
103
5. Parámetro meteorización de diaclasas
0
Descripcion Ja
Contacto
Junta entredura,
sellada las 2sin
caras de las diaclasas
reblandesimiento
impermeable como por ejemplo cuarzo
0.75 25-30
en paredes sanas
caras
Las caras
de lade
junta
la junta
unicamente
estan alteradas
manchadas 1 25-30
ligeramente y contienen minerales no
blandos particulas de arena, roca 2 25-30
desintegrada libre
Recubrimiento de arcilla
de limo o arena arcillosa,
pequeña friccion arcillosa no
reblandeciente 3 20-25
Recubrimiento de minerales arcillosos

blandos o de baja friccion como caolinita,
clorita, talco yeso, grafito y pequeñas 4 8-16
cantidades de arcillas expansivas. Los
recubrimientos son discontinuos con
espesores maximos de 1 o 2 mm.
Contacto entre 2caras de la diaclasa
con < de 10
Particulas decm desplazamiento
arena, lateral
roca desintegrada
libre de arcilla sobreconsolidados
Fuertemenete 4 25-30
rellenos de minerales arcillosos no
blandos los recubrimientos son continuos 6
de < de 5 mm de espesor.
Sobreconsolidacion media a baja, 16-24
blandos, rellenos de minerales arcillosos.
Los recubrimientos son continuos de < de 12-16
5 mm. De de
Rellenoss espesor
arcilla expansiva de 8
espesor continuo de 5 mm. El valor Ja
dependera del porcentaje de particulas 8-12 6-12
del tamaño de la arcilla expansiva.
No existe contacto entre las 2 caras
de la diaclasa cuando esta cizallada
zonas blandas
o bandasdedearcilla
rocaslimosa
desintegradas
o o manchada
6-8-12
y arcilla 6-24
arenosa con pequela friccion de arcilla no
5 6-24
blandas
Granos arcillosos gruesos 13-20 6-24
104
6. Parámetro tensiones en las excavaciones S.R.F.
Zona debil que interceptan la
excavacion y pueden causar caidas
de bloques
Varias zonas debiles conteniendo arcilla S.R.F.
o roca desintegrada quimicamente, roca
muy suelta alrededor 10
Solo una zona debul conteniendo arcilla o
roca desintegrada quimicamente
(Profundidades de excavacion < 50m.) 5
Solo una zona debul conteniendo arcilla o
roca desintegrada quimicamente
(Profundidades
Varias zonas dede excavacion
fractura > 50m.)
en roca 2.5
competente libre de arcilla, roca suelta
alrededor
Solo (cualquier
una zona profundidad)
fracturada en roca 7.5
competente libre de arcilla (profundidad
de excavacion
Solo < 50m.) en roca
una zona fracturada 5
competente libre de arcilla (profundidad
de excavacion >50m.) 2.5
Diaclasas abiertas sueltas muy
fracturadas, cualquier profundidad 5
Rocas competentes con problemas 𝜎𝑐 𝜎𝑡
𝜎1 𝜎1
tensionales
Tensiones en las rocas
pequeñas cerca de la S.R.F.
superficie <200 <13 2.5
medias
Tensiones altas estructura muy 200-10 13-0.33 1
compacta, favorable, para la estabilidad,
puede ser desfavorable para la 6-8-12 6-8-12
estabilidad de los hastiales 0.66-0.33
Explosion de roca suave (Roca masiva) 5-2.5 0.33-0.16 5-10
Explosion de roca fliujo
Roca influyente, fuerteplastico
(Roca masiva)
de roca <2.5 <0.16 10-20
incopetente bajo la influencia de altas
presiones litostaticas S.R.F.
Presion de flujo suave 5-10
Presion
Roca de flujo intensa
expansiva, actividad expansiva 10-20
quimica dependiendo de la presencia
del agua S.R.F.
Presion expansica suave 5-10
Presion expansica intensa 10-15
Reemplazando los datos obtenidos en la formula se obtiene:

𝑅. 𝑄. 𝐷. 𝐽𝑟 𝐽𝑤
𝑄= ∗ ∗
𝐽𝑛 𝐽𝑎 𝑆𝑅𝐹
70. 3 0.66
𝑄= ∗ ∗
6 2 2.5
𝑄 = 4.62
105
CLASIFICACION DE BARTON DE LOS MACIZOS ROOSOS.
INDICE DE CALIDAD Q.
TIPO DE ROCA VALOR DE Q

Excepcionalmente mala. 10− − 10 −2
Extremedante mala. 10−2 − 10−1

Muy mala 10−1 − 10
Mala 1-4
Media 4-10
Buena 10-40
Muy buena 40-100
Extremedante buena 100-400
Excepcionalmente buena 400-1000
CLASIFICACION DE BIENIAWSKI SISTEMA RMR

La calificación y clasificación de la roca donde se encuentra
emplazado el proyecto, se ha realizado siguiendo los criterios de
clasificación geomecánica de Bieniawski (1989).
❖ Resistencia a la roca intacta.

Basándonos en la clasificación de Bieniawski de las
resistencias a la compresión simple para determinados tipos
de roca se caracterizó a la roca andesita Silicificada entre el
rango de 50-100 Mpa.
Resistencia a la compresión uniaxial (Mpa): 50-100 Mpa
Valoración de Bieniawski: 7
❖ Designación de calidad de roca % (RQD)

Sobre los testigos de exploraciones, y el análisis en campo
en la Rp. 0388 y las labores cercanas se determinó que el
macizo rocoso se encuentra en el orden de 50 a 70%
RQD: 70%
106
❖ Espaciamiento de las discontinuidades
Con la información recopilada en campo y usando el
formulismo se determino
1𝑚 1𝑚
𝑠= =
𝜆+1 3+1
𝑠 = 0.25 𝑚
Espaciamiento de discontinuidades: 0,2 m a 0,5 m

❖ Condición de juntas
Las paredes de las discontinuidades persisten en el orden
de 1 a 3 m de longitud con aperturas de entre 0.1 a 1.0 mm
y ligeramente rugosas con un relleno duro menor a las 5 mm
ligeramente intemperadas en las paredes, dándonos una
valoración:
Persistencia: 1-3 m = 4
Apertura: 0.1-1m = 4
Rugosidad: Ligeramente rugosas = 3
Relleno: duro < 5mm = 4
Intemperización: Ligeram. Intempe. = 5
❖ Condición de Aguas subterráneas

Las condiciones de las aguas en la zona del proyecto son
bastante favorables, en el nivel 10 norte se encuentra una
poza de bombeo, por lo que en la zona de proyecto se nota
más presencia de humedad que de goteos.
Aguas subterráneas: Húmedo
107
En resumen, su valoración lo obtenemos basándonos en la
Clasificación RMR (Bieniawski, 1989).
RMR = 7+13+10+20+10 = 60
En la ejecución de la galería 0388 y la rampa se encuentran

fracturas perpendiculares al sentido del avance denotando
una condición regular al avance la misma.
RMR Ajuste = -5
RMR Ajustado = 60 -5
RMR = 55 Tipo III A REGULAR
Tipo de GSI = MF/R
CORRELACIÓN ENTRE LAS CLASIFICACIONES

GEOMECÁNICAS
Es posible establecer relaciones empíricas entre las
diversas clasificaciones geomecánicas, entre las cuales
tenemos:
❖ El RMR en función del índice Q propuesta por Bieniawski

en 1984
𝑅𝑀𝑅 = 9 ∗ 𝐿𝑁(𝑄) + 44
𝑅𝑀𝑅 = 9 ∗ 𝐿𝑁(4.62) + 44
𝑅𝑀𝑅 = 57%
Siendo la valoración RMR según Bieniawski 55% y 57%
utilizando el índice Q, estando en el rango de roca intermedia
para nuestros cálculos.
.
108
Rango de Calidad
Tipo de roca Rango Q
RMR según
II A > 70 > 18 Buena A
II B 61-70 6.61 – 17.97 Buena B
III A 51-60 2.18 – 5.92 Regular A
III B 41-50 0.72 – 1.95 Regular B
IV A 31-40 0.24 – 0.64 Mala A
IV B 21-30 0.08 – 0.21 Mala B
V < 21 < 0.0.8 Muy Mala
Fuente: Departamento de Geomecánica Lincuna

Tabla N° 06: Rango RMR y RQD.
5.2.2 Tiempo de auto sostenimiento

El tiempo de auto sostenimiento por el tipo de roca, para una labor
permanente es de 8 dias máximos y un avance de 4 metros según
la tabla podemos apreciar en el siguiente cuadro:
ABIERTO MAXIMO SIN TIEMPO DE ABIERTO MAXIMO SIN TIEMPO DE

CODIGO
DESCRIPCION DE VALORACION GRADO DE SOSTENIMIENTO AUTOSOPORTE SOSTENIMIENTO AUTOSOPORTE
DE CATERGORIA GSI
CLASE DE ROCA SEGÚN RMR ESTABILIDAD LABOR PERMANENTE (DIAS) LABOR LABOR TEMPORAL (DIAS) LABOR
COLORES
(m.) PERMANENTE (m.) TEMPORAL
II A Buena A 71-80 LF/R,F/B 9 250 16 200
ESTABLE
II B Buena B 61-70 F/R 6 50 10 25
III A Regular A 51-60 F/P,MF/R MED. ESTABLE A 4 8 6.8 6
III B Regular B 41-50 MF/P,IF/R INESTABLE 4 1 4 1
IV A Mala A 31-40 MF/MP,IF/P ... INMEDIATO ... INMEDIATO
INESTABLE
IV B Mala B 21-30 IF/MP ... INMEDIATO ... INMEDIATO
V Muy Mala < 20 T/MP MUY INESTABLE ... INMEDIATO ... INMEDIATO

Tabla N° 07: Tiempos de auto sostenimiento en Rp 0388.
5.2.3 Sostenimiento aplicado en la ejecución del Proyecto Rp 0388

El sostenimiento aplicado en la Rp 0388 siguiendo las
recomendaciones geomecánicas emitidas por el Departamento de
Geomecanica de Cia Minera Lincuna según el cuadro N° 07 para
una labor permanente mayor a 01 año es de perno helicoidal
espaciados a 1.50 x 1.50 m. en forma de rombo.
109
TIPO DE SOSTENIMIENTO
TABLA GEOMECANICA RMR
AVANCES (PREPARACIONES, EXPLORACION Y DESARROLLO
DESCRIP VALORACI
RIESGO DE CODIGO GRADO DE
CATERGO CION DE ON EXPLOTACION (TAJEOS)
ESTABILIDA DE GSI ESTABILIDA TEMPORALES <= 1 año PERMANENTES > 1 año
RIA CLASE DE SEGÚN
D COLORES D
ROCA RMR
Perno de friccion ocacional o Perno helicoidal ocacional o Perno de friccion ocacional
II A Buena A 71-80 LF/R,F/B
puntual puntual o puntual
RIESGO
ESTABLE Perno de friccion espaciados Perno de friccion espaciados Perno de friccion
BAJO
II B Buena B 61-70 F/R 1.75mx1.75m en forma de 1.75mx1.75m en forma de espaciados 1.75mx1.75m
rombo rombo en forma de rombo
Perno de friccion espaciados a Perno de helicoidal espaciados Perno de friccion
III A Regular A 51-60 F/P,MF/R 1.50mx1.50m en forma de a 1.50mx1.50m en forma de espaciados a 1.50mx1.50m
MED. rombo rombo en forma de rombo
RIESGO
ESTABLE A
MEDIO Perno helicoidal espaciado a Perno de friccion espaciado
INESTABLE Perno de friccion espaciado a
1.50mx0.85m en forma de a 1.50mx0.85m en forma
III B Regular B 41-50 MF/P,IF/R 1.50mx0.85m en forma de
rombo mas malla de rombo mas malla
rombo mas malla electrosoldada
electrosoldada electrosoldada
Shotcrete de 2" con fibra mas Shotcrete de 2" con fibra mas Shotcrete de 2" con fibra
perno expasivo espaciados a perno expasivo espaciados a mas perno expasivo
IV A Mala A 31-40 MF/MP,IF/P
1.50mx1.50m en forma de 1.50mx1.50m en forma de espaciados a 1.50mx1.50m
INESTABLE
Shotcrete de 3" con fibra mas Shotcrete de 3" con fibra mas Shotcrete de 3" con fibra
RIESGO
perno expasivo espaciados a perno expasivo espaciados a mas perno expasivo
ALTO IV B Mala B 21-30 IF/MP
1.25mx1.25m en forma de 1.25mx1.25m en forma de espaciados a 1.25mx1.25m
Shotcrete de 4" con fibra mas Shotcrete de 4" con fibra mas
Shotcrete de 4" con fibra
perno expasivo espaciados a perno expasivo espaciados a
MUY mas perno expasivo
V Muy Mala < 20 T/MP 1.0mx1.0m en forma de rombo 1.0mx1.0m en forma de rombo
INESTABLE espaciados a 1.0mx1.0m
y/o cimbras de perfil H tipo y/o cimbras de perfil H tipo
en forma de rombo
6W20 6W21

Tabla N° 08: Tipo de sostenimiento en Rp 0388
110
5.3 CICLO DE MINADO
La ejecución de todo el proyecto, así como la explotación y operación en
su conjunto se encuentra a cargo de la ECM URQU S.A.C. quien con su
personal a cargo se dispuso a realizar todo el ciclo de minado cumpliendo
con la normativa vigente en seguridad y bajo los estándares operativos
que la compañía minera exige.
5.3.1 Ventilación
Compañía minera Lincuna exige de manera obligatoria ventilar

como mínimo 1.00 hora después de cada disparo. La ventilación de
estas labores se realiza mediante ventiladores y mangas de
ventilación de 28” y 30” de diámetro y a una distancia de 15 m del
frente de avance dando cumplimiento al artículo N° 246 del D.S.
023 – 2017 - E.M.
Debido a que el nivel 10 es una zona provista de un gran flujo de
aire fresco que ingresa desde la Gal. 290 en el nivel 1 hacia nivel
10 mediante la chimenea alimak AK-01 que forma parte del circuito
principal de ingreso de aire fresco a los niveles inferiores de mina
Coturcan; asi mismo, el flujo que ingresa por la rampa 0210 regulan
las temperaturas en la zona del proyecto siendo la temperatura
promedio de 20° C.
El aire viciado, es extraído siguiendo el circuito de evacuación de
aire viciado hacia superficie a través del ventilado extractor VAL-
026 de 80 000 CFM ubicado en la rampa 0350 en el NV. 08
las condiciones de trabajo para la profundización son favorables a
las que se suma un ventilador de 20 000 CFM para cubrir el
requerimiento de aire en el frente de avance, siendo el flujo de
inyección de aire fresco a 250 m. con dos líneas de mangas de 28”
de 19500 CFM llegando a cubrir el requerimiento en un 185 %.
Siendo esta cifra reducida conforme se desarrolla el avance, y en
111
cuanto el porcentaje de cumplimiento del requerimiento se reduzca
a menos del 100 %, se pasará a enseriar con otro ventilador.
CAUDAL REQUERIDO PARA RAMPA 0388 - PROYECTO DE PROFUNDIZACION

Potencia Sub total Caudal Caudal
E
Cantidad efectiva (HP) DM (% ) FU (% ) HP (m3/min) (cfm) Distrib. (% )
Q
U
SCOOP R1600 H 1 161 85% 25% 34.2103 3626.525 41%
I
JUMBO DD311 1 60 66% 30% 11.9 36 1259 15%
P
JUMBO DS311 1 52 85% 15% 6.6 20 703 13%
O
CAMIONETA 1 116 80% 5% 4.6 14 492 30%
S
TOTAL 4 389 79% 19% 57.4172 6080 1
Caudal Caudal Distrib.
P
Area Total/ guardia (m3/min) (cfm) (% )
E
Mina 2 12 424 10%
R
Seguridad 1 6 212 5%
S
Planeamiento 2 12 424 10%
O
Ventilación 1 6 212 5%
N
Servicios 2 12 424 10%
A
Operaciones 13 78 2756 62%
L
TOTAL 21 126 4452 100%
TEMPERATURA No se presentan temperaturas mayores a 24° C 0 0
FUGAS (15% ) 45 1580
TOTAL REQUERIMIENTO DE AIRE 343 10532 CFM
TOTAL DE AIRE QUE INGRESA A LA RAMPA 19500 CFM
% DE AIRE CUBIERTO RESPECTO AL REQUERIMIENTO 185%
Fuente: elaboración propia
Tabla N° 09: Requerimiento de Aire en RP 0388
El proyecto de profundización forma parte del circuito de ventilación

de mina Coturcan el cual se observa y detalla en el ANEXO N° 04.
Se realizará la construcción de dos chimeneas para ventilación y
paso de servicios como son la CH-0388 y la CH-0516 por donde se
evacuará el aire viciado.
En mediano plazo se tiene proyectado el rediseño del circuito de
ventilación, con la construcción de 03 Raise Boring, las cuales serán
para ingreso de aire fresco y la CH – AK 02 servirá como chimenea
extractora. Como se ve en el gráfico
112
Imagen N° 38: Chimeneas vista 3D

113
5.3.2 Regado de carga
Una vez ventilada la labor y acondicionadas las tuberías de servicios

se procede a realizar el regado de la carga producto del disparo con
la finalidad de:
• Disipar el polvo en suspensión producto de la voladura de
rocas y del mismo modo evitar el polvo fino que se produce
en el momento de la limpieza.
• Identificar rocas sueltas y fracturas en el macizo rocoso de
manera que puedan ser eliminados durante el desate de
rocas
• Detectar tiros cortados y carga explosiva no detonada con el
fin de eliminar la condición.
• Disipar los gases alojados entre el material volado con el fin
de evitar cualquier daño a la salud.
Fotografía N° 02: Regado de carga.
114
5.3.3 Desate de rocas sueltas.
Actividad que se realiza antes, durante y después de cada trabajo,
con el fin de eliminar cualquier condición que nos genere un riesgo
potencial por caída de rocas y daño al personal y equipo.
Para realizar un buen desatado primero se requiere de regar toda
la sección de la labor desde una distancia prudente antes del tope
de avance. Y se hace uso de dos juegos de barretillas de 6”, 8”,10”
y 12” acorde a la altura de sección.
Fuente: Elaboración propia
Fotografía N° 03: Desate de rocas.
115
5.3.4 Limpieza y acarreo
La limpieza del frente de avance de la rampa 0388 se realiza con
scooptram CAT 1600H de 6 Yd3 y el material es transportado hacia
una cámara de acumulación en la cámara de carguío 0350 ubicado
en la rampa 0350 en el nivel 10 a 150 metros aproximados de
distancia, parte del desmonte generado es utilizado como relleno
para tajos cercanos.
Fotografía N° 04: Limpieza de material.
5.3.5 Carguío y traslado de material
Para el material que no se decidirá evacuar se utiliza volquetes

VOLVO modelo FMX, de capacidad 10m3, acondicionadas para
interior mina con Tolva y cabina recortadas para sección 4.0x4.0 m.
5.3.6 Sostenimiento
Cumpliendo las recomendaciones geomecánicas de acuerdo al

RMR de la zona de proyecto y al tratarse de una labor principal y
permanente se coloca el sostenimiento acorde a las
recomendaciones.
Siendo los materiales de sostenimiento a utilizar:
116
ELEMENTOS DE SOSTENIMIENTO POR TIPO DE ROCA
Perno Helicoidal 7"
TIPO REGULAR IIIA Resinas con catalizador
Cartuchos de cemento
Perno Helicoidal 7"
Resinas con catalizador
TIPO REGULAR IIIB
Cartuchos de cemento
Malla electrosoldada m2
Tabla N° 10: Tipo de material de sostenimiento.
5.3.6.1 Sostenimiento con perno Helicoidal (ROCA IIIA)
La barra helicoidal, tiene la forma de una rosca continua a

lo largo de toda su longitud, esta característica le da
múltiples ventajas, su mayor diámetro le confiere mayor
resistencia y su rosca constante permite el reajuste de la
placa contra la pared rocosa. La capacidad de anclaje de
las barras helicoidales supera las 18 TM según las pruebas
efectuadas por la empresa DSI UNDERGROUND,
mediante pruebas de PULL-TEST.
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. Este sistema proporciona una alta
capacidad de carga en condiciones de roca dura, resistente
a la corrosión y a las vibraciones del terreno y brinda acción
de refuerzo inmediato después de su instalación, aunque
su costo es mayor que los pernos cementados (en cartucho
o inyectado).
117
Con el fin de reducir costos en sostenimiento se usa el
sistema combinado de resina y cemento (Cembol), en este
caso la resina ira al fondo y el resto se llenará con
cartuchos de cembol.
Procedimiento de instalación
❖ Luego de la verificación de la recomendación
geomecánica del tipo de sostenimiento a usar se
procede a realizar el pintado de malla de sostenimiento
cumpliendo el espaciamiento requerido y la forma; en
este caso espaciados 1.50 x 1.50 m. y en forma de
rombo.
❖ Se procede a realizar la perforación de los taladros de
acuerdo a la distribución y orientación especificada en
la recomendación geomecánica.
❖ Se limpian los taladros y se proceden a cargar primero
la resina de fraguado rápido y posterior los cartuchos
de cemento. La cantidad de cartuchos está
determinada por el diámetro y longitud del taladro, de
la varilla y de los cartuchos de resina en este caso por
recomendación del fabricante para un diámetro de
perforación de 38 mm, para una varilla de 19 mm y
resina de 32 mm y 305 mm de longitud, se recomienda
colocar 3 resinas y 5 cartuchos de cemento para copar
la longitud del taladro.
❖ Después se introduce la varilla, doblándola ligeramente
hasta unos 50 cm, a fin que ésta pueda romper mejor
los cartuchos y producir mejor mezcla al momento de
introducir girando la varilla por acción de la perforadora,
Es importante en este caso que se produzca una buena
mezcla de la resina con el catalizador, para que la
adherencia de la varilla con la roca sea eficaz. Esto se
logra mediante la rotación de la varilla con la
perforadora durante 15 a 30 segundos.
118
❖ Finalmente se coloca la placa sin tensionar el perno,
el tensionado se deberá ejecutar como mínimo 48
horas después de colocado el perno, salvo el uso de
acelerantes de fragua.
Fotografía N° 05: Sostenimiento con perno helicoidal
Un aspecto final está referido al tensionamiento de los pernos.

Cuando la masa rocosa ha estado sometida a intensa
deformación, es recomendable el tensionamiento. Cerca de los
frentes de avance, donde la masa rocosa pueda presentar
deformación subsecuente significativa o cuando están
presentes altos esfuerzos, no es recomendable el
tensionamiento.
Distribución de pernos
La distribución según recomendación geomecánica para la
sección de 4.00 x 4.00 m. es de filas 5-6 desde gradiente a
gradiente en forma de rombo espaciados 1.50 metros. Para
el caso de la rampa 0388, para un avance de 3.14 m. la
119
cantidad de pernos helicoidales por disparo es de 11 pernos
helicoidales sistemáticos.

Imagen N° 39: Distribución de pernos helicoidales secc. 4.0 x 4.0 m.
Para labores de sección 3.50 x 3.50 m. la distribución varia

en filas 4-5 desde el punto de gradiente a gradiente en forma
de rombo y espaciados 1.50 metros, siendo la cantidad
requerida de 9 pernos helicoidales por cada disparo.
120
Imagen N° 40: Distribución de pernos helicoidales secc. 3.5 x 3.5 m.
Para el pintado de malla de sostenimiento el operador y

ayudante hacen uso de un Cantillon de 1.5 m. y tomando en
cuenta la orientación de estructuras se realizan variaciones
con el fin de realizar un sostenimiento adecuado.
Como se muestra en la siguiente imagen.
121
Fotografía N° 06: Pintado de malla de sostenimiento
5.3.6.2 Sostenimiento con Malla electrosoldada.
La malla metálica principalmente es utilizada para prevenir

la caída de rocas ubicadas entre los pernos de roca, para
retener los trozos de roca caída desde la superficie ubicada
entre los pernos. Debido al tipo de roca el frente de avance
de la RP 0388 se ejecuta el sostenimiento solo con perno
helicoidal, pero el uso de mallas electrosoldadas es
recomendado en las intersecciones con labores o si es que
las condiciones del macizo lo requieren.
Procedimiento de instalación
❖ Identificar y señalar el área donde se deberá instalar la
malla electrosoldada.
❖ Desate de rocas sueltas antes de presentar la malla,
para presentar con la ayuda de bastidores y puntales.
122
❖ Anclar y asegurar definitivamente la malla
electrosoldada con el perno, cumpliendo el
procedimiento de instalación de perno helicoidal.
❖ Los traslapes entre mallas serán como mínimo 20 cm y
deben estar asegurados con pernos de anclaje. Y en el
caso de nuestra unidad el espaciamiento de los pernos
se ajusta a 1.50 x 0.85 m. con el fin de realizar un
sostenimiento sistemático con el ancho de la malla
electrosoldada.
5.3.7 Perforación
Por condiciones del terreno, y la importancia de la ejecución del

proyecto se procedió a utilizar el Jumbo electrohidráulico Sandvik
DD311 de 1 brazo diseñado para perforaciones rápidas y precisas
dentro de desviaciones y túneles de secciones de 40 m², este
jumbo cuenta con una barra de 14 ft, diámetro de perforación de 45
mm y diámetro de rimado de 102 mm. Y determinando un avance
neto de 3.30 m. de avance en frentes de 4.00 x 4.00 m.

Imagen N° 41: Jumbo Electrohidráulico Sandvik DD311
Para la perforación de taladros de sostenimiento se utiliza el equipo

Sandvik DS311 el cual es un empernador electrohidráulico muy
versátil y compacto diseñado para reforzamiento de roca en minas
123
subterráneas con secciones transversales pequeñas y medianas.
Este jumbo esta provisto de una barra de 8 ft., con un diámetro de
perforación de 38 mm y puede instalar todos los tipos de pernos de
roca comúnmente usados, con longitudes que van desde 1,5 a 3
metros.

Imagen N° 42: Equipo de sostenimiento de roca Sandvik DS311
5.4.2 Diseño de Malla de perforación Sección 4.00 x 4.00 m.
Para el diseño de perforación se parte considerando que la

sección de labor es de 4.00 m x 4.00 m, y su finalidad es el
acceso y paso de vehículos altos como es el caso de
volquetes.
Las mallas de perforación en compañía minera Lincuna son
elaboradas por el departamento de mina y muestran
alternativas en sus variaciones de acuerdo al tipo de roca que
se presenta respecto a la zonificación realizada.
A continuación, se muestra el cálculo que se realizó para
diseñar la malla de perforación para la Rampa 0388 en mina
Coturcan teniendo en cuenta los siguientes datos:
124
LABOR RP 0388
ZONA MINA COTURCAN
NIVEL 10
Ancho de labor (m.) 4.00
Altura de labor (m.) 4.00
PARAMETROS DE ROCA
Tipo Andesita Silicificada
RMR 55
RQD 70%
Clasificacion Regular IIIA
Densidad de la roca 2.73 g/cm3
Resistencia a la Compresion 85 Mpa
PARAMETROS DE PERFORACION 1.272727273

Diametro de taladro 45 mm
Diametro de Rimado 102 mm
Longitud de barra 14 ft
Perforacion efectiva 11 ft
Eficiencia de Voladura 85%
CARACTERISTICAS DE EXPLOSIVO
EMULNOR EMULNOR
ANFO SUPER FAM DOS 1000 3000
Densidad del Explosivo (g/cm3) 0.8 1.13 1.14
Presion de Detonacion (Kbar) 51 95 93
VOD (m/s) 3000 5700 5800
Diametro del Explosivo (mm) - 38 38
Longitud del explosivo (mm) - 200 200

Tabla N° 11: Datos para el diseño de malla de perforación y voladura.
▪ Cálculo de material movido por disparo

𝑉 = 𝐴𝑛𝑐ℎ𝑜 ∗ 𝐴𝑙𝑡𝑢𝑟𝑎 ∗ 𝐴𝑣𝑎𝑛𝑐𝑒
0. 048 𝑚
𝐿𝑜𝑛𝑔. 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 = 11 𝑓𝑡 ∗ 1 𝑓𝑡
𝐿𝑜𝑛𝑔. 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 = 3.30 𝑚.

𝑉 = 4.00 ∗ 4.00 ∗ 3.30
𝑉 = 52.8 m1
𝑇𝑜𝑛 𝑚
= 52.8 ∗ 2.73 𝑇𝑜𝑛/𝑚
𝐷𝑖𝑠𝑝𝑎𝑟𝑜 𝐷𝑖𝑠𝑝𝑎𝑟𝑜
𝑇𝑜𝑛 𝑇𝑜𝑛
= 144.14
𝐷𝑖𝑠𝑝𝑎𝑟𝑜 𝐷𝑖𝑠𝑝
125
▪ Cálculo de Numero de taladros
4√𝑆
𝑁𝑡 = +𝐾∗𝑆
𝐸
Distancia entre taladros (m) Coeficiente de roca (m.)

Tipo de roca Valor Tipo de roca Valor
Tenaz 0.50-0.55 Tenaz 2.00
Intermedio 0.60-0.65 Intermedio 1.50
Friable 0.70-0.75 Friable 1.00
4√16
𝑁𝑡 = + 1 ∗ 16
0.7
𝑁𝑡 = 38.9𝑇𝑎𝑙
𝑁𝑡 = 39 𝑇𝑎𝑙
❖ Calculamos Burden y espaciamiento del arranque (Holmerg)

para poder diseñar la malla de perforación aplicando las
áreas de influencia del taladro.
Para este diseño se necesita calcular la presión de
detonación de acuerdo a la configuración de carga.
Se va a usar como carga de fondo una emulsión
encartuchada (Emulnor 3000) y la carga de columna
usaremos ANFO (SUPERFAM DOS).
𝑃0 𝐷𝑇𝑎𝑙 = 𝑃𝐶𝑓 + 𝑃cc
𝑉𝑐𝑓 ∅2𝑐𝑓 ∗ 𝐿𝑒 ∗ 𝑁𝐶𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠

𝑃𝑐𝑓 = 𝑃0 ∗ 𝐷𝐶𝑓 ∗ =
𝑉𝑇𝑎𝑙 ∅2𝑇𝑎𝑙 ∗ 𝐿𝑇𝑎𝑙
31.75𝑚𝑚 2 ∗ 200𝑚𝑚 ∗ 1
𝑃𝑐𝑓 = 93 𝐾𝑏𝑎𝑟 ∗ = 2,80 𝐾𝑏𝑎𝑟
45 𝑚𝑚2 ∗ 3300 𝑚𝑚
𝑉𝑐𝑐 ∅2𝑐𝑐 ∗ 𝐿𝑐𝑐

𝑃𝑐𝑓 = 𝑃0 ∗ 𝐷𝐶𝑐 ∗ = 2
𝑉𝑇𝑎𝑙 ∅ 𝑇𝑎𝑙 ∗ 𝐿𝑇𝑎𝑙
43𝑚𝑚 2 ∗ 2650𝑚𝑚 ∗ 1
𝑃𝑐𝑓 = 51 𝐾𝑏𝑎𝑟 ∗ = 37.40 𝐾𝑏𝑎𝑟
45 𝑚𝑚2 ∗ 3300 𝑚𝑚
𝑃0 𝐷𝑇𝑎𝑙 = 2,80 𝐾𝑏𝑎𝑟 + 37,40 𝐾𝑏𝑎𝑟 = 40,20 𝐾𝑏𝑎𝑟
126
❖ Burden de arranque:
𝑃0 𝐷𝑇𝑎𝑙
𝐵𝑛 = ∅ ∗ ( + 1)
𝐹s ∗ 𝜎r ∗ 𝑅𝑄𝐷
100 𝑚𝑝𝑎
40,20 𝐾𝑏𝑎𝑟 ∗
𝐵𝑛 = 0.045𝑚 ∗ ( 1 𝐾𝑏𝑎𝑟 + 1) = 0,55 𝑚
6 ∗ 85 𝑀𝑝𝑎 ∗ 0.70
❖ Desviación de barra, según gráfico: 0.06 m
❖ Burden ideal:
𝐵𝑖 = 0,55𝑚 − 0,06𝑚 = 0,49 𝑚
𝐵𝑖 = 𝑆𝑖 = 𝐷𝑖𝑎𝑚𝑒𝑡𝑟𝑜 𝑑𝑒 𝑖𝑛𝑓𝑙𝑢𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎 = 0,49 𝑚 (𝑎𝑟𝑟𝑎𝑛𝑞𝑢𝑒)
❖ Cálculo de % de acoplamiento de explosivo
∅𝑒 31.75 𝑚𝑚
𝐴𝑐𝑓. = = = 0,7056
∅ 𝑇𝑎𝑙 45 𝑚𝑚
𝐴𝑒 = 0,7056 < 1
43 𝑚𝑚
𝐴𝑐𝑐 = = 0,9556
45 𝑚𝑚
𝐴𝑒 = 0,9556 < 1
127
❖ Cálculo de taco mínimo
𝑇𝑚𝑖𝑛 =
2 ∗ 𝐹𝑠 ∗ 𝜎𝑟 ∗ 𝑅𝑄𝐷
100 𝑀𝑝𝑎
40,20 𝐾𝑏𝑎𝑟 ∗ ∗ 0,045 𝑚
𝑇𝑚𝑖𝑛 = 1 𝐾𝑏𝑎𝑟 = 0,25 𝑚
2 ∗ 6 ∗ 85 𝑀𝑝𝑎 ∗ 0,70
Los mismos cálculos se realizan para determinar el Burden de

ayuda, Cuadradores, piso, corona, y producción.
❖ Numero de taladros de alivio.

∅𝑚𝑎𝑥 2 2∗𝐵
𝑛𝑎 = ( ) Donde ∅𝑀𝑎𝑥 =
∅𝑎 𝜋
1000𝑚𝑚
2 ∗ 0.49𝑚 ∗ 1𝑚
𝑛𝑎 = ( )=3
102 𝑚𝑚 ∗ 𝜋
N° de taladros de alivio= 3 Taladros
❖ Selección de retardos de voladura

Según la clasificación del macizo rocoso presenta una roca de tipo
media por lo que nos resulta:
𝐿𝑟 = 𝐿𝑃𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖𝑜𝑛 ∗ 𝑅𝑒𝑡𝑎𝑟𝑑𝑜𝑇𝑖𝑝𝑜 𝑑𝑒 𝑟𝑜𝑐𝑎

𝑚𝑠
𝐿𝑟 = 3.3 𝑚 ∗ 50 = 165 𝑚𝑠
𝑚
Retardo/ Tal Longitud Retardo Tal.

Tipo de roca
(ms/m) Perf. (m.) (ms)
Dura 60 3.3 198
Media 50 3.3 165
Suave 40 3.3 132
❖ Factor de carga y potencia:

Factor de carga:
106.30. 𝐾𝑔
𝐹𝐶 = = 2.01 𝐾𝑔/𝑚
52.8𝑚
128
Factor de potencia:
106.30 𝐾𝑔
𝐹𝑃 = = 0.74 𝐾𝑔/𝑇𝑜𝑛
144.28 𝑇𝑜𝑛
DISEÑO DE MALLA DE PERFORACION: Burden de Arranque
PARAMETROS DE EXPLOSIVO
Carga de fondo
Tipo: Emulnor 3000 1 1/4" X 8"
Densidad del explosivo: 1.14 g/cc
Presion de detonacion del explosivo: 93.00 Kbar
Diametro del explosivo: 31.75 mm 0.125
Longitud del explosivo: 200.00 mm
N° de cartuchos/tal.: 1.00 cart/tal
% Acoplamiento: 70.56 %
Carga de columna 2.8058305
Tipo: ANFO SUPERFAM DOS
Carga/tal. 1.00 long.
PARAMETROS DE ROCA Y/O MINERAL
Tipo: Andesita Silicificada
Densidad de la roca: 2.73 TM/m3
Resistencia a la compresion: 85.00 Mpa
RQD: 70.00 %
RESULTADOS:
N° de taladros con carga: 5.00 Según Diseño
Presion de detonacion en el taladro: 40.20 Kbar
Longitud del taladro 3.30 m.
Longitud de carga de columna confinado: 2.65 m.
Longitud de carga de fondo confinado: 0.20 m.
Longitud de carga: 2.85 m.
Desviacion con Barra/Tal 0.06 m.
Burden Fs Burden Bn Bi Si Taco Tmin

Arranque 6.00 0.55 0.49 0.49 0.25

Tabla N° 12: Cálculo de burden de arranque
129
DISEÑO DE MALLA DE PERFORACION: Burden de Ayuda
Carga de fondo
RQD: 70.00 %
RESULTADOS:

Ayuda 5.00 0.65 0.59 0.59 0.30

Tabla N° 13: Cálculo de burden de ayuda.
130
DISEÑO DE MALLA DE PERFORACION: Burden de Cuadradores
Carga de fondo
RQD: 70.00 %
RESULTADOS:

Cuadradores 3.00 0.90 0.84 0.84 0.43

Tabla N° 14: Cálculo de burden de cuadradores
131
DISEÑO DE MALLA DE PERFORACION: Burden de techo o corona
Carga de fondo
RQD: 70.00 %
RESULTADOS:

Techo 3.00 0.79 0.73 0.73 0.37
Tabla N° 15: Cálculo de burden de corona
132
DISEÑO DE MALLA DE PERFORACION: Burden de piso
Carga de fondo
Diametro del explosivo: 43.00 mm 0
RQD: 70.00 %
RESULTADOS:

Piso 2.00 1.21 1.15 1.15 0.58

Tabla N° 16: Cálculo de burden de Piso
133
DISEÑO DE MALLA DE PERFORACION: Burden de producción
Carga de fondo
RQD: 70.00 %
RESULTADOS:

Produccion 2.00 1.22 1.16 1.16 0.59

Tabla N° 17: Cálculo de burden de producción.
134
UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTIN DE AREQUIPA DIBUJADO POR:
FACULTAD DE GEOLOGIA, GEOFISICA Y MINAS ESCUELA NEYVER VELA PORTOCARRERO
PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS
ESCALA: SIN ESCALA
DISEÑO DE MALLA DE PERFORACION APLICANDO
DIBUJADO POR:
NEYVER VELA PORTOCARRERO AREA DE INFLUENCIA DE TALADROS FECHA: NOVIEMBRE 2020
Imagen N° 43: Diseño de malla de perforación aplicando el método de influencia de taladros
135
12LP
13LP 13LP
10LP 10LP
13LP 13
LP
8LP
9LP 9LP
6LP 4LP
11LP 6MS 11LP
8LP 4MS 1MS 4MS 8LP
11 11LP
LP 6MS
4LP 6LP
12LP 9LP 8LP 9LP 12LP
16LP 15LP 14 15LP 16LP

LP
16LP
UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTIN DE AREQUIPA DIBUJADO POR:

FACULTAD DE GEOLOGIA, GEOFISICA Y MINAS ESCUELA NEYVER VELA PORTOCARRERO
PROFESIONAL DE INGENIERIA DE MINAS
ESCALA: SIN ESCALA
DISEÑO DE MALLA DE PERFORACION APLICANDO
AREA DE INFLUENCIA DE TALADROS FECHA: NOVIEMBRE 2020
Imagen N° 44: Diseño de malla de perforación para roca IIIA – REGULAR aplicando el método de influencia de taladros
136
5.3.8 Voladura
Para la voladura del frente se utilizará ANFO SUPERFAM DOS,

EMULNOR 3000 Y EMULNOR 1000 como agentes explosivos,
junto a Faneles de largo periodo (LP) y milisegundo (MS) de 4.8 m.
de largo de tubo de choque en sus distintos retardos, Pentacord
5P, Mecha CARMEX de 7” y mecha rápida todos estos accesorios
y agentes de la marca FAMESA S.A.
La distribución de cantidad de explosivo a utilizar se muestra de

acuerdo a la siguiente distribución.
Longitud del Taladro (m.) 3.30 EXPLOSIVOS

Emulnor 3000 1 1/4" x 8" (kg) 0.179 EMULNOR TOTAL
TOTAL
Emulnor 1000 1 1/4" x 8" (kg) 0.174 3000 CARUCHOS
CARUCHOS
Densidad del Anfo (g/cc) 0.850 1 1/4" X 8" (Kg)
N° Tal
Taladros Rimados 3
Arranque 5 1 5 0.90
Ayuda 4 1 4 0.72
Cuadrador 4 1 4 0.72
Corona 7 0 0 0.00
Piso 5 11 55 9.85
Produccion 10 1 10 1.79
Cuneta 1 11 11 1.97
TOTAL 39 89 15.93

Tabla N° 18: Taladros cargados con Emulnor 3000
137
Emulnor 3000 1 1/4" x 8" (kg) 0.179 EMULNOR TOTAL
TOTAL
Emulnor 1000 1 1/4" x 8" (kg) 0.174 1000 CARUCHOS
CARUCHOS
Densidad del Anfo (g/cc) 0.850 1 1/4" X 8" (Kg)
N° Tal
Taladros Rimados 3
Arranque 5 0 0 0
Ayuda 4 0 0 0
Cuadrador 4 0 0 0
Corona 7 1 7 1.22
Piso 5 0 0 0
Produccion 10 0 0 0
Cuneta 1 0 0 0
TOTAL 39 7 1.22

Tabla N° 19: Taladros cargados con Emulnor 1000

Emulnor 3000 1 1/4" x 8" (kg) 0.179 ANFO
TOTAL
Emulnor 1000 1 1/4" x 8" (kg) 0.174 SUPERFAM DOS
ANFO (Kg)
Densidad del Anfo (g/cc) 0.850 (Kg/Tal.)
N° Tal
Taladros Rimados 3
Arranque 5 3.58 17.91
Ayuda 4 3.58 14.33
Cuadrador 4 2.97 11.90
Corona 7 2.57 17.98
Piso 5 0.00 0.00
Produccion 10 2.70 27.04
Cuneta 1 0.00 0.00
TOTAL 39 89.16

Tabla N° 20: Taladros cargados con ANFO.
138
Longitud del Taladro (m.) 3.30 DETALLES DE CARGUIO
Emulnor 3000 1 1/4" x 8" (kg) 0.179 TOTAL LONG. DE LONG. DE
Emulnor 1000 1 1/4" x 8" (kg) 0.174 EXPLOSIVOS CARGUIO TACO
Densidad del Anfo (g/cc) 0.850 (Kg) (m.) (m)
N° Tal
Taladros Rimados 3
Arranque 5 18.81 2.85 0.45
Ayuda 4 15.05 2.85 0.45
Cuadrador 4 12.61 2.4 0.9
Corona 7 19.20 2.1 1.2
Piso 5 9.85 2.2 1.1
Produccion 10 28.83 2.2 1.1
Cuneta 1 1.97 2.2 1.1
TOTAL 39 106.30

Tabla N° 21: Taladros cargados con ANFO.
La distribución de retardos se detalla en el siguiente cuadro.:
TALADROS CANTIDAD # FANEL TDR

1 1 MS 25 ms
ARRANQUE 2 4 MS 100 ms
2 6 MS 150 ms
2 4 LP 2s
AYUDAS
2 6 LP 3s
4 8 LP 4s
PRODUCCION 4 9 LP 4,5 s
2 10 LP 5s
2 11 LP 5.6 s
CUADRADOR
2 12 LP 6.2 s
ALSA 2 11 LP 5.6 s
1 12 LP 6.2 s
CORONA
4 13 LP 6.8 s
1 14 LP 7.4 s
PISO 2 15 LP 8s
2 16 LP 8.6 s
CUNETA 1 16 LP 8.6 s
TOTAL 36

Tabla N° 22: Tiempos de retardos
139
5.3.9 Bombeo de Agua
Durante la ejecución de la rampa para profundización en negativa
se hace el uso de una bomba de avance de marca Grindex modelo
Major de 15 HP que bombea hacia la intersección con la Rampa
0350 a una distancia inicial de 35 m. con una tubería de 2”, el
caudal de agua evacuado sigue el curso de la rampa 0350 y la
galería 0210 hasta la poza de bombeo del frontón 09 – Nv. 9 en la
cual se encuentra una bomba estacionaria HIDROSTAL 65 – 250
de 175 HP la cual se encarga de bombear el agua de la mina
Coturcan hacia la poza de acumulación en el Fronton N° 2 y desde
donde se abastece agua a la operación, siendo este el ciclo de
reuso del agua presente en mina.
BOMBA GRINDEX MAJOR 15 HP

Conexión de descarga: 3"
PotencIal nominal de salida: 5,6 kW
Consumo maximo: 6,6 kW
Velocidad del eje: 2895 RPM
Corriente nominal a 400 V: 11 A
Corriente nominal a 500 V: 8,7 A
Paso ∅ 10 mm Peso: 50 kg Altura: 768 mm Diámetro ∅ 286 mm
Imagen N° 45: Bomba Grindex Major
140
Conforme avanza la profundización de la rampa, el principal
problema es el aumento del caudal de agua para lo cual necesitamos
proyectarnos adecuadamente en seleccionar una bomba para la
poza de bombeo en la CA-0388-2 para la cual se tiene proyectado
la instalación de una bomba Tomocorp modelo Tigre “H” – V4
sumergible de 58 HP.
Se detalla el sistema de drenaje de la mina Coturcan en el ANEXO

N° 06.
OTORONGO "H"-V3 30 HP
Conexión de descarga: 4"
PotencIal nominal de salida: 43/58 Kw/Hp
Consumo maximo: 45 kW
Velocidad del eje: 3550 RPM
Corriente nominal a 440 V: 68 A
Paso ∅ 8 mm Peso: 268 kg Altura: 1130mm Diámetro ∅ 480 mm
Imagen N° 46: Bomba otorongo “H”-V3.
El agua bombeada será reutilizada para las operaciones de mina

Coturcan, dado que de acuerdo a los análisis realizados por el área
de medio ambiente teniendo cuenta el pH y los miliequivalentes que
141
aportan los metales ácidos presentes en la mina; el agua producida
en mina Coturcan no es agua acida, y no está considerada en un
plan de tratamiento de aguas acidas para su reutilización.
Teniendo en cuenta la clasificación de Bigatel, Et. Al 1998, se
considera en la subcategoría 3.
SUB-
DESCRIPCION RANGO DE ACIDEZ O ALCALINIDAD
CATEGORIA
1 Muy acido Acidez neta > 300 mg/l como CaCO3
Moderadamente
2 100<= Acidez neta <= 300 mg/l como CaCO3
acido
Debilmente
3 0<= Acidez neta<100 mg/l como CaCO3
acido
Debilmente
4 Alcalinidad neta < 80 mg/l como CaCO3
alcalino
Fuertemente
5 Alcalinidad neta >= 80 mg/l como CaCO3
alcalino
Fuente: Bigatel Et. Al
Tabla N° 23: Clasificación de Bigatel
5.3.10 Cuadro de equipos y personal

EQUIPOS
UNID. DESCRIPCIÓN OBSERVACIÓN
1 JUMBO SANDVIK DD 311 Barra 14 Ft
1 ROBOLT SANDVIK DS 311 Barra 8 ft
1 SCOOP CAT R1600 H 6 Yd3
1 SCALER EPAUS B52
1 JACKLEG RNP 8 ft
1 MINICAT
1 CAMIONETA TOYOTA HILUX
Tabla N° 24: Equipos para rampa 0388
142
PERSONAL
ITEM DESCRIPCIÓN OBSERVACIÓN
1 Jefe de guardia URQU SAC
1 Supervisor de operaciones URQU SAC
1 Operador de scoop URQU SAC
1 Operador de Jumbo URQU SAC
1 Ayudante de Jumbo URQU SAC
1 Operador Robolt URQU SAC
1 Ayudante de Robolt URQU SAC
1 Operador de Scaler URQU SAC
1 Maestro Cargador URQU SAC
1 Ayudante de cargador URQU SAC
1 Bombero URQU SAC
1 Chofer de camioneta URQU SAC
1 Bodeguero URQU SAC
1 Supervisor de seguridad URQU SAC
1 Ingeniero de seguridad CIA LINCUNA
1 Ingeniero geomecanico CIA LINCUNA
1 Topografo CIA LINCUNA
1 Ayudante de topógrafo CIA LINCUNA
Tabla N° 25: Personal para rampa 0388
5.4 PLAN DE CONTINGENCIA
CIA Minera Lincuna S.A., en conformidad al procedimiento establecido en

el Plan de preparación y respuesta para emergencias ha elaborado el
siguiente plan de contingencias.
Para ello lo primero que se hizo fue identificar las situaciones potenciales
de accidentes y emergencias, seguidamente se diseñó un Plan de
Respuesta para prevenir y mitigar los riesgos/impactos ambientales. Para
la identificación de los Riesgos Ambientales se utilizó criterios de
evaluación donde se incluye potenciales de muerte, probabilidad de
ocurrencia, potencial de destrucción, costos de remediación, tiempo de
remediación, daños en la salud de las personas y potencial de destrucción
de la zona y alrededores.
143
También se elaboró un procedimiento para la comunicación y notificación
en función al nivel de la emergencia.
Finalmente se elaboró un Programa de Simulacros, para poder comprobar
que los procedimientos establecidos están funcionando correctamente.
LISTA DE RIESGOS POTENCIALES EN CIA MINERA LINCUNA SA
a. Inundación en interior mina.

b. Incendio en el interior mina.
c. Atropellos en interior mina.
d. Derrames de aceites.
e. Derrumbes de terrenos en el interior mina (caída de rocas).
f. Presencia de gases tóxicos (intoxicación de personal).
g. Derrame de relleno de labores en mina.
h. Explosión con explosivos (polvorines auxiliares).
i. Voladura.
La comunicación de una emergencia se dará, de la siguiente manera; El

trabajador involucrado en la emergencia debe:
Comunicar inmediatamente al supervisor de guardia y vía teléfono o radio
al 7599 anexo de emergencias o con el Coordinador General del Plan de
Emergencias (Gerente de Operaciones o Superintendente de Mina, Anexo
(7502 o 7505), quien actuará de la siguiente manera:
• Escuchará cuidadosamente.
• Mantendrá la calma y cortesía.
• Anotará el mensaje y no confiará en la memoria.
• Mantener en línea al informante el suficiente tiempo como para
obtener los siguientes datos:
• Nombre de la persona que llama.
• Número de anexo del teléfono y/o radio que se reporta.
144
• Naturaleza de la emergencia (inundación, incendio, derrumbe,
explosión, derrames).
• Descripción breve de la Emergencia.
• En caso de derrame químico, el nombre del producto. Lugar de
la emergencia.
• Tipo y clase de daños.
• Necesidades más urgentes.
• Número de personas accidentadas y su condición.
• Equipos y recursos requeridos.
El proyecto de profundización, implica un análisis de riesgo teniendo como

línea base la lista de riesgos potenciales identificados por Cia Minera
Linuna, para lo cual se elaboró un plan de contingencia plasmado en rutas
de escape y respuestas a emergencias.
Para la ruta de escape en caso de siniestros y dando cumplimiento al D.S

024 – 2016 con su modificatoria el D.S 023-2017 que estipula en el Art. 277
“ACCESOS Y VIAS DE ESCAPE” se ha diseñado las rutas de escape en
la rampa 0388 para los cuales se han dispuesto la construcción de
chimeneas acondicionadas con escaleras como son la chimenea CH-0388
hacia el XC 475 – Nv. 10 y su posterior salida hacia la RP 0350 y la
construcción de la CH – 0516 desde el Nv. 12 de la Rp 0388 hacia el Nv.
11 y su posterior salida hacia la chimenea CH-0388 o directamente hacia
la RP – 0350 hasta el Nv. 10 y a 50 metros del inicio de la rampa 0388 se
encuentra posicionado el refugio minero, que fue implementado en el año
2018 el cual tiene una capacidad para 10 personas; a su vez la ruta de
escape desde la RP 0210 hacia la RP 300 y la comunicación a superficie
mediante la rampa 310, se encuentran enlazadas al inicio de la rampa 0388
como se detalla las rutas de evacuación en caso de emergencias, en el
anexo N° 03.
145
CAPITULO VI
RESULTADOS
6.1 RESERVAS DE MINERAL EN COTURCAN TECHO

Con la ejecución del proyecto de profundización de la mina Coturcan
mediante la rampa 0388 para la explotación de la veta Coturcan techo,
gracias a la información de los últimos sondajes diamantinos se tiene un
total de 191 377 toneladas de reservas probadas con un ancho de
minado de 3.04 m. y leyes de 2,62 Oz/TM de Ag, 1.90 % de Pb y 1.91 %
de Zn con un valor de un VPT de 65 $/TM.
Fuente: Geología Lincuna

Tabla N° 26: Reservas de mina Coturcan
146
Y un total de 615 829 TM de recursos los cuales darán incremento en
reservas con el desarrollo de la profundización mediante labores de
exploración y nuevos sondajes para incrementar así la vida la mina y
mantener la producción diaria.
Fuente: Geología Lincuna

Tabla N° 27: Recursos de mina Coturcan
6.2 ANÁLISIS DE COSTOS UNITARIOS DE LA RAMPA 0388

Para la ejecución de la rampa negativa 0388 de la mina Coturcan, se ha
desarrollado el ciclo de minado mecanizado, los cuales son de propiedad
de compañía minera Lincuna y llevan un costo horario los cuales se
incluyen en los costos de rotura por metro lineal, para la valorización y el
costo de la rampa se tiene como tasa de cambio 3.6 Sol/US$ y los equipos
que se utilizó para la perforación es un Jumbo electrohidráulico Sandvik
DD311, un jumbo sostenedor Sandvik DS311, la limpieza con el Scoop
CAT R1600 H de 6 Yd3 , para perfilado de labores se cuenta también un
Scaler desatador mecánico, y la evacuación de carga se encuentra a
cargo de una contrata de transportes con volquetes de la marca VOLVO
FMX de 10 m3 de capacidad.
Todos estos equipos se encuentran disponibles en cada guardia y con

una disponibilidad mecánica mayor al 80% debido al tiempo de uso con el
que cuentan.
147
6.2.1 Análisis de costos de perforación y voladura Rp 0388
Según los sondajes diamantinos, la rampa 0388 se desarrollará
sobre roca de tipo IIIA Y IIIB, realizando una variación del costo
acorde al sostenimiento por tipo de roca.
COSTO DE RAMPA NEGATIVA SECCION 4.00 x 4.00 C/JUMBO DD 311

Y SCOOPTRAM R1600G 6 YD3
PARAMETROS
Ancho de Labor m 4.00 Densidad Mineral Roto Tn/m3 3.00
Altura de Labor m 4.00 Densidad Desmonte Roto Tn/m3 2.73
Equipo Limpieza E R1600G Toneladas Rotas Desmonte Tn 144.27
Taladros Perforados uni 39 Pies perforados pies 465.95
Taladros de Alivio uni 3 Rendimiento Equipo a 200 (15%) m3/hr 23.11
Barra de Perforacion pies 14.00 Factor de Carga Kg/m3 2.01
Eficiencia de erforacion % 0.77 Factor De Potencia Kg/Tn 0.74
Longitud efectiva de perforacion m 3.30 Factor de Avance Kg/Mts 33.86
Eficiencia Voladura % 0.95
Longitud Efectiva de Avance m 3.14
Volumen Removido m3 52.85
INCIDENCI
BB. SS SUBTOTAL SUBTOTAL
MANO DE OBRA CANTIDAD SALARIO S/. A US $ /ML
% S/. US $ / Disparo
%
Maestro Jumbero 1 94.83 1.04 193.26 0.50 26.84 8.55
Ayudante Jumbero 1 57.83 1.04 117.85 0.50 16.37 5.22
Cargadores Maestro 1 67.83 1.04 138.23 0.50 19.20 6.12
Cargador Ayudante 1 57.83 1.04 117.85 0.50 16.37 5.22
Operador Scoop 1 77.83 1.04 158.61 0.50 22.03 7.02
Bodeguero 1 52.83 1.04 107.66 0.30 8.97 2.86
Ing De Guardia 1 202.83 0.60 325.21 0.30 27.10 8.64
Capataz 1 97.83 1.04 199.37 0.30 16.61 5.29
Maestro Desatador 1 57.83 1.04 117.85 0.30 9.82 3.13
Ayudante Desatador 1 52.83 1.04 107.66 0.30 8.97 2.86
SUBTOTAL MANO DE OBRA 54.91
Costo /Dia Incidencia SUBTOTAL
EPP CANTIDAD
US $ Dia/Labores US $ / Disparo US $ /ML
Maestro Jumbero 1 4.17 0.33 1.39 0.44
Ayudante Jumbero 1 3.37 0.33 1.12 0.36
Cargadores Maestro 1 3.10 0.33 1.03 0.33
Cargador Ayudante 1 3.10 0.33 1.03 0.33
Operador Scoop 1 3.30 0.33 1.10 0.35
Bodeguero 1 3.10 0.20 0.62 0.20
Ing De Guardia 1 3.10 0.20 0.62 0.20
Capataz 1 3.10 0.20 0.62 0.20
Maestro Desatador 1 3.10 0.20 0.62 0.20
Ayudante Desatador 1 3.10 0.20 0.62 0.20
SUBTOTAL EPP 2.80
HERRAMIENTAS
US $ Dia / Labores US $ / Disparo US $ /ML
Herramientas menores 9.96 1 9.96 3.18
Precio Unitario Vida Util Cost. Unit. PP SUBTOTAL
PERFORACION
US $ PP US $ PP Por Disparo US $ / Disparo US $ /ML
Shank Adapter T 38 271.90 6100 0.04 455.11 20.29 6.47
Acople 89.18 6100 0.01 455.11 6.65 2.12
Barra de Extension R38 (12pies) 488.67 6100 0.08 455.11 36.46 11.62
Broca R32 x 45 89.64 600 0.15 455.11 67.99 21.67
Adaptador piloto R32 x 12" 293.93 600 0.49 32.51 15.93 5.08
Broca Rimadora R32 x 102 mm 224.77 700 0.32 32.51 10.44 3.33
Afiladoras de Copas 2300.00 150000 0.02 455.11 6.98 2.22
Copas de afilado 169.00 3500 0.05 455.11 21.98 7.00
Manguera de 1" ( 50 m) 155.50 42000 0.00 455.11 1.68 0.54
SUB TOTAL PERFORACION 188.39 60.04
148
Precio Unitario SUBTOTAL
EXPLOSIVOS Unidad CANTIDAD US $ /ML
US $ US $ / Disparo
Emulnor 1000 1 1/8" x 8" Un 7 0.25 1.77 0.56
Emulnor 3000 1 1/4" x 8" Un 89 0.34 30.20 9.62
ANFO SUPERFAM DOS Kg. 89.09 0.68 60.58 19.31
Fanel MS (4,8 m) Un. 5 1.00 5.00 1.59
Fanel LP (4,8 m) Un. 31 1.00 31.00 9.88
Cordon Detonante m 25 0.19 4.75 1.51
Carmex Un. 2 0.61 1.23 0.39
Mecha rapida m 0.2 0.39 0.08 0.02
SUB TOTAL EXPLOSIVOS 134.60 42.90
Precio Unitario Rendimiento Horas PETROLEO SUBTOTAL
EQUIPOS
US $ / Hr PPp/Hr - M3/Hr Trabajadas GL/Hr US $ / Disparo US $ /ML
Jumbo DD 210 Sandvick 94.53 189.15 2.46 1.30 234.48 74.73
ScoopTram R1600G 6,0 Yd3 97.50 23.11 2.17 4.80 235.25 74.98
Cargador de Anfo 1.00 1.00 1.00 0.32
Bomba Sumergible 1.56 2.00 3.13 1.00
Petroleo 2.25
SUB TOTAL EQUIOS 473.85 151.02
COSTO TOTAL DIRECTO US $ 314.84
GASTOS GENERALES 15.00% 47.68
IMPREVISTOS 3.00% 9.54
UTILIDAD 10.00% 36.55
COSTO POR METRO DE AVANCE US $ x METROS 407.72
Tabla N° 28: Costo de rotura para rampa negativa secc. 4.0 x 4.0
6.2.2 Análisis de costos de Nicho y Refugio

Dando cumplimiento al D.S. 024 – 2016 y su modificatoria el D.S.
023-2017 se construirá un total de 20 nichos y 20 refugios en el
desarrollo de la profundización, de los cuales se detallan los costos
por metro lineal para la valorización.
COSTO DE ROTURA EN REFUGIOS Y NICHOS SECCION 2,0 x 2,0 m
C/JACKLEGS Y SCOOPTRAM R1600G DE 6,0 YD3
PARAMETROS
Ancho de Labor m 2.00 Densidad Mineral Roto Tn /m3 3.00
Equipo Limpieza E R1600G Toneladas Rotas Mineral Tn 24.26
Taladros Perforados uni 24.00 Toneladas Rotas Desmonte Tn 22.09
Taladros de Alivio uni 3.00 Pies perforados pies 172.80
Barra de Perforacion pies 8.00 Rendimiento Equipo a 150 m3/Hr 27.19
Eficiencia de erforacion % 0.90 Factor de Carga Kg/m3 1.59
Longitud efectiva de perforacion m 2.19 Factor De Potencia Kg/Tn 4.76
Eficiencia Voladura % 0.95 Factor de Avance Kg/Mts 19.05
CANTIDAD SALARIO BB. SS SUBTOTAL INCIDENCIA SUBTOTAL
MANO DE OBRA
S/. % S/. % US $ / Disparo US $ /ML
Maestro Perforista 1.00 57.83 1.04 117.85 1.50 49.10 24.29
Ayudante Perforista 1.00 52.83 1.04 107.66 1.50 44.86 22.19
Operador Scoop 1.00 77.83 1.04 158.61 0.30 13.22 6.54
Capataz 1.00 97.83 1.04 199.37 0.15 8.31 4.11
Bodeguero 1.00 52.83 1.04 107.66 0.15 4.49 2.22
Ing de Guardia 1.00 202.83 0.60 325.21 0.15 13.55 6.70
SUBTOTAL MANO DE OBRA 3.75 133.52 66.05
149
Cantidad Costo /Dia Incidencia SUBTOTAL
EPP
Maestro Perforista 1.00 3.34 1.00 3.34 1.65
Ayudante Perforista 1.00 3.34 1.00 3.34 1.65
Capataz 1.00 3.10 0.10 0.31 0.15
Operador Scoop 1.00 3.30 0.20 0.66 0.33
Bodeguero 1.00 3.10 0.10 0.31 0.15
Ing. De Guardia 1.00 3.10 0.10 0.31 0.15
SUBTOTAL EPP 8.27 4.09
HERRAMIENTAS
Herramientas menores 5.56 1.00 5.56 2.75
P.U. Vida Util Cost. Unit. PP SUBTOTAL
PERFORACION
Barra Conica 4 pies 63.70 900.00 0.07 96.00 6.79 3.36
Barra Conica de 6 pies 89.64 900.00 0.10 48.00 4.78 2.36
Broca de 38 mm 24.57 200.00 0.12 96.00 11.79 5.83
Broca 41 mm 25.03 200.00 0.13 96.00 12.01 5.94
Maquina perforadora Jackleg RNP 6028.59 100000.00 0.06 148.61 8.96 4.43
Mangueras de aire 1" x 50 m 155.50 42000.00 0.00 148.61 0.55 0.27
Manguera de agua de 1/2" x 50 m 80.00 42000.00 0.00 148.61 0.28 0.14
Aceite de Perforacion 12.00 600.00 0.02 148.61 2.97 1.47
Unidad CANTIDAD P.U. SUBTOTAL
EXPLOSIVOS
US $ US $ / Disparo US $ /ML
Emulnor 3000 1" 1/4 x 8" Un 32.00 0.25 8.09 4.00
Emulnor 1000 1" 1/4 x 8" Un 57.00 0.34 19.34 9.57
ANFO Kg. 23.38 0.68 15.90 7.87
Fanel Un. 21.00 1.12 23.52 11.63
Cordon Detonante m 10.00 0.19 1.90 0.94
Carmex Un. 2.00 0.61 1.23 0.61
Mecha Ràpida m 0.20 0.39 0.08 0.04
TOTAL EXPLOSIVOS 70.06 34.66
P.U. Rendimiento Horas PETROLEO SUBTOTAL
EQUIPOS
US $ / Hr PPp/Hr - M3/Hr Trabajadas GL/Hr US $ / Disparo US $ /ML
ScoopTram R1600G 6,0 Yd3 97.50 27.19 0.30 4.80 32.21 15.93
Petroleo 2.25
SUB TOTAL EQUIPOS 32.21 15.93
GASTOS GENERALES 15% 22.47
IMPREVISTOS 3% 4.49
UTILIDAD 10% 17.23
COSTO POR METRO DE AVANCE US $ x METRO 194.01

Tabla N° 29: Costo de rotura para nicho y refugio
6.2.3 Análisis de costos de Cámaras, Cruceros, Bypass

Durante el desarrollo de la rampa se tiene proyectado una cámara
de bombeo estacionario, cámara de pulmón de aire para
ventilación, sub estación eléctrica, la construcción de bypass para
la exploración y cruceros para preparación de nuevos tajos de
150
explotación los cuales tienen la sección en común de 3.5 x 3.5 m.
y de la cual se detalla el precio unitario por metro lineal de avance.
ROTURA EN CAMARAS, CRUCERO, BYPASS SECCION 3.50 x 3.50 C/JUMBO DD311

Y SCOOPTRAM R1600G 6 YD3 TC 3.6
Equipo Limpieza E R1600G Toneladas Rotas Mineral Tn 121.12
Taladros Perforados uni 35.00 Pies perforados pies 432.52
Taladros de Alivio uni 3.00 Rendimiento Equipo a 200 m3/Hr 27.19
Eficiencia de Perforacion % 0.81 Factor De Potencia Kg/Tn 0.80
MANO DE OBRA
Maestro Jumbero 1.00 94.83 1.04 193.26 0.50 26.84 8.14
Ayudante Jumbero 1.00 57.83 1.04 117.85 0.50 16.37 4.97
Cargadores Maestro 1.00 67.83 1.04 138.23 0.50 19.20 5.83
Cargador Ayudante 1.00 57.83 1.04 117.85 0.50 16.37 4.97
Operador Scoop 1.00 77.83 1.04 158.61 0.50 22.03 6.68
Bodeguero 1.00 52.83 1.04 107.66 0.30 8.97 2.72
ing. De Guardia 1.00 202.83 0.60 325.21 0.30 27.10 8.22
Capataz 1.00 97.83 1.04 199.37 0.30 16.61 5.04
Maestro Cargador 1.00 57.83 1.04 117.85 0.30 9.82 2.98
Ayudante Cargador 1.00 52.83 1.04 107.66 0.30 8.97 2.72
EPP
Maestro Jumbero 1.00 4.17 0.33 1.39 0.42
Ayudante Jumbero 1.00 3.37 0.33 1.12 0.34
Cargadores Maestro 1.00 3.10 0.33 1.03 0.31
Cargador Ayudante 1.00 3.10 0.33 1.03 0.31
Operador Scoop 1.00 3.30 0.33 1.10 0.33
Bodeguero 1.00 3.10 0.20 0.62 0.19
Ing De Guardia 1.00 3.10 0.20 0.62 0.19
Capataz 1.00 3.10 0.20 0.62 0.19
Maestro Desatador 1.00 3.10 0.20 0.62 0.19
Ayudante Desatador 1.00 3.10 0.20 0.62 0.19
HERRAMIENTAS
PERFORACION
Shank Adapter T 38 271.90 6100.00 0.04 432.52 19.28 5.85
Acople 89.18 6100.00 0.01 432.52 6.32 1.92
Barra de Extension R38 (12 pies) 488.67 6100.00 0.08 432.52 34.65 10.51
Broca R32 x 45 89.64 600.00 0.15 432.52 64.62 19.61
Adaptador piloto R32 x 12" 293.93 600.00 0.49 34.15 16.73 5.08
Broca Rimadora R32 x 102 mm 224.77 700.00 0.32 34.15 10.96 3.33
Afiladoras de Copas 2300.00 150000.00 0.02 432.52 6.63 2.01
Copas de afilado 169.00 3500.00 0.05 432.52 20.88 6.34
Manguera de 1" ( 50 m) 155.50 42000.00 0.00 432.52 1.60 0.49
SUB TOTAL PERFORACION 55.12
151
EXPLOSIVOS
Emulex 65 1" 1/8 x 8" Un 60.00 0.25 15.17 4.60
Emulex 80 1" 1/4 x 8" Un 87.00 0.34 29.52 8.96
ANFO Kg. 73.00 0.68 49.64 15.06
Fanel MS (4,8 m) Un. 4.00 1.00 4.00 1.21
Fanel LP (4,8 m) Un. 28.00 1.00 28.00 8.50
Cordon Detonante m 25.00 0.19 4.75 1.44
Carmex Un. 2.00 0.61 1.23 0.37
Mecha rapida m 0.20 0.39 0.08 0.02
SUB TOTAL EXPLOSIVOS 132.39 40.17
P.U. Rendimiento Horas PETROLEO SUBTOTAL
EQUIPOS
US $ / Hr PPp/Hr - M3/Hr Trabajadas $/HR US $ / Disparo US $ /ML
Jumbo DD 210 Sandvick 94.53 189.15 2.29 1.30 222.84 67.61
ScoopTram R1600G 6 Yd3 97.50 27.19 1.48 4.80 160.81 48.79
Petroleo 2.25
Cargadaor de Anfo 1.00 1.00 1.00 0.30
SUB TOTAL EQUIPOS 384.65 116.71
IMPREVISTOS 3% 8.10
UTILIDAD 10% 31.05
COSTO POR METRO DE AVANCE US $ x METROS 349.60
Tabla N° 30: Costo de rotura para Cámaras, Bypass, Crucero
6.2.4 Análisis de costos de Chimenea convencional

La construcción de la CH 0388 y la CH 0502 para la mejora del
circuito de ventilación, asi como también para servir de paso a los
servicios auxiliares dándonos un costo por metro lineal detallado en
la siguiente tabla.
CHIMENEA VERTICAL 90º SECCION 2.0 x 2.0 m C/JACKLEG
Equipo Limpieza E S/E Toneladas Rotas Mineral Tn 17.95
Taladros Perforados uni 22.00 Toneladas Rotas Desmonte Tn 14.96
Taladros de Alivio uni 3.00 Pies perforados pies 113.65
Eficiencia de Perforacion % 0.86 Factor De Potencia Kg/Tn 2.33
MANO DE OBRA
Ayudante Enmaderador 1.00 52.83 1.04 107.66 0.50 14.95 10.00
Capataz 1.00 97.83 1.04 199.37 0.15 8.31 5.55
Bodeguero 1.00 52.83 1.04 107.66 0.15 4.49 3.00
Ing de Guardia 1.00 202.83 0.60 325.21 0.15 13.55 9.06
SUBTOTAL MANO DE OBRA 135.26 90.42
152
EPP
Ayudante Enmaderador 1.00 3.34 0.33 1.11 0.74
Capataz 1.00 3.10 0.10 0.31 0.21
Bodeguero 1.00 3.10 0.10 0.31 0.21
Ing. De Guardia 1.00 3.10 0.10 0.31 0.21

HERRAMIENTAS
PERFORACION
Barra Conica 4 pies 63.70 900.00 0.07 88.00 6.23 4.16
Broca de 38 mm 24.57 200.00 0.12 44.00 5.41 3.61
Broca 41 mm 25.03 200.00 0.13 88.00 11.01 7.36
Maquina perforadora Jackleg Rnp 6028.59 100000.00 0.06 113.65 6.85 4.58
Mangueras de aire 1" x 50 m 155.50 42000.00 0.00 113.65 0.42 0.28
Manguera de agua de 1/2" x 50 m 80.00 42000.00 0.00 113.65 0.22 0.14
Aceite de Perforacion 12.00 600.00 0.02 113.65 2.27 1.52
EXPLOSIVOS
Emulnor 3000 1" 1/4 x 8" Un 133.00 0.34 45.13 30.17
Fanel Ms Un. 21.00 1.12 23.52 15.72
Pentacord 5P m 7.00 0.19 1.33 0.89
Carmex Un. 2.00 0.61 1.23 0.82
Mecha rapida m 1.00 0.39 0.39 0.26
TOTAL EXPLOSIVOS 71.59 47.86
P.U. Incidencia Cantidad SUBTOTAL
MATERIALES
US $ / Und - Mts Utilizada US $ / Disparo US $ /ML
Madera Redonda 6" x 3 mts 5.61 1.00 2.00 11.22 7.50
Tablas 2" x 8" x 3 mts 10.33 1.00 2.00 20.66 13.81
Soga 1" 1.76 0.01 50.00 0.98 0.65
Arnes de seguridad 12.50 1.00 2.00 25.00 16.71
SUB TOTAL MATERIALES 57.86 38.68
IMREVISTOS 3% 6.33
UTILIDAD 10% 24.27
COSTO POR METRO DE AVANCE US $ x METRO 273.27

Tabla N° 31: Costo de rotura chimenea convencional
153
6.3 ANALISIS DE COSTO DE SOSTENIMIENTO
6.3.1 Análisis de costos de sostenimiento con perno helicoidal

mecanizado tipo de Roca III A
Se calculo el costo de instalación por perno helicoidal, de manera
mecanizada usando el jumbo empernador Sandvik DS 311.
Espaciados 1.50 x 1.50 m.
COSTO DE INSTALACION DE PERNO HELICOIDAL MECANIZADO CON JUMBO EMPERNADOR DS 311
DESCRIPCIÓN SOSTENIMIENTO Longitud de perforacion pies 8

Tipo de Roca ROCA REGULAR
TIPO III A Eficiencia perforacion % 0.9
Indicador geomecanico 51 - 60 RMR Longitud real perforada pies 7.2
Rendimiento por guardia 50 pernos Carga Cemboll Unid/Tal 5
Carga Resina Unid/Tal 3
Pies perforados pies 360
SALARIO BB. SS SUBTOTAL INCIDENCIA SUBTOTAL TOTAL
MANO DE OBRA CANTIDAD
Soles S/ % Soles S/ % US $ US $ /Perno
Maestro Jumbero 1 94.83 1.04 193.26 1.50 85.56 1.71
Ayudante Jumbero 1 57.83 1.04 117.85 1.50 52.18 1.04
Capataz 1 97.83 1.04 199.37 0.15 8.83 0.18
Ing. Guardia 1 202.83 0.60 325.21 0.15 14.40 0.29
Costo /Dia Incidencia SUBTOTAL TOTAL
EPP Cantidad
US $ Dia/Labores US $ US $ /Perno
Maestro Jumbero 1 3.34 1.00 3.34 0.07
Ayudante Jumbero 1 3.34 1.00 3.34 0.07
Capataz 1 3.14 0.10 0.31 0.01
Ing. Guardia 1 3.10 0.10 0.31 0.01
Costo /Dia SUBTOTAL TOTAL
HERRAMIENTAS
US $ US $ US $ /Perno
Costo Herramientas 6.37 0.13
Precio Unitario Vida Util Cost. Unit. PP SUBTOTAL TOTAL
PERFORACION
US $ PP US $ PP SOSTENIMIENTO US $ US $ /Perno
BARRA CONICA ' DE 8 258.30 3000 0.09 360 31.00 0.62
BROCA 38 mm 63.14 900 0.07 360 25.26 0.51
SHANK 271.90 8000 0.03 360 12.24 0.24
COUPLING 89.18 6100 0.01 360 5.26 0.11
Afiladoras de Copas 2300.00 150000 0.02 360 5.52 0.11
Copas de afilado 169.00 10000 0.02 360 6.08 0.12
Manguera de 1" ( 50 m) 155.50 42000 0.00 360 1.33 0.03
SUBTOTAL PERFORACION 1.73
SUBTOTAL TOTAL
MATERIALES
Cant Utilizada US $ US $ /Perno
Barra Helicoidal con plancha y tuerca 7 pies 7.91 1.00 50.00 395.55 7.91
Cemboll de 28 mm 0.11 1.00 250.00 26.50 0.53
Resina Fragua de 28 mm 0.60 1.00 150.00 89.70 1.79
SUBTOTAL MATERIALES 10.24
Precio Unitario Rendimiento Horas PETROLEO SUBTOTAL TOTAL
EQUIPOS
US $ / Hr PPp/Hr - M3/Hr Trabajadas GL/Hr US $ US $ /Perno
JUMBO EMPERNADOR 94.53 8.00 756.21 15.12
PETROLEO 2.25 189.15 1.90 1.30 4.28 0.09
SUBTOTAL EQUIPOS 15.21
COSTO DIRECTO US$/ 30.67
GASTOS GENERALES 15.00% 4.60
UTILIDADES 10.00% 3.53
TOTAL COSTO SOSTENIMIENTO US $ / Perno 38.80
Tabla N° 32: Costo de sostenimiento con perno helicoidal mecanizado
154
6.3.2 Análisis de costos de sostenimiento con perno helicoidal
convencional tipo de Roca III A
Se determino el costo de sostenimiento por cada perno helicoidal
instalado de manera convencional con el uso de maquina Jack Leg
y barrenos de 4,6 y 8 pies. Distribuidos y espaciados a 1.50 x 1.50
m.
INSTALACION DE PERNO HELICOIDAL 7" CONVENCIONAL
DESCRIPCIÓN SOSTENIMIENTO Longitud de perforacion pies 8
Eficiencia perforacion % 0.95
Tipo de Roca ROCA REGULAR TIPO III B Longitud real perforada pies 7.6
Indicador geomecanico 51 - 60 RMR Carga Cemboll Unid/Tal 4
Rendimiento por guardia 20 pernos Carga Resina Unid/Tal 4
Pies perforados pies 152
CANTIDAD SALARIO BB. SS SUBTOTAL INCIDENCIA SUBTOTAL TOTAL
MANO DE OBRA
Soles S/ % Soles S/ % US $ US $ /Perno
Maestro Perforista 1 57.83 1.04 117.85 1.50 52.18 2.61
Ayudante Perforista 1 52.83 1.04 107.66 1.50 47.67 2.38
Capataz 1 97.83 1.04 199.37 0.15 8.83 0.44
Ing. Guardia 1 202.83 0.60 325.21 0.15 14.40 0.72
SUBTOTAL DE MANO DE OBRA 6.15
Cantidad Costo /Dia Incidencia SUBTOTAL TOTAL
EPP
US $ Dia/Labores US $ US $ /Perno
Maestro Perforista 1 3.34 1.00 3.34 0.17
Ayudante Perforista 1 3.34 1.00 3.34 0.17
Capataz 1 3.14 0.10 0.31 0.02
Ing. Guardia 1 3.10 0.10 0.31 0.02
SUBTOTAL DE EPP 0.37
HERRAMIENTAS
US $ US $ US $ /Perno
PERFORACION
US $ PP US $ PP SOSTENIMIENTO US $ US $ /Perno
Barra Conica 4 pies 63.70 900 0.07 80 5.66 0.28
Barra Conica de 6 pies 89.64 900 0.10 40 3.98 0.20
Barra Conica de 8 pies 95.55 900 0.11 40 4.25 0.21
Broca de 36 mm 24.12 200 0.12 80 9.65 0.48
Broca de 38 mm 24.57 200 0.12 80 9.83 0.49
Maquina perforadora Jackleg Rnp 6028.59 100000 0.06 152 9.16 0.46
mangueras de aire 1" x 50 m 155.50 42000 0.00 152 0.56 0.03
Manguera de agua de 1/2" x 50 m 80.00 42000 0.00 152 0.29 0.01
Aceite de Perforacion 12.00 600 0.02 152 3.04 0.15
SUBTOTAL DE PERFORACION 2.32
SUBTOTAL TOTAL
MATERIALES
Cant Utilizada US $ US $ /Perno
Barra Helicoidal 8 pies 7.91 1 20.00 158.22 7.91
Placa de sujecion para barra Helicoidal 0.00 0 0.00 0.00 0.00
Tuerca de Fijacion para Barra Helicoidal 0.00 0 0.00 0.00 0.00
Cemboll de 28 mm 0.11 1 80.00 8.48 0.42
Resina Fragua de 28 mm 0.60 1 80.00 47.84 2.39
SUBTOTAL DE MATERIALES 10.73
UTILIDADES 10% 2.29
TOTAL COSTO DE SOSTENIMIENTO US $ / Perno 25.15

Tabla N° 33: Costo de sostenimiento con perno helicoidal convencional
155
6.3.3 Análisis de costos de sostenimiento con perno helicoidal y
malla electrosoldada mecanizado tipo de roca III B
Cumpliendo la recomendación del tipo de sostenimiento para roca III
B Regular se detalla el costo de sostenimiento por metro cuadrado
de malla electrosoldada y perno helicoidal espaciado 1.50 m x 0.85
m. instalados con Jumbo empernador Sandvik DS 311.
COLOCACION DE MALLA ELECTROSOLDADA MECANIZADA
Tipo de Roca ROCA REGULAR A MALA TIPO III B Longitud real perforada pies 7.6
Indicador geomecanico 40 - 50 RMR perimetro Arco a sostener m 10
Longuitud de labor 4 mts Avance lineal con Malla m 1.8
Ancho de labor 4 mts Pies perforados pies 288.8
Rendimiento por guardia 38 Pernos Cemboll de 28 m Unid 5
Rendimiento por guardia malla 40 m2/gdia Resina Unid 3
Se colocan mallas de 10 m. Unid 4
MANO DE OBRA
Soles S/ % Soles S/ % US $ US $ /m2
Maestro Jumbero 1.00 94.83 1.04 193.26 1.50 80.52 2.01
Ayudante Jumbero 1.00 57.83 1.04 117.85 1.50 49.10 1.23
Capataz 1.00 97.83 1.04 199.37 0.15 8.31 0.21
Ing. Guardia 1.00 202.83 0.60 325.21 0.15 13.55 0.34
EPP
US $ Dia/Labores US $ US $ /m2
Maestro Jumbero 1.00 3.34 1.00 3.34 0.08
Ayudante Jumbero 1.00 3.34 1.00 3.34 0.08
Capataz 1.00 3.14 0.10 0.31 0.01
Ing. Guardia 1.00 3.10 0.10 0.31 0.01
SUBTOTAL DE EPP 7.30 0.18
HERRAMIENTAS
US $ US $ US $ /m2
PERFORACION
US $ PP US $ PP SOST. US $ US $ /m2
BARRA CONICA ' DE 8 258.30 3000 0.09 288.8 24.87 0.62
BROCA 38 mm 63.14 900 0.07 288.8 20.26 0.51
SHANK 271.90 8000 0.03 288.8 9.82 0.25
COUPLING 89.18 6100 0.01 288.8 4.22 0.11
Afiladoras de Copas 2300.00 150000 0.02 288.8 4.43 0.11
Copas de afilado 169.00 10000 0.02 288.8 4.88 0.12
Manguera de 1" ( 50 m) 155.50 42000 0.00 288.8 1.07 0.03
SUBTOTAL PERFORACION 69.54 1.74
Precio Unitario Vida Util Cost. Unit. CantIdad SUBTOTAL TOTAL
MATERIALES
utilizada US $ US $ /m2
Perno Helicoidal 7" 7.91 1.00 7.91 38.00 300.58 7.51
Cemboll de 28 mm 0.11 1.00 0.11 190.00 20.90 0.52
Resina 0.60 1.00 0.60 114.00 68.40 1.71
Malla Electrosoldada 3"x3" 2.17 1.00 2.17 40.00 86.81 2.17
Soporte de Malla 93.40 2160.00 0.04 4.00 0.17 0.00
UTILIDADES 10% 2.05
TOTAL COSTO DE SOSTENIMIENTO US $ / Metro Cuadrado de Malla con Perno hel. 22.50

helicoidal mecanizado
156
6.3.4 Análisis de costos de sostenimiento con perno helicoidal y
malla electrosoldada mecanizado tipo de roca III B.
El costo por metro cuadrado de malla electro soldada y perno
helicoidal espaciados 1.50 x 0.85 m. instalados con maquina Jack
Leg se determina en el siguiente cuadro.
COLOCACION DE MALLA ELECTROSOLDADA CONVENCIONAL TC. 2.6
DESCRIPCIÓN SOSTENIMIENTO Longitud de perforacion pies 8.00
Eficiencia perforacion % 0.95
Tipo de Roca ROCA REGULAR A MALA
TIPO III B Longitud real perforada pies 7.60
Indicador geomecanico 40 - 50 RMR perimetro Arco a sostener m 10.00
Longuitud de labor 4.00 mts Avance lineal con Malla m 1.80
Ancho de labor 4.00 mts Pies perforados pies 197.60
Rendimiento por guardia 26.00 Pernos Cemboll de 28 m Unid 5.00
Rendimiento por guardia malla 30.00 m2/gdia Resina Unid 3.00
mallas de 10 m c/u Unid 2.00
MANO DE OBRA
Soles S/ % Soles S/ % US $ US $ /m2
Capataz 1.00 97.83 1.04 199.37 0.15 8.31 0.28
Ing. Guardia 1.00 202.83 0.60 325.21 0.15 13.55 0.45
EPP
US $ Dia/Labores US $ US $ /m2
Capataz 1.00 3.14 0.10 0.31 0.01
Ing. Guardia 1.00 3.10 0.10 0.31 0.01
SUBTOTAL EPPs 0.24
HERRAMIENTAS
US $ US $ US $ /m2
PERFORACION
US $ PP US $ PP SOSTENIMIENTO US $ US $ /m2
Barra Conica 4 pies 63.70 900 0.07 104.00 7.36 0.25
Barra Conica de 6 pies 89.64 900 0.10 52.00 5.18 0.17
Barra Conica de 8 pies 95.55 900 0.11 52.00 5.52 0.18
Broca de 36 mm 24.12 200 0.12 104.00 12.54 0.42
Broca de 38 mm 24.57 200 0.12 104.00 12.78 0.43
Maquina perforadora Jackleg Rnp 6028.59 100000 0.06 197.60 11.91 0.40
Mangueras de aire 1" x 50 m 155.50 42000 0.00 197.60 0.73 0.02
Manguera de agua de 1/2" x 50 m 80.00 42000 0.00 197.60 0.38 0.01
Aceite de Perforacion 12.00 600 0.02 197.60 3.95 0.13
SUBTOTAL PERFORACION 2.01
Precio Vida Util Cost. Unit. Cant SUBTOTAL TOTAL
MATERIALES
Unitario Utilizada US $ US $ /m2
Perno Helicoidal 7" 7.91 1 7.91 26.00 205.66 6.86
Cemboll de 28 mm 0.11 1 0.11 130.00 14.30 0.48
Resina 0.60 1 0.60 78.00 46.80 1.56
Malla Electrosoldada 3"x3" 2.17 1 2.17 20.00 43.41 1.45
Soporte de Malla 93.40 2160 0.04 4.00 0.17 0.01
COSTO DIRECTO US$/M. cuadrado 16.67
UTILIDADES 10% 1.92
TOTAL Costo US $ / Metro Cuadrado de Malla con perno helicoidal de 7" US$/M. cuadrado 21.09
helicoidal convencional
157
6.4 COSTO DE LIMPIEZA Y ACARREO, CARGUIO Y RELLENO
6.4.1 Análisis de costos de Limpieza y acarreo con scoop R1600 H
El análisis del costo de acarreo de desmonte que se considera es

a una distancia de 200 metros lineales desde el frente, hacia la
cámara de carguío o cámara de acumulación, obteniendo un
precio por uso horario del equipo.
ACARREO DE DESMONTE CON SCOOPTRAM DE 6,0 YD3

Scooptram 6,0 Yd3 m3 4.59 Horas Programadas mes Hr/mes 450.00
Eficiencia de llenado % 0.85 Horas Programadas Gdia Hr/Gdia 7.50
Capacidad real m3 3.90 Costo Equipo Operación Hr 1.00
MANO DE OBRA
S/. % S/. Fracciòn US $ / Hora
Operador Scoop 1.00 77.83 1.04 158.61 0.13 6.24 6.24
EPP
US $ US $ / Hora
Operador Scoop 1.00 3.30 0.13 0.44 0.44
SUBTOTAL MANO DE EPP 0.44
Precio Unitario Horas PETROLEO SUBTOTAL
EQUIPOS
US $ / Hr Trabajadas GL/Hr US $ / Hora
ScoopTram R1600G 6,0 Yd3 97.50 1.00 4.80 97.50
Petroleo 2.25 10.80
SUBTOTAL EQUIPOS 108.30
COSTO TOTALDIRECTO US$ 114.98
UTILIDAD 10% 11.50
US $ x HORA 126.48

Tabla N° 36: Costo de acarreo de desmonte con Scoop
6.4.2 Análisis de costos de carguío de volquetes

Para la valorización, consideramos el costo de carguío de
volquetes por cada viaje de carga que se envié con volquetes
cargados. Siendo la cantidad de 03 cucharas del Scoop CAT
R1600 H los que hacen un viaje de volquete cargado.
158
CARGUIO DE VOLQUETES CON SCOOPTRAM CAT R1600 H 6 Yd3 T.C 3.6
VOLQUETES FMX m3 8.00 Densidad mineral Tn/m3 3.00
Scooptram 6,0 Yd3 m3 4.59 Densidad Desmonte Tn/m3 2.50
Eficiencia de llenado % 0.85 horas efectivas de trabajo scoop Hr 0.07
Capacidad real m3 3.90 Eficiencia Scoop Carguio m3/Hr 120.00
MANO DE OBRA
S/. % S/. Fracciòn US $ / Volquete
Operador Scoop 1.00 77.83 1.04 158.61 180.00 0.39
EPP
US $ Dia/Labores US $ / Volquete
Operador Scoop 1.00 3.30 0.02 0.06
Precio Unitario Rendimiento Horas PETROLEO SUBTOTAL
EQUIPOS
US $ / Hr PPp/Hr - M3/Hr Trabajadas GL/Hr US $ / Volquete
ScoopTram R1600G 6,0 Yd3 97.50 120.00 0.0667 4.8 7.22
Volquete FMX 12.48
Petroleo 2.25
7.22
COSTO TOTALDIRECTO US$ 7.67
GASTOS GENERALES
15% 1.15
UTILIDAD 10% 0.88
COSTO TOTAL DE CARGUIO DE VOLQUETES US $ x VIAJE 9.70

Tabla N° 37: Costo de carguío de volquetes con Scoop
6.4.3 Análisis de costos de relleno

El realizar el relleno de tajos ya explotados con la carga que se
genera durante la construcción de la rampa es una opción
importante a tomar en cuenta, pero dado a la sobre distancia
existente entre los tajos que en la actualidad necesitan relleno,
resulta no rentable; pero si una opción viable a futuro, con el fin de
optimizar los procesos y agilizar el proceso de relleno para
continuar la explotación.
159
RELLENO DE TAJOS DESDE RAMPA NEGATIVA A 200 M CON SCOOP R1600 H 6 YD3 T.C. 3.6
TIPO DE LABOR INCLINADA
1 Yd3 0.76 M3
Densidad mineral Tn/m3 3.00
Scooptram 6,0 Yd3 m3 4.59 Densidad Desmonte Tn/m3 2.73
Eficiencia de llenado % 0.85 horas efectivas de trabajo scoop Hr 1.00
Capacidad real m3 3.90 Eficiencia Scoop Carguio a 200 Mts. m3/Hr 23.11
CANTIDAD SALARIO BB. SS SUBTOTAL INCIDENCIA SUBTOTAL SUBTOTAL
MANO DE OBRA
S/. % S/. 12 Hr Gdia US $ US $ /M3
Operador Scoop 1.00 77.83 1.04 158.61 12.00 3.67
Ingeniero de Guardia 1.00 202.83 0.60 325.21 60.00 1.51
Capataz 1.00 97.83 1.04 199.37 60.00 0.92
SUBTOTAL MANO DE OBRA 6.10 0.26
Cantidad Costo /Dia Incidencia SUBTOTAL SUBTOTAL
EPP US $ Dia/Labores US $ US $ /M3
Operador Scoop 1.00 3.30 0.27 0.91
Ingeniero de Guardia 1.00 3.10 0.05 0.16
Capataz 1.00 3.10 0.05 0.16
Precio Unitario Rendimiento Horas PETROLEO
EQUIPOS
US $ / Hr PPp/Hr - M3/Hr Trabajadas GL/Hr US $
ScoopTram R1600G 6,0 Yd3 97.50 23.11 1.00 4.80 108.30
Petroleo 2.25
SUBTOTAL EQUIPOS 108.30 4.69
COSTO TOTAL DIRECTO US $ x m3 5.00
UTILIDAD 10% 0.58
COSTO RELLENO POR METRO CUBICO US $ x m3 6.33

Tabla N° 38: Costo de relleno con Scoop
6.5 RESUMEN DE COSTOS POR METRO LINEAL DE AVANCE DE LA

RP 0388 SEGÚN TIPO DE ROCA
RESUMEN DE COSTOS PARA ROCA IIIA-REGULAR
PERFORACION 60.04 US $/m.
EXPLOSIVOS 42.90 US $/m.
EQUIPOS 151.02 US $/m.
HERRAMIENTAS 3.18 US $/m.
SOSTENIMIENTO 135.92 US $/m.
SERVICIOS AUXILIARES 4.10 US $/m.
LIMPIEZA Y ACARREO 40.28 US $/m.
TRANSPORTE DESMONTE 21.57 US $/m.
MANO DE OBRA 2.80 US $/m.
EPP 54.91 US $/m.
COSTOS INDIRECTOS 103.34 US $/m.
COSTO TOTAL 620.06 US $/m.
160
helicoidal mecanizado.
RESUMEN DE COSTOS PARA ROCA IIIA-REGULAR
PISO + LIMPIEZA 20.14 US $/m.
EPP 54.91 US $/m.

helicoidal convencional.
RESUMEN DE COSTOS PARA ROCA IIIB-REGULAR

EPP 54.91 US $/m.

electrosoldada mecanizado.
161
RESUMEN DE COSTOS PARA ROCA IIIB-REGULAR
PISO + LIMPIEZA 20.14 US $/m.
EPP 54.91 US $/m.

electrosoldada convencional.
6.6 PRESUPUESTO DE INVERSIÓN PARA LA EJECUCIÓN DEL

PROYECTO DE PROFUNDIZACION MEDIANTE LA RAMPA 0388
El proyecto de profundización de la mina Coturcan mediante la rampa
0388 para la explotación de la veta Coturcan techo comprende la
construcción de labores conexas y presupuesto de sostenimiento
dependiente al tipo de roca, dándonos un presupuesto para su
construcción según se detalla:
162
PRESUPUESTO DEL PROYECTO
ECM URQU SAC.
PROYECTO Profundizacion - Rampa 0388
ZONA Mina Coturcan - NV. 10
Item DESCRIPCION UNIDAD P.U. ($/m.) COSTO ($)
METROS PROY. SUB TOTAL
1 ROTURA
Rampa negativa 0388 secc. 4.00 x 4.00 m m. 407.72 602 $245,447.44
Camara de Carguio y acumulacion m. 407.72 120 $48,926.40
Camaras de bombeo,ventilacion y sub
m. 349.6 164 $57,334.40
estacion electrica secc. 3.5 x 3.5 m.
Refugios y Nichos m. 194.01 80 $15,520.80
Crucero secc. 3.5 x 3.5 m. m. 349.6 300 $104,880.00
Chimenea Secc. 2.0 x 2.0 m. conv. m 273.27 44 $12,023.88
Desquinche m. 70.75 150 $10,612.50
Mantenimiento de vias trackless m. 17.59 1266 $22,268.94
2 SOSTENIMIETO
Colocacion de pernohelicoidal 7" Unidad 24.53 6788 $166,509.64
Colocacion de malla electrosoldad
mas
pernohelicoidal 7" m2 22.5 3798 $85,455.00
3 SERVICIOS AUXILIARES
Ventilacion m 1.85 2726 $5,043.10
Agua, Aire y cable electrico m 2.25 2726 $6,133.50
Bombas Unidad 10000 1 $10,000.00
4 TRANSPORTE DE DESMONTE
Carguio de volquetes volvo FMX $/viaje 9.7 3072 $29,797.65
Acarreo de carga $/viaje 15.87 3072 $48,751.41
COSTO DIRECTO $868,704.65
Gastos generales 15% $130,305.70
Imprevistos 3% $26,061.14
Utilidades 10% $86,870.47
COSTO DE INVERSION $1,111,941.95

Tabla N° 43: Presupuesto de profundización de mina Coturcan
6.7 ANALISIS DE RENTABILIDAD DEL PROYECTO

La rentabilidad del proyecto depende de la explotación y el incremento de
reservas mediante la profundización de la mina Coturcan.
La evaluación económica a una tasa anual de descuento del 15% nos da
un resultado de valor actual neto (VAN) de $ 2,996,213.99, una tasa intera
de retorno del 111 %, con una relación de beneficio / costo de 2.69 y un
periodo de recuperación del capital de 1.34 años (16 meses) resultados
163
que demuestran la rentabilidad de este proyecto para la continuidad de
las operaciones de mina Coturcan y un incremento de reservas.
Flujo de caja AÑO 0 AÑO 1 AÑO 2 AÑO 3 AÑO 4

Inversion
Profundizacion RP 0388 $ 1,111,941.95
Ventas de concentrado $ 1,937,634.00 $ 3,265,478.00 $ 4,125,365.00 $ 3,458,963.00
Egresos $ 689,254.00 $ 1,015,489.00 $ 795,008.00 $ 775,614.00
Costo de preparacion $ 200,000.00 $ 150,000.00 $ 150,000.00 $ 100,000.00
Costo de minado $ 489,254.00 $ 865,489.00 $ 645,008.00 $ 675,614.00
Utilidad operativa $ 1,248,380.00 $ 2,249,989.00 $ 3,330,357.00 $ 2,683,349.00
Impuesto a la renta (30%) $ 374,514.00 $ 674,996.70 $ 999,107.10 $ 805,004.70
Flujo de caja (US $) $ -1,111,941.95 $ 873,866.00 $ 1,574,992.30 $ 2,331,249.90 $ 1,878,344.30

$ -238,075.95 $ 1,336,916.35 $ 3,668,166.25 $ 5,546,510.55
VAN (US$) $ 2,996,213.99
TIR (%) 111%
B/C 2.69
PAYBACK (Años) 1.34

Tabla N° 44: Análisis de rentabilidad de la profundización de mina Coturcan
6.8 ANÁLISIS DE RESULTADOS DE LA CONSTRUCCIÓN DE LA RAMPA

0388
• El sostenimiento aplicado es de acuerdo a las evaluaciones

geomecánicas del terreno, dependiendo al comportamiento del
macizo en niveles inferiores se aplicará sostenimiento distinto de
acuerdo a la evaluación.
• Diariamente se realiza el mapeo Geomecánico junto al área

correspondiente, verificando la calidad del terreno y las condiciones
para el avance con el sostenimiento adecuado
• Se tiene un control muy minucioso durante la excavación y durante

las voladuras a fin de evitar mayor impacto en el contorno de la
164
excavación y así evitar los derrumbes o realces que nos genera
demora en el proceso operativo.
• Las labores auxiliares a la rampa son ejecutadas de acuerdo a los

estándares de minera Lincuna y cumpliendo el diseño entregado por
el área de ingeniería y planeamiento
• Las valorizaciones a fin de mes, levantamiento de observaciones,

así como el seguimiento del control de costos y presupuesto
asignado se lleva a cabo en conjunto con el área de costos y
productividad de ECM URQU SAC. A fin de lograr una eficiente
gestión de recursos.
• Al momento se sigue continuando los trabajos en la ejecución del

proyecto de profundización cumpliendo el plan de trabajo, y
proyectados a dar inicio en el mediano plazo a la explotación de las
reservas.
165
CONCLUSIONES
1. La última campaña de sondajes un determinaron total de 191.377 TM de

reservas probadas con un ancho de minado de 3.04 m. y leyes de 2,62
Oz/TM de Ag, 1.90 % de Pb y 1.91 % de Zn con un valor de un VPT de
65 $/TM y 615.829 TM de recursos los cuales serán de incremento en
reservas con la profundización de la mina Coturcan asegurando la
continuidad de las operaciones, y sustentando la profundización de la
mina mediante la Rp 0388.
2. Se demostró la rentabilidad del proyecto de profundización de la mina

Coturcan con una inversión de $1,111,941.95, y mediante un estudio
técnico y económico se determinó un VAN de $2,996,213.99, con un TIR
de 111%, y un periodo de recuperación de 1.34 años a una tasa anual de
descuento del 15%.
3. En la Rampa 0388, se presentó roca tipo IIIA Y IIIB, siendo el tipo IIIA el
predominante en un 75% y 25% IIIB y una escasa presencia de agua, lo
cual favorece considerablemente el avance de 110 m. lineales
programados en el plan mensual.
4. Para el avance se priorizo el uso de un sistema de minado trackless (sin

rieles) para dar flexibilidad a la operación y a la vez cumplir el plan de
producción mensual, ya que el proyecto de profundización no es
independiente en su ejecución en el tema de equipos y materiales, y se
hizo uso de equipos de minería convencional para trabajos menores.
5. Se logro determinar una malla de perforación optima teniendo como base

el número de taladros para una roca pobre y realizando un ajuste en base
a la influencia de taladros según el tipo de roca y diseño de voladura
logrando un avance de 3.14 metros lineales en promedio por guardia
logrando un avance mayor al 10% de lo proyectado en el plan mensual.
166
6. Se determino una ruta de escape para la rampa 0388 cumpliendo los
estándares en diseño y marco legislativo acondicionando las chimeneas
como doble uso, tanto como una vía de escape, así como también para
ventilación.
7. Para los trabajos se consideraron dos guardias de 12 horas cada una, con
un total de 8 horas efectivas de trabajo en un sistema atípico de 42 x 18
debido a la coyuntura actual.
167
RECOMENDACIONES
1. Para la ejecución de labores de esta sección y dada la necesidad de

obtener el mayor avance y eficiente posible es recomendable realizar la
selección del personal con mayor experiencia y más capacitado en las
tareas que se les asigne ya que el cumplimiento de los objetivos
dependerá directamente de la calidad del trabajo realizado.
2. Realizar un seguimiento y control a los procesos unitarios por parte de la

supervisión desde la evaluación post voladura de la guardia anterior hasta
el amarre y voladura del ciclo actual para asegurar un eficiente trabajo, asi
mismo el control de estándares y PETS según dispone el D.S. 024-216 Y
su modificatorio D.S. 023-2017.
3. Se recomienda evacuar la carga del material hacia la desmontera en

superficie hasta tener tajos cercanos en relleno, ya que resulta más
económico el relleno a tajos cercanos que el carguío y traslado de
material.
4. Se recomienda realizar el sostenimiento mecanizado, puesto que el

tiempo que se reduce entre la limpieza del piso de sostenimiento y el
raspado de frente es influyente en el cumplimento del ciclo en el total de
la guardia y retrasa el cumplimiento de otros trabajos. Solo se debe usar
sostenimiento convencional cuando el equipo sostenedor este
inoperativo.
5. Al tener baja de equipos de perforación, y no poder cumplir el ciclo de

minado de la rampa, se recomienda estabilizar el sostenimiento de la labor
según recomendación en el menor tiempo posible para minimizar los
riesgos por caída de roca.
168
REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS
1. Arias Calla L.D. (2013). Planeamiento y diseño del sistema de extracción del
proyecto de profundización de la U.O. San Braulio. Tesis. Pontificia
Universidad Católica del Perú.
2. Blank, L. y Tarquín, A. (2006). Ingeniería económica (6ta ed.). México.
3. Burbano, Antonio J. (2011). Costos y presupuestos. Colombia.Bustillo
Revuelta: C. López Jimeno. Madrid 1997 "Manual de evaluación y diseño de
explotaciones mineras"
4. Cáceres Portilla, Oscar. (2017). Evaluación financiera de proyectos. Lima,
Perú.
5. Hernández, Sampieri (2014). Metodología de la investigación (6ta ed.).
México.
6. Hoek y Brown. Excavaciones subterráneas. Mc. Graw Hill. USA 1985.
7. Huanachea Ventura, Juan. Tesis de aplicación de la voladura controlada en
la excavación de labores subterráneas en consorcio minero horizonte S.A.
mina Parcoy. Universidad Nacional de San Cristóbal de Huamanga.
Ayacucho, 2007.
8. Leland T. Black, Anthony J. Tarquín; Ingeniería Económica: 3ra Edición
1999.
9. López Jimeno, Carlos. manual de perforación y voladura de rocas. Instituto
Tecnológico Geominero de Espafia. Madrid, 1998.
10. Naranjo Núñez, Ramón (2005). Modelo de riesgo para la evaluación
económica financiera de proyectos mineros. Madrid, España.
11. Vilca Flores, Kenyi Wilson (2019). Diseño y desarrollo de rampa 4100 para
explotación del Cuerpo mineralizado Coroccohuayco Compañía minera
Antapaccay. Arequipa, Perú.
12. Exsa. Manual de voladura Exsa: 5ta Edición 2018.
13. Decreto Supremo 024-EM. -2016 y modificatoria D.S. 023-2017, Lima 2017
14. Felix B. Prado Ramos; “Control de operaciones mineras”, Lima 2009
15. Rene Wilfredo Ojeda Mestas; Diseño de mallas de perforación y voladura
subterránea aplicando un modelo matemático de áreas de influencia,
Lima,2008.
16. Muñoz Lopez Galos (2012). Modelo para la valorización de planes mineros.
169
17. Guia de criterios geomecanico para deseño, construcción, supervisión y
cierre de labores subterráneas – Osinergmin, 2017.
18. Marc Betournnay; Guia de control geotécnico en minería subterránea, 1987.
19. Zereceda Arriaga, Emil (2012), "Evaluación técnica y económica del proyecto
de profundización de la veta Nazareno de la mina Chipmo – Orcopampa,
entre los niveles 3110 y 3050, mediante la construcción de las rampas 21 y
22”
170
ANEXOS
ANEXO N° 01: PLANO DE RAMPA 0388
Grad +0.5
XC-0482 XC-579
Long 45.0m Long. 15.00
Sec.3.5x3.5 Sec. 3.5x3.5
XC-0475
Grad. 0.5
Desarrollo XC-059
Long. 50.00
Sec. 3.5x3
NICHO ELECT.
Grad. - 15
REF. PEAT.
Preparación
RP-0388 Sec.3.5x3.5
Long. 10.0m
Sec.4.0x4.0
GRAD. -13
Desarrollo
BP-0530
GL-0475 Long. 15.00m
Long. 15.00m Sec. 3.5x3.5
Sec. 3.0x3.0 Grad. + 0.5
Grad. 0.5 Desarrollo
GL-0475 N Exploracion
XC-0475
Long. 30.00 m
Sec.3.5x3.5
GRAD. + 0.5 CA-0474
Exploración Long. 15.00m
Sec. 3.5x3.5
CA-0523
Long. 15.00m
Long m XC-0444 Grad. 0.5 Sec. 3.5x3.5
Exploración Grad. - 15
Sec.4.0x4.0 Long. 30.00 m
Camara de Bombeo
Sec.3.5x3.5
GRAD. + 0.5
Exploración CA-0516
Long. 10.00m
Sec. 3.5x43.5
Grad. 0.5
Desarrollo
Long 22.0m
CA-0484
Long. 15.00m
Sec. 3.5x3.5
Grad. 0.5
Exploración
BP-0534
Long. 15.00m
Sec. 3.5x3.5
Grad. + 0.5
Desarrollo
PROY_ RP 0388
FIN DE PROYECTO
Sec.4.0x4.0
Incl. -13
Cota: 4087
REF. PEAT.
NICHO ELECT.
REF. PEAT.
NICHO ELECT.
CA-0439
Long. 15.00m
Sec. 3.5x3.5
Grad. - 15
Cámara de Bombeo
COMPAÑIA MINERA LINCUNA S. A.

171 COM PAÑIA M IN ERA
PLANO PROYECTOS AÑO 2020

---------
SECCION LONGITUDINAL COTURCAN
ZONA COTURCAN 000
ANEXO N° 02: PLANO LONGITUDINAL RP 0388 - MINA COTURCAN
Nv.420
S N 4,400 m
Nv.360
BOCAMINA XC 290
ACCESO PRINCIPAL
Nv.340
COTURCAN
Y 160 G 4,300 m
Nv.290
01160 F GL-290
K TJ-4
M
Sn-03
A 160 B 160 H
69 148 B
148 160 A TJ-4 172 B BP 0475
TJ-0593
160 172
172 A
SN 0536 Nv-04
172 D
160 D
ORTE
1 G 172 C
D
148 C C 72 172 E RP 0450
TJ-0700
148 E 160 E
VE-1-148
148 F R 172 F GL-0700 N
Sn-05
TJ-0461 N TJ-0505
Sn-06
Nv-074,200 m
L 172 H
SN-0505 N
Sn-08
69 D TJ-172 CA-0470 PI LAR PI LAR PI LAR
69
69 C
A
FR-9NORTE
NV-09 Sn-09
GL-0471572 I
XC-0475 RP -0480
69A
XC-500
VE-146
TJ-69
54-B GL 10N
54-A 69 B
CA-0374NE CH 0388 Nv-10
E 54-C CDDH-FR-10
CM-3 CM-4 CM-5 CM-6 GL-69B
54-D CM-1 CM-2

69 E INICIO DE PROYECTO RP 0388 Sn-11
69 F 69 H Cota: 4153 msnm
69 G CH 0516 Sn-12
4,100 m
J FIN DE PROYECTO RP 0388

Sn-13
Cota 4087 msnm

C O M P AÑ I A M I N ER A
LINCUNA DEPARTAMENTO DE PLANEAMIENTO INGENIERIA

---------
SECCION LONGITUDINAL ZONA COTURCAN, UBICACIÓN
PROFUNDIZACION RP 0388 000
172
ANEXO N° 03: PLANO DE EVACUACION RP 0388
NORTE AK-02
Sec.3.0X3.0
GL-10
Inclinación 90°
S8
CH-0388
Long 22.0m XC-5
Long 45.0m Long. 1
Sec.3.5x3.5 Sec. 3
XC-0475
Grad. -15 Preparacion Grad. 0
Desarro
Preparacion
NICHO ELECT.
Long 24.00m
RP-0388 Sec.3.5x3.5
Long. 10.0m
Sec.4.0x4.0
GRAD. -13
Desarrollo
BP-0530
GL-0475
Long.
Long. 15.00m
Sec. 3.5x3.5
15.00m
Sec. 3.0x3.0 Grad. + 0.5
Grad. 0.5 Desarrollo
GL-0475 N Exploracion
XC-0475
Long. 30.00 m
Sec.3.5x3.5
GRAD. + 0.5 CA-0474
Exploración Long. 15.00m
Sec. 3.5x3.5
CA-0523
Long. 15.00m
Long m XC-0444 Grad. 0.5 Sec. 3.5x3.5
Exploración Grad. - 15
Sec.4.0x4.0 Long. 30.00 m
Sec.3.5x3.5 Camara de Bombeo
Exploraciòn GRAD. + 0.5
Exploración
Ventilacion
CA-0484
Long. 15.00m
Sec. 3.5x3.5
Grad. 0.5
Exploración
BP-0534
Long. 15.00m
Sec. 3.5x3.5
Grad. + 0.5
Desarrollo
CA-0495
Long. 15.00m
Sec. 3.5x3.5
Grad. 0.5
Exploración
PROY_ RP 0388
FIN DE PROYECTO
Sec.4.0x4.0
Incl. -13
Cota: 4087
REF. PEAT.
NICHO ELE
LINCUNA
COM PAÑIA M IN ERA DEPARTAMENTO DE PLANEAMIENTO INGENIERIA

---------
PLANO DE EVACUACION RP 0388
ZONA COTURCAN 000
173
ANEXO N° 04: PLANO DE VENTILACION MINA COTURCAN
Nv.420
4,400 m
Nv.360
Nv.340
Y 160 G
4,300 m
Nv.290
160 F
GL-290
01
K TJ-4
M ENCAMPANE ASnL-A
03
148 B
160 B 160 H
LABOR MAS
148 A BP 0475
148 160 A TJ-4 172 B

172 A TJ-0593 PROFUNDA
160 172
172 C
SN 0536 208 m Nv-04
148 C 160 C RP 0450
172 D
148 D 160 D 172 G
160 E
172 E TJ-0700
148 E 148 F R 172 F
Sn-05
GL-0700 N
N
VE-2-350
TJ-0461 CH AK-02 Sn-06

Long. 164 m.
Nv-074,200 m
L 172 H Sn-08
69 D
PILAR PILAR PILAR PILAR
Nv.180
69 C
Inicio de RP 0388 CA-0470
Cota 4153.00 msnm

N
69 V
A -09 172 I
GL-0475 Sn-09
Nv.160
RP -0480
XC-500 XC-0475
69 B CH 0388 Nv-10
GL-9540
CM-5 CM-6
Dist. 50 m Long. 22 m.
GL-69B LEYENDA Aire viciado
9E
9F 69 H Ingreso de aire fresco Sn-11
9G Salida de aire viciado CH 0516
Long. 22 m Sn-12
Aire viciado. 4,100 m
J Sn-13
Fin de proyecto 0388

Cota 4087 msnm.
C O M P AÑ I A MI N ER A

174 SECCION LONGITUDINAL ZONA COTURCAN,
---------
SISTEMADE VENTILACION PROY. RP 0388 000

ANEXO N° 05: PLANO GEOMECANICO DE LA RP 0388.
VE 146 48.0 mts

4.0 X 4.0 HZ
.
FR-10
(RP-210)
H4
30°
50° H5
H3
.
H2
RP-0480
Long. 40.0 m.
Sec.4.0x4.0
GRAD. -13 %
Preparación
J6
GRAD. -15 %
F10
J7
&$57,//$ '( 6267(1,0,(172 (67È1'$5 &203$fË$ 0,1(5$ /,1&81$ 6 $ .

/(<(1'$ *(20(&È1,&$
&Ï',*2 '(6&5,3&,Ï1 505 &$5$&7(5Ë67,&$6 '( /$ 52&$ SOSTENIMIENTO EN LABORES PERMANENTES SOSTENIMIENTO EN LABORES TEMPORALES
ROCA DURA LEVEMENTE FRACTURADA,

II-A BUENA "A" PERNO HELICOIDAL OCASIONAL O PUNTUAL. PERNO DE FRICCION OCASIONAL O PUNTUAL
SANA A LIGERAMENTE FRACTURADA
(RMR 71-80)
ROCA DURA FRACTURADA, LIGERA A 3(512 '( )5,&&,Ï1 (63$&,$'26 $ 0 [ 0

PERNO HELICOIDAL ESPACIADOS A 1.75 M X 1.75 M
II-B BUENA "B"
(RMR 61-70)
02'(5$'$ $/7(5$&,Ï1 &21
HUMEDAD PUNTUAL. DISTRIBUIDOS EN FORMA DE ROMBO.
DISTRIBUIDOS EN FORMA DE ROMBO.
ROCA MEDIANAMENTE DURA

FRACTURADA PUNTUALMENTE MUY PERNO HELICOIDAL ESPACIADOS A 1.50 M X 1.50 M PERNO DE FRICCION ESPACIADOS A 1.50 M X 1.50 M
III-A REGULAR "A" FRACTURADA, MODERADAMENTE DISTRIBUIDOS EN FORMA DE ROMBO DISTRIBUIDOS EN FORMA DE ROMBO
(RMR 51-60) ALTERADA, HUMEDAD LEVE-MODERADA.
ROCA MEDIANAMENTE DURA,

FRACTURADA A MUY FRACTURADA, PERNO HELICOIDAL ESPACIADOS A 1.50 M X 0.85 M PERNO DE FRICCION ESPACIADOS A 1.50 M X 0.85 M
III-B REGULAR "B" CON PRESENCIA DE ALGUNAS FALLAS
FORMA DE ROMBO MAS MALLA ELECTROSOLDADA FORMA DE ROMBO MAS MALLA ELECTROSOLDADA
(RMR 41-50) MENORES, ALTERADA, HUMEDAD
MODERADA A MOJADO-GOTEO.
ROCA SUAVE, MUY FRACTURADA -
IV-A MALA "A"

INTENSAMENTE FRACTURADA CON
ALGUNAS FALLAS PANIZADAS DE SHOTCRETE DE 2" PULGADAS CON FIBRA MAS PERNO EXPANSIVO
ESPACIADOS A 1.5 M x1.50 M DISTRIBUIDOS EN FORMA
SHOTCRETE DE 2" PULGADAS CON FIBRA MAS PERNO EXPANSIVO
ESPACIADOS A 1.5 M x 1.50 M DISTRIBUIDOS EN FORMA
LITOLOGIA
02'(5$'$ $ )8(57( $/7(5$&,Ï1
(RMR 31-40) DE ROMBO. DE ROMBO.
PRESENCIA DE AGUA MODO Brecha Mineralizada
Q-antropico
MOJADO-GOTEO Y RELLENOS BLANDOS.
Q-aluvial Volcanico Andesitico Falla Rumbo de buzamiento

ROCA SUAVE, MUY FRACTURADA,
INTENSAMENTE FRACTURADA A SHOTCRETE DE 3" PULGADAS CON FIBRA MAS PERNO EXPANSIVO SHOTCRETE DE 3" PULGADAS CON FIBRA MAS PERNO EXPANSIVO
DESCOMPUESTA CON
IV-B MALA "B"
PRESENCIA DE FALLAS, MUY ALTERADA
ESPACIADOS A 1.00 M x1.00 M DISTRIBUIDOS EN FORMA ESPACIADOS A 1.25 M x 1.25 M DISTRIBUIDOS EN FORMA Q-glacial Falla inferida Diaclasa
(RMR 21-30) DE ROMBO. DE ROMBO.

CON RELLENOS BLANDOS, PRESENCIA
DE AGUA MODO GOTEO-FLUJO.
COMPAÑIA MINERA LINCUNA S.A. ESC.: 1:500
FECHA: NOVIEMBRE 2020

ROCA MUY SUAVE, ESTRUCTURALMENTE
MUY
TRITURADA-DESCOMPUESTA, MUY SHOTCRETE DE 4" PULGADAS CON FIBRA MAS PERNO EXPANSIVO
SHOTCRETE DE 4" PULGADAS CON FIBRA MAS PERNO EXPANSIVO
ZONA COTURCAN SUBCOD.: MG-JUL-CO
V MALA
ALTERADA-DECOMPUESTA, CON FALLAS,
RELLENOS BLANDOS, PRESENCIA DE DE ROMBO Y/O CIMBRAS DE PERFIL TIPO H 6W20 DE ROMBO Y/O CIMBRAS DE PERFIL TIPO H 6W20
(RMR < 21) AGUA MODO GOTEO-FLUJO. MAPEO GEOMECANICO XC - 0475 / RP - 0388 / GL 0475 LAMINA: 02
175
ANEXO N° 06: DIAGRAMA DE BOMBEO MINA COTURCAN
BOCAMINA XC 105
ACCESO
SECUNDARIO
3A BOCAMINA XC 290
3
ACCESO PRINCIPAL
COTURCAN
BM
C9
BM
GL-290
K 01 TJ-4
M
BP 0475
69 VE-350-1 TJ-4 TJ-0593
CH-4
SN 0536
RP 0450
FR 4 NORTE TJ-0700
R
GL- 0700 N
55
55-A
TJ-0461 N
L SN-0505 N
Bombeo hacia acumulacion en

Inicio de RP 0388
P ILA R P I LA R P ILA R
IA superficie Cota 4153.00 msnm

G L-0475
50
HP XC-500
RP -0480
GL-11.20 FR-10 NORTE

CDDH-FR-10
55-E GL-69B
ESCORRENTIA DE AGUA BOMBA DE AVANCE
(Bombeo hacia cuneta)
A TRAVES DE CUNETA EN CAMARA DE BOMBEO 01
POZA DE ACUMULACION GL 10 HACIA POZA
DE AGUA Y SEDIMENTACION (Bombeo hacia Poza Gl 10)
BOMBEO HACIA CAMARA 01

Fin de proyecto 0388
Cota 4087 msnm.
C O M P AÑ I A MI N ER A
SECCION LONGITUDINAL ZONA COTURCAN,

SISTEMA DE BOMBEO PROY. RP 0388 000
176
ANEXO N° 07: ESTANDAR DE NICHO Y REFUGIO SEC. 2.0 X 2.0 M.
RIESGOS ASOCIADOS A LA LABOR :

DEPARTAMENTO DE INGENIERIA Y PLANEAMIENTO
ESTANDAR
REFUGIO MINERO PEATONAL
177
ANEXO N° 08: ESTANDAR CAMARA DE CARGUIO
SECCIÓN A-A´
PERNO HELICOIDAL 8´
0.
35 m
LABOR PRINCIPAL Hz
6. 4m
0
LABOR PRINCIPAL Hz
DETALLE DE MURO
DE SEGURIDAD
0, 8 m
FMX
2. 0 0
0,8m
2.00
0.90 m
2.00 m
1.50 m
ESC: SE PERFIL LONGITUDINAL ESC: 150
5m
Fierro corrugado de 43"
10m D.S. 024-2016. Articulo 295 Inc. c.

Los echaderos deben tener un muro de
seguridad de ochenta (80) centímetros de
altura
ESC: 150
8.2m 25m
2.00 m
15m
R4m
R5m
0.90 m
0.20 m
R5m R4m
0.15 m 0.20 m
1.50 m
Fierro corrugado de 34" 0.40 m 0.60 m
0.60 m
LABOR PRINCIPAL Hz LABOR PRINCIPAL Hz
0.40 m 0.40 m 0.15 m

0.40 m
3.50 m
VISTA EN PLANTA
CORTE SECCION B-B´
ESC: SE
CAMARA DE CARGUIO EN
LABORES HORIZONTALES
ESTANDAR CAMARA DE
CARGUIO
COMPAÑIA MINERA
LINCUNA
DPTO. DE INGENIERIA Y PLANEAMIENTO
MIN-023 026
178
ANEXO N° 09: ESTANDAR DE CAMARA DE BOMBEO
0.30
3.50
0.30
4.00
SC:160 SECCION B-B' SC:110 MURO DE CONCRETO
VISTA ISOMETRICO GENERAL
SC:150
SC:140 VISTA ISOMETRICO DE BOMBA
SC:1200 SECCION A-A'

B
15.00
A A'
18 (-)
4.00
2.00 2.00 2.00 2.00 2.00 2.00 2.00

B'
SC:1200 VISTA EN PLANTA SC:150

RIESGOS ASOCIADOS A LA LABOR :
DEPARTAMENTO DE INGENIERIA Y PLANEAMIENTO
COMPAÑIA MINERA DISEÑO DE CAMARA DE BOMBEO AUXILIAR

LINCUNA SECCION A-A' B-B'
SECCION DE LABOR 4.00x3.50 WGS84
179
ANEXO N° 10: MALLA DE PERFROACION 4.0 x 4.0 m. PARA ROCA IIIB
MALLA DE PERFORACIÓN 4.0 m x 4.0 m para Rampa negativa – Roca Regular IIIB (RMR 41 – 50) Versión 002
TALADROS CANT. # DE FANEL

1 # 1 ms
1 # 10 ms
Arra n q u e
1 # 1 LP
1 # 2 LP
1ra Ayu d a 2 # 4 LP
2 # 6 LP
2d a Ayu d a 4 # 8 LP
3ra Ayu d a 4 # 9 LP
Cu a d ra d ore s 4 # 11 LP
Cu a d ra d ore s 2 #12 LP
Ay. Coron a 2 #12 LP
Coron a 5 # 14 LP
Arra s tre 3 # 15 LP
Arra s tre 2 #16 LP
Cu n e ta 1 #16 LP
Longitud del Taladro (m.) 3.30 EXPLOSIVOS DETALLES DE CARGUIO

Emulnor 3000 1 1/4" x 8" (kg) 0.179 EMULNOR TOTAL EMULNOR TOTAL ANFO TOTAL LONG. DE LONG. DE
TOTAL TOTAL TOTAL
Emulnor 1000 1 1/4" x 8" (kg) 0.174 3000 CARUCHOS 1000 CARUCHOS SUPERFAM DOS EXPLOSIVO CARGUIO TACO
CARUCHOS CARUCHOS ANFO (Kg)
Densidad del Anfo (g/cc) 0.850 1 1/4" X 8" (Kg) 1 1/4" X 8" (Kg) (Kg/Tal.) S (Kg) (m.) (m)
N° Tal
Taladros Rimados 3
Arranque 5 1 5 0.90 0 0 0 3.58 17.91 18.81 2.85 0.45
Ayuda 4 1 4 0.72 0 0 0 3.58 14.33 15.05 2.85 0.45
Cuadrador 4 1 4 0.72 0 0 0 2.97 11.90 12.61 2.4 0.9
Corona 7 0 0 0.00 1 7 1.22 2.57 17.98 19.20 2.1 1.2
Piso 5 11 55 9.85 0 0 0 0.00 0.00 9.85 2.2 1.1
Produccion 10 1 10 1.79 0 0 0 2.70 27.04 28.83 2.2 1.1
Cuneta 1 11 11 1.97 0 0 0 0.00 0.00 1.97 2.2 1.1
TOTAL 39 89 15.93 7 1.22 89.16 106.30
180
ANEXO N° 11: MALLA DE PERFROACION 3.5 x 3.5 m. PARA ROCA IIIA
MALLA DE PERFORACIÓN 3.5 m x 3.5 m Rampa positiva y Frentes de avance horizontal – Roca Regular IIIA (RMR 51 – 60) Versión 002
13 LP
13 LP 13 LP
0.65
13 LP 9 LP 8 LP 9 LP 13 LP
0.55
6 LP 4 LP
2 LP
0.11
0.65
1.1
11 LP
0.28 11 LP
3.5
4 ms 1 ms 10 ms
1
3.5
8 LP
8 LP
0.4 0.55
0.75
1 LP
4 LP 6 LP
0.2
11 LP
11 LP
9 LP 8 LP 9 LP
0.65
1
16 LP 15 LP 15 LP 15 LP 16 LP
0.88
3.5 3.5
Longitud de Taladro (m) 3,30

Emulnor 3000 1 1/4" X 8" (Kg) 0,179 EXPLOSIVOS DETALLES DE CARGUIO
EMULNOR TOTAL DE EMULNOR TOTAL DE ANFO TOTAL TOTAL DE LONG.
Emulnor 1000 1 1/4" X 8" (Kg) 0,174
3000 TOTAL CARTUCHOS 1000 TOTAL CARTUCHOS SUPERFAM ANFO (Kg) EXPLOSIVOS DE CARGUIO (m) LONG.
Densidad del Anfo (g/cm3) 0,85 1 ¼" x 8" 1 ¼" x 8" DE TACO (m)
N⁰ tal
Taladros Rimados 3
Arranque 5 1 5 0,89 0,00 0,00 0,00 3,67 18,37 19,26 2,85 0,45
1ra Ayud a 4 1 4 0,71 0,00 0,00 0,00 3,27 13,07 13,79 2,55 0,75
2d a Ayud a 4 1 4 0,71 0,00 0,00 0,00 2,93 11,72 12,44 2,30 1,0
3ra Ayud a 4 1 4 0,71 0,00 0,00 0,00 2,80 11,18 11,90 2,20 1,1
Cuadrador 4 1 4 0,71 0,00 0,00 0,00 2,66 10,64 11,36 2,10 1,2
Corona (Tech o - A za ) 5 0 0 0,00 1,00 5,00 0,87 2,25 11,27 12,14 1,80 1,5
Ayuda de corona 0 0 0 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00
Arrastre (Piso) 5 1 5 0,89 0,00 0,00 0,00 2,25 11,27 12,17 1,80 1,5
Cuneta
TOTAL 34 26 4,64 5 0,87 87,54 93,05
181
ANEXO N° 12: MALLA DE PERFROACION 3.5 x 3.5 m. PARA ROCA IIIB
MALLA DE PERFORACIÓN 3.5 m x 3.5 m Rampa positiva y Frentes de avance horizontal – Roca Regular IIIB (RMR 41 – 50) Versión 002
13 LP
13 LP 13 LP
0.65
13 LP 9 LP 8 LP 9 LP 13 LP
0.55
6 LP 4 LP
0.11
2 LP
1.1 0.65
0.28 11 LP 11 LP TALADROS CANT. # DE FANEL
1 # 1 ms
3.5
3.5
Arra nque 1 # 10 ms
1
1 ms 10 ms
8 LP
1 # 1 LP
0.55 8 LP 1 # 2 LP
0.4
1ra Ayuda 2 # 4 LP
0.75
1 LP 2 # 6 LP
4 LP 6 LP
0.2 11 LP
2da Ayuda 4 # 8 LP
11 LP
3ra Ayuda 4 # 9 LP
9 LP 9 LP
Cua dra dore s 4 # 11 LP
8 LP
Corona 5 # 13 LP
0.65
1
16 LP 15 LP 15 LP 16 LP
1.16
3.5
3.5
Longitud de Taladro (m) 3,30

Emulnor 3000 1 1/4" X 8" (Kg) 0,179 EXPLOSIVOS DETALLES DE CARGUIO
EMULNOR TOTAL DE EMULNOR TOTAL DE ANFO TOTAL TOTAL DE LONG.
Emulnor 1000 1 1/4" X 8" (Kg) 0,174
3000 TOTAL CARTUCHOS 1000 TOTAL CARTUCHOS SUPERFAM ANFO (Kg) EXPLOSIVOS DE CARGUIO (m) LONG.
Densidad del Anfo (g/cm3) 0,85 1 ¼" x 8" 1 ¼" x 8" DE TACO (m)
N⁰ tal
Taladros Rimados 3
Arranque 5 1 5 0,89 0,00 0,00 0,00 3,67 18,37 19,26 2,85 0,45
1ra Ayud a 4 1 4 0,71 0,00 0,00 0,00 3,27 13,07 13,79 2,55 0,75
2d a Ayud a 4 1 4 0,71 0,00 0,00 0,00 2,93 11,72 12,44 2,30 1,0
3ra Ayud a 4 1 4 0,71 0,00 0,00 0,00 2,80 11,18 11,90 2,20 1,1
Cuadrador 4 1 4 0,71 0,00 0,00 0,00 2,66 10,64 11,36 2,10 1,2
Corona (Tech o - A za ) 5 0 0 0,00 1,00 5,00 0,87 2,25 11,27 12,14 1,80 1,5
Ayuda de corona 0 0 0 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00 0,00
Arrastre (Piso) 5 1 5 0,89 0,00 0,00 0,00 2,25 11,27 12,17 1,80 1,5
Cuneta
TOTAL 34 26 4,64 5 0,87 87,54 93,05
182
ANEXO N° 13: GALERIA DE FOTOS
PERFORACION CON JUMBO SANDVIK DD311
183
PROCESO DE CARGUIO DE TALADRO
184
ANEXO N° 14: ESTANDAR DE SERVICIOS AUXILIARES
SECCION 4.00 X 4.00 m

LABOR PRINCIPAL
COMPAÑIA MINERA

---------
SECCION 4.0 x 4.0
DISEÑO ESTANDAR DE SERVICIOS AUXILIARES 000
185
186

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UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN DE AREQUIPA

FACULTAD DE GEOLOGÍA, GEOFÍSICA Y MINAS

“PROYECTO DE PROFUNDIZACIÓN DE LA MINA COTURCAN PARA EL

TESIS PRESENTADA POR EL BACHILLER:

“PROYECTO DE PROFUNDIZACIÓN DE LA MINA COTURCAN PARA EL

TESIS PRESENTADA POR EL BACHILLER:

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Un agradecimiento especial a la compañía minera Lincuna y la ECM URQU SAC

Mi sincero reconocimiento a todos los integrantes de la guardia A del área de

Compañía minera Lincuna actualmente explota minerales polimetálicos

El presente proyecto de investigación tiene como fin el incrementar las reservas

El desarrollo de la tesis expone el diseño de la profundización de la mina

Mediante el análisis del tipo de roca y el diseño de carga en frentes de sección

Palabras claves: Reservas, vida útil, profundización, rampa, explotación.

Lincuna Mining Company currently mines polymetallic minerals by the

Keywords: Reserves, useful life, deepening, ramp, exploitation.

RESUMEN .................................................................................................. iii

1.1 TITULO Y UBICACIÓN .......................................................................... 17

1.1.1 Título de la tesis ............................................................................... 17

1.1.2 Ubicación .......................................................................................... 18

1.2 JUSTIFICACION .................................................................................... 21

1.3 FORMULACION DEL PROBLEMA ....................................................... 21

1.3.1 Definición del problema .................................................................... 21

1.3.2 Formulación del problema ................................................................ 22

1.4 ALCANCE Y LIMITACIONES ................................................................ 22

1.4.1 Alcance ............................................................................................. 22

1.5 VARIABLES E INDICADORES .............................................................. 23

1.6.1 Objetivo general ............................................................................... 23

1.6.2 Objetivos específicos ........................................................................ 23

2.1 ANTECEDENTES .................................................................................. 25

2.2 BASES TEORICAS ............................................................................... 26

2.2.1 Descripción de las rampas ............................................................... 26

2.2.2 Criterios para el diseño de rampas................................................... 26

2.2.3 Diseño de una rampa ....................................................................... 28

2.2.4 Tipos de rampas............................................................................... 31

2.2.5 Descripción del ciclo de minado de una rampa ................................ 35

2.2.6 Diseño de perforación y voladura ..................................................... 43

2.2.7 Equipo de perforación ...................................................................... 53

2.2.8 Variables económicas y análisis de rentabilidad .............................. 54

3.1 GENERALIDADES ................................................................................ 59

3.1.1 Área del proyecto ............................................................................. 59

3.1.2 Antecedentes Históricos de la mina ............................................... 60

3.1.3 Relieve ............................................................................................. 60

3.1.4 Clima ................................................................................................ 61

3.1.5 Flora ................................................................................................. 61

3.1.6 Fauna ............................................................................................... 62

3.1.7 Fisiografía ........................................................................................ 62

3.2 GEOLOGIA ............................................................................................ 63

3.2.1 Geomorfología ................................................................................. 63

3.2.2 Geología regional ............................................................................. 64

3.2.4 Geología estructural ......................................................................... 68

3.2.5 Alteraciones ..................................................................................... 71

3.2.6 Geología Económica ........................................................................ 71

3.3 GEOMECANICA .................................................................................... 76

3.3.1 Caracterización geomecánica del macizo rocoso ............................ 76

3.3.2 Diseño de Sostenimiento de labores mineras .................................. 78

3.3.3. Tiempo de auto sostenimiento ........................................................ 79