Consorcio Minero Horizonte - Informe de practicas

Universidad Nacional Mayor de San Marcos Uni

INFORME FINAL DE PRÁCTICAS PRE PROFESIONALES

Practicante: Mayta Cristobal ___________Christian Responsable: Ing. Augusto ____________Zarate Pardo

2016

INFORME FINAL DE PRÁCTICAS PRE PROFESIONALES – CMH

Agradecimientos: Quiero agradecer a la empresa Consorcio Minero horizonte por permitirme practicar en su unidad, así también agradezco a todo el personal CMH, porque han aportado muchísimo en mi formación como profesional y como ser humado. Agradezco a Dios por las oportunidades que se me presentan y a mis padres por la confianza que me depositan.

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ÍNDICE I. INTRODUCCIÓN.......................................................................................................4 II. UBICACIÓN DE LA MINA, CLIMATOLOGÍA, VARIABLES TERMO AMBIENTALES.....4 III. ÁREA DE OPERACIONES MINA................................................................................5 IV. APLICACIÓN DEL MÉTODO CORTE Y RELLENO PARA SEMI MECANIZADO............6 V. APLICACIÓN EN CAMPO - RENDIMIENTO DE EQUIPOS........................................... V.1 RENDIMIENTO DEL SCOOPTRAM..........................................................................8 V.2 RENDIMIENTO DEL JUMBO DD311.....................................................................13 V.3 RENDIMIENTO DEL BOOLTER “ROBOLT5 – SANVICK”........................................16 V.4 ANÁLISIS DE MALLA DE VOLADURA....................................................................19 V.4.1 CÁLCULO DE COSTOS POR DISPARO.................................................................21 V.4.2 CONCLUSIONES DEL ÁREA.................................................................................22 V.4.3 RECOMENDACIONES..........................................................................................23 VI. AREA DE GEOLOGIA................................................................................................23 VI.1 CARACTERÍSTICAS DEL YACIMIENTO....................................................................23 VI.2 APRECIACIÓN Y TRABAJO EN EL ÁREA DE GEOLOGÍA..........................................24 VI.3 ACTIVIDADES REALIZADAS EN ESTA ÁREA............................................................24 VI.4 CONCLUSIONES DEL ÁREA....................................................................................26 VII.

SERVICIOS AUXILIARES.....................................................................................27

VII.1 SISTEMA DE BOMBEO..........................................................................................27 VII.1.1 SALA DE BOMBAS DEL CX196 - RAMPA 690....................................................28 VII.1.2 ANÁLISIS DE POZA N°03 ..................................................................................28 VII.2 REPORTE DE RELLENO - TAJO 1633....................................................................29 VII.2.4 CONCLUSIONES.................................................................................................35 VII.2.5 RECOMENDACIONES.........................................................................................35 VIII. ÁREA DE VENTILACIÓN........................................................................................36 VIII.1CLASIFICACIÓN DE LOS GASES DE MINA.............................................................39

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VIII.2 REQUERIMIENTO DE AIRE .................................................................................40 VIII.3 VENTILADORES....................................................................................................41 VIII.4 PROPIEDADES FÍSICAS DEL AIRE.........................................................................42 VIII.5 TEOREMA DE BERNOULLI...................................................................................44 VIII.6 RESISTENCIA AL MOVIMIENTO DEL AIRE...........................................................45 VIII.7 CIRCUITO DE VENTILACIÓN................................................................................46 VIII.8 APLICACIÓN DE LA TEORÍA.................................................................................48 VIII.9 CONCLUSIONES...................................................................................................50 VIII.10 RECOMENDACIONES .........................................................................................50 IX.SEGURIDAD SALUD OCUPACIONAL Y MEDIO AMBIENTE.........................................51 IX.1 DEFINICIONES IMPORTANTES................................................................................52 IX.2 ¿POR QUÉ EVALUAR UN RIESGO?..........................................................................52 IX.3 HERRAMIENTAS DE GESTIÓN INTEGRAL APLICADAS GSI.......................................53 IX.4 EQUIPO DE RESCATE MINERO – LA BRIGADA.........................................................55 IX.5 PROBLEMÁTICA: LA SEGURIDAD EN LA EMPRESA ES REACTIVO Y NO PREVENTIVO....................................................................................................................55 IX.6 ESTADÍSTICAS DE SEGURIDAD..................................................................................57 IX.7 CONCLUSIÓN.............................................................................................................59 X.ÁREA DE MEDIO AMBIENTE..........................................................................................60 X.1 GESTIÓN AMBIENTAL.................................................................................................60 X.2 MEDIO AMBIENTE.......................................................................................................61 X.4 SUPERVISIÓN DE VERTIMIENTOS................................................................................61 X.5 PLANTA DE TRATAMIENTO DE AGUAS – INTERIOR MINA..........................................62 X.6 CONCLUSIONES...........................................................................................................63 X.7 RECOMENDACIONES...................................................................................................64 XI. CONCLUSIONES GENERALES........................................................................................64 XII. ANEXOS........................................................................................................................65

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I.

INTRODUCCIÓN:

La empresa Consorcio Minero Horizonte es hoy en día el primer productor de oro a nivel de subterránea, con una capacidad de planta de 2000 Tn/dia y ha sabido mantenerse en la vanguardia. Esta empresa es a nivel académico “una mina completa”, tiene labores que van de convencional, semi mecanizado y mecanizado debido a que en sus inicios de operación era netamente convencional con una infraestructura de secciones reducidas (chimeneas, galerías y cruceros), pero ha sabido crecer y adaptarse a los nuevos cambios en la tecnología minera. Otra de sus razones es la complejidad de sus vetas principales, debido a la erraticidad del oro. En el presente informe se detallaran todos los procedimientos, controles y todo lo aprendido en campo en las diferentes áreas, identificando los peligros y riesgos que se pueden presentar el trabajo, seguimos de la descripción de la operación para realizar un análisis con el fin de concluir en recomendaciones que puedan mejorar y dar un mayor beneficio a la compañía siendo parte de su mejora continua. II. UBICACIÓN DE LA MINA, CLIMATOLOGÍA, VARIABLES TERMO AMBIENTALES

La mina de CMH, se encuentra ubicada en la localidad de Retamas, en el distrito de Parcoy, provincia de Pataz, departamento de La Libertad, situado al lado Occidental del departamento. Ubicación geográfica Latitud Sur: 08° 01'. Longitud Oeste: 77° 29'. Cota Promedio 2750 m.n.s.m. Climatología Parcoy, se caracteriza por tener un clima templado, durante los meses de abril a octubre, hay escases de lluvias, presentándose el invierno en los meses de noviembre a marzo. La temperatura ambiente en superficie va de 13°C a 15° C, pudiendo llegar hasta 30°C y descender hasta 10.9°C. La humedad relativa (HR) en superficie, varia, siendo la más baja 21%, llegando a 59%, según las estaciones del año. Accesibilidad La única ruta terrestre a la zona es mediante la carretera Trujillo-Huamachuco-Parcoy, que es transitable durante todo el año aunque se interrumpe de vez en cuando en época de lluvias. Lima – Trujillo: Carretera asfaltada de 580 km. Trujillo–Retamas: Carretera afirmada de 360 km

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El acceso por vía aérea es mediante la ruta Lima-Pias y Trujillo-Pías, mediante un pequeño aeropuerto construido en una zona amplia ubicada aguas arriba de la laguna Pias. III. ÁREA DE OPERACIONES MINA Es una de las áreas más importantes, dentro de la estructura de la mina, pues esta se encarga de poder obtener el metal valioso del subsuelo de la forma más efectiva posible, para cumplir con la producción programada, enfatizado en obtenerlo con bajos costos, velando por la seguridad de sus trabajadores y siendo ambientalmente responsable. En este documento se hará un análisis correspondiente al método utilizado, así como los procesos de perforación y voladura con los que se trabaja en la empresa con el fin de hacer mejorar continuas que permitan un mayor desarrollo y efectividad en nuestra operación. Descripción del método de minado El método que se aplica en la Unidad Minera Parcoy, es principalmente el método de “Corte y Relleno Ascendente” con relleno hidráulico, dicho método ha sido elegido dada la adaptabilidad que tiene que este método a las condiciones de la zona donde se aplique. Las condiciones en la Unidad Parcoy son muy variables en las diferentes zonas que la componen, llegando a ser incluso complejas. Minado Convencional: Son aplicados donde las vetas son muy angostas y sus potencias son bajas, para ello se utilizan equipos neumáticos como la Jack leg, y sus dimensiones son por lo general de 1.20 x 1.50 m. Minado Mecanizado y Semi mecanizado: Se aplica para zonas con vetas de mayor potencia, por lo que obtendrá un mayor volumen de material valioso y por ello son necesarios equipos de mayor capacidad de carga como camiones de bajo perfil, Jumbos, Boolters, etc. A pesar que el minado mecanizado sea mucho más productivo que el convencional, también está condicionado por la potencia de la veta y por lo general una veta de este tipo, termina convirtiéndose en convencional por su reducción de potencia.

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IV. APLICACIÓN DEL MÉTODO CORTE Y RELLENO PARA SEMI MECANIZADO Para entender mejor su aplicación, se realiza una comparación entre las condiciones necesarias para utilizar el método de corte y relleno, y las compararemos con las condiciones que tienen específicamente la unidad Parcoy y poder así notar los beneficios de la aplicación de dicho método. Condiciones para el método C y R  Buzamiento pronunciado

Caso particular en la Unidad Parcoy  Buzamiento: Las estructuras en los niveles superiores presentan un buzamiento de promedio de 40º y en los niveles inferiores tiende a 69º.

 El mineral debe tener buena Ley

 Disponibilidad de material de relleno

 Regularidad: La composición del relleno mineral es bastante homogénea tanto en vertical como en horizontal.  Potencia: La potencia varia de 0.5 a 10 m., es decir es de tipo Rosario presentándose un adelgazamiento y ensanchamiento.  Comportamiento de Cajas: Estructuralmente las cajas son alteradas y por eso son muy inestables, principalmente en la caja techo.

 Las cajas del yacimiento pueden ser irregulares y no competentes

Explicación del método El modo de ingreso a los tajos es por medio de la utilización de una rampa basculante, es decir, es una rampa de donde los niveles provenientes de este, cortan en medio de la mineralización obteniendo dos lados (Lado Norte y Sur), dicha rampa comienza con una gradiente negativa de 15% y una longitud de 40m antes de llegar al tajo.

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Aplicación de bresting y sus ventajas Para la explotación se utiliza el bresting, ya que ello permite perforaciones horizontales y obtener mayor control de nuestra voladura, y a través de procesos repetitivos avanzan hacia los pisos superiores hasta alcanzar una gradiente máxima de 15%, la rampa inicial es rebatida, después de concluir el corte horizontal del tajeo y que posteriormente para brindarle la estabilidad necesaria es rellenada con relleno hidráulico y detrítico. Ventajas de la utilización de bresting  La altura del rebaje o tajeo se reduce después del disparo haciendo más fácil el desatado del techo y mejorando la estabilidad.  Permite controlar fácilmente la dilución y pérdida de mineral de valor, ya que su flexibilidad se presta para disparos que corten el rebaje justamente en el límite del cuerpo de mineral.  La perforación horizontal es más eficiente cuanto mayor sea el tamaño del disparo (en disparos pequeños hay que perforar y limpiar muchas veces seguidas), por lo que es importante el ancho del tajeo, que de ninguna manera puede ser más amplio que el cuerpo del mineral.  Los equipos de perforación pueden ser estándar, con los jumbos se puede conseguir altas velocidades de perforación y buen nivel de paralelismo.  El mejor resultado de la perforación horizontal se obtiene con jumbos y con relleno hidráulico (relave) al que puede hacerse llegar muy cerca al

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techo del tajo (0,5 hasta 1,0 m), con lo que puede aumentar la altura del corte al facilitarse la perforación en tajos altos.  Incrementa la productividad al permitir aumentar la mecanización.  Incrementa la seguridad al reducir la altura de los cortes y mejorar su estabilidad.

V. APLICACIÓN EN CAMPO - RENDIMIENTO DE EQUIPOS: Zonificación de la labor Zona: Rosa Orquídea

Labor: GL 2382

Sección: 4.20x4.50 m2 Long. Avance: 3.5m

V.1 RENDIMIENTO DEL SCOOPTRAM Hora de inicio: Hora Fin: Duración: # Flota disponible: 3 camiones (25 Tn/unidad) Long. Taladro perfor:

8.50 am 1:45 pm 4 hr 55 min 3 camiones (25 Tn/unidad) 13 pies efectivos

Capacidad de cuchara:

4yd3≈ 3.06 m3

Aplicación de toma de tiempos # Ciclo 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12

Cargar 0:00:25 0:00:40 0:00:35 0:00:36 0:00:35 0:00:38 0:00:35 0:00:35 0:00:33 0:00:35 0:00:38 0:00:40

V. Cargado 0:01:00 0:01:18 0:01:18 0:01:20 0:01:22 0:01:18 0:01:22 0:01:20 0:01:15 0:01:20 0:01:20 0:01:18

Descarga 0:00:33 0:00:30 0:00:33 0:00:34 0:00:30 0:00:34 0:00:30 0:00:34 0:00:34 0:00:33 0:00:33 0:00:30

8

V. Vacío 0:00:58 0:01:02 0:00:52 0:00:53 0:00:55 0:01:03 0:00:58 0:00:58 0:00:56 0:01:03 0:01:02 0:00:53

Tiempo ciclo Dist. Recorrida 0:02:56 163 0:03:30 163 0:03:18 163 0:03:23 163 0:03:22 163 0:03:33 163 0:03:25 163 0:03:27 163 0:03:18 163 0:03:31 163 0:03:33 163 0:03:21 163

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13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30 MEDIA:

0:00:33 0:00:35 0:00:35 0:00:35 0:00:34 0:00:38 0:00:36 0:00:38 0:00:35 0:00:35 0:00:35 0:00:36 0:00:35 0:00:35 0:00:35 0:00:35 0:00:35 0:00:40 0:00:35

0:01:20 0:01:20 0:01:22 0:01:18 0:01:20 0:01:15 0:01:18 0:01:20 0:01:22 0:01:18 0:01:20 0:01:22 0:01:15 0:01:20 0:01:22 0:01:20 0:01:20 0:01:20 0:01:19

0:00:34 0:00:30 0:00:34 0:00:30 0:00:34 0:00:34 0:00:33 0:00:32 0:00:32 0:00:34 0:00:34 0:00:34 0:00:33 0:00:33 0:00:32 0:00:32 0:00:32 0:00:33 0:00:33

0:01:03 0:00:53 0:00:58 0:00:53 0:00:58 0:01:02 0:01:03 0:00:50 0:00:53 0:00:53 0:01:03 0:01:03 0:00:53 0:00:58 0:01:03 0:00:58 0:01:03 0:01:03 0:00:58

0:03:30 0:03:18 0:03:29 0:03:16 0:03:26 0:03:29 0:03:30 0:03:20 0:03:22 0:03:20 0:03:32 0:03:35 0:03:16 0:03:26 0:03:32 0:03:25 0:03:30 0:03:36 0:03:25

163 163 163 163 163 163 163 163 163 163 163 163 163 163 163 163 163 163 D:4890m

Análisis estadístico del ciclo: Intervalos de clase Li 0:03:06 0:03:13 0:03:20 0:03:27 0:03:34

Ls 0:03:13 0:03:20 0:03:27 0:03:34 0:03:41

Marca de clase Yi 0:03:10 0:03:17 0:03:24 0:03:30 0:03:38

Frec. Absoluta n 1 5 10 12 2 n TOTAL: 30

9

Frec. Relativa Fr 0.033 0.167 0.333 0.400 0.067

Frec. Relat. Acumuladas Hi 0.033 0.200 0.533 0.933 1.000

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Resultados de la estadística: 𝟑𝒎𝒊𝒏 𝟐𝟓 𝒔𝒆𝒈 Media: Desviación Estándar : ±1min 6 seg 𝝈𝟐 Tiempo Mínimo 2 min 19 seg Tiempo Máximo 4min 31seg Nivel de confianza: 68.3% (De acuerdo a la curva de Gauss)

Diagrama de Frecuencias del Equipo FRECUENCIAS ABSOLUTAS

14

12

12

10

10 8 5

6 4 2

2

1

0 0:03:10

0:03:17

0:03:24

0:03:30

0:03:38

TIEMPO CICLO DEL SCOOP Barra de Frecuencias

Campana de Gauss

a) Cálculos para la guardia: Tiempo Promedio de Acarreo por Ciclo (tp) 3 min 25eg / ciclo Total de Horas de Acarreo

1.71 hr efectivas (No considera espera de camiones)

Rendimiento Horario (viajes / hora)

17.54 viajes / hora

Distancia Recorrida

4890 metros

Cálculo de Flota de camiones requerido Área sección (A):17.96 m2 Peso específico (P.e): 3.0 Tn/m3 Factor de esponjamiento (Fe): 30% estándar Dato real: 11 camionadas utilizadas Factor de sobre rotura: (Fs): ??

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b) Capacidad real de la cuchara: 𝑪𝑹𝑪 =

𝑽𝒐𝒍 𝒄𝒖𝒄𝒉.∗ 𝒇𝒍𝒍 𝑭. 𝒆

𝟑. 𝟎𝟔𝒎𝟑 ∗ 𝟎. 𝟕 𝑪𝑹𝑪 = = 𝟏. 𝟔𝟓 𝒎𝟑 𝟏. 𝟑 Donde:   

CRC: Cantidad real de la cuchara (TMS). Volumen de cuchara: Dado por el fabricante (m3). Fll: Factor de llenado que depende del tamaño del mineral, estado de la máquina, pericia del operador, etc. Oscila entre 0.5 a 0.8  F.e: Factor de esponjamiento del mineral roto, es decir espacios vacíos entre trozos; está dado por el p.e, grado de fragmentación, humedad, etc. c) Volumen Total extraídos m3: 𝑽𝒐𝒍. 𝑻𝒐𝒕. = 𝑪𝑹𝑪 ∗ (#𝒄𝒖𝒄𝒉𝒂𝒓𝒂𝒅𝒂𝒔/𝒄𝒂𝒎𝒊𝒐𝒏) ∗ (#𝑪𝒂𝒎𝒊𝒐𝒏𝒆𝒔) 𝑉𝑜𝑙. 𝑇𝑜𝑡. = 𝟏. 𝟔𝟓 ∗ 𝟓 ∗ 𝟏𝟐 = 𝟗𝟗𝒎𝟑 d) Calculo de factor de sobre rotura: Nos basaremos en los resultados observados en campo para su determinación. 𝑨 ∗ 𝑳𝑨𝒗𝒂𝒏. ∗ 𝑭𝒆 ∗ 𝑭𝒔 = 𝑽𝒐𝒍 𝑻𝒐𝒕. 𝟏𝟕. 𝟗𝟔 ∗ 𝟑. 𝟓 ∗ 𝟏. 𝟑 ∗ 𝑭𝒔 = 𝟗𝟗𝒎𝟑 𝑭𝒔 = 𝟏. 𝟐𝟏 ≈ 𝟐𝟏% 𝑻𝒐𝒏𝒆𝒍𝒂𝒋𝒆/𝒄𝒊𝒄𝒍𝒐 = 𝟏. 𝟔𝟓 ∗ 𝟓 ∗ 𝟑 = 𝟐𝟒. 𝟕𝟓𝑻𝒏 𝑻𝒐𝒏𝒆𝒍𝒂𝒋𝒆 𝒕𝒐𝒕𝒂𝒍 𝒆𝒙𝒕𝒓𝒂𝒊𝒅𝒐 = 𝟏. 𝟔𝟓 ∗ 𝟓 ∗ 𝟏𝟐 ∗ 𝟑 = 𝟐𝟗𝟕𝑻𝒏 e) Velocidades del equipo: 𝑽𝒆𝒍. 𝑽𝒊𝒂𝒋𝒆 𝑪𝒂𝒓𝒈𝒂𝒅𝒐 =

𝟏𝟔𝟑 𝒎 = 𝟐. 𝟏 𝒎/𝒔𝒆𝒈 𝟕𝟗 𝒔𝒆𝒈

𝑽𝒆𝒍. 𝑽𝒊𝒂𝒋𝒆 𝑫𝒆𝒔𝒄𝒂𝒓𝒈𝒂𝒅𝒐 =

𝟏𝟔𝟑𝒎 = 𝟐. 𝟖𝟏𝒎/𝒔𝒆𝒈 𝟓𝟖 𝒔𝒆𝒈

f) Producción por hora: 𝑷𝒓𝒐𝒅./𝒉𝒐𝒓𝒂 = 𝑪𝑹𝑪 ∗ 𝑷. 𝒆 ∗ 𝑹𝒆𝒏𝒅./𝒉𝒐𝒓𝒂 ∗ 𝑬𝒇𝒊𝒄. 𝑷𝒓𝒐𝒅./𝒉𝒓 = 𝟏. 𝟔𝟓𝒎𝟑 ∗ 𝟑 ∗ 𝟏𝟕. 𝟓𝟒 ∗ 𝟖𝟎% = 𝟔𝟗. 𝟒𝟔𝑻𝑴𝑺/𝒉𝒓

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Distribucion de tiempos del ciclo del Scooptram Cargado 17%

Viaje Vacio 28%

Viaje Cargado 39%

Descarga 16%

Observaciones:    

El estudio no considero horas muertas, porque ello se debe principalmente a un factor externo (la espera de los camiones que reciben la carga). No se presentó mucho tránsito de vehículos que puedan ocasionar paros en el proceso de carguío. EL operador cuenta con más de 5 años de experiencia y está capacitado. No se presentaron incidentes.

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V.2 RENDIMIENTO DEL JUMBO DD311 Resultado de análisis de tiempo: # Taladro

Posicionamiento + Emboquillado

Perforación

1

0:00:24

0:01:38

2

0:00:19

0:01:40

3

0:00:12

0:01:43

4

0:00:20

0:01:30

5

0:00:22

0:01:30

6

0:00:28

0:01:40

7

0:00:16

0:01:45

8

0:00:28

0:01:46

9

0:00:20

0:01:42

10

0:00:22

0:01:40

. .

. .

. .

57

0:00:16

0:01:40

58

0:00:20

0:01:40

59

0:00:22

0:01:40

60

0:00:18

0:01:44

61

0:00:29

0:01:30

62

0:00:22

0:01:45

63

0:00:21

0:01:43

64

0:00:21

0:01:40

Tiempo/tal.

0:02:01

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Hora de inicio:

1:15 PM

Hora Fin:

4:10 PM

Duración:

2hr 55 min

Análisis estadístico: Lim. Inf. 0:01:50 0:01:55 0:02:00 0:02:05 0:02:10

Lim. Sup. 0:01:55 0:02:00 0:02:05 0:02:10 0:02:15

Marca Clase 0:01:53 0:01:58 0:02:03 0:02:08 0:02:12

Frecuencia 8 8 36 8 4 64

Frec. Relat. Frec. Relativ. Acumulada 0.13 0.13 0.13 0.25 0.56 0.81 0.13 0.94 0.06 1.00

Diagrama de frecuencias del Jumbo 40 35

Frecuencia

30 25 20 15 10 5 0 0:01:53

0:01:58

0:02:03 Tiempo/ciclo

Resultados:

Media: Desviación estándar: Límite superior: Límite Inferior: Nivel confianza:

14

0:02:01≈ 2min/tal ±0:00:36 0:02:37 0:01:25 68.3%

0:02:08

0:02:12

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Distribucion de tiempos - Jumbo Operando

13.0%

25.9%

T. Posicionamiento T. Perforacion

61.2%

Demoras operativas

V.2.1 CALCULOS: Ciclo del Jumbo ≈ 2min/tal a) 𝑽𝒆𝒍𝒐𝒄𝒊𝒅𝒂𝒅 𝒅𝒆 𝒑𝒆𝒓𝒇𝒐𝒓𝒂𝒄𝒊ó𝒏: 𝟑𝟗𝟎𝒄𝒎/𝟏𝟐𝟎 𝒔𝒆𝒈 = 𝟑. 𝟐𝟓𝒄𝒎/𝒔𝒆𝒈 𝑽𝒆𝒍. 𝒑𝒆𝒓𝒇𝒐𝒓𝒂𝒄𝒊𝒐𝒏 = 𝟏𝟏𝟕𝒎/𝒉𝒓 b) Velocidad de Penetración: 𝑽𝒆𝒍. 𝑷𝒆𝒏𝒆𝒕𝒓𝒂𝒄𝒊𝒐𝒏 =

𝑳𝒐𝒏𝒈 𝒅𝒆 𝒍𝒂 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒂 𝑻𝒊𝒆𝒎𝒑𝒐 𝒆𝒏 𝒓𝒆𝒄𝒐𝒓𝒓𝒆𝒍𝒐

𝑽𝒆𝒍. 𝑷𝒆𝒏𝒆𝒕𝒓𝒂𝒄𝒊𝒐𝒏 =

𝟑𝟗𝟎 𝒄𝒎 = 𝟑. 𝟗𝒄𝒎/𝒔𝒆𝒈 𝟏𝟎𝟎𝒔𝒆𝒈

c) Perforación específica: Es la relación de cuantos metros se necesitan perforar por m3 de material. 𝑷. 𝒆 = 𝟑. 𝟗𝟔

𝒎 𝟔𝟔𝒕𝒂𝒍 ∗ ∗ 𝟗𝟎% 𝒕𝒂𝒍 𝟐𝟗𝟕𝒕𝒏

𝑷. 𝒆 = 𝟎. 𝟕𝟗𝒎𝒑/𝒕𝒏 d) Rendimiento general del Jumbo: 𝑹𝒅 =

𝟏𝟑𝒑𝒊𝒆𝒔/𝒕𝒂𝒍 𝟑. 𝟗𝒎/𝒕𝒂𝒍 = 𝟎. 𝟎𝟑𝟑𝒉𝒓/𝒕𝒂𝒍 𝟎. 𝟎𝟑𝟑𝒉𝒓/𝒕𝒂𝒍 𝑹𝒅 = 𝟏𝟏𝟖. 𝟏𝟖 𝒎/𝒉𝒓

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e) Calculo de tiempo efectivo: Tiempo total de perforación por guardia: 𝑵𝒕 ∗ 𝑳𝒐𝒏𝒈. 𝑻𝒂𝒍 𝟔𝟒 ∗ 𝟑. 𝟗𝟔𝒎 = = 𝟐. 𝟏𝟕 𝒉𝒓 ≈ 𝟐𝑯𝒓 𝟏𝟎𝒎𝒊𝒏/𝑳𝒂𝒃𝒐𝒓 𝒕𝒓𝒂𝒃. 𝑽. 𝑷 𝟏𝟏𝟕𝒎/𝒉𝒓 f) Tiempo improductivo: 𝑻𝒊𝒆𝒎𝒑𝒐 𝑻𝒐𝒕𝒂𝒍 − 𝑻𝒊𝒆𝒎𝒑𝒐 𝒆𝒇𝒆𝒄𝒕𝒊𝒗𝒐 = 𝟐. 𝟗𝟐 𝒉𝒓 − 𝟐. 𝟏𝟕𝒉𝒓 𝟎𝟕𝟓𝒉𝒓 ≅ 𝟒𝟓 𝒎𝒊𝒏 g) Calculo de eficiencia: Demora de perforación real: 2.92 Hr Tiempo efectivo de trabajo: 2.17 Hr. 𝑬𝑭𝑰𝑪𝑰𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = (

𝟎. 𝟕𝟓𝒉𝒓 ) ∗ 𝟏𝟎𝟎% = 𝟕𝟒. 𝟐𝟗% ≈ 𝟕𝟒% 𝟐. 𝟗𝟐𝒉𝒓

Observaciones:  



El tipo de roca del punto perforado es competente (cuarzosa) La maga de ventilación estaba a 15m del frente de acuerdo al D.S 055 E.M, sin embargo estaba muy dañada en algunas zonas que no permitía una buena ventilación en el frente donde estaba el operador del Jumbo. La mayor demora de la perforación se dio en la parte alta de la caja techo (corona), pues esta es la zona más fracturada de todo el frente de la galería.

V.3 RENDIMIENTO DEL BOOLTER “ROBOLT5 – SANVICK” Tipo de perno: Split Set

L perno: 7 pies Hora de inicio:

4:23 PM

Hora Fin:

5:00 PM

Duración:

37min

#

T. emboquill. T. perf.

1 2 3 4

0:00:16 0:00:18 0:00:15 0:00:16

0:01:07 0:00:57 0:01:03 0:01:11

Cambio de barra 0:00:03 0:00:03 0:00:03 0:00:03

16

T. empernado 0:00:20 0:00:18 0:00:20 0:00:18

colocación de Tiempo ciclo perno 0:00:09 0:01:55 0:00:09 0:01:45 0:00:10 0:01:51 0:00:10 0:01:58

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5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 Prom:

0:00:17 0:00:17 0:00:17 0:00:17 0:00:14 0:00:12 0:00:18 0:00:15 0:00:15 0:00:15 0:00:16

0:01:03 0:01:03 0:01:03 0:01:02 0:01:02 0:01:02 0:01:02 0:01:03 0:01:03 0:01:03 0:01:03

0:00:03 0:00:03 0:00:03 0:00:03 0:00:03 0:00:03 0:00:03 0:00:03 0:00:03 0:00:03 0:00:03

0:00:20 0:00:20 0:00:20 0:00:18 0:00:18 0:00:18 0:00:18 0:00:18 0:00:18 0:00:18 0:00:19

0:00:10 0:00:10 0:00:10 0:00:10 0:00:10 0:00:09 0:00:09 0:00:09 0:00:09 0:00:09 0:00:10

0:01:53 0:01:53 0:01:53 0:01:50 0:01:47 0:01:44 0:01:50 0:01:48 0:01:48 0:01:48 0:01:50

V.3.1 Análisis estadístico: Lim. Inf.

Lim. Sup.

0:01:45 0:01:50 0:01:55 0:02:00

0:01:50 0:01:55 0:02:00 0:02:05

Marca Clase 0:01:47 0:01:53 0:01:58 0:02:03

Frecuencia

Frec. Relativ.

2 6 5 1 14

0.143 0.429 0.357 0.071

Diagrama de frecuencias del Boolter 7

6

Frecuencias

6

5

5 4 3

2

2

1

1 0 0:01:47

0:01:53

0:01:58

Tiempo/ciclo Barra de Frecuencias

17

Curva de Gauss

0:02:03

Frec. Relat. Acumulada 0.143 0.571 0.929 1.000

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Resultados: Media: Desviación estándar: Máximo: Mínimo: Confiabilidad:

1 min 55 seg ±19seg 2min 14seg 1min 36seg 68.3%

V.3.2 Cálculo: a) 𝑽𝒆𝒍𝒐𝒄𝒊𝒅𝒂𝒅 𝒅𝒆 𝒑𝒆𝒓𝒇𝒐𝒓𝒂𝒄𝒊ó𝒏: 𝟐𝟏𝟑. 𝟒𝒄𝒎/𝟏𝟏𝟓 𝒔𝒆𝒈 = 𝟏. 𝟖𝟔𝒄𝒎/𝒔𝒆𝒈 𝑽𝒆𝒍. 𝒑𝒆𝒓𝒇𝒐𝒓𝒂𝒄𝒊𝒐𝒏 = 𝟔𝟔. 𝟖𝟎𝒎/𝒉𝒓 b) Rendimiento general del Boolter: 𝑹𝒅 =

𝟕𝒑𝒊𝒆𝒔/𝒕𝒂𝒍 𝟐. 𝟏𝟑𝒎/𝒕𝒂𝒍 = 𝟎. 𝟎𝟑𝟐𝒉𝒓/𝒕𝒂𝒍 𝟎. 𝟎𝟑𝟑𝒉𝒓/𝒕𝒂𝒍 𝑹𝒅 = 𝟔𝟔. 𝟔𝟖 𝒎/𝒉𝒓

c) Calculo de tiempo efectivo: Tiempo total de perforación por guardia: 𝑵𝒕 ∗ 𝑳𝒐𝒏𝒈. 𝑻𝒂𝒍 𝟏𝟒 ∗ 𝟐. 𝟏𝟑𝒎 = = 𝟎. 𝟒𝟓 𝒉𝒓 ≈ 𝟐𝟔. 𝟖𝒎𝒊𝒏/𝑳𝒂𝒃𝒐𝒓 𝒕𝒓𝒂𝒃𝒂𝒋𝒂𝒅𝒂 𝑽. 𝑷 𝟔𝟔. 𝟖𝟎𝒎/𝒉𝒓 d) Tiempo improductivo: 𝑻𝒊𝒆𝒎𝒑𝒐 𝑻𝒐𝒕𝒂𝒍 − 𝑻𝒊𝒆𝒎𝒑𝒐 𝒆𝒇𝒆𝒄𝒕𝒊𝒗𝒐 = 𝟒𝟓𝒎𝒊𝒏 − 𝟐𝟔. 𝟖𝒎𝒊𝒏 = 𝟏𝟖. 𝟐𝒎𝒊𝒏 e) Calculo de eficiencia: Demora de perforación real: 45min Tiempo efectivo de trabajo: 26.8min 𝑬𝑭𝑰𝑪𝑰𝑬𝑵𝑪𝑰𝑨 = (𝟏 −

𝟏𝟖. 𝟐 ) ∗ 𝟏𝟎𝟎% = 𝟓𝟎. 𝟖% ≈ 𝟓𝟏% 𝟑𝟕𝒎𝒊𝒏

Observación: 

Se observó deficiencias mecánicas, el operador afirma que su equipo necesitaba un mantenimiento

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V.4 ANÁLISIS DE MALLA DE VOLADURA El objetivo del análisis, es hacer un comparativo entre el pasaporte establecido en la labor y el trabajo real que se hace en la labor obteniendo sus respectivos resultados y el costo que implican desarrollarlos. Seguiremos analizando la galería anteriormente trabajada: “GL 2382 - Rosa” Malla de perforación recomendada en el Pasaporte de la labor:

Para el contorno:

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Rendimiento: Rendimiento:

Unid.

12pies

factor de carga:

Kg/m3

1.16

Factor potencia

Kg//Tn

0.39

Malla real – Desarrollado en campo: En la experiencia se desarrolló de una forma un poco diferente como: 1. El precorte se aplicó solo en la corona y no en los hastiales. 2. Su L. avance es menor al estándar (11.5 pies) 3. En los taladros de la corona (cañas), se utilizó 1 cartucho Semexsa (Cebo) y 3 Cartuchos Exablock.

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Rendimiento: Unid. factor de carga: Kg/m3 Factor potencia Kg//Tn

L. avance. 11.5 pies 0.92 0.31

Comparativos: Malla Según Pasaporte Rendimiento:

Unid.

Malla Real Aplicada

12pies Rendimiento:

Unid.

11.5 pies

Variación:

factor de carga: Kg/m3 1.16

factor de carga: Kg/m3

0.82

0.34

Factor potencia Kg//Tn 0.39

Factor potencia Kg//Tn

0.27

0.12

“Con la malla en campo, se realizaron menos perforaciones y los resultados son mejores puesto que tienen menos carga en 0.34 y 0.12 respectivamente, evitando alterar la roca (menor realce).”

V.4.1 CÁLCULO DE COSTOS POR DISPARO Costo solo de explosivos por malla: Malla Según Pasaporte 53 78 330 138 174.9 35.88 210.78

Taladros cargados Total taladros #Cartuchos Semexsa 45 1-1/8”x12” #Cartuchos Exablock 7/8”x7” Costo Semexsa (0.53$/cartucho) Costo Exablock (0.26$/cartucho) Costo en Explosivos:

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Malla Real 52 66 378 45 200.34 11.7 212.04

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Calculo total de costos por disparo: Malla Pasaporte

Malla Real

Unidad Precio Cantidad Costo1 Cantidad Costo2

Variación: ($) C1-C2

Guia de Seguridad (2.4m)

$/m

0.86

1

0.86

1

0.86

0.00

Pentacord

$/m

1.31

15

19.65

15

19.65

0.00

Exsanel (4.8m)

$/pieza 1.61

53

85.33

52

83.72

1.61

Cartucho Semexsa 45

$/cart.

0.53

330

174.9

378

200.34 -25.44

Cartucho Exablock 7/8”x7” $/cart.

0.26

138

35.88

45

11.7

Costo total: 316.62 $/disparo

316.27 $/disparo

24.18 0.35$/disparo

Resultado: “Hay un ahorro total de 0.35 $/disparo con un factor de carga menor al establecido como estándar” V.4.2 CONCLUSIONES DEL ÁREA: Toma de tiempos:  El estudio de tiempos es importante porque con ello podemos determinar la cantidad de tiempo que un equipo requerirá para hacer un y utilizarlo para el planeamiento de los equipos.  Su importancia radica en detectar dentro del ciclo del equipo los puntos muertos para poder hacer mejoras que permitan un ciclo más continuo y mejor productividad.  El proceso de tomar tiempos nos permite detectar incluso las fallas de los propios equipos y cuáles son sus deficiencias para poder corregirlas. Voladura:  No necesariamente contornear desde el hastial implica mejor control del terreno donde se trabaja.  Queda probado que para esta labor no se requiere contornear con cañas los hastiales  La operación es mucho más rápida con la aplicación de la malla desarrollada en campo por el ahorro de tiempo al tener menos taladros (Tiempo de perforación del Jumbo + Tiempo de cargado de explosivo.)

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V.4.3 RECOMENDACIONES:  Al estar expuesto al campo mismo del trabajo y calcular los rendimientos, noto que hay un problema serio con la buena distribución de equipos lo que hace que se vuelva un sistema lento de baja producción. Los equipos deben tener tiempos precisos para estar en determinados puntos para cumplir su labor, el rendimiento puede ser alto pero si no hay buena distribución de equipos, la producción se precipita.  Hacer un análisis de los pasaportes actuales brindados comparándolos con los resultados obtenidos en campo, así se puede hacer un trabajo operacionalmente más eficiente por tomar menor tiempo en perforación implicando también en ahorro por reducción de taladros perforados. VI. AREA DE GEOLOGÍA El yacimiento explotado por Consorcio Minero Horizonte, está emplazada en Rocas Intrusivas ígneas, denominadas granodiorita con ciertas zonas de tonalitas, dioritas y monzogranitos; el intrusivo fue intensamente fragmentado y fallado por la orogenia andina del Batolito de Pataz formando estructuras que se orientan regionalmente Norte - Sur. El relajamiento de fuerzas tectónicas compresivas a lo largo del intrusivo y las zonas axiales originaron zonas de debilidad, fallas geológicas regionales, las que sirvieron de canales de circulación de fluidos hidrotermales. VI.1 CARACTERÍSTICAS DEL YACIMIENTO: 

      

El yacimiento se ubica en un valle joven en “V”, que está sometida a grandes esfuerzos, donde las rocas presentan, fallas geológicas de poco desplazamiento, pero sí de intenso fractura miento. El grado de alteración de las rocas y del mineral es leve a moderado por cloritización y sericitización. La presencia de aguas subterráneas se manifiesta por aguas meteóricas, fósiles, por permeabilidad secundaria en las rocas y en la estructura mineralizada. Las operaciones se desarrollan entre los 350 a 1200m bajo la superficie, donde la manifestación de esfuerzos del macizo son evidentes. Las familias de discontinuidades presentan hasta cinco sistemas, siendo las principales paralelos a la estructura mineralizada. Espaciado de discontinuidades: entre 0.05 a 0.25m. Resistencia: mayor 75MPa en caja y mayor de 65MPa en mineral. Relleno de fisuras: por clorita, epídota, sericita y limpia.

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

Para el control y su estabilización se emplea concreto lanzado reforzado con fibra metálica (Shotcrete estructural) más malla electro-soldada esto como elemento preventivo de sostenimiento y como sostenimiento definitivo a los pernos de compresión y fricción axial de 7 pies

VI.2 APRECIACIÓN Y TRABAJO EN EL ÁREA DE GEOLOGÍA El área de geología es un área fundamental dentro de la operación minera, pues esta se encarga de entender el comportamiento de la mineralización (Rumbo, buzamiento, potencia) así como los agentes que la afectan (fallamientos). La unidad Parcoy tiene una estructura geológica compleja, el cual requiere una gran habilidad interpretativa para poder guiar al área de operaciones por las zonas que son más económicamente viables de explotar. Ley de corte: 8gr Au/ton VI.3 ACTIVIDADES REALIZADAS EN ESTA ÁREA: 1.- Control de Calidad Se inicia el trabajo haciendo un recorrido hasta las labores donde se hayan producido carga por efecto de voladura de la guardia anterior. El objetivo es poder determinar de forma clara el valor de la carga asi como confirmar la validez de los resultados obtenidos de los muestreos, con ello se realiza un marcado de carga para determinar el punto específico de destino (tolva de mineral o de desmonte), para ello se categoriza el resultado en: a. MINERAL: Es la carga que tiene leyes mayores a los 8 gr/ton y por ello es fundamental en la operación dado que dicha carga paga los gastos realizados en su extracción así como el margen de beneficio, se representa pintando la carga con la letra “M”. Reconocimiento: Se reconoce por su alta cantidad de pirita masiva en su carga y su alto peso específico producto de la concentración del Au. b. EVALUACION: Es la carga que tiene leyes mayores a 4 gr/tn pero menores a 8. Son consideras valiosas también aunque son secundarias respecto al mineral. c. RELLENO DETRÍTICO: Es la carga que tiene leyes menores a 4gr/tn, es producto de la alteración de las cajas y no tienen valor económico para la mina. Su valor radica en su función de relleno, es decir esta carga hace que los costos de relleno sean muy bajos dado que es el mismo relave o esta carga la que se está utilizando. Su representación es con “RD”.

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d. DESMONTE: Es la carga cuya ley es nula, se produce generalmente en la realización de accesos o cruceros (atravesar roca fresca), esta carga se utiliza para relleno detrítico. Su forma de representación es con “D”. CLASIFICACION: MINERAL EVA RD DESMONTE

LEYES gr/ton [8 – mas] [4-8> -

2.- Mapeo Geológico El trabajo consiste en estar en el frente del tajo a trabajar y poder entender el comportamiento de la veta con el objetivo de poder marcar sus límites, predecir la dirección por donde va a continuar y así ser un guía para los maestros de la labor. Modo de trabajo: I.

II.

III.

Lo primero que debe hacerse frente a la labor es determinar el limite encajonante, es decir, delimitar la roca alterada de la roca fresca (sin alteración). Esto se realiza para limitar la alteración y poder entender por dónde continuara. Una vez establecido las rocas encajonates (piso y techo) se delimita la potencia de la veta pintando sus límites (líneas con terminales de flecha apuntando al interior de la veta). Para poder llevar al plano lo observado en el frente, se utiliza la brújula Brunton.  Utilizar los puntos topográficos establecidos por el área de planeamiento.  Posicionarse en el centro del tajo y calcular la distancia y su azimut, del punto conocido al punto donde uno está parado (centro del tajo).  Medir las distancias del punto centro a los hastiales.  Representar lo obtenido en el mapa geológico que se tiene.

Una vez teniendo todos los datos en el mapa se puede observar una orientación del movimiento de la veta, y dando una proyección se puede determinar el curso con el que continuara. Importancia de la actividad: Esta actividad es fundamental en la operación porque es un guía confiable que sigue a la veta, si su operación fuese incorrecto ocasionaría a los maestros hacer una voladura

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donde no se obtengan los resultados deseados, más al contrario implicaría un costo elevado por la utilización de los explosivos y sus accesorios así como un costo alto el de reorientación de tajo en sentido de la veta. Observaciones: Dentro del mapa que acaba de ser actualizado, se utilice la nomenclatura de colores para determinar el tipo de alteración así como su cantidad de pirita y material económico. Nomenclatura de colores: cuarzo pirita Clorita Cericita

La escala de los mapas dependerá del tipo de labor que se quiera representar puesto que algunos requieren mayor detalle que otros. Para el caso de Galerías y Cruceros, la escala será de 1:250 Para By Pass y Rampas, la escala será de 1:500 “Para llevar a plano el trabajo, se debe utilizar los puntos topográficos marcados por el área de planeamiento, con ello tomamos distancias desde el punto conocido hacia el frente del tajo. Para operar correctamente el operador debe estar en el centro de la labor y debe contar con las herramientas adecuadas como Brujula y distanciometros. Las medidas son plasmadas en el plano y analizadas para proyectar su comportamiento.” VI.4 CONCLUSIONES DEL ÁREA  La mina Parcoy se encuentra emplazadas en rocas Intrusivas ígneas de tipo granodiorita intensamente fracturadas y alteradas, con intrusiones localizadas de microdiorita y diques andesíticos menos competentes en menor proporción de observa tonalitas y dioritas en contacto indefinido.  La comprensión de la geología del yacimiento nos permite definir su comportamiento y poder hacer un correcto seguimiento por las zonas de mayor valor económico.  El trabajo de geología es una labor diaria y continua, no puede interrumpirse porque se perdería la proyección del comportamiento geológico.  La geología aporta un importante factor para la toma de decisiones del modo de extracción del material económico, no considerarla nos arriesga a causar demasiada inestabilidad en el terreno causando realces o derrumbes.

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VII. SERVICIOS AUXILIARES: Es un área importante que ayuda de modo indirecto a la operación, puesto que esta área se encarga de preparar y tener las conexiones necesarias para poder realizar un correcto trabajo en la labor. En esta área nos enfocaremos principalmente en las bombas utilizadas y el relleno de tajos, los cuales son muy importantes dado que no se podría hacer ningún tipo de perforación o sostenimiento sin un caudal necesario del agua, por otro lado el tema de relleno es importante porque permite el avance de la mina a un siguiente corte (rebatido) así como dar estabilidad al macizo rocoso. VII.1 SISTEMA DE BOMBEO La actividad minera para satisfacer las demandas de agua, muchas veces acude a utilizar el agua subterránea, pero debido al exceso, en algunas minas requiere de instalar drenajes para facilitar el minado, comúnmente esto es extraída por bombeo. Por acción del bombeo y desagüe de minas, se producen variaciones de los niveles freáticos, lo cual facilita tener más eficiencia en el proceso de minado, tanto así que las bombas en minería se determinan como factores muy importantes, de modo que tenemos que hacer un estudio muy detallado de las mismas. Las bombas son máquinas que crean el flujo en los medios líquidos (agua, lodos) es decir desplaza y aumenta la energía del líquido, por eso en el funcionamiento de la bomba, la energía mecánica (recibida por un motor) se transforma en energía potencial y cinética, y en un grado insignificante, en calorífica, del flujo líquido. Función de las bombas: Es impulsar al agua ya sea a niveles superiores como hacia la superficie, existen diferentes tipos de bombas como: De émbolo, De diafragma, Rotativas de placas, Rotativas de Engranajes, Rotativas Helicoidales, Centrífugas, Autocebantes, Axiales, De torbellino o Vortex, Bombas a Chorro para Líquidos. Descripción del sistema de bombeo actual Actualmente en consorcio minero horizonte se cuenta tres líneas de cámaras acumuladoras de agua o también llamadas pozas de bombeo cada línea ubicada en una rampa principal con pendiente negativa de 12%. Bombas utilizadas actualmente. Actualmente, para el bombeo de agua del frente, se vienen utilizando las bombas sumergibles tipo MAJOR dela marca grindex, las cuales bombean hasta las pozas principales.

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Para evacuar el agua de las pozas principales se vienen utilizando las bombas del tipo MATADOR y tipo MAXI. Tuberías de bombeo utilizados actualmente. Actualmente se está usando las tuberías de polietileno, pero de diferentes diámetros como se muestra a continuación: 1. Bomba MAXI, tiene una línea de bombeo de 4” de diámetro. 2. Bomba MATADOR, tiene una línea de bombeo de 4” de diámetro. 3. Bomba MAJOR, tiene una línea de bombeo de 2” de diámetro. VII.1.1 SALA DE BOMBAS DEL CX196 - RAMPA 690 Recepciona el agua proveniente de las pozas de la rampa 690, la misma que cuenta con 3 pozas principales las cuales se encargan de recibir todas estas aguas y pasar de poza en poza para evitar la acumulación de los sedimentos. La poza principal n° 03 es la última en recibir el agua la cual envía su agua a través de 2 tuberías de 12” por una pequeña chimenea ubicada debajo de la poza hasta las 2 pozas ubicadas en la sala de bombas las cuales cuentan con 6 válvulas de succión que cumplen la función de regular la presión del agua. La sala de bombas manda el agua a través de 2 bombas estacionarias por una chimenea de 160 m. de altura hasta la cuneta del nivel 2430 las cual circula hasta la poza de sedimentación la cual flocula el agua y la manda hasta bocamina Balcon. VII.1.2 ANÁLISIS DE POZA N°03 Bomba Matadora n° 49 Profundidad Ancho Largo 1.30 m. 4.50 m. 5.00 m 1m3 = 1000 litros

Llenado 30 minutos

Volumen de la poza: 1.30 x 4.50 x 5.00 = 29.35 m3 Q=

Q=

29250 lt = 975 𝑙𝑡/𝑚𝑖𝑛 30 min

975 lt/min = 16.25 𝑙𝑡/𝑠𝑒𝑔 60

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Q = 975 𝑙𝑡/ min 𝑥 60 = 58500 𝑙𝑡/ℎ𝑟  La poza N° 03 se llena con el agua de la cuneta y esta es bombeada a través de una bomba matadora a la sala de bombas del CX 196 a una distancia de 153 m. VII.2 REPORTE DE RELLENO - TAJO 1633 Zona: Tipo de Labor: Contrata responsable: Sección: Dimensiones: # Trabajadores:

Candelaria Semi mecanizado INCEMIN 3 x 3 m2 25 m (1ra cámara) y 10m (2da cámara). 3 (1 maestro, 2 ayudantes).

VII.2.1 Herramientas utilizadas:          

Llave mixta ¾" Cuchilla Taladro roto percutor Hilti de 36V Broca para Hiltti de Ø ¼" Barretillas de 4, 6, 8, 10 y pies Comba de 4 Lb Flexómetro Cuñas Escalera Lampa y pico

VII.2.2 Materiales utilizados:         

Poliyute Tubería de PVC de 4 pulgadas de diámetro. Tablas de 2" x 8"x 2.40 Redondo de 6" Estaca de madera Tubería de polietileno de 4" Clavos de 3" y 5" Puntas de fierro Amarras plásticas de 80 cm

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VII.2.3 Procedimiento 1. Inspeccionar las condiciones de la labor donde se va a trabajar 1.1 Revisar el pasaporte de la labor, para este caso “no se encontró pasaporte de la labor” lo cual incurre en una falta grave. Los trabajadores responsables de la labor alegan que exigen el pasaporte pero no han obtenido respuesta. 1.2 Se observó a la manga de ventilación a una distancia de 15m del punto donde se pondrá el entablado, ofreciendo cantidad de aire necesaria a los trabajadores. 1.3 El punto a trabajar ya se encontraba con relleno detrítico (Aproximadamente un 80% de espacio) 1.4 Presencia de shocrete craquelado, especialmente en el lado derecho (Sur). 1.5 Presencia de una cavidad de longitud de 25m (inaccesible por su alto riesgo de aplastamiento) y una abertura en el lado derecho.

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2. Colocación de las barreras de madera Para ello se cabo una zanja de 0.3m por debajo del nivel a rellenar para evitar fugas cuando se coloque la malla de Poliyute. 3. Hermetizacion con Poliyute Se extiende dicha tela en toda la extensión de la labor, para ello se utilizaban clavos de 5” para clavar en la madera y clavos de 3” para clavar en el shocrete (uso de Taladro roto percutor). Para el caso de la madera, se realizaban los clavados respecto a la siguiente malla. Para el caso del Shocrete, los clavos son colocados a un promedio de 80 cm sobre el entablado con la finalidad de extender y terminar de hermetizar la labor. Observaciones: Para todos los casos, en cada punto se utilizó 2 clavos (Sea de 5” o 3”). 4. Acoplar las tuberías de PVC de Ø 4" y 3 m de longitud entre ellas

En total se acoplaron 6 tubos (18m), colocados desde el lado sur de la labor, posteriormente se prepararon orejas (tiras de poliyute amarradas en los pernos de la corona), en los cuales fueron colgados los tubos de PVC para mantenerlos en forma horizontal y evitar atascamientos. En total se acoplaron 6 tubos (18m). 5. Acoplamiento del tubo PVC con el HDPE Se acoplan estos tubos: ØPVC: ØHDPE: 4” Exterior 3” Interior

31

4”

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6. Comunicación con planta 6.1. Se comunicó con el operador de la planta de relleno para verificar el estado de la línea de abasteciendo inicialmente agua, luego de dar conformidad planta envía agua en un promedio de 10 a 15 min, para asegurar que el punto de destino del relleno es el correcto y no se presentaran inconvenientes (proceso de prueba).

6.2. Se inicia el proceso de suministro de pulpa y su duración depende de las dimensiones de la labor.

7. Terminado el relleno Se recupera la manguera flexible Ø 3", las tuberías de PVC Ø 4"(si se pudiera), residuos Poliyute y madera. 8. Cuantificación de materiales utilizados

Cantidad

Unidad

Poste de 8" x 3m

1

Und

Tablas de 3 m

15

Und

Tela de Poliyute (ancho 2m)

45

m

Clavos de 3"

1

bolsa

Clavos de 5"

1

bolsa

Marchavante

2

Und

Cantoneras

6

Und

Tubos PVC

6

Und

9. Recogido de finos Se construyó una poza en el lado sur del tajo, para empozar el relleno y evitar que la pulpa se deslice por el crucero. Nota: Se tuvo que realizar 2 pozas, la primera para la parte del dique ubicado en la zona sur de la labor y la segunda para el frente principal. Material Tablas de 3 m Marchavante Poliyute (Ancho 2m)

Cantidad 6 1 15

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Unidad Und Und Und

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Redondo de 7" x 2.40 m Bolsa de clavos de 5" Bolsa de clavos de 3"

1 1 1

Und Bolsa Bolsa

10. Calculo de tiempo de relleno Volumen teórico: Se considera una altura de 3m A=25x3 +3x3 + 10.2x2.8 A=112.56 m2 Vol. a rellenar =112.56x3= 337.68 m3 Volumen de R. Detrítico: (80% VOL) = 0.8x337.68 = 270.14 m3 Vol. de R. Hidráulico: (20% VOL) = 0.2x337.68 = 67.54 m3 11. Calculo de tiempo de relleno: Datos de planta: Bomba utilizada: FELUWA Caudal: Q=18m3/hr Se sabe: 𝑸= 𝒕=

𝑽𝒐𝒍 𝒕

=>

𝒕=

𝑽𝒐𝒍 𝑸

𝟔𝟕. 𝟓𝟒𝒎𝟑 = 𝟑. 𝟕𝟓𝒉𝒓 ≈ 𝟒 𝒉𝒓 𝟏𝟖𝒎𝟑/𝒉𝒓

Como el proceso no es del todo exacto, se le adiciona al tiempo efectivo un 20% 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙 𝑑𝑒 𝑟𝑒𝑙𝑙𝑒𝑛𝑜 = 120% 𝑥 4ℎ𝑟 = 4.5 ≈ 5ℎ𝑟 12. Resultados reales del trabajo El dia 25/02 se terminó de realizar la preparación para el rellenado de la labor, pero en planta no se contó con stock suficiente de relave, por ello el proceso de relleno tomo 2 guardias en finalizarlo (Guardia noche 25/02 y Guardia día 26/02).

Hora de inicio envió de Agua envió de pulpa

Día 25/02 4:25 PM 4:25 4:30

4:30 6:00

33

Tiempo de demora 0:05 1:30

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Lavado de tubería Hora fin

6:00 6:15 PM

6:15

0:15

Tiempo total

1 hr 50 min

Tiempo Carga

1hr 30 min

Hora de inicio Envió de Agua envió de pulpa Lavado de tubería Hora fin

Día 26/02 8:55 AM 8:55 9:00 13:45 14:00 PM

Tiempo de demora 0:05 4:45 0:15

9:00 13:45 14:00

Tiempo total Tiempo Carga

6 hr 55 min 6 hr 15 min

12.1 Cuadro resumen: Suma de guardias Tiempo total

6 hr 55 min

Tiempo Carga

6 hr 15 min

las

2

12.2 Comparativo: Tiempo teórico

Tiempo real Diferencia

Solo carga (Flujo de Pulpa)

5 hr

6 hr 15 min 1 hr 15 min 20%

Tiempo total

5 hr 20 min 6 hr 55 min 1hr 35 min

13. Riesgos potenciales: 1.1.

Aplastamiento por desprendimiento de rocas o shotcrete.

1.2.

Caídas de personas a diferente nivel.

1.3.

Caída de personas al mismo nivel.

34

Variación

23%

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1.4.

Daños a la salud por inhalación de partículas suspendidas.

1.5.

Ceguera por impacto de partículas/pulpa a los ojos.

1.6.

Atropello por equipos en movimiento.

1.7.

Seccionamiento.

VII.2.4 CONCLUSIONES:  Para mantener un buen sistema de bombeo de la poza N° 03 de la rampa 690 a la sala de bombas se tiene que estar en constante mantenimiento, ya que por ser una poza pequeña se acumula de arenilla y lama que baja por la cuneta.  En la poza N° 04 sus bombas deben estar constantemente monitoreadas para que no haya inconvenientes (inundaciones) debido a que es la principal poza receptora del agua de la rampa 690.  Las condiciones de relleno por lo general no son buenas (presencia de shocrete craquelado generalmente), lo cual hace riesgosa la operación, por ello todo personal debe ser capacitado para trabajar sin exponer su vida. VII.2.5 RECOMENDACIONES  Para evitar pérdidas de presión por fricción en las tuberías se debe usar bridad o acoples y evitar los empalmes con niples hechizos de fierro.  Antes de enviar a los trabajadores a su labor se debe tener un estricto control de los materiales que van a utilizar, puesto que si ello no se da se presentaran paros en el proceso de preparación (demoras por espera de materiales), lo cual disminuye el rendimiento operacional puesto que podría avanzarse otras labores.  Es recomendable que el maestro de la labor, no exponga a sus ayudantes a trabajos de alto riesgo sino más bien delegar labores que puedan facilitar su trabajo, mientras ellos adquieren la habilidad necesaria.  Es importante antes de realizar la operación de relleno, revisar y exigir el pasaporte de la labor para conocer la situación del punto donde se va a trabajar. Es de alto riesgo asumir la labor sin saber a qué condiciones se enfrenta.

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VIII.

ÁREA DE VENTILACIÓN

La empresa Consorcio Minero Horizonte, sabe lo importante que es brindar a sus trabajadores las condiciones necesarias para que puedan realizar un trabajo eficiente, sin embargo hay muchas variables que hacen que el circuito de ventilación dentro de la unidad sea compleja. Por medio de las siguientes líneas se detallara el sistema de trabajo de CMH respecto a la ventilación así como un análisis de resultados obtenidos y recomendaciones obtenidas de la experiencia en el trabajo. Obligación de la empresa según reglamento El titular minero dotará 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. Todo sistema de ventilación en la actividad minera, en cuanto se refiere a la calidad del aire, deberá mantenerse dentro de los límites de exposición ocupacional para agentes químicos de acuerdo al ANEXO Nº4 establecido en el DS Nº055-EM. Objetivo del estudio de la ventilación en la unidad 

Permitir la manutención del oxígeno necesario para la vida de los trabajadores en cantidad y calidad.



Suprimir los gases tóxicos producidos en las tronaduras con explosivos.



Evitar la formación de mezclas explosivas gas-aire.



Eliminar concentración nociva de polvo en suspensión.



Reducir la temperatura en zonas muy calurosas.



Proporcionar el aire suficiente para el trabajo seguro de equipos diésel dentro de la mina.

El aire Es una mezcla de gases con propiedades como ser incoloro, inodoro, sin sabor. Su importancia radica en sustentar las combustiones y la vida, dependiendo de su caudal podemos elevar o disminuir el rendimiento del equipo así como también dependiendo de su calidad y calidad los trabajadores podrán cumplir sus tareas de forma efectiva por tener las condiciones necesarias.

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COMPOSICION DEL AIRE SECO GAS % en volumen Nitrógeno - N2 78,09 Oxígeno - O2 20,95 Anh. Carbónico - CO2 0,03 Argón y otros 0,93

% en peso 75,53 23,14 0,046 1,284

Debe tenerse presente que el aire seco no existe en atmósferas normales. El aire normal es aire húmedo, con contenidos de vapor de agua que varían de 0,1 a 3% en volumen. (En las minas generalmente excede el 1%).

Oxigeno Es el gas presente en el aire que sustenta la vida y la combustión. El hombre respira mejor y trabaja más fácilmente cuando el aire contiene alrededor de 21% de oxígeno, que es la cantidad normal que contiene la atmósfera al nivel del mar. Puede vivir y trabajar donde haya menos oxígeno. En la siguiente tabla se ha colocado los efectos que la disminución del oxígeno en el ambiente produce en los individuos, debemos considerar que todos estos antecedentes relacionan los porcentajes del oxígeno con la altura desde el nivel del mar, tomando en cuenta situaciones normales. EFECTOS DE LA DEFICIENCIA DE OXIGENO. Efectos

Contenido de Oxígeno 17 % 15 % 13 %

Respiración rápida y profunda. Equivale a 2.500 m.s.n.m. Vértigo, vahído, zumbido en oídos, aceleración latidos. Pérdida de conocimiento en exposición prolongada.

9%

Desmayo e inconsciencia.

7%

Peligro de muerte. Equivale a 8.800 m.s.n.m.

6%

Movimientos convulsivos, muerte.

Flujo de aire Referido a la cantidad y calidad del aire que se necesita para ventilar un determinado lugar en trabajo en mina. 

Para que el aire fluya a través de la mina, es necesario que exista una diferencia de presión entre la entrada y la salida.

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

Para la circulación del aire, es necesario que la energía que dispone la corriente de aire, deberá ser mayor que la energía requerida para vencer la resistencia del conjunto de labores que constituye la mina y que definen los circuitos de ventilación. Si no existe una diferencia de presiones no existe una cantidad de flujo Mientras mayor sea la Presión mayor será el Caudal

Estudio de presión Es la medición de las pérdidas de energía, poder, densidad del aire, cantidades de aire y dimensiones de los conductos de ventilación a través de una mina o porción de esta. Al determinar la presión de una mina, nos permite evaluar las condiciones actuales de la mina, cuya información es esencial para la planificación a futuro de la mina. Objetivos del estudio de presión:    

 

Localizar áreas en las cuales la caída de presión es anormalmente elevada. Determinar las cantidades para la resistencia en los distintos conductos. Determinar las cantidades para la resistencia en los distintos conductos de ventilación. Obtener información necesaria para las necesidades de planificación a futuro (es decir tipo y tamaño de los conductos de ventilación, funcionamiento de los ventiladores.) Indicar el poder total en las diferentes partes de la mina. Determinar si el poder suministrado de aire se está utilizando correctamente.

Aire de minas Es el aire que participa en el circuito de ventilación en interior mina, y por ello este aire sufre cambios en su composición anteriormente presentada. Se considera que el aire de mina se compone de: aire atmosférico, gases activos (gases explosivos o nocivos que se forman en el interior de la mina) y aire muerto (mezcla de anhídrido carbónico 5 al 15% y nitrógeno 95 a 85%). Revisar el Anexo Nº1 – Limites de exposición ocupacional a agentes químicos.

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Polvo de minas El polvo de minas es un conjunto de partículas que se encuentran en el aire, paredes, techos y piso de las labores mineras. Cuando el polvo se encuentra en el aire, forma un sistema disperso llamado "aerosol", puede permanecer en él un largo tiempo, dependiendo esto de varios factores, a saber: finura del polvo, de su forma, peso específico, velocidad del movimiento del aire, de su humedad y temperatura. Polvos neumoconiógeno. El polvo no tóxico contenido en el aire en cantidades importantes, irrita las v¡as respiratorias y los ojos, ataca a los pulmones y desorganiza las funciones del organismo humano en conjunto, provocando la enfermedad conocida con el nombre de "neumoconiosis". Según la clase de polvo se dividen en:      

Silicosis (tisis de minero), por s¡lice libre. Silico-tuberculosis (complicación de TBC por s¡lice). Asbestosis, por asbesto. Silicatosis, por otros silicatos. Siderosis, por fierro o sus minerales. Antracosis, por carbón, incluyendo bituminosos y antracita.

VIII.1 CLASIFICACIÓN DE LOS GASES DE MINA IRRITANTES, ASFIXIANTES:

SOFOCANTES

EXPLOSIVOS INFLAMABLES

Monóxido de Carbono CO Hidrógeno Sulfurado H2S Humos Nitrosos NO2 Anhídrido Sulfuroso SO2 Nitrógeno N Anhídrido Carbónico CO2 Acetileno HC Metano CH4 Metano CH4 Monóxido de Carbono CO Hidrógeno Sulfurado H2S Acetileno HC

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VIII.2 REQUERIMIENTO DE AIRE Según el Decreto Supremo 055-2010-EM, en el Capítulo IV, articulo 236, inciso d. Da a conocer cuánto de aire se necesita por hombre a otras altitudes:    

De 0 a 1500 msnm el aire necesario será de 3 m3/min De 1500 a 3000 msnm, aumentara en 40% que será igual a 4 m3/min. De 3000 a 4000 msnm, aumentara en 70% que será igual a 5 m3/min. Sobre los 4000 msnm aumentara en 100% que será igual a 6 m3/min.

Respecto a lo anterior, de acuerdo a la altitud de la unidad se utilizaran los siguientes valores para los cálculos posteriores a realizar. Requerimiento por persona:

4m3/min – hombre

Requerimiento por HP del 3m3/min–hp equipo:

Dilución de gases Es el caudal necesario para mantener una labor ventilada y eliminar las emisiones de gas producidas por la voladura, esta considera los niveles en producción. 𝑸 = 𝑽 𝒙𝑨 𝒙𝒏 V: Velocidad de aire mínima según RSSO A: Área Transversal de la galería o chimenea o de ingreso al tajeo n : Número de galerías o niveles en producción en toda la verticalidad de la mina

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VIII.4 VENTILADORES Son los equipos utilizados para mejorar el circuito de ventilación en la mina, su utilización se da a partir que el aire natural no puede cubrir el requerimiento necesario para poder trabajar. Estos equipos deben cumplir con lo establecido por el DS-055-EM como: En ningún caso la velocidad del aire será menor de veinte (20) metros por minuto ni superior a doscientos cincuenta (250) metros por minuto en las labores de explotación, incluido el desarrollo, preparación y en todo lugar donde haya personal trabajando.

En labores que posean sólo una vía de acceso y que tengan un avance de más de sesenta (60) metros, es obligatorio el empleo de ventiladores auxiliares. En longitudes de avance menores a sesenta (60) metros se empleará también ventiladores auxiliares sólo cuando las condiciones ambientales así lo exijan. Se prohíbe el empleo de sopladores para este objeto.

Tipos de ventiladores Se clasifican en: Según su tipo: 1. Radiales o Centrífugos

Según su función: 1. Ventiladores principales o de superficie

2. Axiales 2. Ventiladores secundarios

Sistema de ventilación: 1. Sistema Impelente 2. Sistema Aspirante 3. Sistema Mixto

3. Ventiladores auxiliares

“Para la unidad de Consorcio minero horizonte, se trabaja con ventiladores de tipo axiales, las cuales cumplen funciones específicas siendo principales secundarias o auxiliares operando en sus frentes con un sistema impelente”

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Explicación de requerimiento de ventiladores axiales y no centrífugos: La elección se debe principalmente a 2 parámetros:  

El alto costo de los ventiladores centrífugos. La baja capacidad de caudal de aire que puede proporcionar el centrífugo, siendo mucho menor a la capacidad de un ventilador axial.

Condiciones para instalar un ventilador:  Ser instaladas en casetas incombustibles y protegidas contra derrumbes, golpes, explotación y agentes extraños.  Tener por lo menos dos (2) fuentes independientes de energía eléctrica que, en lo posible, deberán llegar por vías diferentes.  Estar provistos de dispositivos automáticos de alarma para el caso de disminución de velocidad o paradas.  Contar con otras precauciones aconsejables según las condiciones locales para protegerlas VIII.4 Propiedades físicas del aire Estas propiedades son tan básicas como fundamentales para realizar los cálculos que serán posteriormente detallados. Presión atmosférica: La presión de un gas se expresa en atmósferas absolutas o atmósferas técnicas. Por una atmósfera absoluta se entiende la presión po = 1,0333 Kg/cm2 de una columna de 760 mm. De mercurio a 0ºC y al nivel del mar. Con el cambio de la altura sobre el nivel del mar y de la temperatura, la presión "p" cambia según la relación siguiente: 𝑳𝒐𝒈(𝑷) = 𝟏. 𝟒𝟕𝟔 − (

𝒉 ) 𝟏𝟐𝟐. 𝟒 ∗ 𝑻

P: Pulg Hg h: Altitud (pies) T: Temperatura (oR) Densidad del aire: es la cantidad de masa de aire contenida en una unidad de volumen 𝟏. 𝟑𝟐𝟕 ∗ 𝑷 𝑫= 𝑻

D: Densidad (Lb/pie3) P: presión (Pulg Hg)

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T: Temperatura (oR) Ley general de los gases: 𝑷. 𝑽 = 𝑹𝑻𝒏 "Ecuación general de estado de los gases perfecto". p*v = R* T o sea p1 * v1/T1 = p2 * v2/T2 = R = cte. Donde "R" es una constante que depende únicamente de la clase de gas de que se trate y es llamada "constante de los gases". R = 29,27 para el aire seco R = 47,1 para el vapor de agua. Humedad del aire.

El aire siempre tiene cierta cantidad de agua formando una mezcla, según la ley de Dalton la presión de la mezcla ser:

pt = pa + pv Donde: pa pv

= presión parcial del aire seco; = presión parcial del vapor de agua.

Según la forma como se calcula la cantidad de vapor de agua que contenga el aire tenemos dos tipos de humedad: a. Humedad absoluta, es el contenido de vapor de agua, en gramos, en un metro cúbico de aire. Mientras más elevada sea la temperatura del aire, mayor cantidad de vapor de agua puede contener, llegando a un punto donde, con esa temperatura, se tenga el máximo de vapor de agua, en este punto el aire se encuentra saturado, y la presión parcial del vapor de agua es la máxima. b. Humedad relativa, es la relación del contenido de vapor de agua (gr/m3) con el máximo posible que pueda contener a una temperatura dada. Se define a la humedad relativa como el cociente entre la presión parcial del vapor de agua y la presión de saturación, a igual temperatura:

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 = (pv / ps ) * 100 % VIII.5 TEOREMA DE BERNOULLI El teorema de este destacado científico estableció el principio de conservación de la energía, expresando que la altura de carga total de un fluido que circula por cualquier sistema se mantendrá constante si no hay pérdida por rozamiento, compresión, incorporación o pérdida de fluido. La altura de carga total es igual a la suma de las alturas de carga estática (altura de presión), cinética (altura de velocidad) y de elevación (altura geodésica): ht = hs + hv + hz Reemplazando las alturas de carga en función de las presiones en un lugar del movimiento del fluido, el cual identificaremos como "1", tendremos: pt = ps1 + pv1 + pz1 Considerando el movimiento del fluido dentro de un ducto donde hemos definido el punto "1" y determinamos otro punto "2", sin tener agregado ni pérdida de fluido en ese trayecto, Bernoulli dice:

ps1 

+

V12 2g

+

Z1

=

ps2 

+

V22 2g

Donde: ps1 y ps2 = presiones estática en punto 1 y 2; V1 y V2 = velocidad del fluido en punto 1 y 2;  = densidad del aire; G = aceleración de gravedad; Z1 y Z2 = altura geodésica de los puntos 1 y 2.

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+ Z2

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VIII.6 RESISTENCIA AL MOVIMIENTO DEL AIRE Resistencia de los conductos de ventilación (perdidas de Energía en conductos de aire) H = R Q2

De la ecuación de Atkinson: Caída de presión:

𝑲𝑷𝑳𝑸𝟐 𝑯= 𝑨𝟑 La resistencia de un conducto de ventilación (R) está afectada principalmente por:   

La rugosidad del conducto (K) Sus características geométricas (S/A3) La densidad del aire que fluye a través de el ()

Resultando: 𝑹=𝑲∗

𝑺  ∗ 𝑨𝟑 𝟏. 𝟐

Donde: R: Resistencia (Ns2/m8) o (Kg/m7) K: Coeficiente de fricción S: Superficie del conducto = P*L A: Área o sección del conducto : Densidad del aire VIII.14.1 Perdida de energía por Fricción (Hf) 𝑯𝒇 =

𝑲 ∗ 𝑷 ∗ 𝑳 ∗ 𝑸𝟐 𝟓. 𝟐𝑨𝟑

Hf: Perdida de energía o caída de presión por fricción (pulg. H2O) K: Factor de fricción (Lb. min2/pie4) P: Perímetro del conducto (pies) L: Longitud del conducto (pies) A: Sección transversal del conducto (pies2) Q: Flujo de aire (pies3/min) Perdida de energía por Choque (Hx)

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Se producen por los cambios en la dirección de los flujos de aire o cambios en la sección transversal de los conductos. Pueden presentarse en:      

La entrada de un conducto de ventilación Obstrucción del conducto Ángulos en el conducto Aumentos súbitos del tamaño del conducto Reducciones súbitas del tamaño del conducto La salida de un conducto

Para hacer simplificaciones se utiliza el método de longitudes equivalentes. 𝑯𝒙 =

𝑲 ∗ 𝑷 ∗ 𝑳𝒆 ∗ 𝑸𝟐 𝟓. 𝟐𝑨𝟑

Pérdidas de Energía en Total (H) 𝑯 = 𝑯𝒇 + 𝑯𝒙 𝑯𝒙 =

𝑲 ∗ 𝑷 ∗ (𝑳 + 𝑳𝒆) ∗ 𝑸𝟐 𝟓. 𝟐𝑨𝟑

VIII.7 CIRCUITO DE VENTILACIÓN Una vista macro de todas las labores conectadas es lo que nos permite ver el circuito, donde están integrados todos los puntos donde hay equipos y personal laborando, este debe tener el caudal de aire suficiente. Es un hecho que se encontraran retos, labores con caudal de aire suficiente pero baja presión y otros con presión necesaria pero no con el caudal requerido. Para poder resolver estos inconvenientes y mejorar el circuito, hay 2 tipos de circuitos utilizados: Circuito en serie: Objetivo: Poder aumentar la presión sin hacer variar el caudal. Propiedades: 1. La resistencia total es igual a la suma de las pérdidas o resistencias de cada una de las galerías por donde viaja el flujo. 2. De acuerdo a la ecuación 𝑯 = 𝑹𝑸𝟐 = 𝑹𝟏 𝑸𝟐 + 𝑹𝟐 𝑸𝟐 + ⋯ + 𝑹𝒏 𝑸𝟐 = 𝑸𝟐 ∗ (𝑹𝟏 + 𝑹𝟐 + ⋯ + 𝑹𝒏 ) 3. En circuitos en serie los requerimientos de fuerza o energía eléctrica son altos, para un determinado volumen, porque los HP para trasladar el peso del aire son acumulativos.

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Circuito en paralelo: Objetivo: Aumentar el caudal conservando la misma presión de aire

Propiedad: 1. El volumen total que fluye es la suma de volúmenes en cada ramal. 2. La pérdida de resistencia es la misma a través de cualquier ramal o galería 𝑯 = 𝑯𝟏 = 𝑯𝟏= 𝑯𝟐= 𝑯𝒏 3. Con relación a las resistencias se tiene: 𝟏 𝟏 𝟏 𝟏 = + + ⋯+ √𝑹 √𝑹𝟏 √𝑹𝟐 √𝑹𝒏 4. El costo de la fuerza eléctrica en HP se reduce fuertemente para una determinada cantidad de aire cuando se establece circuitos en paralelo. 5. Cada tajo debe ser un ramal de un circuito en paralelo para lograr frescura y aire no tan contaminado pero de modo controlado, en la cantidad que requiere este a la velocidad mínima de transporte.

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VIII.8 APLICACIÓN DE LA TEORÍA 1. Se superviso el TJ 2382, con el fin de determinar el caudal necesario para una correcta operación. Zonificación de la labor Zona: Rosa Orquídea

Sección: 4.2x4.5 m2 Long: 45 m

Labor: TJ2382

# Ventilador: Longitud de la manga: Distancia manga al frente: Nivel:

VE. 1 430m 18m 2330

Datos de labor Requerimiento

Caudal (m3/min)

# Trabajadores:

4 (1 Maestro, 1 ayudante, 2 operadores) 4m3/min-hombre

16

Equipos:

Scoop frontenero 122 Hp

366

3 m3/min-hp

Total: 382 𝑻𝒐𝒕𝒂𝒍: 𝟑𝟖𝟐

𝒎𝟑 ≈ 𝟏𝟒 𝟎𝟎𝟎𝑪𝑭𝑴 𝒎𝒊𝒏

Resultados de la utilización del anemómetro: Se realizó con el método de los 9 puntos en la zona de rebote del aire obteniendo: Iz.

Centro

Derecha

0.6

0.6

1

0.53

0.5

1

0.43

1.2

0.8

Vel. Prom. =0.74 m/s

𝑸 = 𝟏𝟕. 𝟗𝟔𝒎𝟐 ∗ 𝟎. 𝟕𝟒𝒎/𝒔 ∗ 𝟐𝟏𝟏𝟗 ≈ 𝟐𝟖𝟏𝟓𝟎𝑪𝑭𝑴 Lo cual hace que los trabajadores puedan realizar una correcta función porque el ventilador está a una distancia no muy lejana y su capacidad es mayor a lo que se requiere en un momento crítico de la operación. Dilución por Explosivos: (Se considera 2 niveles de producción)

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𝑸 = 𝑽 𝒙𝑨 𝒙𝒏 𝑸 = 𝟐𝟎𝒎/𝒎𝒊𝒏 ∗ 𝟏𝟕. 𝟗𝟔𝒎𝟐 ∗ 𝟐 ∗ 𝟑𝟓. 𝟑𝟏𝟒 = 𝟐𝟓𝟑𝟕𝟎𝑪𝑭𝑴 El estándar para esa determinada sección es 25370 CFM y como se observa el ventilador tiene la capacidad de poder controlar los gases en voladura. 2. Calculo de caída de presión desde bocamina T. Balcon, para ello se utiliza las propiedades físicas del aire para su desarrollo: Nv 2430 2430 2430

Altitud (m) 2542 2542 2542

(pies) 8.339 8.339 8.339

Densidad Aire

Temperatura aire (ºC) (ºR) 21 529.49 23 533.09 24 534.89

Presión Atmosférica (Pulg Hg) 22.250.415 22.294.974 22.317.062

Log P 134.734 134.821 134.864

Sección

Longitud Longitud Equivalente (m) (m) (kg/m³) (lb/pie³) Ancho (m) Alto (m) 0.893 0.889 0.887

0.05576 4.2 0.0555 3.5 0.05537 3.5

Perímetro Sección (m) 16.36 13.16 13.16

4.5 3.5 3.5

Factor Fricción (K) (Ns2/m4) 0.0326 0.0326 0.0326

555 1.625 50

15 38 40

Resistencia Factor (Ns²/m8) Corrección 0.0147 0.1264 0.0068

0.7443 0.7407 0.739

Área (m2) 16.07 10.41 10.41

Ventilador Simulado (m³/seg) (pie³/min) 18.880 40.000 18.880 40.000 18.880 40.000

Pérdida Presión (hf) Pérdida Presión Corregido (hf) (Pascal) 5.23 45.06 2.44

(" H2O) 0.02 0.18 0.01

(Pascal) 3.89 33.37 1.8

(" H2O) 0.02 0.13 0.01

Resultado: A ese nivel las caídas de presiones respecto a las características son: 0.02, 0.13 y 0.01 Pulg H2O, respectivamente.

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VIII.9 CONCLUSIONES  Hoy en día es fundamental la buena aplicación de la ventilación para obtener eficientes resultados ofreciendo un ambiente seguro para operar.  Existen muchas formas de hacer cumplir la ventilación sin embargo se debe monitorear de forma efectiva para hacer mejoras.  El cumplimiento de las normas establecidas por el DS 055 2010 EM deben ser acatadas para poder brindar al trabajador el medio donde se pueda desarrollar de manera efectiva, los costos que pueda implicar son pequeños comparados a los costos por fatalidad en una labor mal ventilada.  Hasta la actualidad la empresa cuenta con un total de 106 ventiladores, de los cuales no todos están operativos como:  5 estan en estado “quemado”,  5 en estado “Reparacion”  2 en estado “dar de baja”  1 en estado “Stand By” Haciendo que cuando se presente un desperfecto en un ventilador solo haya 1 ventilador en Stand By, haciendo riesgosa la operación. VIII.10 RECOMENDACIONES  Después de procesos como voladura debe hacerse antes de continuar con la siguiente guardia, hacer una inspección para asegurar el área y corroborar que los ventiladores están haciendo un buen trabajo.  La empresa debe tener un plan de inversión en sistema de ventilación, teniendo 2 posibles vías. 1. Hacer un estudio para ubicar los puntos críticos donde se puedan aperturar chimeneas para que desfogue el aire viciado. 2. Hacer un estudio para determinar los ventiladores que deben comprarse para aumentar la flota de Stand By y asi evitar que haya paros en la operación o labores cuando un ventilador deje de operar.  El personal especializado en la manipulación de ventiladores es el area de Ventilación, y todo movimiento de algún ventilador debe ser supervisado por ellos, “No se debe permitir que trabajadores los desplacen o cambien el sistema si no tienen el conocimiento adecuado en circuitos de ventilación”

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IX. SEGURIDAD SALUD OCUPACIONAL Y MEDIO AMBIENTE SSOMA La empresa Consorcio Minero Horizonte ha implementado la aplicación de un Sistema de Gestión Integral “SGI”, bajo la especificación de OHSAS 18001 y la norma ISO 14001. OHSAS 18001: Para gestionar los riesgos de seguridad y salud ocupacional de manera efectiva durante el desarrollo de las actividades en una organización. Es un estándar internacional voluntario que especifica los requisitos para un sistema de gestión de la seguridad y salud en el trabajo La norma ISO 14001: Es un sistema usado para gestionar de forma eficiente y controlada todos los aspectos medio ambientales con los cuales interactúa una organización, y así alcanzar un alto nivel de protección del medio ambiente. Este Sistema de Gestión Integrado fue implementado por Consorcio Minero Horizonte bajo la especificación de OHSAS 18001 y la NORMA ISO 14001, el cual permite identificar trabajos de alto riesgo, aspectos ambientales significativos, delinear objetivos y metas, etc. OHSAS 18001: Es un estándar internacional voluntario que especifica los requisitos para un sistema de gestión de la seguridad y salud en el trabajo. Proporciona a las organizaciones elementos para un Sistema de Gestión Ambiental que permite lograr y demostrar un desempeño ambiental valido por el control del impacto de sus actividades, productos y servicios sobre el ambiente Política de la empresa: Seguridad por Interdependencia La compañía ha elaborado herramientas de gestión con el fin de salvaguardar la vida de sus trabajadores manteniéndolos en condiciones seguras. Precedente: El área de seguridad estaba compuesta por alrededor de 60 miembros, los cuales estaban encargados de supervisar el modo y las condiciones de trabajo de los operadores, obreros, contratas en general. Sin embargo esta política no era eficiente porque los trabajadores no estaban de acuerdo en estar siempre observados y sentían que la seguridad no dependía de ellos sino de un área. Política actual: El área de seguridad está resumida a 12 personas y su función no está ya en “perseguir y observar al trabajador”, sino saber dar las pautas correctas de los buenos procedimientos y estándares de la compañía. Hoy en día la seguridad no es cuestión de un área específica sino de todas las áreas que componen la compañía CMH, haciendo que el trabajador sea participe de cumplir y hacer cumplir las reglas estipuladas por la

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compañía. Esto ha mostrado ser más eficiente y el trabajador se siente más valorado por lo que sabe y enseña. IX.1 DEFINICIONES IMPORTANTES: PELIGRO: Fuente, situación o acto con el potencial de daño en términos de lesiones, enfermedades o la combinación de ellas. RIESGO: Es la combinación de PROBABILIDAD y CONSECUENCIA reflejados en la posibilidad de un peligro cause perdida o daño.

SEVERIDAD (Consecuencia): Es la consecuencia de un evento específico y representan el costo del daño, pérdida o lesión. FRECUENCIA (Probabilidad): Es la cantidad de veces en que se presenta un evento específico por un periodo de tiempo dado. CONTROL DE RIESGO: Es el proceso de toma de decisiones, basado en la información obtenida en la evaluación de riesgos. Se orienta a reducir los riesgos, a través de proponer medidas correctivas IDENTIFICACION DE PELIGRO: Proceso mediante el cual se reconoce que existe un peligro y se definen sus características.

IX.2 ¿POR QUÉ EVALUAR UN RIESGO? Porque toda actividad humana por muy pequeña que sea, siempre hay la posibilidad de que suceda un evento no esperado y con más razón en la industria minería donde el riesgo es mucho mayor que en otras industrias. Como la minería es una industria pujante que no puede detenerse, solo queda evaluar, identificar y minimizar el potencial de daño de dichas actividades, brindando al trabajador condiciones de trabajo seguras conjuntamente con un buen procedimiento para ello. Aplicando esta herramienta de gestión podemos evitar que un trabajador quede mutilado o con una severa lesión, solo porque este trabajador antes de hacer su trabajo identifico donde puede hacerse daño y tomo más cuidado actuando correctamente según el reglamento y utilizando los implementos adecuados.

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IX.3 HERRAMIENTAS DE GESTIÓN INTEGRAL APLICADAS GSI Las herramientas de Gestión que CMH S.A. utiliza en la actualidad son 6 herramientas, las cuales son:      

PRC / AIC VEO VPO REPORTE DE OCURRENCIAS VDO PASAPORTE

Peligro Riesgo Control PRC Cualquier actividad del ser humano realice está expuesta a riesgos sea de cualquier índole, algunos de mayor y otros de menor riesgo. El objetivo de esta herramienta es poder identificar los puntos donde podría producirse un evento negativo, para tomar las medidas correspondientes de poder eliminar el peligro o reducirlo en su mayor punto. “Revisar Anexo2: Utilización efectiva del PRC” Grafica resumen:

“Para medir peligro potencial no solo basta cometer una acción sub estándar, o identificar la fuente de peligro o una situación, sino la combinación de ellas son las que determina su potencialidad de causar daño.”

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VEO.- (Verificación de estándares operacionales), son reportes proactivos que nos permiten medir el nivel de seguridad con la que está trabajando cada labor de la mina y por ende el cuantificar el nivel de seguridad en la totalidad de la mina, consta aproximadamente de 25 criterios operacionales que según el tipo de labor deben estar conformes y son llenados por los trabajadores y también por los supervisores- “Revisar Anexo 3: Forma efectiva de llenar un VEO”.

VDO: Es una herramienta de gestión que se debe aplicar antes de desarrollar o construir alguna labor. Pasa así determinar la condición en la que se encuentra (ABC, PARE o NORMAL). – Revisar el Anexo 4: Pasos para aplicar el formato V.D.O.  

ABC: Actividad Bajo Control. PARE: Paralizar Actividades Restablecer Estándares.

REPORTE DE OCURRENCIA.- herramienta de control de riesgo, que tiene por finalidad reportar las desviaciones de los estándares, reglas y procedimientos establecidos por el SGI SSOMA. Ver Anexo 5 PETS.- (Procedimientos Escritos de Trabajo Seguro), el área de seguridad y operaciones ha creado los respectivos PETS para realizar los trabajos con la más alta seguridad en cada tipo de actividad que se realice tanto como en interior mina y en superficie.

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IX.4 EQUIPO DE RESCATE MINERO – LA BRIGADA Es un grupo especializado en poder atender situaciones de emergencia donde la vida de un trabajador pueda estar en peligro. No importa la hora en que se pueda producir un incidente, siempre están listos para poder brindar su ayuda. a) Funciones rutinarias: Diariamente inician su trabajo a las 6:00 am haciendo las siguientes revisiones a los conductores de las móviles (camionetas, camiones, operadores en general, etc.): 1. Veo: Esta herramienta debe tener por lo menos un 90% de requerimientos aprobados de todos los Ítems existentes. 2. Alcohotest: Prueba de alcohol en la sangre, debe ser de un valor de “0”. 3. Monitoreo de gases en móvil: Utilización de equipos especializados en monitorear la concentración de gases, entre ellos los más importantes, CO, CO2, NOx. Cuando no se cumple alguna de estas pruebas, el conductor queda imposibilitado de poder conducir en interior mina y adicionalmente se le aplica una sanción respectiva.

b) La brigada hace inspecciones en interior mina del cumplimiento de los estándares de seguridad en las labores así como un monitoreo de la cantidad de gases. c) Inspección de todos los instrumentos de primeros auxilios  Inspección de ESAM (Equipo de Salvataje Móvil)  Revisión de extintores (Fecha de caducidad, mantenimiento y verificar si están ubicados en un lugar conveniente a sus condiciones). IX.5 PROBLEMÁTICA: LA SEGURIDAD EN LA EMPRESA ES REACTIVO Y NO PREVENTIVO Al acompañar en la supervisión se ha podido observar que existe un mayor interés en el avance de la labor que en asegurar el bienestar de los que trabajan en dicho punto. Caso del tajo 3326 Ubicación del problema: Mina: Nivel: Contrata: Sección del Labor: # de trabajadores:

Intersección del tajo 3326 con la basculante Milagros 2350 Canchanya 3x3 1 maestro y 1 ayudante

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Suceso: Se encontró a los trabajadores realizando su labor diaria (perforando el frente para posteriormente cargar el frente con explosivos), sin embargo en la entrada a dicho tajo hay desmoronamiento de shocrete. Al analizar la rotura se notó que el espesor del shocrete no cumple con el estándar de 2 pulgadas ≈5cm. Consecuencia: Derrumbe de todo el hastial sur del tajo por falta de sostenimiento adecuado. Observación importe: Desde el punto donde el shocrete está desmoronándose hay una distancia de 20m sin tomar acción de resane, al revisar los reportes, se observó esa zona hace 1 mes y no se tomó ninguna acción correctiva. Hipótesis: El beneficio obtenido al realizar un correcto sostenimiento es mayor al de avance rápido pero incumpliendo el estándar establecido de shocrete. Trabajo con acción sub estándar Por priorizar el avance y no el cumplimiento del estándar de espesor de shocrete (2pulg), se presenta un desmoronamiento y de no ser corregido el punto con desmoronamiento de Shocrete, habrá un derrumbe mayor haciendo que se pare esa labor. Implicancia  Mayor costo de limpieza de desmoronamiento  Mayor costo de resane por realce.  Mayor probabilidad de accidente para los trabajadores de dicha labor.

Trabajo cumpliendo el estándar El trabajador al percatarse del desmoronamiento (el cual era pequeño en un inicio), toma la decisión de desatar ese lado y prioriza su seguridad antes que el avance. Cuando el Robot, entra a su labor el punto de desmoronamiento es cubierto por el espesor estándar. Finalmente una vez resanado puede seguir su avance, sintiéndose más seguro y cómodo en su lugar de trabajo.

Análisis: De haber un derrumbe esa labor estará Análisis: De seguir los procedimientos de parada por lo menos 1 guardia completa≈ seguridad, el tiempo de resane del Robot será 𝟖 𝑯𝒓 de tiempo muerto. aproximadamente 25 min (Contando demoras operativas).

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Otros Incidentes presentados en día de inspección de labores 

 

CH 2813: Se encontró a un ayudante en la labor con “Alimak”, hacer trabajos en caliente sin tener autorización para hacer dicha labor y en un punto con muy poca ventilación. Se halló a un mecánico con permiso caducado para realizar trabajos en caliente. Se identificó a un camión bajando la rampa 960 con un exceso de velocidad ≈ 35km/hr lo cual es un potencial elevado de causar daño

¿Qué tienen en común? Todos después de excusarse acotan “Sera la última vez que lo hago”, sin embargo ello no hará que mejore la seguridad si ellos mismos no son responsables de su propio bienestar. IX.6 ESTADÍSTICAS DE SEGURIDAD El triángulo de Bird, es una pirámide estadística donde muestra una correlación de resultados negativos cuya severidad va en aumento. No necesariamente es algo que debe cumplirse, pero su lógica consiste en que cuando se presentan muchos incidentes leves y no hay un control adecuado de los procedimientos de trabajo, hay alta probabilidad de presentarse muchos accidentes severos o están por suceder de no mejorar el sistema de gestión.

Comparativo del triángulo de Bird con los resultados de la empresa en el periodo de enero a febrero del 2016.

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ÍNDICES DE SEGURIDAD ACUMULADOS EMPRESA CONTRATISTA En la siguiente tabla se presentan todas las contratas que brindan servicios a Consorcio Minero Horizonte y su recuento de accidentes por contrata hasta febrero del presente año.

Índice de frecuencia de accidentes IFA Número de accidentes mortales e incapacitantes por cada millón de horas hombre trabajadas. Se calculara con la formula siguiente:

𝑰𝑭𝑨 =

𝑵° 𝒅𝒆 𝑨𝒄𝒄𝒊𝒅𝒆𝒏𝒕𝒆𝒔 (𝑰𝒏𝒄𝒂𝒑𝒂𝒄𝒊𝒕𝒂𝒏𝒕𝒆𝒔 + 𝑴𝒐𝒓𝒕𝒂𝒍𝒆𝒔)𝒙 𝟏′ 𝟎𝟎𝟎, 𝟎𝟎𝟎 𝑯𝒐𝒓𝒂𝒔 𝑯𝒐𝒎𝒃𝒓𝒆 𝑻𝒓𝒂𝒃𝒂𝒋𝒂𝒅𝒂𝒔 𝑰𝑭𝑨 =

𝟏𝟏𝒙 𝟏′ 𝟎𝟎𝟎, 𝟎𝟎𝟎 = 𝟐. 𝟎𝟐 𝟓𝟒𝟒𝟓𝟓𝟒𝟓

Índice de severidad de accidentes ISA Número de días perdidos o cargados por cada millón de horas hombre trabajadas. Se calculara con la siguiente formula. 𝑰𝑺 =

𝑵° 𝒅𝒆 𝑫í𝒂𝒔 𝑷𝒆𝒓𝒅𝒊𝒅𝒐𝒔 𝒐 𝑪𝒂𝒓𝒈𝒂𝒅𝒐𝒔 𝒙 𝟏′𝟎𝟎𝟎, 𝟎𝟎𝟎 𝑯𝒐𝒓𝒂𝒔 𝑯𝒐𝒎𝒃𝒓𝒆 𝑻𝒓𝒂𝒃𝒂𝒋𝒂𝒅𝒂𝒔 𝑰𝑺 =

𝟔. 𝟎𝟑𝟎 𝒙 𝟏′𝟎𝟎𝟎, 𝟎𝟎𝟎 = 𝟒𝟎𝟖𝟐. 𝟎𝟏 𝟏𝟒𝟕𝟕. 𝟐𝟏

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Índice de accidentabilidad (IA): Una medición que combina el índice de frecuencia de lesiones con tiempo perdido (IF) y el Índice de Severidad de Lesiones (IS), como un medio de clasificar a las empresas mineras.

𝑰𝑨 =

Í𝒏𝒅𝒊𝒄𝒆 𝒅𝒆 𝑭𝒓𝒆𝒄𝒖𝒆𝒏𝒄𝒊𝒂 𝒙 Í𝒏𝒅𝒊𝒄𝒆 𝒅𝒆 𝑺𝒆𝒗𝒆𝒓𝒊𝒅𝒂𝒅 𝟏𝟎𝟎𝟎 𝑰𝑨 =

𝟐. 𝟎𝟐 𝒙 𝟒𝟎𝟖𝟐. 𝟎𝟏 = 𝟖. 𝟐𝟓 𝟏𝟎𝟎𝟎

Comparativo con el ISEM INDICES IFA IS IA

ISEM 4 100 0.4

CMH 2.02 4082.01 8.25

Resumen: En relación con el IFA, la compañía solo en los primeros meses del presente año 2016 ya está a la mitad de lo permitido, lo cual significa que hay una recurrencia de accidentes que como se ve son leves. Con relación al IS, la compañía ha superado lo permitido en un aproximado de 4 000%, lo cual es crítico. IX.7 CONCLUSIÓN  De lo expuesto se observa que la frecuencia de accidentes se mantiene en el nivel permitido, sin embargo la severidad de los accidentes en el presente año hacen que la compañía Consorcio Minero Horizonte se excluya de los estándares.  Del triángulo de Bird, se observa que la compañía tiene el nivel de accidentes mucho menores a la estadística, sin embargo el accidente fatal refleja que se debe tener un mayor cuidado en los trabajos de mayor riesgo dentro de la operación. Una solución sería que los trabajadores sean capacitados en mayor forma, estas capacitaciones no solo deben de su trabajo sino también información básica para entender el comportamiento del macizo rocoso.  Dados los resultados obtenidos en el presente año se puede determinar que las herramientas de gestión no son efectivas. No porque estén mal diseñadas sino porque no hay un compromiso de parte del trabajador de analizar su labor (tiene

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un sentido más de obligación que de velar por su propia seguridad). Debe hacerse campañas de interiorización de compromiso con su propia seguridad donde puedan interactuar y participar. X. ÁREA DE MEDIO AMBIENTE: A través del tiempo se ha observado el desarrollo de una pujante industria minera, que ha ido evolucionando en todos sus aspectos tanto operativos, así como también en sus procedimientos. Antes las metas estaban ligadas netamente al volumen de producción que se requería, sin embargo ahora es de igual importancia la forma en la que se realizan los procedimientos y con el avance de la tecnológica también hay un régimen mucho más estricto que se encarga de regularlo, por medio del presente informe se expondrá los principales problemas que suelen ocurrir en el ambiente de trabajo y el proceso, y cuáles son las medidas correctivas y preventivas que hoy en día se toman para poder controlarlo. X.1 GESTIÓN AMBIENTAL: Realización de acciones para que la sociedad alcance una elevada calidad ambiental, son el conjunto de las actividades humanas que tienen por objeto el ordenamiento del ambiente. Actos normativos y materiales que van desde la formulación de la política ambiental hasta la realización de acciones materiales que tienen ese propósito. La gestión ambiental actúa sobre los dos elementos involucrados en los problemas ambientales:   

Las actividades, que están en la causa y son el vehículo del desarrollo. Los factores ambientales, que reciben los efectos. Las relaciones e influjos mutuos.

Los problemas ambientales no residen en sus manifestaciones, sino en el comportamiento de los agentes, de modo que la gestión ambiental se entiende como la conducción del sistema ambiental a través del comportamiento de los agentes implicados en ellos. X.2 MEDIO AMBIENTE: Es el conjunto de componentes físicos, químicos, biológicos, las personas o de la sociedad en su conjunto. Comprende el conjunto de valores naturales, sociales y culturales existentes en un lugar y en un momento determinado, que influyen en la vida del ser humano y en las generaciones futuras. Es decir, no se trata sólo del espacio en el que se desarrolla la vida, sino que también comprende seres vivos,

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objetos, agua, suelo, aire y las relaciones entre ellos, así como elementos tan intangibles como la cultura. ¿Qué es el impacto ambiental? El Impacto Ambiental (IA), está definido como la alteración, modificación o cambio en el ambiente, o en alguno de sus componentes de cierta magnitud y complejidad originado o producido por los efectos de la acción o actividad humana. Esta acción puede ser un proyecto de ingeniería, un programa, un plan, o una disposición administrativo-jurídica con implicaciones ambientales. Debe quedar explícito, sin embargo, que el término impacto no implica negatividad, ya que éste puede ser tanto positivo como negativo. X.4 SUPERVISIÓN DE VERTIMIENTOS Iniciamos la supervisión en los alrededores de Bocamina Horizonte, este era el acceso principal que conllevaba al nivel 2600 el cual hoy en día no es utilizado, sin embargo los flujos que salen de dichas labores aún existen por lo cual hay una poza de sedimentación cuyo objetivo es controlar la calidad del agua que será vertida finalmente la rio Retamas. Procedimiento: 1. El flujo proveniente de la bocamina inoperativa es canalizada a la zona de posas a través de una tubería de HDPEE de 18 pulg. de diámetro. 2. Al flujo se le adiciona un aditivo llamado “Magnaflow y por decantación, dejar pasar el agua libre de impureza. 3. Se realizan monitoreos de Ph, turbidez y conductividad del fluido, el cual es acompañado regularmente por parte de la población que ha sido capacitada en monitoreo. Magnaflow: Es un aditivo floculante que hace que las partículas de solidas contenidas en el agua se aglutinen y por su propio peso termine precipitándose en la zona de sedimentación. El efecto es instantáneo por que los sólidos se ocupan la primera tercera parte de toda la poza.

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Proceso de decantación Importancia: Al controlar y emplear sistemas de monitoreo a los flujos provenientes del bocamina Túnel Horizonte, la empresa muestra su preocupación por la conservación del medio ambiente, pues estas cargas son finalmente depositadas al ríos retamas, el cual llega a muchos pobladores de la región. Complicación: Se tiene que hacer mantenimientos mensuales, puesto que microorganismos se posicionan en ese punto creando “Lama Orgánica”. Condiciones para el mantenimiento: Utilización de arnés, flotador en caso de incidente de caer a la posa y la mínima cantidad de personal en ese trabajo son 2 personas. Peligros: Piso resbaloso, alta profundidad de la poza. X.5 PLANTA DE TRATAMIENTO DE AGUAS – INTERIOR MINA Debido a las elevadas temperaturas (≈ 26º𝐶 a mas), los trabajadores necesitan estar provistos en su labor de cantidades suficientes de agua consumible. Por ello la empresa tiene una planta de tratamiento de aguas. Importancia: Conservación del bienestar y condiciones para el trabajador de laborar en temperaturas elevadas. No se puede dar al trabajador cualquier agua, tiene un proceso riguroso de tratamiento para obtener un agua de calidad. Datos:  

Procedencia del agua: Las aguas son captadas de la quebrada “La Castilla” En la mina diariamente se acondiciona las labores con un promedio de 100 bidones de 20L en una guardia (2 000L H2O/Guardia).

Procedimiento de tratamiento: 1. Las aguas recepcionadas (agua cruda), son almacenadas en un tanque para iniciar el proceso de tratamiento. 2. El agua cruda pasa por un proceso de cloración (para eliminar microorganismos), para ser enviados al sistema de filtración de arena y grava.

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3. Activación de la bomba dosificadora de Hipoclorito de calcio, la cual lanza el agua resultante a un tanque de almacenamiento de 10 000L de capacidad. Controles: Los parámetros comúnmente utilizados para el monitoreo son:    

El grado de acidez o alcalinidad del agua. (Ph) La turbidez que presenta Conductividad Eléctrica: Color:

Complicaciones: Complicaciones 1. En época de enero a marzo, son los meses de mayor frecuencia de lluvias, las cuales hacen que el agua captada tenga mayor contenido de impurezas (por las corrientes de lodo que forma), haciendo inutilizable esa agua para el consumo en interior mina.

Soluciones 1. Cuando se precipiten las lluvias, se cierra la llave que permite el ingreso del agua para no contaminar el agua almacenada, la llave será nuevamente abierta cuando las aguas se hayan clarificado luego de terminada la lluvia.

2. Los operadores de la planta de tratamiento, no se percatan cuando en superficie llueve por estar en interior mina.

2. Constante monitoreo en un lapso determinado (cada hora), y comunicación con el área de Medio Ambiente quienes reportan el momento en que lloverá (se cuenta con un equipo de predicción del clima).

X.6 CONCLUSIONES  Esta área es de vital importancia para la unidad, aunque no aporte en producción aporta en gestión y tratamiento de los residuos provenientes de la actividad minera.  Sin la actividad de esta área para remediar los pasivos o controlando los residuos producto de la operación, no se podría trabajar porque hoy en día hay una exigencia grande provista a todas las empresas del sector.

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 La actividad de esta área permite que los trabajadores de los diferentes campamentos tengan acceso a agua de calidad para su limpieza y sus alimentos.  En el caso de interior mina, el área de Medio Ambiente monitorea continuamente el agua que es captada y hace un seguimiento para que al final del proceso los trabajadores tengan a diario agua consumible y de calidad para su mejor desempeño en la operación. X.7 RECOMENDACIONES:  Cuando de hagan los monitoreos de calidad de agua o vertederos debe asegurarse de contar con equipos calibrados y libres de impureza.  Los resultados de la buena gestión de residuos o no siempre será la naturaleza, por ende debe conocerse su comportamiento y tener un plan de monitoreo constante para no alterarla sino más bien conservarla. XI. CONCLUSIONES GENERALES:  Luego de haber tenido la grata experiencia de desempeñarme en esta mina he notado que el marco teórico con el que viene cada estudiante, no necesariamente se aplica porque cada mina tiene sus propias condiciones las cuales en la teoría no son tomadas.  Aprendí que lo que yo pueda saber no sirve de mucho si operacionalmente no es factible de realizar, hoy en día el ingeniero de minas debe tener los conceptos claros de su trabajo sin embargo más claro debe tener que la seguridad de sus trabajadores y sus condiciones son prioridad en la operación así también trabajar de la mano con ellos para obtener mejores resultados.  La empresa Consorcio Minero Horizonte, se destaca por la evolución que está presentando llevando una mina convencional a la mina que es hoy. Esto ha sido producto de la gestión y el trabajo continúo de todo el personal de la unidad quienes han aportado su esfuerzo para llevar la empresa a donde está ahora.  La geología que presenta la unidad es bastante compleja por la erraticidad del oro (Au), así como el tipo de roca que la encaja, sin embargo si se toman los controles adecuados como hacer voladura utilizando precorte o cumpliendo los estándares de la operación, se darán excelentes resultados.  Todas las áreas tienen un objetivo común aunque con enfoques diferentes, sin embargo han sabido trabajar en conjunto para que la operación sea viable, cada área hace un aporte y con el trabajando conjunto se pueden llegar mejores resultados a los esperados.

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 La unidad aún tiene muchas falencias como se ha podido presentar en el informe, pero se está trabajando a diario para poder mejorar porque todo sistema puede mejorarse y en esas vías esta Consorcio Minero Horizonte, que está en un proceso de mejora continua.

XII. ANEXOS: Anexo 1: El anexo 4 del DS055-2010-EM “Límites de exposición ocupacional para agentes químicos” (Los más comunes están resaltados).

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Anexo2: Utilización efectiva del PRC

PRIORIZACIÓN DE LOS CONTROLES – D.S. – E.M. 1. Eliminación 2. Sustitución 3. Controles Ingenieriles 4. Controles Administrativos 5. Equipos de Protección Personal

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EVALUACIÓN DE RIESGO RESIDUAL: Utilizando la Matriz de Evaluación de Riesgos, determinar nuevamente el nivel de Riesgo, considerando las Medidas de Control propuestas.

Anexo 3: Forma efectiva de llenar un VEO

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Anexo 4: Pasos para aplicar el formato V.D.O. son los siguientes: 1. Llena tus datos. 2. Identifica si en tu labor hay uno o más criterios de la lista “PARE” o “BASE”. Si "HAY" algún criterio presente, retira a todo el personal de la labor y señalízala colocando el letrero de “LABOR PARE” o “LABOR ABC” e inmediatamente comunica a Centro de Control (por el Anexo 4) y a tu Supervisión.

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Anexo 5: Reporte de ocurrencia “R.O”

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