Informe Final Cordova (4) 1o4l1

INFORME FINAL PARA: Ing. Gaspar Barrientos. (Jefe de Zona)

DE

: Córdova Santos Jhossil. (Practicante de Operación Mina)

ASUNTO

: Informe Final Prácticas 2012

FECHA

: 04/04/12

1

INDICE 1

AGRADECIMIENTOS........................................................................................................................... 4

2

INTRODUCCION................................................................................................................................. 5

3

CAPITULO I........................................................................................................................................ 6 3.1 GENERALIDADES...............................................................................................................................6 3.2 ACCESIBILIDAD..................................................................................................................................6 3.3 CLIMA Y VEGETACIÓN.......................................................................................................................6 3.4 OBJETIVOS........................................................................................................................................6 3.5 GEOLOGIA.........................................................................................................................................7 3.5.1 Geología regional:..........................................................................................................................7 3.5.2 GEOMETRIA Y FORMACION DEL YACIMIENTO...............................................................................8 3.5.3 CARACTERISTICAS DEL YACIMIENTO..............................................................................................8

4

PERTFORACION Y VOLADURA............................................................................................................ 9 4.1 PERFORACION, VOLADURA Y LIMPIEZA EN AVANCES.......................................................................9 4.1.1 INDICES DE GESTION....................................................................................................................11 4.1.2 Promedio de tiempos...................................................................................................................11

5

LIMPIEZA CON SCOOP Y RENDIMIENTOS..........................................................................................12 5.1

6

CALCULO DEL FACTOR DE LLENADO...............................................................................................13

SOSTENIMIENT0.............................................................................................................................. 14 6.1 SOSTENIMIENTO CON PERNOS................................................................................................................15 6.2 PERNOS HELICOIDALES..........................................................................................................................15 6.3 PERNOS SPLIT SET...............................................................................................................................16 6.3.1 La malla electro soldada..............................................................................................................17 6.4 SOSTENIMIENTO CON MADERA.....................................................................................................19 6.4.1 DIMENCIONAMIENTO DE LOS DETAJES........................................................................................19 6.5 PUNTALES.......................................................................................................................................20

7

LIMPIEZA Y ACARREO DE MINERAL CONVENCIONAL........................................................................21 RENDIMIENTOS DEL RASTRILLAJE :.......................................................................................................................27

8

LIMPIEZA Y ACARREO DE MINERAL CON EQUIPOS TRACKLESS..........................................................27 8.1 ACTIVIDADES REALIZADAS EN EL TIEMPO DE TOMA DE DATOS......................................................28 8.2 DISPONIBILIDAD MECANICA...........................................................................................................29 8.2.1 Velocidad de ida...........................................................................................................................29 8.2.2 Velocidad de retorno....................................................................................................................29 8.2.3 Tonelaje acarreado por ciclo........................................................................................................30 8.2.4 Tonelaje transportado..................................................................................................................30 8.2.5 Rendimiento.................................................................................................................................30 8.2.6 Velocidad de ida (CARGADO).......................................................................................................31 8.2.7 Velocidad de retorno (VACIO).......................................................................................................32

2

8.2.8 Tonelaje acarreado por ciclo........................................................................................................32 8.2.9 Tonelaje transportado..................................................................................................................32 8.2.10 Rendimiento.............................................................................................................................32 9

GEOLOGIA....................................................................................................................................... 35 9.1 MUESTRO EN TAJOS, GALERIAS, SUBNIVELES Y CHIMENEAS...........................................................35 9.1.1 CALCULO DEL % DE DILUCION (DIL) EN LOS TAJOS DE JIMENA....................................................36 9.2 MAPEO GEOLOGICO EN LABORES MINERAS...................................................................................36

10

RECOMENDACIÓN:....................................................................................................................................38

3

1 AGRADECIMIENTOS

Al concluir el presente Informe de Prácticas Profesionales Hago llegar mis sinceros agradecimientos a la gerencia de operaciones mina y a la superintendencia de la Compañía Minera Poderosa Sociedad Anónimo. Por la gran oportunidad que me brindara para realizar mis prácticas profesionales, que significa un paso muy importante dentro de mi vida de profesional.

Agradezco también de manera muy especial al Ing. Gaspar Barrientos (Jefe de Zona); Ing. Wilfredo Chávez (Jefe de Zona); Ing. Manuel Juárez (Jefe de Guardia); Ing. Vladimir Quispe (Jefe de Guardia); Ing. Alex Rojas (Jefe de Guardia); Ing. Aníbal La Puente (Jefe Planeamiento e Ingeniería); Ing. Anthony Ortega (Asistente de Planeamiento e Ingeniería) quedo infinitamente agradecido por contribuir en mi formación profesional.

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2 INTRODUCCION En el presente informe está elaborado según al plan de prácticas las cuales la realizamos desde el 6 de enero hasta el 6 de abril en la mina papagayo en las labores donde trabajan las contratas de Tauro, Ejmac, J&S, NV, en labores de preparación, desarrollo y explotación en la cual se detalla datos de tiempos efectivos de operación, tiempos muertos para mejorar en el ciclo de minado también se detalla eficiencia y rendimiento de perforación, voladura, extracción, acarreo del ciclo de minado, en labores de avance (Cortada, Galería, Rampa) y de explotación (Tajos), los datos y los conocimientos como son los estándares obtenido durante las practicas nos ayudara a tener un visión más profunda de lo que es las operaciones mineras, las dificultades de cada día, para poder mejorarlo en el transcurso de

mi

vida

profesional

las

observaciones

y

recomendaciones

correspondientes a la Zona Norte, Mina Papagayo correspondientes a la COMPAÑÍA MINERA PODEROSA S.A.

5

3 CAPITULO I 3.1 GENERALIDADES. El yacimiento Minero de Poderosa se encuentra ubicada en la parte norte del distrito y provincia de Pataz departamento de la libertad al lado oeste del rió Marañón cuyas aguas corren de sur a norte y constituyen el límite entre la cordillera occidental y central del Perú. Dicha mina se encuentra a unos 1200 m.s.n.m. (virus) y a 2800 m.s.n.m (Paraíso).

3.2 ACCESIBILIDAD. Su accesibilidad desde Lima es por vía Terrestre y por vía aérea en el siguiente cuadro se da a conocer las distancias y el tiempo de viaje. LUGAR

DISTANCIA

LIMA -TRUJILLO Trujillo – chagual CHAGUAL- VIJUS Virus – paraíso

ACCESIBILIDAD

560 Km. 340 Km. 17 km

Carretera asnal. Carretera afirmada Carretera afirmada Carretera afirmada

HORAS Carrete aérea 08 hrs. aérea 16 hrs. 30 min. 45 min.

aérea 1 Hrs. 45 min.

Cuadro1: accesibilidad lima- vijus

3.3 CLIMA Y VEGETACIÓN. El clima de la unidad paraíso es muy agradable cuyas temperaturas varían de 13º C a 16º C en invierno y en tiempo de verano de 16º C a 25º C. El clima en clarea de interés (paraíso) se notan los cambios propicios de altitud por lo cual la Empresa conforma las áreas de clima templado .debido a la ubicación de sus áreas de operaciones.

3.4 OBJETIVOS. El objetivo del siguiente trabajo es dar de conocer mediante este informe a los Supervisores de la COMPAÑÍA MINERA PODEROSA S.A. Los tiempos efectivos y tiempos muertos que se pueden minimizar durante la jornada con una coordinación y comunicación efectiva, el mal uso de las máquinas perforadoras y por ende el exceso

6

consumo de explosivos y aceros para luego ser analizados y mejorar mediante el circulo de mejoramiento continuo (C.M.C)

3.5 GEOLOGIA 3.5.1 Geologíía regional: Los distritos de Pataz y Parcoy se encuentran en el valle del rio Marañón, este constituye un importante lineamiento morfológico y tectónico (al Norte del Perú) con dirección Nornoroeste que separa a las cordilleras oriental y occidental. Los mapas topográficos regionales muestran que el rio Marañón sigue una dirección Nornoroeste por un tramo de casi 400 kilómetros (aproximadamente paralelo al antiguo margen continental). Sin embargo, en los distritos de Pataz y Parcoy tenemos que el rio Marañón sigue un rumbo Norte-Sur, lo que implica que existe una importante anomalía estructural en el área. El basamento de los distritos de Pataz y Parcoy es el Complejo Marañón (conformado por Esquistos y Filitas deformadas). La cordillera oriental se encuentra conformada por la

formación

Vijus (Arenisca volcaniclástica metamorfizada), la formación Contaya (Arenisca, Limonita y Lodolita silicoclástica metamorfizada o simplemente Pizarra) y la formación de composición félsica). Luego se tiene afloramientos del

batolito

Atahualpa (Volcaniclásticos de

Pataz

(compuesto

esencialmente por Granodioritas), teniendo luego a la formación Lavasen (rocas piro clásticas).

Geología local: La geología del distrito de Pataz se caracteriza por una prominente tendencia estructural en dirección Nornoroeste, que se encuentra definida por fallas regionales, os geológicos y un largo eje del batolito de Pataz. A continuación se realiza un breve repaso de los principales componentes geológicos del distrito de Pataz.

“Complejo Marañón”: El Complejo Marañón se conforma predominantemente por Filita y Esquisto. Algunos testigos de taladros (realizados en Santa Filomena) indican un origen volcaniclástico félsico del Esquisto Cuarzo-Sericítico (que es el componente principal del Complejo Marañón en el área de Santa Filomena).

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Entre Vijus y Suyubamba se extienden dos bloques del Complejo Marañón con rumbo Nornoroeste, estos además se extienden entre las fallas de Chagual y de San Miguel. En la mayoría de lugares se tiene que el o entre el Complejo Marañón y la Formación Vijus es coincidente con la falla El Cuello. Al sur de la falla San Miguel se tiene un gran bloque del Complejo Marañón que se encuentra intercalado con rocas metavolcánicas félsicas (pertenecientes al grupo San Miguel). Cabe señalar que el grupo San Miguel es una nueva nomenclatura que se usa para referirse a las secuencias félsicas de Areniscas, Limonitas y Lodo titas volcaniclásticas metamorfizadas que se encuentran expuestas al Sur de la falla San Miguel, bastante asociadas con el Complejo Marañón.

3.5.2 GEOMETRIA Y FORMACION DEL YACIMIENTO El batolito de Pataz aflora en más de 150 Km. De superficie, tiene forma alargada y lenticular, ubicado en el flanco occidental y paralelo a la zona axial de la cordillera oriental, las determinaciones radio métricas de nuestros diferentes lugares del batolito de Pataz varían entre 300 y 400 millones de años por lo que le corresponde ubicarlo en la era paleozoica, sistema permiano, serie superior. La forma del yacimiento es de clase hidrotermal, ya que son formadas por las soluciones acuosas, calientes de diversos constituyentes químicos de origen magmático y por haberse formado a menos de 473ºC. La forma típica de las vetas en la zona es filoneana entre ellas están difundidas los filones que se observan entre lazados, bolsonadas, ramales y raramente los depósitos estratificados.

3.5.3 CARACTERISTICAS DEL YACIMIENTO Se caracteriza por estar muy cerca del intrusivo. Otra característica es que la solución hidrotermal esta mineralizada por estas razones se dan yacimientos de gran volumen y explotación a gran escala. El tipo de roca encajonante son las dioritas (alteradas) El buzamiento es 25º a 30º El rumbo de la veta es NE 50º 8

Textura; la mineralización tiene la textura diseminada de sulfuros. Cajas: inestables.

4 PERTFORACION Y VOLADURA. 4.1 PERFORACION, VOLADURA Y LIMPIEZA EN AVANCES En el presente informe detallo el Estudio de Perforación y Voladura realizada en las diferentes labores de avance rápido a cargo de la contrata especializada TAURO, EJMAC y J&S. Las cuales se lleva sobre desmonte Y mineral en chimeneas con un RMR promedio > 65, en las diferentes voladuras realizadas se utiliza ANFO y emulsión semexa-E 65%, llegando a obtener un avance promedio > 1.56m por disparo lo que significa un 94% de eficiencia. También se informa el elevado factor de carga en los frentes, lo cual causa un daño a la corona y hastíales de la labor, desestabilizando el macizo rocoso, causando un importante porcentaje de sobre rotura. Todo esto eleva los costos de operación adicional en el tipo de sostenimiento. Equipos, Materiales y Herramientas Equipo de protección personal (EPP):  Casco Minero con portalámparas y barbiquejo.  Correa porta lámpara..  Ropa de trabajo con cintas reflectoras.  Respiradores contra polvo.  Botas de jebe con punta de acero  Guantes de cuero  Tapones para oído. Equipos, Materiales y Herramientas:   

  

Máquina perforadora jackleg (RNP) Barras cónicas de perforación de 4 y 6 pies. Brocas de insertos de tungsteno (36mm de diámetro)

  9

Atacadores de madera. Guiadores de madera. Juego de barretillas de 4, 6, 8 y 10 pies. Mangueras de 1 y de 1/2 pulgada de diámetro. Saca broca.

     

 

Aceiteras. Aceite grado 100. Aire Comprimido (presión mínima 65 psi.). Agua (presión mínima 50 psi.). Soplete de tubo Chispero

  

Flexómetro Plataforma de perforación Botella de aceite Pintura Combo de 8 y 12 libras



Pico y lampa

Explosivos  

Semexa E 65% ANFO PESADO

rios  

Carmex (detonador ensamblado 2.4m) Mecha rápida

Tiempo Promedio ACTIVIDAD Salida de (Campamento - Papagayo) Recojo de laí mpara(papagayo) Registro Lista Ingreso Ingreso Mina (Boca mina - Nv 1847 CR SE) Regado Boleo Desatado

INICIO 07:19:26 a.m. 07:45:33 a.m. 07:49:08 a.m. 08:03:19 a.m. 08:42:57 a.m. 08:57:18 a.m. 09:15:39 a.m.

TERMINO 07:45:33 a.m. 07:49:08 a.m. 08:03:19 a.m. 08:42:57 a.m. 08:57:18 a.m. 09:15:39 a.m. 09:43:24 a.m.

Instalacioí n de aire y aceite a la lubricadora de pala neumaí tica

09:43:24 a.m.

09:58:08 a.m. 00:14:44

Limpieza con pala neumaí tica (Solo 7 carros)

09:58:08 a.m.

11:08:57 a.m.

01:10:49

Desinstalacioí n de aire de la pala Regado Marcado de gradiente y direccioí n Almuerzo Boleo Marcado de malla Instalacioí n de perforadora Perforacioí n Desinstalacioí n de Perforacioí n

11:08:57 a.m. 11:10:07 a.m. 11:25:39 a.m. 11:50:16 a.m. 01:02:41 p.m. 01:24:37 p.m. 01:31:11 p.m. 01:38:43 p.m. 04:47:53 p.m.

11:10:07 a.m. 11:25:39 a.m. 11:50:16 a.m. 01:02:41 p.m. 01:24:37 p.m. 01:31:11 p.m. 01:38:43 p.m. 04:47:53 p.m. 04:53:23 p.m.

00:01:10 00:15:32 00:24:37 01:12:25 00:21:56 00:06:34 00:07:32 03:09:10 00:05:30

10

TIEMPO 00:26:07 00:03:35 00:14:11 00:39:38 00:14:21 00:18:21 00:27:45

Sopleteo 04:53:23 p.m. 05:10:31 p.m. Carguíío 05:10:31 p.m. 05:34:08 p.m. Amarre 05:34:08 p.m. 05:43:57 p.m. Aseo del personal 05:43:57 p.m. 05:52:49 p.m. Hora de chispeo 05:52:49 p.m. 05:52:49 p.m. CR SE Nv 1847-llegada a boca mina (Obs: el personal aborda camioneta) 05:52:49 p.m. 05:59:40 p.m. Espera al bus 05:59:40 p.m. 06:13:04 p.m. Papagayo-paraííso 06:13:04 p.m. 06:34:33 p.m. TOTAL (Salida campamento paraííso - llegada a campamento paraííso)(hr:min:seg) Cudro2: Actividades en la labor

4.1.1

T ɗ Rend Tarea/ Ton Ton/m N°tal perf L Min/tal M total perf Vglo %ava Av. VM TN T Carg. Explosivo

INDICES DE GESTION AVANCES

T efectivo de Perforacioí n del frenteG2061 T efectivo de Perforacioí n del frenteGD086 Peso especíífico de material perforado Rendimiento efectivo(pies/min) G2061 Rendimiento efectivo(pies/min) GD 086 Tareas por Tonelada (Tar/Ton) Tonelaje por metro Numero de taladros perforados Longitud promedio del taladro(m) Tiempo de perforacioí n x taladro G2061 Tiempo de perforacioí n x taladro GD 086

02:51:23

h:m:s

02:55:16

h:m:s

2.7 1.14 1.06 0.25 0.34 52 2.34 00:07:13 00:06:44

TM/m³ (pies/min) (pies/min) (Tarea/Ton) Ton/m Taladros m min/tal min/tal

pies total perforados

399.21

pies

Velocidad global (pies/min) % de avance por disparo Avance por disparo Volumen de material roto Tonelaje de material roto. Tiempo de carguíío (frente) Emulsioí n Semexa 65% (unid) Anfo

1.10

(pies/min) % m m³ TM h:m:s Unid. Kg

Cuadro 3: índice de gestión Falta facores de potencia Falta productividad M/tarea Falta pp/disp. (según sección)

11

1.56 10.22 27.59 91

35

00:17:08 00:23:37 00:09:49 00:08:52 00:06:51 00:13:24 00:21:29 11:15:07

4.1.2 Promedio de tiempos T. empate 4' T. perforación 4' T. Salida 4' T. empate 6' T. perforación 6' T. Salida 6' T. total x taladro

00:00:28 00:01:20 00:00:12 00:00:14 00:01:01 00:00:18 00:04:10

Después de ver los resultados reales, realmente es bueno tener en cuenta el respectivo carguío de taladros con anfo para evitar pérdidas en cuanto a la voladura realizada, siendo muchos factores los cuales no permiten que el porcentaje de avance sea mayor, a continuación describo algunos de los factores involucrados. 

Falta de capacitación del personal



Falta de experiencia de los maestros (perforistas)



Mala distribución de los arranques



Falta de paralelismo



Explosivo inadecuado para este tipo de roca.



Y otros.

Se puede mejorar el porcentaje de avance haciendo una buena distribución de taladros incluso reduciendo la cantidad de explosivos.

12

5

LIMPIEZA CON SCOOP Y RENDIMIENTOS

Equipo toro 151 Capacidad 1.5 yd3: 1.13m3 Distancia de limpieza: 60m Ciclo = T.de carga + T.de acarreo + T.de descarga + T.de maniobras + T.de retorno Ciclo = 0.5 + 1.0 + 0.2 + 0.2 + 1.0 min. = 2.8 min. Rendimiento = (60min/hora X 1.13 m3 X 2.75 TN/m3 X 67%) / (2.8min.) =.45

TN/h

C = Capacidad de cuchara m3 P = Densidad de desmonte TN/m3 F = Factor de llenado % T = Tiempo de ciclo en minuto 3.5.1.- CALCULO DE FACTOR DE ESPONJAMIENTO Calculo de capacidad teórica del scoop = (1.13m3 * 2.75TN/m3 * 1) = 3.11 TN/viaje Numero de viajes de acarreo que realizo el scoop durante la limpieza fue = 19 viajes. Factor de esponjamiento = (#viajes practico - #viajes teórico) (100/#viajes practico) Factor de esponjamiento = (18 –12) * (100/12) = 58.33% 13

5.1 CALCULO DEL FACTOR DE LLENADO Durante la limpieza del frente el equipo realizo 19 viajes lo cual nos da un tonelaje por viaje de 2 TN/viaje. Para el cálculo del factor de llenado es necesario conocer la densidad suelta la cual se calcula a partir de la densidad insitu y el factor de esponjamiento. Densidad suelta = Densidad insitu/(1+factor de esponjamiento) Densidad suelta = 2.75/(1+(58.33% /100) = 1.72TN/m3 El volumen que el scoop carga por viaje será: (2Tn/viaje)/(1.72Tn/m3) = 1.16 m3/viaje Factor de llenado = (Cap.real)/(Cap. Teoric.) * 100% Factor de llenado = (1.12)/(1.7)*100% = 67%

6 SOSTENIMIENT0 Es todo lo que sirve para contener el desprendimiento de trozos de roca y proteger al personal, impidiendo el derrumbe de los techos y de las paredes de las labores mineras. Clases de terrenos   

Duros: Al trazar y disparar deben formarse arcos o bóvedas de seguridad en el techo de la labor. Fracturados: Requiere moderado sostenimiento. Alterados: Necesitan fuerte sostenimiento  Tipos de materiales  Madera: Palos, tablas, tacos y cuñas de eucalipto.  Roca (muro seco o pircas)  Cemento armado  Pernos de anclaje  Mallas metálicas 14

Sostenimiento en labores horizontales (galerías, cortadas y cruceros). 

Natural: El techo debe llevarse en forma de arco o bóveda, ubicado bien los taladros superiores (alzas) y evaluar su auto sostenimiento con la tabla GSI



Cuadros de madera: Cuando el terreno es blando, en lugar de patilla se coloca un palo de madera en el piso (longarina), en cuyos extremos se paran los postes.



Cuadro recto: Cuando la mayor presión procede del techo.



Cuadro cónico: Se coloca cuando la presión procede de los hastíales.



Cuadro cojo: Cuando un lado de los hastíales es roca competente.

6.1 Sostenimiento con pernos Uno de los elementos de sostenimiento bastante utilizado sobre todo en rocas masivas y de un fracturamiento leve son los pernos de roca, los cuales son varillas de fierro corrugado, barras de acero tratado, dimensiones similares a los barrenos de 5’ a 8’ (pies) de longitud y diámetros de 30 a 40 m.m. los cuales son introducidos en los taladros efectuados previamente en los paredes y bóvedas de la excavación.

6.2 Pernos helicoidales. Consiste en una varilla de fierro corrugado con un extremo biselado, que es confinado dentro del taladro por medio de cemento (Inyectado),con una carga de trabajo hasta 20 toneladas, es más la eficacia de estos pernos está en función de la adhesión 15

entre el fierro y la roca proporcionada por el cemento, el diámetro es de 22 m.m. Para un taladro de 36 m.m. Con longitudes variables de 5 a 7 pies.

Pasos para la instalación. 1ro.-Se realiza la perforación en el techo o paredes de la labor. 2do.-Se limpia el taladro y se prepara la mezcla. 3ro.-Se introduce el perno helicoidal mediante la ayuda de la máquina perforadora dejando aproximadamente de 10 a 15 cm. de longitud para colocar la placa con su respectiva tuerca.

Imagen 1: Split set sistemático 4x3

16

6.3 Pernos Split set Para este tipo de sostenimiento se perfora de 36mm. De diámetro y su longitud es variada de acuerdo a las circunstancias que se presenta. El diámetro de la perforación se hace menor que el diámetro del perno con la finalidad de introducir el perno a presión con la ayuda de la perforadora, esta diferencia de diámetro debe ser de 2mm. Ventajas 

Rápida colocación.



Elimina costos por mantenimiento.



Confiabilidad absoluta, el anclaje aumenta con el tiempo.



Sus valores de anclaje alcanzan de 1.5 a 2.0 TN/pie de longitud.

17

Figura 2: diagrama del Split set.

Sostenimiento con mallas metálicas. La malla metálica principalmente es utilizada para los siguientes fines: Primero, para prevenir la caída de rocas ubicadas entre los pernos de roca, actuando en este caso como sostenimiento de la superficie de la roca. Segundo, para retener los trozos de roca caída desde la superficie ubicada entre los pernos, actuando en este caso como un elemento de seguridad.

6.3.1 La malla electro soldada. La malla electro soldada, conciste en una cuadricula de alambres soldados en sus intersecciones, generalmente, de 10/08, con cocadas de 4”x4” de 25 metros de longitud, construidas con material de acero negro y que puede ser acero galvanizado. También es recomendable su uso como refuerzo del shocrete. Es la más utilizada en las labores de avance (cortada, chimeneas, galerías) juntamente con los pernos helicoidales o split set anclados en el techo y en los hastíales a una distancia de 1.50 a 1.55 de perno a perno y de 1.5 a 1.6 mt del piso a perno, generalmente las planchas de la malla son de 3m de longitud por 2m de ancho. Para su instalación se tiene en cuenta los siguientes pasos: 

Señalar el área donde se debe instalar la malla.



Desatar todo bloque suelto.



Anclar definitivamente con pernos de roca. 18



Asegurar la malla utilizando la misma platina del perno.



Acomodar o moldear la malla a la forma de la superficie.



Utilizar concreto para rellenar en caso de que no asiente la platina.



Evitar en lo posible superficies de la malla suelta.



Siempre se debe colocar a 10m atrás del frente para no dañar con el efecto de la voladura.

Figura 3: Perno helicoidal 3: Split Set

Figura

6.4 SOSTENIMIENTO CON MADERA El sostenimiento con cuadros de madera, puntales y pilares de madera se da mayormente en tajos según lo requerido y la recomendación del área de geomecánica, se da en rocas muy fracturadas e intensamente fracturadas según la clasificación de la tabla geomecánica (GSI). 19

Cuadros de madera: son armazones de madera unidos entre sí por destajes o por elemento exterior llamado topes, los elementos de un cuadro de madera son: 2 postes, 1 sombrero, 2 tirantes y 1 solera. Cuadro Recto: Es el tipo más sencillo en comparación a cuadro cónico. Consta de 1 sombrero soportado por 2 postes. Cuadro cónico: Cuando la presión del techo es considerable, se reduce los la longitud del sombrero inclinando los postes. Espaciamiento entre cuadro: Terreno fracturado: 6 a 5 pies. Terreno quebrado: 4 a 3 pies. Terreno molido y arcilloso: 3 a 2 pies.

6.4.1 DIMENCIONAMIENTO DE LOS DE TAJOS Estos empalmes son más comunes y proporciona una mayor solidez a la estructura es lo que usa normalmente en los tajos de la mina papagayo veta glorita2 en las contratas de Ejmac y Tauro.

Figura 5: forma de destaje en cuadros rectos

6.5 PUNTALES Son elementos más simples y de uso más frecuente en los tajos de la contrata de J&S donde el terreno no es muy 20

fracturado, esto se determina según la tabla GSI para labores temporales como son tajos, chimeneas y subniveles. Generalmente de usa madera redonda de 8 a 10 de diámetro con un espaciamiento promedio de 1.5 m de puntal a puntal y una instalación perpendicular a la caja techo y la caja piso, pero en el caso de veta cajas inclinadas se debe colocar ligeramente inclinado en contra del buzamiento, con una plantilla de 2 a 3 de espesor de madera, o con Jack pot que es lo más usado actualmente en las operaciones de la CIA Poderosa S.A. por su rapidez en su instalación. Calculo de diámetro del puntal: El la longitud del puntal no debe ser mayor a 12 veces al diámetro del puntal.

21

7

Limpieza y acarreo de mineral Convencional. Tipo Labor: TAJO

     

Herramientas del ciclo de limpieza:  Winche (15 HP) Rastrillo Cable de arrastre ( Ø = ½ pulg. O 7/16” ) Rondanas. Pernos mecánicos. Barretillas Lampa, combo.

Capacidad del Rastrillo:

Largo (l) Ancho (a) Altura (h) Eff. Rastrillo

:

: : :

0.92 m ( 36”) 0.51 m 1.17 m

65 %

Volumen de la rastra = 1/3 (l x a) x h = 1/3 (0.92 x 0.51) x 1.17 = 0.183 m3 Volumen Real = 0.183 m3 x Eff. = 0.183 m3 x 0.65 = 0.119 m3 Capacidad – Rastrillo: (CR) CR = volumen real x p.e. CR = 0.119 m3 x 2.8 ton / m3 CR = 0.333 ton. Control de Tiempos: Rastrillaje Inicio : 6:50 pm. Termino : 8:00 pm. Duración : 70 min * Primer Tramo de Rastrillaje: (unidad de medida: Seg.)

22

VIAJE LLENADO N° RASTRA 1 6 2 8 3 5 4 6 5 5 6 6 7 6 8 7 9 8 10 0 11 6 12 7 13 5 14 8 15 6 16 7 17 0 18 6 19 5 20 0 21 8 22 9 23 7 24 6 25 6 26 7 27 9 28 8 29 6 30 7 31 7 32 8 TOTAL (seg) 195 TOTAL (min) 3.25 TIEMPO PROM TRAMO 1 (seg) 6.1

VIAJE CARGADO 17 18 16 14 16 18 17 16 15 16 17 15 15 16 17 20 18 16 23 18 19 17 20 16 17 18 19 20 17 18 21 18 558 9.3

VIAJE DESCA 16 15 16 17 15 16 15 15 16 15 16 15 16 16 16 16 16 14 16 15 14 16 15 14 16 15 16 17 16 17 16 17 501 8.35

CAMBIO DIRECCION 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 128 2.13

SUB TOTALES 43 45 41 41 40 44 42 42 43 35 43 41 40 44 43 47 38 40 48 37 45 46 46 40 43 44 48 49 43 46 48 47 1382 23.03

17.4

15.7

4.0

43.2

* Segundo Tramo de Rastrillaje: (unidad de medida : Seg.) 23

VIAJE N° 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19 20 21 22 23 24 25 26 27 28 29 30 31 32 TOTAL (seg) TOTAL (min) TIEMPO PROM

LLENADO RASTRA 10 9 12 15 0 10 13 7 14 11 10 10 8 13 17 12 7 9 8 11 6 10 9 12 9 11 8 9 10 12 7 9 318 5.3

Tiempos Promedios: 24

VIAJE CARGADO 12 10 11 9 10 10 11 10 9 12 12 10 11 12 13 10 13 10 10 12 10 11 12 12 10 13 11 10 11 11 10 12 350 5.83

VIAJE DESCAG. 10 9 12 9 9 10 8 9 11 10 10 9 9 10 11 9 9 9 9 8 7 9 9 8 8 9 9 8 7 8 9 10 291 4.85

CAMBIO DIRECCION 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 4 128 2.13

SUB TOTALES 36 32 39 37 23 34 36 30 38 37 36 33 32 39 45 35 33 32 31 35 27 34 34 36 31 37 32 31 32 35 30 35 1087 18.12

Tramo 1 Tramo 2  Tiempo de acarreo (ta) 10.9 ”  Tiempo retorno vació (tr) 9.1 ”  Tiempo llenado-rastra 9.9 ”  Cambio dirección 4.0 ”  Tiempos muertos 20.0 ” Tiempo / ciclo

:

17.4 ”

:

15.7 ”

:

6.1

”

:

4.0

”

:

15.0

”

:

58.2”

53.9 ”

Tiempo Promedio / Ciclo

(1-2)

= 112.1 seg /

ciclo.

Velocidad Real del Rastrillo: ( VR ) dr VR

=

dr

2

+ ta

tr

Entonces: Tramo – 1 Tramo – 2 dr

:

14.60 m

11.0 m ta 10.9” = 0.18 min.

:

17.40 ” = 0.29 min.

25

tr 9.10” = 0.15 min.

:

15.70 ” = 0.26 min.

Remplazando: VR (T- 1)

=

53.20 m / min.

VR (T- 2)

=

67.20 m / min.

Longitud Total de Recorrido: ( Lt ) Lt = 2 x dr + t x VR Dónde: t = tiempo de llenado de la rastra y cambio de dirección. dr = distancia media de rastrillado. VR = velocidad real de rastrillado. Entonces: Tramo – 1 Tramo – 2 T = 14.40 m 11.00 m Dr = 53.20 m /min 67.20 m / min VR = 10.1” = 0.17 min 13.9” = 0.23 min Remplazando valores: Lt 1 = 38.244 m. Lt 2 = 37.456 m. LT = LT =

Lt 1 + Lt 2 38.244 m + 37.456 m 26

LT =

75.70 m

Número de Viajes / hora : ( Nv / h ) 60 min / h

60 min

/h Nv / h

=

+ 112.1 seg / ciclo

1.87 min

/ ciclo Nv / h

=

32.1 ciclo / hora.

Rendimientos del Rastrillaje: * Tn / viaje

= capacidad de la rastra = 0.333 tn / viaje.

* Tn / hora

= tn / viaje x Nv / hora. = 0.333 tn / viaje x

32

viajes / hora = 10.658 tn / hora. * Pies3 / viaje = ( tn / viaje ) / p.e. x 35.52 0.333 tn / viaje. = x 3 3 35.52 pies / m 2.8 tn / m3 = 4.22 pies3 / viaje. * Pies3 / hora = pies3 / viaje 27

x

Nv / hora

= 4.22 pies3 / viaje x

32

viajes / hora = 135.04 pies3 / hora.

8 LIMPIEZA Y ACARREO DE MINERAL CON EQUIPOS TRACKLESS DATOS DE CAMPO. LABOR RP Araceli+ NIVEL 1840 CAPACIDAD 3Yd³ DISTANCIA DE ACARREO(m) 75.24 DIA 28/01/2012 OPERADOR TURNO Noche

N° 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 promedio

T T. Con cuchareo Carga Descarga T. vacío. D.O. 00:00:41 00:01:08 00:00:17 00:01:06 00:00:39 00:00:53 00:00:17 00:01:18 00:00:33 00:01:07 00:00:14 00:01:06 00:00:35 00:00:50 00:00:19 00:01:14 00:00:48 00:00:59 00:00:29 00:00:52 00:00:49 00:00:47 00:00:22 00:00:56 00:00:49 00:00:46 00:00:30 00:00:57 00:00:28 00:00:50 00:00:24 00:00:59 00:00:40 00:00:51 00:00:29 00:00:56 00:00:50 00:00:49 00:00:20 00:00:59 00:00:56 00:00:55 00:00:17 00:00:58 00:02:08 00:00:46 00:00:12 00:00:58 00:00:50 00:00:53 00:00:21 00:01:02

28

F. llenado Ciclo 90% 0:03:12 95% 0:03:07 95% 0:03:00 90% 0:02:58 95% 0:03:08 85% 0:02:54 90% 0:03:02 90% 0:02:41 90% 0:02:56 90% 0:02:58 88% 0:03:06 60% 0:04:04 0:03:06 total ciclo 0:37:06

8.1 ACTIVIDADES REALIZADAS EN EL TIEMPO DE TOMA DE DATOS N° 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 15 16 17 18 19

Actividades Inicio Fin Duración Observación salida de paraíso-garita 1987 8:25pm 8:55pm 30min ruta paraíso-casa de lampara-2080- garita Reparto de guardia 8:55pm 9:20pm 25min traslado operador a taller sandvick 9:20pm 09:30pm 10min Revisión del equipo 9:20pm 9:48pm 28min traslado de madera 1847-1810 9:48pm 10:03pm 15min camareo de desmonte 10:03pm 10:15pm 12min carguío al dumper Ref OP-1 10:15pm 10:56pm 41:36min traslado hacia la RP Araceli NV1840 10:56pm 11:01pm 5min Parada por trafico 11:01pm 11:06pm 5min parada por presencia de gases 11:06pm 11:16pm 10min El personal tenía que volver a regar limpieza del frente 3x3.5 11:26pm 12:03pm 37:06min Descanso operador (boleo) 12:03pm 1243pm 40min Mant. De vía NV1847 camino a RB23 12:43p.m. 1:13am 35min Mant. De vía NV1800 1:13am 2:23am 70min Descanso operador (boleo) 2:23am 3:13am 40min acarreo de NV 1927 3:13am 4:25am 62min NV 1970 limpieza 4:25am 5:45am 80min parada por traslado de explosivo 5:45am 6:15am 30min apoyo a JyS 6:15am 6:55am 40min traslado de 1810-taller sandvick 6:55am 7:08am 13min Las letras resaltadas son, el tiempo de trabajo

8.2 DISPONIBILIDAD MECANICA Sabemos que: Disponibilidad Mecánica (%) = El tiempo de operación fue de:

6.845 horas

El tiempo de paradas fue de:

-

parada por presencia de gases: Parada por tráfico en la vía : Descanso operador (boleo) Descanso operador (boleo) parada por traslado de explosivo

En total: 2.0833333 horas 29

10 minutos 5 minutos 40min 40min 30min

Disponivilidecanica 

6.845  76.67% 6.845 + 2.083

CALCULOS PROMEDIO T T. Con cuchareo Carga Descarga T. vacío. D.O. 00:00:50 00:00:53 00:00:21 00:01:02 0.00

N° promedio

F. llenado Ciclo 88% 0:03:06

SABEMOS

8.2.1 Velocidad de ida Vi = distancia/ t promedio con carga = 0.075/ 0.0147 = 5.11 (Km/Hr)

8.2.2 Velocidad de retorno Vr= distancia / t promedio sin carga = 75.24/ 0.1722 = 4.37 (Km/Hr)

8.2.3 Tonelaje acarreado por ciclo W = Capacidad x factor de llenado x densidad del material x (100/100+esponjamiento) = 3yd3 x 0.76 x 0.88 x 2.7 x (100/ 130) =4.17 Tn

8.2.4 Tonelaje transportado T = 4.17 Tn x 12 ciclos = 50.04 Tn

8.2.5 Rendimiento n = 50.04 Tn/ 0.6183 horas = 80.93 Tn/ horas

Resumiendo los cálculos:

Crc Cc Ton δ Fc Tf

PARAMETROS Capacidad nominal de cuchara(m³) Capacidad real de Cuchara(m³) Tonelaje Peso específico de material roto(ton/m³) Factor de llenado de cuchara (%) Tiempo Fijo de acarreo( cuchareo+ Descarga)(min) 30

VALORES 2.28 2.01 5.42 2.7 88% 1.183

D V Vi Vr Td Ht Dm DM

Distancia de acarreo(m) velocidad Promedio (Km/Hr) velocidad en vacío (Km/Hr) Velocidad con carga ((Km/Hr) Turnos por día (turno/día) Horas por tuno(Hr/turno) días trabajados por mes(días/mes) disponibilidad Mecánica %

75.24 4.74 4.37 5.11 2 11 30 76.67

80.93

RENDIMIENTO PRODUCTIVIDAD Nº DE VIAJES POR HORA TONELADAS POR VIAJE TONELADAS POR HORA PRODUCCION POR MES

1.08 19.40 4.17 80.90 53392.62

Datos de campo NIVEL 1840 CAPACIDAD 2.2Yd³ DISTANCIA DE ACARREO(m) 110 DIA 26/01/2012 OPERADOR Aguilar TURNO Noche 1. Limpieza de la CH-7720 DISTANCIA: 110m 31

tn/Hr tn/Hr-m viajes/hr tn/viaje tn/hr t/mes

N°

T cuchareo T. Con Carga Descarga T. vacío. D.O. F. llenado Ciclo 1 00:02:20 00:01:32 00:00:18 00:01:01 00:00:40 88% 0:05:51 2 00:01:23 00:01:22 00:00:14 00:01:14 88% 0:04:13 3 00:00:38 00:01:36 00:00:13 00:01:23 88% 0:03:50 4 00:00:28 00:01:31 00:00:07 00:01:24 88% 0:03:30 5 00:00:20 00:01:44 00:00:09 00:01:21 88% 0:03:34 6 00:00:22 00:01:39 00:00:12 00:01:29 88% 0:03:42 7 00:00:44 00:01:32 00:00:24 00:01:14 88% 0:03:54 8 00:00:25 00:01:37 00:00:31 00:01:13 88% 0:03:46 9 00:00:43 00:01:44 00:00:26 00:01:10 88% 0:04:03 10 00:00:27 00:01:29 00:00:12 00:01:32 88% 0:03:40 11 00:00:48 00:01:36 00:00:23 00:01:12 00:01:27 40% 0:05:26 Promedio 00:00:47 00:01:35 00:00:17 00:01:18 84% 00:04:08 Σ suma 0:08:38 0:17:22 0:03:09 0:14:13 0:02:07 00:45:29 SABEMOS

8.2.6 Velocidad de ida (CARGADO) Vi = distancia/ t promedio con carga 110 / 1.62 = 67.90 m/min =4.07 Km/Hr

8.2.7 Velocidad de retorno (VACIO) Vr= distancia / t promedio sin carga = 110/ 1.30=84.62 m/min =5.08 Km/Hr

8.2.8 Tonelaje acarreado por ciclo W = Capacidad x factor de llenado x densidad del material x (100/100+esponjamiento) = 2.2 yd3 x 0.76 x 0.84 x 2.8 x (100/ 130) = 3.03 Tn

8.2.9 Tonelaje transportado T = 3.03 Tn x 11 ciclos = 33.28 Tn

8.2.10 Rendimiento n = 33.28 Tn/ 0.76 horas = 43.90 Tn/ horas

43.90

RENDIMIENTO PRODUCTIVIDAD

0.40

32

tn/Hr tn/Hr-m

14.51 3.03 43.90 348242.4

Nº DE VIAJES POR HORA TONELADAS POR VIAJE TONELADAS POR HORA PRODUCCION POR MES

viajes/hr tn/viaje tn/hr t/mes

2. Limpieza de la GL SE NV1955 Traslado de mineral a la CH 7745 Distancia: 108 metros N° 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 prom Σ suma

T T. Con cuchareo Carga Descarga T. vacio. D.O. 00:00:52 00:01:28 00:00:22 00:01:11 00:01:01 00:01:29 00:00:10 00:01:18 00:00:47 00:01:25 00:00:12 00:01:33 00:00:45 00:01:51 00:00:16 00:01:13 00:00:41 00:01:40 00:00:14 00:02:00 00:00:37 00:01:35 00:00:25 00:01:21 00:00:29 00:01:45 00:00:20 00:01:40 00:00:26 00:01:35 00:00:21 00:01:32 00:00:21 00:01:38 00:00:26 00:01:22 00:00:20 00:01:36 00:00:16 00:01:30 00:00:26 00:01:39 00:00:18 00:01:34 00:01:01 00:01:29 00:00:10 00:01:18 00:00:47 00:01:25 00:00:12 00:01:33 00:00:39 00:01:35 00:00:17 00:01:28 00:08:33 00:20:35 00:03:42 00:19:05

Velocidad de ida (CARGADO) Vi = distancia/ t promedio con carga 108 / 1.58 = 68.21 m/min =4.09 Km/Hr Velocidad de retorno (VACIO) Vr= distancia / t promedio sin carga = 108/1.47 =73.47m/min =4.41 Km/Hr Tonelaje acarreado por ciclo W = Capacidad x factor de llenado x densidad del material x (100/100+esponjamiento) = 2.2 yd3 x 0.76 x 0.88 x 2.8 x (100/ 130) = 3.17 Tn

33

88% 88% 88% 88% 88% 88% 88% 88% 88% 88% 88% 88% 88% 88%

Ciclo 0:03:53 0:03:58 0:03:57 0:04:05 0:04:35 0:03:58 0:04:14 0:03:54 0:03:47 0:03:42 0:03:57 0:03:58 0:03:57 0:04:00 00:51:55

Tonelaje transportado T = 3.17 Tn x 13 ciclos = 41.19 Tn . Rendimiento n = 41.19 Tn/ 0.87 horas = 38.85 Tn/ horas 47.34

RENDIMIENTO PRODUCTIVIDAD Nº DE VIAJES POR HORA TONELADAS POR VIAJE TONELADAS POR HORA PRODUCCION POR MES

0.44 15.02 3.17

47.34 374932.8

tn/Hr tn/Hr-m viajes/hr tn/viaje tn/hr t/mes

Acarreo de Mineral de CH7745 a la Camara de apilamiento (1960) DISTANCIA: N° 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14 Prom Σ

T T. Con cuchareo Carga Descarga T. vacío. D.O. F. Ll. 00:00:26 00:03:28 00:00:35 00:03:06 00:04:11 00:00:30 00:03:49 00:00:20 00:03:04 00:00:21 00:03:31 00:00:19 00:03:11 00:00:20 00:03:29 00:00:12 00:03:09 00:00:26 00:03:38 00:00:18 00:03:25 00:00:24 00:03:42 00:00:21 00:03:17 00:00:27 00:03:41 00:00:14 00:03:21 00:00:22 00:03:39 00:00:15 00:03:16 00:03:26 00:00:24 00:03:35 00:00:17 00:03:17 00:00:24 00:03:42 00:00:21 00:03:17 00:00:27 00:03:41 00:00:14 00:03:21 00:00:22 00:03:38 00:00:18 00:03:25 00:06:52 00:00:24 00:03:42 00:00:21 00:03:17 00:00:27 00:03:41 00:00:19 00:03:21 00:00:25 00:03:38 00:00:19 00:03:16 00:04:50 0:05:44 0:50:56 0:04:24 0:45:47 0:14:29

Velocidad de ida (CARGADO)

34

88% 88% 88% 88% 88% 88% 88% 88% 88% 88% 88% 88% 88% 88% 88%

Ciclo 0:11:46 0:07:43 0:07:22 0:07:10 0:07:47 0:07:44 0:07:43 0:10:58 0:07:33 0:07:44 0:07:43 0:14:35 0:07:44 0:07:48 00:08:40 2:01:20

Vi = distancia/ t promedio con carga 108 / 1.58 = 68.21 m/min =4.09 Km/Hr Velocidad de retorno (VACIO) Vr= distancia / t promedio sin carga = 108/1.47 =73.47m/min =4.41 Km/Hr Tonelaje acarreado por ciclo W = Capacidad x factor de llenado x densidad del material x (100/100+esponjamiento) = 2.2 yd3 x 0.76 x 0.88 x 2.8 x (100/ 130) = 3.17 Tn

Tonelaje transportado T = 3.17 Tn x 13 ciclos = 41.19 Tn Rendimiento n = 41.19 Tn/ 0.87 horas = 38.85 Tn/ horas 47.34

RENDIMIENTO PRODUCTIVIDAD Nº DE VIAJES POR HORA TONELADAS POR VIAJE TONELADAS POR HORA PRODUCCION POR MES

0.44 15.02 3.17

47.34 374932.8

tn/Hr tn/Hr-m viajes/hr tn/viaje tn/hr t/mes

9 GEOLOGIA Según el plan de prácticas corresponde también ingresar al área de geología a complementar los conocimientos. MUESTREO EL LABORES MINERAS: Es una actividad diaria del ares de control de mineral, consiste en extraer pequeñas porciones las más representantes del macizo rocoso (veta).Los cual nos permitirá determinar las zonas explotables y descartas las zonas estériles.Las labores muestreadas donde hice mis practicas es en la veta glorita 2 el objetivo es tomar pequeñas porciones o partes representativas de los diversos tajos aproximadamente unos 250 gramos, y los fragmentos 35

deben ser de un diámetro de 1 cm. Y los más importantes deben ser homogéneos de un volumen mayor, para su posterior análisis. Personal: Se realiza por lo general entre 2 o 3 personas, el maestro muestrero, ayudante muestrero. Equipos y herramientas:              

Equipos de protección personal Comba de 4 lib. Punta de muestreo Cuna de jebe Flexometro de 5 m. Bolsa de polietileno 8”x12”x0.8mm Engrapador para asegurar las muestras Spray color rojo Tarjeta de muestreo Lapicero azul o negro Hoja de reporte de laboratorio químico Mochila para trasladar herramientas Bolsa de lona para envió de muestras Precinto de seguridad

9.1 MUESTRO EN TAJOS, GALERIAS, SUBNIVELES Y CHIMENEAS. El muestreo en GL, NV, SN, debe tener su punto de referencia se realizara cada metro en un hastial, salvo excepciones que la veta se encuentre en forma horizontal o sub horizontal, en la cual se realiza en forma intercalada en los hastiales a cada metro. El labores inclinadas CH se debe tener en cuenta el punto de referencia se muestrea en forma intercalada (zig-zag) cada metro. El labores de explotación TJ, el muestreo se realiza cada metro aquí el muestreo con su flexometro toma los siguientes datos: altura de labor, potencia de la veta, para su posterior cálculo de dilución

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Para el caso de encontrarno con lazos y material esteril ”caballos” tomar los siguientes casos: Si el caballo es menor a 30 cm. Se muestrea como si fuera uno solo Si el caballo es mayor a 20 cm. Se prosige de la sgte manera:  Si el caballo es roca sin alterar(roca fresca) se tomara la muestra de los lazos y la potencia será los 2 lazos  Si el caballo presenta alteración (diseminación de sulfuros, clorita) se tomara muestra de los lazos y de la alteración, y la potencia a considerar será el total.

9.1.1 CALCULO DEL % DE DILUCION (DIL) EN LOS TAJOS DE JIMENA PARA GL, CH, SN. %DIL= ((Alt. Labor)(Anch. Labor)-(Pot. de veta)(Rotura de veta) ) x 100% (Alt. Labor)(Anch. Labor) PARA TAJOS %DIL= ((Alt. labor)-(Pot. veta)) x 100% Alt. labor

Tajo 8015

%DIL=1.63m x 0.67m 1.63m %DIL=67%

9.2 MAPEO GEOLOGICO EN LABORES MINERAS El mapeo geológico es determinar y sacar interpretaciones (modelamiento de modelo geológico), los mapeos geológicos las realice junto al ing. John Santamaría y Carlos Velásquez. Materiales: Equipos de protección personal Mapeador Plano topográfico de la labor a mapear en papel herculene 37

Brújula Picota Flexometro Protactor Lápiz y colores.

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10RECOMENDACIÓN: 

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Para poder aumentar el avance por disparo seria muy conveniente realizar dos taladros de alivio de mayor diámetro, (método Holmerg). El avance esta restringido por el diámetro del taladro vació y la desviación de los taladros de menor diámetro para obtener un avance de 95% Para poder aumentra la vida útil de las brocas , se debe realizar la perforación primero con el patero ( barra de 4’), y luego con el seguidor (barra de 6’), de esa manera no se esfuerza mucho la barra y la broca al perforar con los 6’ desde el principio Supervisión en utilización en la perforación de patero y seguidor, que la vida útil de sus brocas se aumentara, y la empresa debería realizar algún tipo de estímulos para que el trabajador se acostumbre a realizar este trabajo, como premios de honor, concursos, etc. Es muy necesario la verificación del frente perforado antes del cargado con explosivos, de esa manera se podrá saber cuánto realmente necesita de explosivos y rios de voladura, por que el trabajador recibe mucho cordón de ignición. Llevar una gradiente bien adecuada para que no se acumule el agua y dificulte el paso de los trabajadores. En el nivel 1847 hay demasiado lama en el piso el cual causa problema a la locomotora. Exigir a los contratistas que desaten sus labores de y caminos ya q son zonas transitables para el personal. La comunicación entendible entre el supervisor y el trabajador. Las pérdidas de tiempo o demoras mayormente se da por la falta de materiales o herramientas, para eso los bodegueros y los encargados de logística deben de hacer una buena coordinación. Buen conteo de explosivo al momento de mandar a cada labor, porque ve constantemente que los explosivos no llegan lo pedido por el maestro perforista hay veces que lega más y no lo devuelven al polvorín. Una mantenimiento programado en las palas neumáticas, porque si se malogra una pala neumática ya es inevitable que se realice perforación y voladura. Tener los guiadores en buen estado para un paralelismo en sus taladros. Exigir a los Maestros Perforistas a pintar la malla para que los Ayudantes Perforistas Sin mucha experiencia se guíen y puedan empatar el barreno en el sitio correcto y asi tener una buena distribución de la malla de perforación. 39

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Un mejor control en bocamina por los vigilantes de la Contrata SIRIUS al momento de registrar en nombre al ingreso ya que en esta actividad se demora unos 20 min en la cola. Es todo cuanto puedo informar. Atte. Córdova Santos Jhossil (Practicante Operación mina)

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