Tesis Sostenimiento

UNIVERSIDAD NACIONAL DE TRUJILLO FACULTAD DE INGENIERÍA ESCUEL A AC ADÉMICO PROFESION AL DE INGENIERÍ A DE MIN AS

“OPTIMIZACIÓN DEL SOSTENIMIENTO MEDIANTE LA REDUCCIÓN DEL ESPACIAMIENTO DE CUADROS EN VETAS DE 12° DE BUZAMIENTO EN ZONA NORTE, MINA PODEROSA – EJMAC EIRL”

PROYECTO DE INVESTIGACIÓN PARA OPTAR EL TITULO PROFESIONAL DE INGENIERO DE MINAS

AUTOR: Bach. ALTAMIRANO TORRES WILDER JAKHY.

ASESOR: Ing. PRADO PALOMINO PEDRO CRISOLOGO. Trujillo, Perú 20

DEDICATORIA A mi padre Santiago Altamirano, a mi madre Zarela Torres, por darme la vida y apoyarme económicamente, moralmente y ser mí soporte en mis años de estudio.

A mis hermanos Enma, Joel, Litha por su apoyo incondicional y estar siempre con migo en esta etapa de mi vida.

A mis sobrinos Ali, Melissa, Alisson, Ares, Jhoary, Marjhory y sobre todo a mi lindo bebe, Bruno Sebastián quien me inspira seguir avanzando profesionalmente y así llegar hacer un hombre de bien.

i

AGRADECIMIENTO A Dios, por iluminarme y guiarme en los años de estudio y así poder desarrollar habilidades y destrezas en mi carrera profesional. A la Universidad Nacional de Trujillo y a los profesores que en ella trabajan por entregarme las herramientas necesarias para convertirme en Ingeniero de minas. A la Empresa minera Poderosa – Ejmac EIRL. Por darme la oportunidad de trabajar para ellos y así llegar a desarrollar este proyecto de bien. Al Tec. Geomecánico Nelson Narro Abanto por apoyarme con conocimientos e información necesaria para que este proyecto sea una realidad.

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INDICE GENERAL

DEDICATORIA ................................................................................................... i AGRADECIMIENTO .......................................................................................... ii INDICE GENERAL ............................................................................................ iii RESUMEN ........................................................................................................ vi ABSTRACT...................................................................................................... vii NOMECLATURA ............................................................................................ viii CAPITULO I ....................................................................................................... 9 1

INTRODUCCIÓN ......................................................................................... 9 1.1.

Antecedentes: ................................................................................... 10

1.2.

Marco teórico: ................................................................................... 11

1.2.1.

Optimización: ................................................................................. 11

1.2.2.

Espaciamiento: ........................................................................... 11

1.2.3.

Sostenimiento: ............................................................................ 11

1.2.3.1. 1.2.4.

Tipos de sostenimiento. ......................................................... 11 Madera en Mina Poderosa. ........................................................ 13

1.2.4.1.

Principios de sostenimiento con cuadros de madera.......... 13

1.2.4.2.

Tiempo de vida de la madera. ................................................ 13

1.2.4.3.

Calidad de las maderas utilizadas en mina. .......................... 14

1.2.4.4.

Características físicas de la madera. ..................................... 15

1.2.4.5.

Características mecánicas de las maderas. .......................... 16

1.2.4.6.

El Eucalipto para Mina. ........................................................... 16

1.2.4.7.

Resistencia de las maderas a la compresión. ...................... 17

1.2.4.8.

Resistencia de las maderas a la flexión. ............................... 17

1.2.5.

Cuadros de madera. ................................................................... 18

1.2.5.1.

Cuadros rectos: ....................................................................... 19

1.2.5.2.

Cuadros cónicos. .................................................................... 19

1.2.5.3.

Cuadros cojos. ........................................................................ 20

1.2.5.4.

Herramientas y accesorios para armar un cuadro. .............. 21

1.2.5.5.

Características de la entibación en maderas en galerías. ... 21

1.2.6.

Geomecánica del macizo rocoso. ................................................ 22

1.2.6.1.

Índice Geológico de Resistencia (GSI). ................................. 23

1.3.6.7.

ROCK QUALITY DESIGNATION (RQD): ................................. 27 iii

1.3.6.8. Consideraciones prácticas para el ajuste por factores influyentes en el uso de la cartilla GSI................................................... 28 1.3.6.9. 1.3.7.

Selección del tipo de sostenimiento a utilizar. .................... 32 Vetas. ........................................................................................... 35

1.4.

Criterio para la reducción del espaciamiento a 1.20 x 1.50 m ....... 36

1.5.

Formulación del problema: .............................................................. 37

1.6.

Hipótesis: ........................................................................................... 37

1.7.

Objetivos: ........................................................................................... 37

CAPITULO II .................................................................................................... 38 MATERIALES Y METODOS ........................................................................ 38 2.1.

Materiales ....................................................................................... 38

2.1.1.1. 2.1.1.2.

Ubicación del área de estudio. ............................................... 38 Explotación y planeamiento. ..................................................... 40

2.1.1.2.1.

Reservas probadas y probables. ........................................ 41

2.1.1.2.2.

Producción mina. ................................................................. 41

2.1.1.3.

Diseño de minado zona norte. ............................................... 41

2.1.1.3.1.

Selección del método de minado. ...................................... 41

2.1.1.3.2.

Geometría del yacimiento.................................................... 41

2.1.2. 2.2.

Métodos y técnicas. .......................................................................... 44

2.2.1. 2.3.

Materiales, equipos y herramientas .......................................... 44 Técnicas para la recolección de datos: .................................... 44

Diseño de investigación: .................................................................. 45

2.3.1.

Material de estudio. .................................................................... 45

2.3.2.

Métodos y técnicas. .................................................................... 46

2.3.3.

Diseño. ......................................................................................... 46

2.3.4.2. 2.3.5.

Flujograma De Estudio Del Proyecto..................................... 47 Técnicas de procesamiento y análisis de los datos. ............... 48

2.3.6. Relación avance y número de incidentes con el uso de cuadros con un espaciamiento de 1.50 m. Periodo Abril 2016 – Junio 2016 48 2.3.7 Análisis rendimientos del ciclo de operación en tajeo usando cuadros con un espaciamiento de 1.50 metros .................................... 49 CAPITILO III..................................................................................................... 52 RESULTADOS ............................................................................................. 52 3.1. Evaluación de los reportes de incidentes en la colocación de cuadros en tajos en el trimestre julio 2016 – septiembre 2016 con la reducción del espaciamiento de cuadros a 1.2 metros .......................... 52 iv

3.2. Relación cumplimiento del Programa de Toneladas Métricas de Mineral y número de incidentes con el uso de cuadros con un espaciamiento de 1.20 m. Periodo Julio 2016 – Septiembre 2016 ....... 52 3.3. Comparación de rendimientos antes y después de la implantación del nuevo parámetro de reducción del Espaciamiento ........................... 54 CAPÍTULO IV................................................................................................... 56 CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES ................................................ 56 4.1. Conclusiones .................................................................................... 56 4.2. Recomendaciones ............................................................................ 57 CAPÍTULO V.................................................................................................... 58 Referencias bibliográficas. ........................................................................ 58 ANEXOS .......................................................................................................... 59 Anexo Nº 1: Tabla de resumen de cuadros colocados en el trimestre (abril – junio) ............................................................................................... 60 Anexo Nº 2: PU Empresa EJMAC .............................................................. 61 Anexo Nº 3 Geología del Yacimiento. ........................................................ 62 Anexo Nº 4: Plano de Diseño Cuadro Cónico ........................................... 74 Anexo Nº 5: Plano de Diseño Cuadro Cojo ............................................... 75

v

RESUMEN El presente estudio de investigación tiene como objetivo optimizar el sostenimiento mediante la reducción del espaciamiento de cuadros en vetas de 12° de buzamiento en los tajos de responsabilidad de la empresa EJMAC en la Cia. Poderosa sector norte. Ya que por problemas geomecanicos estos tajos están expuestos a una grandes tensiones ocasionando el pandeo de los redondos resultando en el aumento del número de cuadros remplazados y a su vez resultando en una pérdida de horas hombres y el retraso en el proceso de extracción de mineral . El desarrollo de la presente investigación considera, en primer lugar, la determinación conceptos básicos y complementarios que son necesarios para el entendimiento del desarrollo de este proyecto, proporcionando al lector una idea más clara acerca del tema. Seguidamente se describe el proceso de selección del tipo de madera, elementos del cuadro, método de colocado de cuadros y de los parámetros que intervienen en el proceso; logrando obtener resultados favorables con la reducción del espaciamiento a 1.20 1.50 m. los cuales se resumen en tablas para un mejor entendimiento . Con la ejecución del proyecto se logró optimizar en 24.4 % el proceso de colocado de cuadros en los tajos de responsabilidad de la empresa EJMAC logrando demostrar la factibilidad del proyecto. Palabra clave: Reducción de espaciamiento, Optimización del proceso, Cuadros de madera

vi

ABSTRACT This research study aims to optimize the maintenance by reducing the spacing of frames in streaks of 12 ° dip in the workings of corporate responsibility in the CIA EJMAC. Poderosa northern sector. Since by geomechanical problems these pits are exposed to a large tensions causing buckling of rounds resulting in increasing the number of pictures replaced and in turn resulting in a loss of man hours and delayed extraction process ore. The development of this research considers, first, determining basic and complementary concepts that are necessary for understanding the development of this project, providing the reader with a clearer about the topic idea. Then the process of selecting the type of wood, elements of the picture, frame method placed and the parameters involved in the process described; achieving favorable results with reduced spacing 1.50 to 1.20 m. which are summarized in tables for better understanding. With the implementation of the project it was achieved in 24.4% optimize the process frame placed in the workings of corporate responsibility EJMAC achieving demonstrate the feasibility of the project. Keyword: Reducing spacing, process optimization, Wooden frames

vii

NOMECLATURA Cant.

:

Cantidad.

Cant.Trab

:

Cantidad de Trabajadores.

CH

:

Chimenea.

Desq.

:

Desquinche.

Disp.

:

Disparo.

Dist.

:

Distancia.

Gdia

:

Guardia.

Hr.

:

Horas.

Km

:

Kilómetros.

m

:

Metros.

m2

:

Metros cuadrados.

m3

:

Metros cúbicos.

Niv.

:

Nivel.

Pza.

:

Pieza.

"US$"

:

Dólares Estadounidenses

TM

:

Toneladas.

Und.

:

Unidad.

viii

CAPITULO I 1 INTRODUCCIÓN Realidad Problemática Compañía Minera Poderosa

en el afán de explotar el yacimiento que se

encuentra en vetas horizontales con buzamiento de 12°, busca mejores alternativas en el espaciamiento entre cuadros para optimizar el sostenimiento de sus tajos; actualmente Poderosa viene explotando en dos zonas. Marañón y Santa María con una capacidad de planta de 700 y 450 TM/Día respectivamente para poder así calificarse como mediana minería, en la zona Marañón se encuentran parcializado la extracción del mineral con contratas (EJAMC EIRL, J&S CONTRATISTAS Y TAURO) que afloran el nivel de producción establecido por la Empresa. La Contrata EJMAC EIRL, viene realizando sus trabajos de explotación en cinco niveles los cuales son, 1827, 1837, 1847, 1870 y 1900. Que comunican entre sí, para la extracción del mineral utiliza Winches eléctricos de 15 y 30 HP y Palas Neumáticas (atlas copco) en labores de avance. La extracción de las reservas se viene trabajando con el método de corte y relleno ascendente debido a la forma, buzamiento y el tipo de roca que presenta el yacimiento, para el control del macizo rocoso se realiza estudios geomecánicos que indica utilizar como sostenimiento el colocando de cuadros de madera con espaciamiento de 1.50 x 1.50 m. En la actualidad el problema que se viene dando en los tajos (Tj-7875, Tj-7940, Tj-7960-1, Tj-7960-2, Tj-8000, Tj-8005, Tj-8035 y Tj-7560), es el pandeo de los redondos en zonas puntuales debido que existen fuertes presiones, para el control de estos se viene doblando cuadro por ende se viene generando actos y condiciones sub estándares al realizar estos trabajos. Ante esta situación es necesario reducir el espaciamiento entre cuadros a 1.20 x 1.50 para poder controlar el pandeo de los redondos y dar el estándar establecido al circuito principal para el trabajo de la rastra al momento de realizar la limpieza del mineral, por lo tanto se evitara la caída de los cuadros generado por el pandeo de los redondos que daría como consecuencia algún tipo de 9

incidente o accidente con el personal por ende perjudicaría el proceso de extracción elevando costos. 1.1. Antecedentes: A.

Mendieta A. (2014). En su tesis “Optimización de los costos operativos

en la unidad Cerro Chico” sostiene Para la implementación de un nuevo método de sostenimiento se realizaron mapeos geomecánicos en campo con el objetivo de poder determinar bajo esas condiciones del terreno la implementación del sostenimiento con cuadros invertidos, en vez del sostenimiento con puntales de madera para tajos que se emplea actualmente en la mina. (1) B.

Carhuamaca J. (2009). En su tesis “Evaluación y optimización del

sostenimiento con cimbras en minería subterránea” define que actualmente se ha encontrado en los cuadros invertidos una alternativa de sostenimiento que garantiza la relativa estabilidad de las labores, esto es, mantener la labor lo mejor posible durante el tiempo de vida que se le asigne. Al decir lo mejor posible nos referimos a poder mantener las necesidades de ventilación e infraestructura con unas garantías determinadas de seguridad y a un costo óptimo. (2) C.

Córdova N. (2008). Para optar el grado de maestro en ciencias con

mención en: Ingeniería de Minas, presentó su tesis, titulada: “Geomecánica en el minado subterráneo caso mina Condestable”, en el que estableció que “la geomecánica ligada a la seguridad, significa reducir el número y frecuencia de caída de rocas, y así evitar o minimizar los daños al personal y a los equipos. Este es un tema sumamente importante por las estadísticas de accidentes fatales ocurrido en las minas, lo cual ha motivado en las últimas décadas que todos los organismos vinculados con la minería llevan a cabo acciones para combatir estas fatalidades. (3) D.

Ewes L. (2011). ), Para optar el título de Ingeniero de Minas, de la

Facultad de Ingeniería de Minas Geología y Metalurgia de la Universidad Nacional

“Santiago

Antúnez

de

Mayolo”

presentó

su

tesis,

titulada:

“Desprendimiento de Rocas que generan accidentes fatales en la Minería Peruana”, cuyo trabajo fue motivado por el creciente número de accidentes mortales en el sector minero. Por lo cual considera su trabajo como una

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alternativa para poner en marcha un programa conducente a prevenir, controlar y administrar la seguridad y salud ocupacional con eficacia y eficiencia. (4)

1.2. Marco teórico: 1.2.1. Optimización: Es la planificación de una actividad para obtener los mejores resultados, o determinar los valores de las variables que intervienen en un proceso o sistema para que el resultado que se obtiene sea el mejor posible. 1.2.2. Espaciamiento: Es el espacio entre poste y poste del cuadro. 1.2.3. Sostenimiento: Es el refuerzo que requiere una labor o una excavación subterránea cuando las condiciones de inestabilidad y seguridad la requieran. Para conseguir un buen sostenimiento es necesario una correcta indagación y evaluación del macizo rocoso a fin de elegir el correcto elemento de soporte, Usualmente se denomina soporte de rocas a los procedimientos y materiales utilizados para mejorar la estabilidad y mantener la capacidad de resistir las cargas que producen las rocas cerca al perímetro de la excavación subterránea. Se puede clasificar a los diversos sistemas en dos grandes grupos. 1.2.3.1.

Tipos de sostenimiento.

Sostenimiento activo: Llamado también refuerzo, en donde los elementos de sostenimiento forman parte integrante de la masa rocosa. Ejemplo típico de refuerzo son los pernos: 

Perno helicoidal.



Perno Split set.



Barra helicoidal.



Pernos con anclaje.



Pernos con resina.



Swellex.

11

Figura 1: sistema de sostenimiento activo Sostenimiento Pasivo: Llamado también soporte, en donde los elementos de sostenimiento son externos a la roca y actúan después que la roca empieza a deformarse. Ejemplo típico de soporte son:  Malla.  Cimbras metálicas.  Gatas hidráulicas.  Shotcrete.  Cuadros de madera (completos y cojos). El sostenimiento con madera tiene por objeto mantener abiertas las labores mineras durante la explotación, compensando el equilibrio inestable de las masas de roca que soporta.

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Figura 2: sistema de sostenimiento pasivo. 1.2.4. Madera en Mina Poderosa. 1.2.4.1. Principios de sostenimiento con cuadros de madera.  Las estructuras debe ser colocada lo más cerca posible al frente para permitir solo el mínimo reajuste de terreno antes de dicha colocación.  Ella debe ser rígida para que el reajuste que se produce después de la colocación sea reducida al mínimo.  la estructura debe estar constituidas por pieza fácil de construcción manipuleo e instalación.  Las partes de la estructura que han de recibir las presiones o choques más fuertes deben tener tales características y ubicación que trabajen con el menor efecto sobre la estructura principal misma.  Ellas deben inferir lo menos posible a la ventilación y no estar sujetos a riesgos de incendio.  Su costo debe de ser tan bajo como lo permita su buen rendimiento.

1.2.4.2.

Tiempo de vida de la madera.

La madera es el material más barato que puede utilizarse. En la mayoría de casos es satisfactorio; desde el punto de vista de su resistencia, pero su corta duración es la característica desfavorable.

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La duración de la madera en la mina es muy variable, pues depende de las condiciones en que trabaje. Por ejemplo:  La madera seca, dura más.  La madera descortezada, dura más que aquella que conserve la corteza.  la madera “curada” (tratada con productos químicos para evitar su descomposición), dura más que la que no ha sido tratada.  La madera en una zona bien ventilada dura más que en una zona húmeda y caliente.

1.2.4.3. Calidad de las maderas utilizadas en mina. Las maderas utilizadas para el sostenimiento deben.  Resistir las presiones.  Ser rectilíneas.  Ser livianas.  Ser de un precio de costo poco elevado.  Ser fácilmente trabajables.  No ser fácilmente putrescibles.  No presentar demasiados defectos. Estas condiciones a veces poco compactibles, pueden no ser obtenidas simultáneamente también, según los casos se harán esfuerzos por encontrar unas u otras en particular Se eliminan las maderas que se quiebran bruscamente sin prevenir el peligro inmediato por crujidos o desgarramiento que advierten al minero.

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Figura 3: Acumulación de madera en interior mina. 1.2.4.4. Características físicas de la madera. Las maderas se diferencian por:  Su peso específico.  Su dureza.  Su durabilidad. El peso específico se mide en las maderas secas. Se dice que la madera es seca cuando contiene un porcentaje de humedad comprendido entre 10 y 18 %. Se dice que una madera es:  Muy liviana si 0 < d ≤ 0.42 (ciertas variedades de pino).  Liviana si 0.43 < d ≤ 0.72 (otras variedades de pino, álamo y algunas otras variedades de eucalipto).  Pesada si 0.73 < d ≤ 0.99 (la mayoría de los eucaliptos, roble).  Muy pesada si d > 1 (algunas variedades raras de eucalipto, quebracho). La dureza de la madera es la resistencia que opone a todo cuerpo extraño que penetra en la misma, esto varía en el mismo sentido que el peso específico. En otros términos se constata que mientras mayor es su peso específico, tanto más dura es esta.

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La durabilidad de una madera es su capacidad de resistencia a los elementos del ambiente que le rodea: aire, humedad, gases diversos, agua y otros líquidos. En general, la madera es tanto más durable cuanto más resinosa sea y la atmosfera más seca, aun si ella permanece sumergida en el agua. La transferencia de una atmosfera seca a una humedad y viceversa es muy dañina para la madera. La corteza de la madera es, en general fácilmente atacable por los hongos a menudo nocivos para su conservación. Es por esta razón que, casi siempre, las maderas utilizadas en las minas son descortezadas. 1.2.4.5. Características mecánicas de las maderas. La resistencia de las maderas se mide como en los metales. Los medios y las normas son sin embargo diferentes. Sería demasiado largo y sin gran interés entrar en los detalles de este capítulo. Citemos, simplemente para recordarlo, que en una madera se miden:  La cohesión transversal (agrietamiento, corte longitudinal, tracción perpendicular al hilo).  La cohesión axial (compresión y flexión).

1.2.4.6. El Eucalipto para Mina. En el mundo, existen cerca de 200 variedades. La especie más extendida en el Perú es el eucalipto llamado “globulus”, que se adapta muy bien a las grandes alturas por ser más resistente al frio, La madera tiene un color café amarillo claro, con anillos anuales poco diferenciados. Su peso específico es del orden de 0.78 en consecuencia, es una madera pesada y dura. Sus características mecánicas, aunque diferentes de las del pino, la convierten igualmente en una buena madera para las minas:  Por lo general maderas más resistentes a las cargas.  Bastante flexibles, advierte más a menudo por el pandeo que por el ruido, sobre todo si es fresca, un poco menos fácil de trabajar que el pino, debido a su mayor peso específico.

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 Mayor durabilidad que el pino. En particular el eucalipto presenta una excelente resistencia a los hongos y al ataque de los insectos. Otros usos:  Durmientes de ferrocarril (el eucalipto posee la particularidad notable de no producir efectos corrosivos sobre los rieles).  Construcciones navales.  Envigado fuertes.  Carrocerías de vagones.

1.2.4.7. Resistencia de las maderas a la compresión. Las presiones de los terrenos sobre las maderas pueden tener por efecto; cortarlas, aplastarlas, pandearlas, voltearlas. De una manera general las maderas resisten bien a la compresión que se ejercen en el sentido de las fibras, se aplastan más fácilmente cuando la compresión actúa en sentido perpendicular a las fibras, cuando la madera es delgada a en relación a su largo, se curva antes de romperse (se pandea).

Figura 4: Comportamiento frente a la compresión. 1.2.4.8.

Resistencia de las maderas a la flexión.

Una madera colocada horizontalmente y reposando sobre dos apoyos trabaja a la flexión y por característica propia de la madera resisten bastante mal a la flexión.  La resistencia de una madera a la presión es función a su largo. 17

 La resistencia de la madera en la flexión es función de su diámetro. Precauciones a tomar: las maderas que trabajan a la flexión son los sombreros de los cuadros. Los principales defectos a evitar en un madero que trabaja a la flexión son:  Los nudos que constituyen puntos de rotura.  Las jorobas que aumentan las dificultades de instalación.  Las enfermedades que disminuyen la resistencia. Para evitar la ruptura demasiado rápido de las maderas sometidas a la flexión, es de interés:  Preparar las entalladuras a profundidad normal.  Ajustar correctamente las entalladuras.  Colocar el eje de las entalladuras en la prolongación de la generatriz de loa maderos.  No dañar las maderas con golpes de hacha innecesarios.

Figura 5: Comportamiento frente a la compresión y flexión. 1.2.5. Cuadros de madera. Son un tipo de estructuras de sostenimiento de acuerdo al tipo de terreno y a condiciones especiales de cada mina. Se utilizan en labores horizontales, inclinados y tajos de producción, su dimensión está de acuerdo al diseño de la labor. 18

1.2.5.1. Cuadros rectos: Son usados cuando la mayor presión procede del techo, están compuestos por un sombrero y dos postes, asegurados con bloques y cuñas, en donde los postes forman un ángulo de 90° con el sombrero.

Figura 6: Cuadro recto. 1.2.5.2. Cuadros cónicos. Son usados cuando la mayor presión procede de los hastiales, la diferencia con los cuadros rectos, solo radica en el hecho de que los cuadros cónicos se reduce la longitud del sombrero, inclinando los postes de tal manera de formar un ángulo de 78° a 82°, respecto al piso quedando el cuadrado de forma trapezoidal. Si las presiones del techo son importantes se reduce la longitud del sombrero.

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Figura 7: Cuadro Cónico. 1.2.5.3. Cuadros cojos. Estos están compuestos por solo un poste y un sombrero, se utilizan en vetas angostas menores de 3 m. de potencia, su uso permite ganar espacios de trabajo pueden ser verticales o inclinados, según el buzamiento de la estructura mineralizada estos cuadros deben adecuarse a la forma de la excavación para que cada elemento trabaje de acuerdo a las presiones ejercidas por el terreno.

Figura 8: Cuadro Cojo.

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1.2.5.4.

Herramientas y accesorios para armar un cuadro.

 Garfios ”perras”  Cordel.  Punta.  Lima triangular.  Flexómetro.  Lampa.  2 Juego de barretillas de 4’, 6’ y 8’  Corvina.  Combo de 6, 8 y 12 lbs.  Clavos 6 plg.  Azuela.  Madera redonda o cuartones.  Caballete para corte de madera.  Tenaza para madera.  Taco de madera para iniciar el corte del redondo 20x5x5 cm.

1.2.5.5.

Características de la entibación en maderas en galerías.

La entibación tipo en maderas de las galerías se hace por medio de cuadros compuestos de un sombrero y dos postes. Los marcos: Están ubicados en los planos perpendiculares al eje de la galería. Están colocados a intervalos regulares variables según la naturaleza del terreno, cuanto peores sean los terrenos, menores son los intervalos. Tienen su agarre asegurado por destajes o cuñas ubicadas sobre la vertical de sus postes. Son revestidos por listones de madera de tapa. El sombrero: Pueden estar ubicados horizontalmente, o en ciertos casos, según la pendiente del techo. La joroba debería ir colocado contra el techo, para resistir mejor las presiones. Los postes: Están introducidos en las patillas en el piso para resistir mejor a las presiones laterales, la profundidad depende de la calidad del piso, si el piso varia 21

es de interés que las patillas sean profundas, de manera que en caso de rebajamiento los postes no dejen de afirmarse en las patillas. Son aguzados y golpeados en la base en caso de pisos duros, de manera que la punta se abra después de la instalación, lo que da una cierta elasticidad a la enmaderación. Son instalados con el extremo grueso en contacto con el sombrero, a fin de presentar mayor superficie al ensamble. 1.2.6. Geomecánica del macizo rocoso. En labores de producción y de avance, los mecanismos de inestabilidad son controlados por el grado de alteración y por las anisotropías existentes en el macizo, tales como la estratificación, juntas, fallas, cuya relación con los mecanismos de inestabilización es regida por: la distribución espacial de las discontinuidades; presencia y naturaleza de los materiales de relleno de las discontinuidades; irregularidades en las superficies de las discontinuidades, rotura y movimientos interiores.

Las rocas situadas a una cierta profundidad están sujetas a esfuerzos, resultado de peso de los estratos subyacentes, tensiones tectónicas residuales. Cuando se realiza una excavación subterránea en estas rocas, el campo de esfuerzos es alterado localmente y se produce una redistribución de las tensiones originales que existen en el medio. Las tensiones que actuaba en la roca extraída para realizar el túnel, se redistribuyen y deben ser soportadas por la roca que se encuentra en las proximidades de la excavación.

La caracterización del macizo rocoso implica la evaluación de los parámetros siguientes:  Identificación de los tipos litológicos Resistencia de la roca.  Mapeo de las principales discontinuidades (celdas, parches y línea de detalle).  Identificación de los principales sistemas de juntas Evaluación intrínseca de las discontinuidades (DIPS).  Condiciones Hidrogeológicas.  Ensayos de laboratorio.

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1.2.6.1. Índice Geológico de Resistencia (GSI). El índice de Resistencia Geológica (GSI) el cual fue introducido por Hoek (1994) y Hoek, Káiser y Bawden (1995) provee una descripción netamente cualitativa, el cual combina los parámetros fundamentales del proceso geológico: las propiedades de la roca intacta y las propiedades de las discontinuidades, los cuales sirven para estimar la resistencia de la masa rocosa en diferentes condiciones geológicas. Inicialmente este sistema de clasificación fue creado para determinar parámetros mecánicos a partir del criterio de falla de Hoek y Brown y su aplicación a modelos matemáticos, a comparación de los sistemas de RMR y Q que han sido desarrollados para la estimación del refuerzo o soporte en las excavaciones subterráneas. Por estas razones el GSI no considera el agua subterránea y la orientación estructural considerados en el RMR y el agua subterránea y los parámetros de esfuerzos considerados en el Q. De aquí que solo para la determinación de la resistencia del macizo rocoso solo considera 4 parámetros del sistema RMR tales como resistencia de la roca intacta, RQD, espaciamiento y condición de junturas. Tanto el RMR como el Q, incluyen y son muy dependientes del RQD introducido por Deere (1964), que el GSI no considera, más bien enfatiza las observaciones geológicas básicas de las características de la masa rocosa, reflejad en el material, estructura y la historia-geológica.

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Tabla 1: GSI CIA. MINERA PODEROSA

Fuente Área de Geomecanica Cia. Poderosa

24

1.3.6.2. QUALITY DESIGNATION (RQD) Deere (1964) propuso un índice cuantitativo de la calidad de la roca basado en la recuperación de núcleos en perforaciones diamantinas. Se define como el porcentaje de núcleos que se recuperan en piezas enteras de 100mm o más, del largo total del taladro.

𝑅𝑄𝐷 =

∑ 𝑇𝑅𝑂𝑍𝑂𝑆 < 10 𝑐𝑚. 𝑋 100 Longitud total de Perforacion

Se propuso la siguiente relación entre el valor numérico RQD y la calidad de la roca desde el punto de vista de la Ingeniería. Tabla 2: Calidad de la roca.

RQD

CALIDAD DE ROCA

< 25% 25-50% 50-75% 75-90% 90-100%

Muy Mala Mala Regular Buena Muy Buena

Fuente Área de Geomecanica Poderosa 1.3.6.3. Agua subterránea y su implicancia en la estabilidad de labores. El flujo de agua subterránea en un macizo rocoso fracturado depende de la abertura de las discontinuidades que a su vez depende del esfuerzo normal ejercido sobre ellas y de su interconexión, conocido como permeabilidad secundaria. Este esfuerzo aumenta con la profundidad, y a partir de un determinado nivel de discontinuidades aparecen cerradas, siendo la permeabilidad del macizo rocoso la de la matriz rocosa conocido como permeabilidad primaria. La permeabilidad primaria de la matriz es inter granular y el agua se transmite a través de los poros y fisuras interconectados de la roca.

25

1.3.6.4. Efecto sobre las propiedades del macizo rocoso. El agua, como material geológico, coexiste con las rocas e influye en su comportamiento mecánico y en su respuesta ante las fuerzas aplicadas. Los efectos más importantes son:  Juega un papel importante en la resistencia de las rocas blandas y de los materiales meteorizados.  Reduce la resistencia de la matriz rocosa en rocas porosas.  Rellena las discontinuidades de los macizos rocosos e influye en su resistencia.  Las zonas alteradas y meteorizadas, las discontinuidades importantes y las fallas son camino preferente para el flujo de agua.  Produce meteorización química y física en la matriz rocosa y en el macizo rocoso.  Es un agente erosivo. La presencia de agua subterránea da lugar a una tensión y a una presión hidrostática que se ejerce sobre las rocas con una magnitud igual en todas las direcciones. 1.3.6.5. Desarrollo de la tabla GSI en CMPSA. Para el desarrollo de la tabla GSI aplicable a las condiciones geológicas – estructurales de CMPSA, se ha tomado en consideración como tabla inicial propuesto por Hoek (1994), y ha sido correlacionado y corregido con parámetros influyentes en la resistencia del macizo rocoso y en la estabilidad de una excavación considerados en el sistema RMR, tales como la resistencia de la roca intacta el agua subterránea y la orientación de las estructuras. 1.3.6.6. Resistencia de la roca intacta. Para su determinación en el campo sea sencilla y práctica, se consideró la metodología propuesta por Brown (1981), en el cual considera una navaja y una picota de geólogo como herramientas de análisis. Inicialmente se considera 7 categorías de resistencia (R0, R1, R2, R3, R4, R5, R6). Pero por cuestiones prácticas se reducen a 5 categorías las cuales

26

están en función a la resistencia a la compresión uniaxial de la muestra ensayada. Tabla 3: Resistencia de la compresión uniaxial

RESISTENCIA A LA COMPRESION UNIAXIAL (MPA) Muy Mala Mala Regular Buena Muy Buena < 25 25 - 50 50- 100 100- 250 > 250 . Fuente Área de Geomecanica Poderosa  Muy Pobre (MP): Se Disgrega o indentada profundamente con un golpe firme con la punta de martillo de geólogo más de 5mm.  Pobre (P): El espécimen requiere un golpe simple de martillo de Geólogo para romperse o se indenta superficialmente con un golpe firme con la punta de martillo de geólogo.  Regular (R):El espécimen requiere más de un golpe de martillo de geólogo para poderlo romper (1 o 2 golpes)  Buena (B): El espécimen requiere más de un golpe de martillo de geólogo para poderlo romper (+3) varios golpes.  Muy buena (MB): El espécimen solo puede ser astillado con golpes de martillo de geólogo. Este parámetro no se está considerando en la cartilla Geomecánica por lo que se puede encontrar muy extremadamente raro. Por los dominios establecidos en el Zoneamiento Geomecánico de todas las Zonas (Norte, Sur) se excluye la categoría Muy Buena (MB) porque no se cuenta con resistencia a la compresión superiores a 250 MPA por las pruebas de la resistencia a la compresión uniaxial realizados en laboratorios(Ver Hoja Pagina 36,37). 1.3.6.7.

ROCK QUALITY DESIGNATION (RQD):

El RQD representa el grado de fracturamiento del macizo rocoso. No considera información adicional para el cálculo de la resistencia de la roca o para la determinación de las propiedades geométricas o mecánicas de las juntas. Por lo tanto el RQD refleja parcialmente la calidad del macizo rocoso.

27

El RQD tiene limitaciones en el caso de que existan fracturas con rellenos delgados de arcilla o de material meteorizado, lo que reduce la resistencia a la fricción a lo largo de los planos de fractura. Esto genera una roca inestable aun si las fisuras están muy separadas una de otra y el valor de RQD es alto. No toma el factor orientación de las discontinuidades lo cual es muy importante para el comportamiento de una roca alrededor de una obra subterránea. Tabla 4: Clasificación RQD RQD

CALIDAD DE MASA ROCOSA

GRADO DE FRACTURAMIENTO

FF/ml

20

25-50%

POBRE

MUY FRACTURADO

12-20

50-75%

REGULAR

MODERADAMENTE FRACTURADO

6-12

75-90%

BUENA

LEVEMENTE FRACTURADO

2-6

90-100%

MUY BUENA

MASIVO

0-2

Fuente Área de Geomecanica Poderosa El RQD usado para medir el grado de fracturamiento de la roca, para el conteo de las discontinuidades es necesario diferenciar las fracturas naturales de las producidas por disparo. Para la medición se toma dentro de 1metro cuadrado contados la cantidad de fracturas y divididas en el número de sistemas de discontinuidades. 1.3.6.8.

Consideraciones prácticas para el ajuste por factores influyentes en el uso de la cartilla GSI.

 Por presencia de agua. El agua ejerce una actividad muy importante como de causar migración del relleno de fracturas, lubricación de las discontinuidades, acelera el desprendimiento e incrementa la presión interna. La evaluación y recomendación de sostenimiento están dadas en condiciones secas. La clasificación propuesta por el sistema RMR (89), indica 5 categorías: Seco, Húmedo, Mojado, Goteo y flujo.

28

De esta clasificación, los dos últimos son las más desfavorables a la resistencia y a la estabilidad del macizo rocoso por esta razón la recomendación de sostenimiento sufre una modificación al inmediato inferior, como ejemplo un macizo con refuerzo B en condiciones secas, por presencia de agua se reforzara con el refuerzo C.  Por presencia de discontinuidades desfavorables. Por efectos de discontinuidades con orientaciones desfavorables, del mismo modo el sostenimiento sufre una modificación Ej. De A tendrá que ser B. Estas consideraciones adoptadas, cubren básicamente la intención a adoptar la cartilla Geomecánica “GSI” en un sistema que nos ayude a determinar el tipo de refuerzo o soporte en la estabilidad de excavaciones subterráneas. Discontinuidades con rumbo perpendicular al eje de la excavación Buzamiento. El buzamiento es la medida que sirven para fijar la posición de un plano o una línea. En la geología los usamos normalmente para determinar la posición de los estratos, niveles, miembros y formaciones. El buzamiento es el ángulo que forma la línea de máxima pendiente de una superficie de un estrato, filón o falla con su proyección sobre el plano horizontal. Otra definición de buzamiento es el ángulo que forma el plano a medir con respecto a un plano horizontal, y debe ir acompañado por el sentido en el que el plano buza o baja. Rumbo. El rumbo o dirección es el ángulo, respecto al norte, que forma la línea de intersección del estrato con un plano horizontal. Se mide con una brújula. El buzamiento o la inclinación máxima es el ángulo que forma el estrato con la horizontal, medido perpendicularmente al rumbo. Se mide con un clinómetro. A. Avance con el buzamiento. CONDICION MUY FAVORABLE – cuando buzamiento es de 45° - 90° CONDICION FAVORABLE – cuando el buzamiento es de 20° - 45° 29

B. Avance contra el buzamiento.

Avance

CONDICION REGULAR – Cuando el buzamiento es de 45° - 90° CONDICION DESFAVORABLE – Cuando el buzamiento es de 20° - 45°

C. Rumbo paralelo al eje de la excavación.

CONDICION MUY DESFAVORABLE – Cuando el buzamiento es de 40° - 90° CONDICION REGULAR – Cuando el buzamiento es de 20° - 45°

Avance

CONDICION MUY FAVORABLE – cuando buzamiento es de 45° - 90° CONDICION FAVORABLE – cuando el buzamiento es de 20° - 45°

30

D. Avance contra el buzamiento.

Avance

CONDICION REGULAR – Cuando el buzamiento es de 45° - 90° CONDICION DESFAVORABLE – Cuando el buzamiento es de 20° - 45° E. Rumbo paralelo al eje de la excavación.

CONDICION MUY DESFAVORABLE – Cuando el buzamiento es de 40° - 90° CONDICION REGULAR – Cuando el buzamiento es de 20° - 45° F. Buzamiento 0 – 20° y rumbo cualquiera

CONDICION REGULAR PRESENCIA DE FACTORES INFLUYENTES COMO: Esfuerzos, Encampanes, fallas o estructuras, puentes y labores cercanas determinadas por un radio de R=5ª donde “a” es la medida de la sección. Todo este factor nos obliga hacer que el sostenimiento sufra una modificación al inmediato inferior, como ejemplo un macizo con refuerzo B sin factores influyentes, por presencia de agua se reforzara con el refuerzo C (por factor influyente. CARTILLA GEOMECANICA “GSI” Para la elaboración de la presente tabla geomecánica se incluyeron los 4 factores predominantes que toma en cuenta el sistema RMR (Resistencia a la comprensión uniaxial, RQD, Factores influyentes) para una evaluación integral

31

del macizo rocoso y la determinación y elección correcta del sistema de fortificación que se requiere en una excavación cualquiera. Su

metodología

de

aplicación,

consideraciones

específicas

en

intersecciones y zonas de altos esfuerzos, consideraciones generales con respecto a la instalación de los elementos de soporte y su corrección con el índice RMR, se detallan en la cartilla. Para la elaboración de la cartilla se tomaron en cuenta los parámetros como se muestra en los siguientes cuadros y/o gráfico. CARTILLA GSI: Es de mucha ayuda haciendo estos ajustes importantes para reconocer el criterio de Hoek- Brown aplicado para el macizo rocoso. Tabla 5: Estimación en terreno de la Resistencia a la compresión Uniaxial

Fuente Área De Geomecanica Poderosa 1.3.6.9.

Selección del tipo de sostenimiento a utilizar.

Para la recomendación del sostenimiento en su mayor aproximación se tomó como base considerando la tabla propuesto por BARTON (1999) en las

32

que relaciona los índices Q y RMR con el Span y considerando el tipo de excavación (Permanente o Temporal) y el esfuerzo requerido. Es necesario resaltar que en el diagrama empírico considera al concreto lanzado reforzado con fibras (Shotcrete reforzado) pero no considera la inclusión de malla electrosoldada como refuerzo estructural, siendo este un sistema más eficiente y seguro en zonas de mayor criticidad. Así mismo cabe señalar que el sostenimiento aplicado debido a la presencia de presión y/o esfuerzos son modificados por requerimiento de dar seguridad a la integridad física y el área, aplicándolo entonces un sostenimiento más pesado o más fuerte (Ver Tabla.06) Tabla 6 .Tipo de Sostenimiento a Utilizar.

CATEGORIAS DE REFORZAMIENTO 1) Sin sostenimiento 2) Pernos esporádicos 3) Pernos sistemáticos 4) Pernos sistemáticos con shotcrete sin refuerzo, de 40-100 de espesor

5) 6) 7) 8)

Shotcrete reforzado con fibras, 50-90mm y pernos Shotcrete reforzado con fibras, 90-120mm y pernos Shotcrete reforzado con fibras, 120-150mm y pernos Shotcrete reforzado con fibras, > 150 mm, con arcos de acero (cerchas) y pernos 9) Revestimiento de concreto armado

33

Tiempo de Auto-sostenimiento A partir del siguiente gráfico, se estimar el tiempo de auto-sostenimiento de una excavación (Ver Tabla.7). Tabla 7.Tiempo de Autosostenimiento 1día

30

1 año

10 años

80

20 COLAPSO INMEDIATO

15

SPAN DEL TECHO, m

1 sem. 1 mes

O IZ AC M L DE

10 8

SO CO RO

60

ON 40 CI A R LO VA

6 5 4

80

3

60

20

OSO ROC

2

IZO MAC L E D ION RAC O L VA NO SE 40

REQUIERE SOSTENIMIENTO

1 20

10-1

100

101

102

103

104

105

Tiempo de Auto-Sostenimiento, horas

Sostenimiento permanente: Para determinar el sostenimiento permanente se puede utilizar los gráficos que se presentan en la figura o como mayormente se determina por el tiempo que se utilizara la labor. (Tabla. 8)

34

Tabla 8. Sostenimiento en labores permanentes

Span, Diametro o Altura, m. ESR

Dimensión Equivalente =

100

Excepcionalmente Pobre

Muy Pobre

Extremadamente Pobre

50 40 30 20

Pobre

5 4 5 2

Bueno

16

20 28 32

15 19 14

23 18

27

38

31 34

22 26

7 6 5

10

Excep. bueno 100 4 3 2 1

50 40 30 20

9 10

13

17

5 4 5 2

25 29

33

Extrem. bueno 8

12

21

30

37

Muy bueno

11

24

35

10

Reg.

No se requiere soporte

1

1 36

0.4 0.2 0.1

0.001

0.01

0.1

1

10

100

1000

Calidad de Macizo Rocoso Q.

Dependiendo del terreno o a su requerimiento para el control del soporte, el sostenimiento podría ser modificado por ende también la cartilla Geomecánica según el cambio del terreno o cambio

del método de explotación con la

aplicación de nuevos elementos de sostenimiento. 1.3.7. Vetas. Yacimiento compuesto por un cuerpo mineral de forma alargada, limitado por planos irregulares de rocas denominadas “encajonantes”, Generalmente la veta es vertical. Cuando el cuerpo mineral aparece tendido o echado se le llama “manto”, Las vetas constituyen el tipo de yacimiento más común en nuestro medio.

35

Figura 9: Calculando la potencia de la veta.

1.4.

Criterio para la reducción del espaciamiento a 1.20 x 1.50 m En la recomendaciones geomecanicas del tipo de sostenimiento nos refiere al uso de cuadros completos o cuadros cojos dependiendo a la sección del subnivel, la distancia recomendada viene a ser 1.50 m la cual, dentro del desarrollo no viene mostrando resultados favorables debido a que la zona de estudio presenta fuertes tensiones debido a presiones inducidas por excavaciones adyacentes , esfuerzos inducidos por el minado características del medio geológico de acá se considera que si se logra reducir el espaciamiento entre cuadros se lograra tener una mejor estabilidad del macizo rocoso

36

1.5.

Formulación del problema: ¿En cuánto se lograra optimizar el sostenimiento mediante la reducción del

espaciamiento de cuadros en vetas de 12° de buzamiento en zona norte, mina Poderosa – EJMAC EIRL? 1.6.

Hipótesis: Con la reducción del espaciamiento de los cuadros se logrará optimizar el

sostenimiento reduciendo en un 20% de los incidentes inherentes a la activad de colocado de cuadro en vetas de 12° de buzamiento. 1.7.

Objetivos:

1.6.1. Objetivo general: Optimizar el sostenimiento mediante la reducción del espaciamiento de cuadros en vetas de 12° de buzamiento en zona norte, mina Poderosa – EJMAC EIRL.

1.6.2. Objetivos específicos:  Determinar los diferentes estudios geomecánicos de los tajos para determinar el tipo de espaciamiento entre cuadro y cuadro.  Monitorear en los tajos eventos relacionados al relajamiento del macizo.  Demostrar

la

factibilidad

de

sostener

tajos

reduciendo

el

espaciamiento de los cuadros.

37

CAPITULO II MATERIALES Y METODOS 2.1.

Materiales

2.1.1. Material de estudio 2.1.1.1.

Ubicación del área de estudio.

Compañía Minera Poderosa, unidad Papagayo – zona norte, se encuentra ubicada en la provincia de Pataz departamento de la Libertad aproximadamente a 360 kilómetros (km) al noreste de la ciudad de Trujillo y a una altitud que van desde 2,300 hasta los 2,600 msnm. Para acceder a la Unidad existen varios medios, como son: (referencia desde la ciudad de Lima). Por vía aérea:

DE Lima Trujillo Chagual

A Trujillo Chagual Mina TOTAL

DISTANCIA (Km)

TIEMPO (hh:mm)

560 300 46 906

00:45 00:42 00:40 02:07

MEDIO Avión Avioneta Camioneta

Por vía terrestre:

DE Lima Trujillo Vijus

A Trujillo Vijus Mina TOTAL

DISTANCIA (Km)

TIEMPO (hh:mm)

560 330 16 906

08:00 14:00 00:20 22:20

MEDIO Panamericana Trocha Trocha

38

Coordenadas geográficas de la mina:  N: 9’147, 178,514  E: 210, 485,250 (Fig.01, 02,03).

Fig.10 Ubicación Cía. Minera Poderosa, Provincia de Pataz

Fig.11 Ubicación Cía. Minera Poderosa, Provincia de Pataz

39

Fig.12 Vista Panorámica Cía. Minera Poderosa –Provincia de Pataz 2.1.1.2. Explotación y planeamiento. Compañía Minera Poderosa S.A. se constituyó el 5 de Mayo de 1980, inscrita en el Registro Minero de la Oficina Registral de Lima y Callao, Asiento 01 - Ficha 24395 del Libro de Sociedades Contractuales y Otras Personas Jurídicas, con fecha 23 de Mayo de 1980. El objeto de la Empresa es el ejercicio de la actividad minera aurífera dentro de otras facultades que concede la ley para el sector privado. Actualmente vienen operando las vetas (Jimena 4, Glorita 2, Glorita, Carmela), para la explotación se emplean principalmente variantes de los métodos de Short Wall y Cut and Fill. Las actividades mineras de CMPSA se encuentran normadas por el Texto Único Ordenado D.S. Nº 014-92 EM Ley General de Minería, Ley Nº 28611 Ley General del Ambiente (deroga al Decreto Legislativo N° 613 Código del Medio Ambiente y de las Reservas Naturales), D.S. Nº 016-93-EM Reglamento de Protección Ambiental de las Actividades Minero Metalúrgicas y sus posteriores modificatorias. En cumplimiento de las referidas normas, CMPSA viene llevando a cabo estudios sobre medio ambiente y ha desarrollado su Programa de Adecuación y Manejo Ambiental (PAMA), aprobado

mediante Resolución 40

Directoral N° 129-97 EM/DGM, cuyo ejecución del mencionado programa fue aprobado por Resolución Directoral 028-2003-CM/DGM del 27 de Enero de 2003 por la Dirección General de Minería (DGM) del Ministerio de Energía y Minas. 2.1.1.2.1. Reservas probadas y probables. Los recursos minerales actuales están en el orden de 893,376 TM, con una ley de 11.97 gr/TM y 343,736 onzas. Las exploraciones y desarrollos se incrementarán progresivamente durante los siguientes años para obtener las reservas necesarias que hagan sostenible el incremento de la producción hasta el 2016. Con ello al cierre del 2016 se debe incrementar los recursos hasta llegar al orden de los 1, 445,914 TM, y reservas probadas y probables en el orden de 364,460 onzas de oro.

2.1.1.2.2. Producción mina. La capacidad de producción actual de Planta Marañón es de 740 TMD, la que se mantendrá por 4 años para priorizar la ganancia de recursos y la preparación de la mina, luego de los cuales se contempla su crecimiento en el año 2017, a 800 TMD. La producción actual de mina se programa en 255,298 TMS y se incrementaré en un 3% en el 2017. 2.1.1.3.

Diseño de minado zona norte.

2.1.1.3.1. Selección del método de minado. En el caso de Poderosa, se utilizó el método cuantitativo. 2.1.1.3.2. Geometría del yacimiento. A. Descripción de la geometría del yacimiento. La veta Jimena 4 tiene un rumbo promedio de N 40° W, con buzamiento de 20° NE. En la veta Jimena 5 se tiene un rumbo promedio de N 60° W, con un buzamiento promedio

de 33° NE, presentando como roca encajonante las

granodioritas con lentes de hornfels. En la veta Glorita 2 tiene un rumbo N 24° W, presentando un buzamiento de 23º NE aproximadamente.

41

La geometría de dicho yacimiento se presenta de forma tabular, en la que predominan 2 direcciones.

Descripción de la potencia del yacimiento: Realizando el análisis de las potencias de veta en las zonas explotadas, varían de 0.3 m a 2.1 m, teniendo mayor porcentaje las que van desde 0.3 a 0.9 (44%), de 0.9 m a 1.20 m (20%), de 1.20 m a 1.50 m (16%), de 1.50 m a 2.1 m (9%) y mayores a 2.1 m (5%). En forma general, se considera un yacimiento de potencias reducidas. Ahora realizando el análisis de las potencias de veta en base a las reservas, las que serán explotadas a futuro, nos muestran también una reducción de las potencias de veta, en la que varían de 0.3 m a 2.1 m, teniendo mayor porcentaje las que van desde 0.3 a 0.9 (42%), de 0.9 m a 1.20 m (33%), de 1.20 m a 1.50 m (15%), de 1.50 m a 2.1 m (7%) y mayores a 2.1 m (2%). En forma general, se considera un yacimiento de potencias. En forma general, se considera un yacimiento de potencias reducidas. Descripción de la inclinación del yacimiento: La veta Jimena 4 tiene un buzamiento de 20° NE, la veta Jimena 5 tiene un buzamiento promedio de 33° NE y la veta Glorita 2 tiene un buzamiento de 23º NE aproximadamente. Según Nicholas (1981), se define a la veta Jimena 4 como yacimiento horizontal y las vetas Jimena 5 y Glorita 2 como yacimientos de inclinación intermedia. Descripción de la profundidad del yacimiento: La veta Jimena 4 se encuentra a una profundidad que varía de 800 m a 950 m y la veta Glorita 2 varía entre 500 m y 550 m. B. Características geotécnicas del yacimiento. Para el caso de Jimena 4, el esfuerzo vertical es igual a 22 MPA y el esfuerzo horizontal va desde 9.35 MPA a 22.00 MPA y para el caso de Glorita 2, el esfuerzo vertical es igual a 13.75 MPA y el esfuerzo horizontal va desde 9.35 MPA a 13.75 MPA. La resistencia uniaxial entre el esfuerzo vertical de la roca intacta es de 4.86 MPA para Jimena 4 y de 7.78 MPA para Glorita 2.

42

En lo referente al número de estructuras estamos entre las 3 a diez fracturas por metro. Determinación del método de Minado: Se tomó como base la metodología de Nicholas en el que da un rating de valores basadas en datos obtenidos en distintas minas del mundo y también el UCB Mining Method Selector, algoritmo desarrollado por Miller, Pakalnis, Paulin (1995). El primer paso es clasificar la geometría del yacimiento y luego las características geotécnicas del yacimiento, en el que se caracteriza el mineral, pared colgante y pared yacente. Tabla 9 Geometría del yacimiento de la zona de estudio GEOMETRIA DEL YACIMIENTO Ma s i vo

ya ci mi ento ma s i vo 2 di mens i ones ma yor a s u potenci a

Ta bul a r Irregul a r Potencia

min

max

Angos to

0

10

Intermedi o

10

30

Ancho

30

100

Muy a ncho

100

10000

Manteo

min

max

Hori zonta l

0

20

Intermedi o

20

55

Verti ca l

55

90

Dist. Leyes Uni forme Gra da ci ona l Di s emi na do

CARACTERISTICAS GEOMECÁNICAS UCS/s1

Roca Intacta 0

Ba j a Medi a na Al ta

8

8

15

15

10000 ff/m

Espaciamiento estructuras Muy cerca na s

16

10000

Poco es pa c.

10

16

Es pa ci a da s

3

10

Muy es pa ci a da s

0

3

Condición estructural Ba j a

s i n rel l eno

Medi a na

s i n rel l eno/rugos a

Al ta

rel l eno mi nera l > competente que l a roca i nta cta

Fuente Área de Geomecancia Poderosa

43

2.1.2. Materiales, equipos y herramientas 2.1.2.1.

Materiales.

 Materiales de escritorio: Papel Bond A4 80gr, Lapiceros Faber Castell, Correctores, Resaltadores, Tinta de impresora HP, Memoria USB 4 GB, Folder porta todo.  01 cinta métrica de 30 m.  02 libretas de campo.

2.1.2.2.

Equipos.

 01 Cámara digital Sony.  01 Laptop Toshiba Satélite.  01 Impresora HP multifuncional.  Calculadora Casio FX – 82 ES.

2.1.2.3.

Herramientas.

 AUTOCAD 2016.  MS Excel 2010. 2.2.

Métodos y técnicas.

2.2.1. Técnicas para la recolección de datos: El continuo desarrollo de la explotación minera invariablemente conduce a la profundización de los yacimientos. A medida que la explotación se profundiza la infraestructura minera penetra en macizos rocosos constituidos de roca primaria, este tipo litológico de rocas se caracteriza por presentar una mayor rigidez, es decir una mejor tendencia a la deformación. Además a mayor profundidad

el nivel

de esfuerzos

aumenta

progresivamente, la convergencia de rocas rígidas en ambientes altamente confinados constituye el factor desencadenante del fenómeno de estallido de rocas. Cuando un macizo rocoso está sujeto a cambios de tensiones ocurre que la roca se produce microfracturamientos con liberación de energía sísmica. En Cía. minera poderosa se han determinado 4 tipos de eventos: 44

Tabla 10 Tipos de Eventos

INTENSIDAD

EFECTO

LEVE

Sonidos leves

REGULAR

Sonidos Fuertes y frecuentes

FUERTE

Existe Proyeccion de Roca de menos efecto

MUY FUERTE

Existe proyeccion de roca y causa destruccion de sostenimiento

Fuente Área de Geomecanica Poderosa Tipos de energía sísmica.  Rango Subaudible: El Evento sísmico es llamado ruido de roca (Rock Noise).  Rango Audible: El evento sísmico se libera violentamente con proyección de partículas, provocando daño el evento sísmico se denomina “Estallido de rocas”. La técnica de recojo de datos se basó en recoger directamente información de eventos sísmicos realizamos registros de eventos en cuaderno de campo de acuerdo a la frecuencia se realiza la evaluación del evento, realizando seguimientos en las zonas de evento las cuales según sea su gravedad se paralizan hasta una liberación de energía y luego se realiza el sostenimiento correspondiente según recomendaciones geomecánicas. 2.3. Diseño de investigación: 2.3.1. Material de estudio. a) Población. Según Oseda, Dulio (2008:120) “La población es el conjunto de individuos que comparten por lo menos una característica, sea una ciudadanía común, la calidad de ser miembros de una asociación voluntaria o de una raza, la matrícula en una misma universidad, o similares”. (3)

45

En el caso de nuestra investigación, la población estará conformada por el área de sostenimiento de los tajos de la empresa minera poderosa zona norte – EJAMC EIRL. b) Muestra. El mismo Oseda, Dulio (2008:122) menciona que “la muestra es una parte pequeña de la población o un subconjunto de esta”, que sin embargo posee las principales características de aquella. Esta es la principal propiedad de la muestra (poseer las principales características de la población) la que hace posible que el investigador, que trabaja con la muestra, generalice sus resultados a la población”. (4) Para nuestro estudio la muestra será los tajos de la zona norte de la Empresa Poderosa a cargo de la contrata EJMAC – EIRL.

2.3.2. Métodos y técnicas. Instrumentos Los materiales que se utilizaran serán: Base de datos obtenidos de las pruebas, informes diarios e bibliografías recopiladas. Las herramientas informáticas aplicativas serán: Excel, Power Point, Google Chrome, entre otros. Respecto a los instrumentos se utilizaran: computadoras, impresoras, Cámaras fotográficas, Cronometro, flexometro. Etc. 2.3.3. Diseño. Diseño de investigación El diseño que se empleará en esta investigación será descriptivo del tipo aplicativo.

M: Muestra de elementos o Población de elementos de estudio Xi: Variables de estudio i = 1,2,… O1: Resultados de la medición de las variables 46

2.3.4. Procedimiento. 2.3.4.1.

Procedimiento de recolección de datos.

 Se estudiará bibliografía e información recopilada, para determinar nuestra línea base.  Se monitoreará la resistencia, calidad de madera y la vida útil del cuadro. 2.3.4.2.

Flujograma De Estudio Del Proyecto

Figura 13 Flujograma de Estudio Fuente El Autor. 47

2.3.5. Técnicas de procesamiento y análisis de los datos.  Realizar las pruebas en campo, tomando como base los datos de los estudios geomecánicos de los tajos en donde se empleará los cuadros.  Se generará una base de datos de estudio de la implementación de los cuadros.  Se evaluará la influencia que tendrá el uso de los cuadros invertidos respecto al buzamiento de la veta.  Se obtendrá los resultados de las pruebas, lo cual es necesario para llegar a las conclusiones. 2.3.6. Relación avance y número de incidentes con el uso de cuadros con un espaciamiento de 1.50 m. Periodo Abril 2016 – Junio 2016 Haciendo uso de los reportes de avance en metros en los tajos y del número de horas perdidas por incidentes, como el estallido de roca, desprendimiento de rocas, teniendo consecuencias en pérdidas de cuadros, en muchos casos teniendo que volver a reponerlos, ocasionado un retraso en producción efectiva, de lo cual se obtuvo la información de ultimo trimestre, cuyo resumen se indica en la tabla Nª 11 Tabla11: Resumen avance y número de incidentes con el uso de cuadros con un espaciamiento de 1.50 m. Periodo Abril 2016 – Julio 2016 Resumen avance y número de incidentes con el uso de cuadros con un espaciamiento de 1.50 m. Periodo Abril 2016 – Julio 2016

Avance por tajeo

Incidentes

UM

abr-16

may-16

jun-16

Proyectado

TM

5000

4800

5500

Ejecutado

TM

4020

3900

4300

% de Cumplimiento

%

80.4%

81.3%

78.2%

13

12

16

Fuente El Autor.

48

En el trimestre (Abril-Junio) se puede observar que el porcentaje de cumplimiento de lo proyectado en toneladas métricas de mineral

viene

disminuyendo con relación al aumento del número incidentes ocasionados por problemas geomecanicos y en algunos casos por negligencia del trabajador o del supervisor. Para un mejor análisis se puede visualizar en la figura Nª 14 donde se muestra un tendencia a la baja del porcentaje de cumplimento de lo proyectado con el aumento del número de incidentes presentados en la operación de tajeo. 100.0%

18

90.0%

16

80.0%

16 14

13

70.0%

12

12

60.0% 10 50.0% 8 40.0%

80.4%

81.3%

78.2% 6

30.0%

4

20.0%

2

10.0% 0.0%

0 abr-16 may-16 % de Cumplimiento de Tonelas Metricas de Mineral

jun-16 Incidentes por Mes

Figura 14: Relación Cumplimiento mensual de Toneladas Métricas de mineral y Numero de incidentes por mes Fuente El Autor.

2.3.7 Análisis rendimientos del ciclo de operación en tajeo usando cuadros con un espaciamiento de 1.50 metros Se tomaron datos in situ del rendimiento de los tajos que son responsabilidad de la empresa EJMAC. Como podemos ver en el Anexo Nª 01 en el trimestre (Abril-Junio) se colocaron un total de 1105 cuadros entre completos y cojos en los diferentes tajos donde opera la empresa. Los datos obtenidos fueron resumidos en la tabla Nª 12 49

Tabla 12: Análisis y resumen de rendimientos de la actividad de colocado de cuadros Cuadro Completo

Numero de cuadros Cojos repuestos por incidentes

1720 TJ 6370-1

0

3

0

Numero de cuadros Completos repuestos por incidentes 0

1827 TJ 7940-1

20

11

3

0

1827 TJ 7980-1

0

0

0

0

1827 TJ 8005-1

23

14

3

1

1827 TJ 8035-1

80

17

4

2

1837 TJ 7875-1

29

14

4

1

1837 TJ 7875-2

60

0

5

1

1837 TJ 7940-1

96

19

6

3

1837 TJ 7960-1

53

21

5

0

1837 TJ 7960-2

68

28

3

0

1847 TJ 8000-1

65

27

4

4

1847 TJ 8020-1

27

9

2

2

1865 TJ 8055-1

65

29

3

3

1870 TJ 7660-4

44

13

4

1

1875 TJ 7650-1

37

0

0

1

1900 TJ 8185

25

3

5

1

1900 TJ 8190

0

0

0

0

1900 TJ 8190-1

4

7

0

1

Labor

Cuadro cojo

1900 TJ 8190-2

2

0

0

0

1900 TJ 8190-3

34

23

3

0

1955 TJ 7740-1

39

4

2

2

1955 TJ 7760-1

29

6

3

3

1960 TJ 7860-7

33

24

4

2

833

272

63

28

Total general

Fuente El Autor.

De la tabla podemos notar que existe un alta tendencia a reponer cuadros los cuales por el comportamiento geomecanico de la zona, los cuadros colocados a una distancia de 1.50 metros no muestran efectividad, resultando en un costo adicional y por ende en un retraso en la operación de tajeo. Desde un punto de vista de la seguridad existe un riego significativo tanto para el personal equipos y para el proceso.

50

Análisis de costos y beneficio del colocados de cuadros con un espaciamiento de 1.50 m. Periodo Abril 2016 – Junio 2016 Del reporte del último trimestre de las valorizaciones podemos resumir en la Tabla Nª 13 donde observamos que existe un costo adicional significativo por la reposición de cuadros, el cual afecta directamente a las utilidades o ganancias de la empresa. Tabla13: Análisis y resumen del costo beneficio del colocado de cuadros del último trimestre (Abril - Junio) Tipo de Cuadro

Total de Total Precio por Costo Total Cuadros Valorizado en Cuadros Cuadro por Cuadro Colocados en el Trimestre Repuestos Colocado (S/) Repuesto (S/) el Trimestre (S/)

% de Perdida por Cuadros repuestos en el Trimestre

Cuadro Cojo

833

484.56

403638.29

63

30527.27

7.6

Cuadro Completo

272

596.82

162335.29

28

16710.99

10.3

Fuente El Autor. Dentro del análisis de costo beneficio podemos notar también que está perdida viene asociada directamente con el porcentaje de cumplimento de toneladas métricas de mineral proyectadas para la empresa debido a la perdida de horas hombre por el motivo de la reposición de cuadros.

51

CAPITULO III RESULTADOS 3.1. Evaluación de los reportes de incidentes en la colocación de cuadros en tajos en el trimestre julio 2016 – septiembre 2016 con la reducción del espaciamiento de cuadros a 1.2 metros Usando la misma técnica de recolección de dato se tomó los reportes del último trimestre del área de seguridad los cuales se resumen en la tabla Nª 14

Tabla14: Resumen de o incidentes ocurridos en la actividad de colocado de cuadros y relación con el número de cuadros repuestos último trimestre (Abril Junio) Mes

jul-16

ago-16

sep-16

Total

Incidentes reportados

5

3

2

10

Cuadros Cojos repuestos por incidentes

8

5

7

20

Cuadros Completos Repuestos por incidentes

2

4

3

9

Fuente El Autor Podemos notar en la tabla Nª14 que con la reducción del espaciamiento de 1.50 m. a 1.20. m. de cuadro a cuadro, existe una significativa reducción en el número de incidentes reportados, originado un ambiente de trajo más seguro, ya que se da las condiciones, reduciendo el nivel de riesgo considerablemente, logrando finalmente asegurar la continuidad del proceso de extracción de mineral sin contratiempos o situaciones que pongan en peligro el proceso.

3.2. Relación cumplimiento del Programa de Toneladas Métricas de Mineral y número de incidentes con el uso de cuadros con un espaciamiento de 1.20 m. Periodo Julio 2016 – Septiembre 2016 De los últimos reportes de toneladas de mineral extraído de los diferentes tajos de responsabilidad de la empresa EJMAC se recopilo la información necesaria la cual se resumen en la Tabla Nª15 donde podemos apreciar un gradual aumento el porcentaje de cumplimiento del programa proyectado por cada mes en el último trimestre. 52

Tabla15: Resumen avance y número de incidentes con el uso de cuadros con un espaciamiento de 1.20 m. Periodo Julio 2016 – Septiembre 2016 UM

jul-16

ago-16

sep-16

Proyectado

TM

5800

5000

4900

Ejecutado

TM

5400

4700

4590

% de Cumplimiento

%

93.1%

94.0%

93.7%

5

3

2

Avance de tajos Incidentes

Fuente El Autor En el trimestre julio – septiembre con la reducción del espaciamiento de la distancia de cuadro a cuadro (1.20 metros) se logró controlar en gran medida el número de incidentes suscitados inherentes a la actividad del colocado de cuadros en los tajos, logrando una mejor estabilidad del macizo rocoso evitando así la ocurrencia de incidentes como el estallido de rocas, caída de rocas, derrumbe de hastiales, etc. En la figura Nª15 podemos notar que la ocurrencia del número de incidentes y el aumento significativo del porcentaje de cumplimiento de Toneladas Métricas. 100.0%

6

90.0% 80.0%

5

5

70.0%

4

60.0% 50.0%

93.1%

3 94.0%

3

93.7%

40.0% 2

2

30.0% 20.0%

1

10.0% 0.0%

0 jul-16 ago-16 % de Cumplimiento de Tonelas Metricas de Mineral

sep-16 Incidentes por Mes

Figura 15: Relación Cumplimiento mensual de Toneladas Métricas de mineral y Numero de incidentes por mes

53

3.3. Comparación de rendimientos antes y después de la implantación del nuevo parámetro de reducción del Espaciamiento En este punto realizamos una comparación anterior al criterio del cambio en la espaciamiento de cuadro a cuadro de los cuales e tomo como referencia el último trimestre ates de cambio del parámetro y el trimestre en donde ya se inició con la reducción del espaciamiento la cual se resumen en la tabla Nª16 donde se aprecia que existe un aumento en el número de cuadros colocados en los distintos tajos cono resultado de la reducción del espaciamiento; pero se tiene un reducido número de cuadros repuestos. Tabla16: Resumen del número de cuadros colocados y repuestos en el último semestre

Tipo de Cuadro Cuadro Cojo Cuadro Completo

Tipo de Cuadro Cuadro Cojo Cuadro Completo

Total de Cuadros Colocados en el Trimestre (Abril Junio) 833

Precio por Cuadro Colocado (S/)

Total Valorizado Cuadros en el Trimestre Repuestos Abril - Junio (S/)

484.56

403638.29

63

272

596.82

162335.29

28

Total de Cuadros Colocados en el Trimestre (Julio Septiembre)

Precio por Cuadro Colocado (S/)

950

484.56

460331.78

20

305

596.82

182030.38

9

Total Valorizado Cuadros en el Trimestre Repuestos Julio - Sept (S/)

Fuente El Autor En relación al incremento del uso de madera podemos ver la relación que existe entre la disminución del espaciamiento el bajo número de cuadros repuestos como muestra en la figura Nª16 de lo cual podemos inferir que así se logra justificar este proyecto

54

35.00

31.75

32.14

30.00

Porcentaje

25.00 20.00 15.00

12.32

10.82

10.00 5.00 0.00 Porcentaje del Aumento del Uso de madera Cuadro Cojo

Porcentaje de la Reduccion de Cuadros Repuestos

Cuadro Completo

Figura Nª16 Relación Del incremento del uso de madera y el bajo número de cuadros repuestos.

55

CAPÍTULO IV CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

4.1. Conclusiones a) Se determinó que con la reducción del espaciamiento de los cuadros a 1.20 x 1.50 metros en los tajos con buzamiento de 12ºde responsabilidad de la empresa EJMAC, en el último trimestre (Julio – Septiembre) es posible lograr una mejor estabilidad en el macizo rocoso reduciendo en un 24.4 % la reposición de cuadros, logrando así mejorar las condiciones de la las labores reduciendo los incidentes suscitados en los tajos.

b) A pesar de incremento del uso de madera (12.32 % para cuadros Cojos y 10.82 % para Cuadros Completos), como consecuencia de la reducción del espaciamiento, se demostró que es la mejor alternativa ante el problema geomecanico propio de la zona del estudio logrando una mejor estabilidad y por ende evitando el pandeo de los redondos, reduciendo el número de cuadros remplazados.

c) Se logró una reducción significativa en el remplazo de cuadros de madera (31.75 % para cuadros Cojos y 32.14% para Cuadros Completos) de lo cual podemos inferir que se puede sustentar el incremento de madera, debido a esa reducción de cuadros remplazados en tajeo; por lo tanto no se

verían

comprometido los costos operativos de la empresa.

d) Desde el punto de vista de la seguridad ocupacional con la implementación del proyecto se logró reducir el índice de frecuencia, mejorando las estadísticas de seguridad con la reducción significativa de los incidentes ocurridos en los tajos, mejorando las condiciones del ambiente de trabajo, reduciendo así el nivel de riesgo logrando la seguridad de la persona equipos y del proceso.

56

4.2. Recomendaciones a) Llevar los controles de los indicadores geomecanicos a fin de determinar en qué momento

el macizo rocoso cambiara y der posible reducir más el

espaciamiento o caso contrario determinar otro sistema de sostenimiento.

b) Realizar el chequeo previo de la madera tanto al momento de seleccionar el redondo así también como la madera almacenada con la finalidad de evitar que uno de los elementos del cuadro colapse por una mala selección.

c) Realizar inspecciones periódicas de los cuadros y elementos de sostenimiento dando importancia en las zonas donde existe presencia de agua, fallas y roca muy fracturada.

57

CAPÍTULO V Referencias bibliográficas. a. Mendieta A. (2014). En su tesis “Optimización de los costos operativos en la unidad Cerro Chico” Lima - Perú. b. Carhuamaca J. (2009). En su tesis

“Evaluación y optimización del

sostenimiento con cimbras en minería subterránea” Lima - Perú. c. CORDOVA N. (2008). En su tesis “Geomecánica en el minado subterráneo caso mina Condestable”. Para optar el grado de Maestro en Ciencias, con mención en Ingeniería de Minas. Facultad de Ingeniería Geológica, Minera y Metalúrgica. Sección de Post Grado. Universidad Nacional de Ingeniería. d. EWES L. (2011). En su tesis “Desprendimiento de rocas que generan accidentes fatales en la minería peruana”. Para optar el título de Ingeniero de Minas. Facultad de Ingeniería de Minas, Geología y Metalurgia. Universidad Nacional “Santiago Antúnez de Mayolo”. e. Oseda, D. (2008) Metodología de la Investigación. Perú: Ed. Pirámide f. Sari J. y Rodas E (2013).En su tesis “Propuesta del sistema de fortificación que se debe emplear a lo largo de la veta f-10 de la mina subterránea liga de oro de la empresa minera Somilor s.a.” Cuenca – Ecuador. g. Ramos R. (2005). “Estudio de factibilidad del yacimiento aurífero Abigail Estefanía”. Lima – Perú. h. Llanco J. y Sicus Y (2012) “Evaluación de la voladura basada en las clasificaciones geomecánicas en la CIA CONSORCIO MINERO HORIZONTEU/P CULEBRILLAS” Huancavelica – Perú.

58

ANEXOS

59

Anexo Nº 1: Tabla de resumen de cuadros colocados en el trimestre (abril – junio) Tipo de Cuadro

abr-16

1720 TJ 6370-1

Tajo

CUADRO COMPLETO

3

may-16

jun-16

Total

1827 TJ 7940-1

CUADRO COJO

2

18

20

CUADRO COMPLETO

2

9

11

3

1827 TJ 7980-1

CUADRO COJO

1827 TJ 8005-1

CUADRO COJO

19

CUADRO COMPLETO

14

CUADRO COJO

37

26

17

80

CUADRO COMPLETO

1

4

12

17

CUADRO COJO

29

CUADRO COMPLETO

14

1827 TJ 8035-1

1837 TJ 7875-1

1837 TJ 7875-2

CUADRO COJO

1837 TJ 7940-1

CUADRO COJO CUADRO COMPLETO

1837 TJ 7960-1

1837 TJ 7960-2

1847 TJ 8000-1

1847 TJ 8020-1

0 4

14

29 14 35

25

60

31

34

31

96

6

9

4

19

CUADRO COJO

28

7

18

53

CUADRO COMPLETO

16

3

2

21

CUADRO COJO

23

24

21

68

CUADRO COMPLETO

11

11

6

28

CUADRO COJO

8

25

32

65

CUADRO COMPLETO

4

13

10

27

16

11

27

9

9

CUADRO COJO CUADRO COMPLETO

1865 TJ 8055-1

1870 TJ 7660-4

1875 TJ 7650-1

23

CUADRO COJO

30

35

65

CUADRO COMPLETO

12

17

29

CUADRO COJO

25

19

44

CUADRO COMPLETO

1

12

13

CUADRO COJO

37

37

CUADRO COMPLETO 1900 TJ 8185

1900 TJ 8190

1900 TJ 8190-1

0

CUADRO COJO

25

25

CUADRO COMPLETO

3

3

CUADRO COJO

0

CUADRO COMPLETO

0

CUADRO COJO

4

4

CUADRO COMPLETO

7

7

1900 TJ 8190-2

CUADRO COJO

1900 TJ 8190-3

CUADRO COJO

23

CUADRO COMPLETO

14

1955 TJ 7740-1

1955 TJ 7760-1

1960 TJ 7860-7

2 34

9

23

CUADRO COJO

39

39

CUADRO COMPLETO

4

CUADRO COJO

2

4 27

29

CUADRO COMPLETO

4

2

6

CUADRO COJO

15

18

33

CUADRO COMPLETO Total general

2 11

318

6

18

24

375

412

1105

Fuente EJMAC

60

Anexo Nº 2: PU Empresa EJMAC

LABORES DE AVANCE AVANCE HORIZONTAL LIMPIEZA A PULSO MEDIDAS

PRECIO

1.2

1.8

1389.66

2

2

1004.79

LABOR ESCM - SN

AVANCE VERTICAL LIMPIEZA A PULSO LABOR CH

LIMPIEZA CON PALA NEUMATICA LABOR

MEDIDAS

PRECIO

GL - CR

2.5

1189.63

2.5

MEDIDAS

PRECIO

1.5

1.5

981.08

2.4

1.5

1247.20

LIMPIEZA CON WINCHE LABOR CH

MEDIDAS

PRECIO

1.5

1.5

799.90

2.4

1.5

991.40

LIMPIEZA CON WINCHE MEDIDAS

PRECIO

SN

1.2

1.8

815.63

ESCM

2

2

1055.51

LABOR

LIMPIEZA POR GRAVEDAD LABOR CH

MEDIDAS

PRECIO

1.5

1.5

669.54

2.4

1.5

775.90

LIMPIEZA SIN SCOOP MEDIDAS

PRECIO

GL

2.5

2.5

863.40

CR

2.7

2.7

934.59

LABOR

ROTURA DE MINERAL Limpieza con winche S/ Cuadro cojo S/ Cuadro completo S/

270.8072 484.5598 596.8209

Fuente EJMAC

61

Anexo Nº 3 Geología del Yacimiento.  Geología general. Las características geológicas desarrolladas en la región están ligadas a la evolución estratigráfica y estructural de la cordillera de los andes en su segmento oriental del sector Norte del Perú, conformado por la superposición de 3 ciclos: El Precámbrico, Hercínico y Andino. Áreas glaciadas, altiplano y valles constituyen la morfología (Wilson y Reyes, 1964). En el Precámbrico se constituye base estratigráfica denominada como “Complejo de Marañón”, se compone principalmente de esquistos, filitas y secuencias variadas de rocas meta-volcánicas de tobas e ignimbritas, esta secuencia que supera los 2000 metros de espesor, son mejor y mayor apreciados en las márgenes del río Marañón (Cueva, 1987; Miranda, 1983; Rivera, 1992; Schreiber, 1989; Wilson y Reyes, 1964). En el Paleozoico: sobre el Complejo de Marañón, a fines del Precambriano, se ubican rocas volcánicas conocidas bajo el nombre de Serie Meta volcánica y, sobre ella se desarrollan el ciclo Hercínico con una secuencias turbiditicas de colores oscuros de cientos de metros (Rivera, 1992), la cual es reconocida como la Formación Contaya del Ordovicico, espacialmente se encuentran ubicadas en bordura externa del Batolito de Pataz (al Norte preferentemente en el flanco Oeste y al Sur en los dos flancos) o como secuencias colgadas (desde enclaves a xenolitos) al interior de ésta. A inicios del Carbonífero empieza una sedimentación continental, conocida como Grupo Ambo, la que se compone de lutitas, areniscas y algunos horizontes de conglomerados formando secuencias superiores a los 300 metros, de mayor expresión en el sector occidental del valle de Marañón (Rivera, 1992). A fines del Paleozoico se depositan areniscas y conglomerados de coloración rojiza, a las que se les designa como las molasas del Grupo Mitú, que se forman en una fase epirogénica (Dalmayrac, 1970) entre el Pérmico y Triásico. En el Mesozoico: la sedimentación del ciclo Andino comienza con las calizas y dolomitas de Grupo Pucará del Triásico-Jurásico, con secuencia mayor a los 500 metros, sobre yacen en discordancia angular al Grupo Mitú. La Formación Goyllarisquizga del Cretáceo inferior se caracteriza por areniscas con

62

intercalaciones de material pelítico con una potencia entre 100 y 300 metros (Rivera, 1992). Sobre ella con una potencia de 200 metros, continua la Formación Crisnejas compuesta de margas y calizas de color marrón grisáceo (Benavides, 1956). En discordancia angular sobre la Formación Crisnejas se deposita la Formación Chota que consiste de lutitas y siltitas (Rivera, 1992) de coloración rojiza por la que se les denomina “las capas rojas” del Cretáceo superior. Una acumulación de rocas volcánicas mayor a 1500 metros de potencia de lavas andesíticos a riolíticos ocurridas en el Terciario medio conforman la denominada Volcánicos Lavasen, los mismos que se depositan en discordancia angular sobre el Batolito de Pataz y el Complejo de Marañón (Schreiber, 1989). En el Cuaternario se forman depósitos aluviales y fluvioglaciares. Rivera (1992) reporta depósitos morrénicos sobre los 3500 metros sobre el nivel del mar. El Batolito de Pataz es el cuerpo intrusivo dominante en la región, de forma lenticular alargada con orientación entre N330º y N340° con buzamiento entre 60 y 70°. El contacto occidental con el Complejo de Marañón es generalmente fallado (Chávez, 1990).  Geología local. La litología en la mina se constituyen de: granodioritas, monzogranitos (adamelitas), diques aplíticos y pegmatíticos que corresponden a la serie ácida, mientras que: tonalitas, dioritas (dioritas hornblendicas a hornblenditas), microdioritas, pertenecen a una serie intermedia con expresiones tardías de diques lamprófiros y de diabasa. La secuencia ácida a la que se le agrega el granito son las mayores componentes de la secuencia intrusiva de la región y de todo el Batolito de Pataz, entre éstas, las granodioritas de mayor volumen en ocasiones se encuentran en gradación de tonalitas a granitos y monzogranitos; sin embargo, es común observar contactos nítidos entre granodioritas con monzogranitos. El desarrollo de labores mineras como en el Nivel 1937, Papagayo, permite observar la relación entre las rocas ácidas con las de composición intermedia (dioritas) el contacto es neto, en muchos casos no rectos, sino de modo irregular. 63

El conjunto de las rocas ácidas contienen enclaves de diferentes dimensiones desde centímetros a métricos de dioritas, microdioritas, metavolcánicos, metafilitas y metagrawacas de las series pre-intrusivas (ver sección enclaves meta-sedimentarios). La serie diorita-microdiorita que fue descrita por Miranda (1987), Schreiber (1998) y Haeberlin (2000) como la cristalización de las primeras fases del intrusivo,

predominantes en el área de

Consuelo

que se

presenta

superficialmente como una estructura subcircular, mientras que el área de Papagayo-La Lima son de forma alongada sub-tabular y sub-paralelos al contacto con el Complejo del Marañón. Dentro de la diorita se encuentran enclaves de rocas pre-carboníferas y microdioritas. Diques de composición ácida y básica se emplazan paralelos y cortantes al conjunto de rocas predecesoras. La ocurrencia de rocas metasedimentarias y metavolcánicos precarboníferos se da en el flanco Oeste del batolito y de las labores mineras; mientras que una serie de derrames andesiticos a riolíticos terciarios cubren el flanco Este, una serie de diques 15 coetáneos a estos derrames de diferentes tallas se emplazan cortando las series intrusivas .  Geología estructural. El yacimiento Poderosa presenta un fuerte control estructural a nivel regional, distrital y local, con sistemas de fallas y fracturas que se repiten a diferentes escalas

y controlaron el emplazamiento del batolito de Pataz y

posteriormente la

mineralización y ubicación espacial de los ore shoots

(Schneider, 1989). Regionalmente las vetas ocupan estructuras de segundo y tercer orden hacia la caja techo de un lineamiento mayor de rumbo NNW, a lo largo del margen occidental del batolito de Pataz (Haeberlin, 2000). Este lineamiento mayor se cree que sea posiblemente del Proterozoico y corresponde a una sutura que fue reactivada periódicamente durante subsecuentes eventos tectónicos, el cual durante los estadíos de mineralización debió funcionar como el principal alimentador de los fluidos hidrotermales mineralizantes. Las fallas principales son sub-verticales y tienen un rumbo N a NW, además de un juego de fallas transversales de orientación cercana al E-W, las 64

cuales son secantes a los planos de las estructuras mineralizadas. A nivel distrital y local se pueden observar estructuras mayores y menores.  Estructuras mayores. Tanto a escala regional como a escala distrital o local se presentan fallas subverticales principales así como fallas y estructuras mineralizadas de bajo ángulo. Todas se han generado de manera sistemática y repetitiva con pequeñas variaciones locales en rumbo y buzamiento. En la zona norte (veta Jimena), se reconocen hasta 3 familias de fallas subverticales (Oré, 2006), todas secantes y espacialmente relacionados a la presencia y ubicación espacial de ore shoots (Fig. 4 y 5).  El primer sistema se expresa como fallas de dirección cercana al N110°, son de extensión kilométrica, además parecen controlar sistemáticamente el hundimiento en bloques del batolito hacia el sector norte.  El segundo sistema de fallas con direcciones próximas a N90°, son menos dominantes en el cartografiado superficial, sus extensiones longitudinales se encuentran limitadas y cortadas por la primera serie de fallas, el último movimiento registrado es de naturaleza sinextral.

65

 El tercer sistema de fallas de dirección N45° con buzamientos entre 70° y 90° al NW, se manifiestan como estructuras conjugadas de la primera familia; el eje principal de la mayoría de los ore shoots son coincidentes con esta dirección y poseen un movimiento tardío gravitacional.

Fig. 17 Orientación de las fracturas obtenidas a partir de la densidad de intersecciones entre fallas y el plano de la veta Jimena (Oré, 2006).

66

Fig. 18 Principales sistemas de fallas en los clavos 0, 1 y 2 de la veta Consuelo en la zona sur del yacimiento (Enrick Tremblay, 2003)

En el sector sur del Yacimiento (veta Consuelo), dos grandes estructuras secantes son observadas: 67

El primer sistema de fallas con dirección N315° y buzamiento de 70°. El segundo sistema de fallas con dirección N278° y 70° de buzamiento al norte.

|Ambos sistemas de fallas presentan movimientos sinextrales en una última etapa de reactivación. El análisis de las estructuras muestran que los sistemas de fallas corresponde a las mismas familias tanto en Consuelo y Jimena con una ligera rotación de 20° en buzamiento y dirección; la ausencia de la tercera familia en la zona de Consuelo puede deberse a que estas estructuras no fueron cartografiadas por no mostrar movimientos tardíos aparentes. Para las fracturas con buzamiento bajo a moderado, en el distrito se reconocen 2 familias ambas con direcciones cercanas al N-S: Un primer sistema de fallas con buzamiento al E predominante de 45° que ocasionalmente puede llegar a los 75°, con longitudes normalmente kilométricas y que son reconocidos en las zonas de Jimena y Consuelo así como en toda la región. Un segundo sistema de fallas con buzamiento 20° con tendencia al NE (variable de acuerdo a la geometría de la estructura), son reconocidas en la zona norte (Miranda, 1983; Oré, 2006) con longitudes que llegan a las centenas de metros que tranquilamente pueden llegar a ser kilométricas.

Toda la mineralización importante hasta hoy reconocida se encuentra alojada en estas dos familias de estructuras. Estructuras Menores

En el sector norte del yacimiento se han identificado seis sistemas de fracturas (Oré, 2006) siendo las tres principales las siguientes: Sistema WNW – ESE (azimut N115°) con buzamiento superior a los 65°. Sistema WSW – ENE (azimut N45°) con buzamiento sobre los 65°. Sistema NNW – SSE (azimut N330°) con buzamiento inferior a los 45°.

Estas tres familias son las más representativas del área siendo las dos primeras secantes a la tercera. El sistema 4 es E-W con buzamiento menor a 45°, el sistema 5 tiene orientación NNW-SSE con buzamiento alto sobre 65° y el sistema 6 de rumbo SSW-NNE y buzamiento entre 45° y 65°, se presentan muy esporádicamente y no muestran representatividad. El análisis de la distribución espacial de estas estructuras muestra para la primera familia un patrón de repetitividad entre 25 y 30 metros, la segunda entre 7 y 10 metros que tienden a formar bloques entre 25 a 30 metros y los de mayor dimensión entre los 50 y 60 metros, la tercera familia no muestra una preferencia pero se puede distinguir que son abundantes en proximidades de veta o contactos litológicos.

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Para el área de Consuelo en el diagrama de la red de Wulff se han identificado hasta 5 familias de estructuras las cuales tienen las siguientes direcciones preferenciales: Las de dirección WNW – ESE con buzamiento superior a 65°. Las de dirección WSW – ENE con buzamiento superior a 65°. Las de dirección E – W (azimuth N293°) con buzamiento entre 49° y 70°. Las de dirección NNE - SSW con buzamiento de 45° a 60°. Las de dirección E – W con buzamiento medio entre 45° y 60°.

La distribución espacial de la primera familia forma secuencias de fracturamiento paralelo entre los 15 y 18 metros, la segunda familia forma corredores entre 12 y 15 metros, la familia 3 con azimut aproximado de 293° con buzamientos entre 49° y 70° grados forman corredores espaciados muy aislados. La familia 4, es una familia de fracturas paralela al emplazamiento de los filones en el área sur de la mina son escasas pero representativas.

Análisis del Sistema de Discontinuidades: Fallas, Fracturas y sus Relaciones El análisis de los diferentes sistemas de discontinuidades identificadas en superficie así como en las zonas de las vetas La Lima, Jimena, Mercedes, Karola, Choloque y Consuelo muestran un patrón espacial de correlación efectiva con la mineralización del yacimiento. Entre las vetas Jimena y Consuelo es notoria una variación relacionada al tercer sistema de fracturas, la cual es representativa en la veta Jimena y paralela a ella, mientras que en la veta Consuelo esta parece estar ausente (Oré, 2006). Fig. 5. De las cuatro familias de fracturas principales, dos de ellas son secantes al promedio de las vetas y con un buzamiento subvertical (>67°) las cuales también pueden albergar mineralización importante, en tanto que las otras dos con buzamientos menores actúan como planos de inyección y entrampamiento de la mayoría de vetas. Las anisotropías tempranas observadas en los intrusivos definen tres familias de fracturas primarias (Román Berdiel y Pueyo Morer, 2000), las cuales se generan durante las etapas de enfriamiento del intrusivo. Estas fracturas son dos subverticales y una subhorizontal, más una cuarta familia generada por el campo de esfuerzos regionales que puede reactivar y/o deformar las tres fracturas primarias. Estas se desarrollan paralelas, perpendiculares y longitudinales a la foliación magmática, y a menudo están rellenas por aplitas y pegmatitas. Las zonas de cizalla se van desarrollando durante las sucesivas etapas de intrusión y enfriamiento al generarse esfuerzos por la inyección del magma.

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Considerando que el emplazamiento del batolito de Pataz estuvo controlado por un fallamiento regional debido a su elongación paralelo al lineamiento andino, y que las rocas fracturadas son paralelas tanto en rumbo como en buzamiento, las anisotropías primarias formarían parte del fracturamiento premineral, que durante la evolución estructural fueron reactivadas o se desarrollaron paralelas menores a estas durante las etapas syn-mineral y postmineral. En el caso del ore shoot de la veta Jimena es posible identificar 4 sistemas de fracturamiento aparte del plano de veta, que al ser comparado con la distribución de los valores de Au se evidencia una tendencia al incremento en las intersecciones del plano de veta con estas fracturas, principalmente con los sistemas 1 y 2 (N330° – N335° y N45°).

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Fig. Plano

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geológico Regional y Ubicación de la Zona de Estudio

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Fig.20 Plano geológico local de la Mina Poderosa (información de Cía. Minera Poderosa) y ubicación de las zonas de trabajo

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Fig.21Plano de las características estructurales de la Mina Poderosa y cuadros de ubicación de figuras (planos principales); F= designa las fallas y V= designa las vetas

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Anexo Nº 4: Plano de Diseño Cuadro Cónico

Fuente área de Planeamiento Cia. Poderosa Nota: solo es referencial de ser aprobada la tesis se imprimirá en formato A3

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Anexo Nº 5: Plano de Diseño Cuadro Cojo

Fuente área de Planeamiento Cia Poderosa Nota: solo es referencial de ser aprobada la tesis se imprimirá en formato A3 75