Manual Auto Cad 2010 282h2p

INFORME PROGRAMA DE PRACTICAS PROFESIONALES COMPAÑIA MINERA CASAPALCA

COMPAÑÍA MINERA CASAPALCA S.A.

INFORME DE PRÁCTICAS PROFESIONALES Realizadas en la U.E.A. Americana de la CIA Minera Casapalca S.A. PRESENTADO POR: QUISPE HUAMAN RONY MANUEL

TIEMPO DE EJECUCION: Del 06 de Octubre hasta el 01 de Diciembre del 2013

Casapalca 02 de Diciembre del 2013

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QUISPE HUAMAN RONY MANUEL


INTRODUCCIÓN El presente informe tiene como finalidad presentar las actividades realizadas durante el desarrollo de mis prácticas Pre-profesionales llevadas a cabo en la U.E.A. Americana de la CIA Minera Casapalca S.A. Casapalca es una mina polimetálica cuyos minerales económicamente explotables son la plata, plomo, cobre y zinc, ésta mina se encuentra en la provincia de Huarochirí, entre 4200 y 4700 m.s.n.m. Es vecina de los distritos de Chicla, 3 de enero, San Mateo, San Antonio y Pomacocha. Se ubica a la altura del Km. 115 de la Carretera Central. En sus orígenes, Minera Casapalca formó parte de la Empresa Backus & Johnston. Fue constituida en 1889. Posteriormente, en 1919, fue adquirida por la Compañía Cerro de Pasco Corporation, en ese entonces de capitales norteamericanos. Luego, a raíz de la nacionalización de esta empresa, pasa a formar parte de la empresa Minera del Centro del

Perú

-

CENTROMIN

PERU.

El 13 de octubre de 1986 se concreta la constitución legal de la Compañía Minera Casapalca S.A. iniciando sus actividades el primero de enero de 1987. En 1997 se logra obtener las principales concesiones de Centromin Perú, además de los yacimientos de pequeños mineros circundantes, lo cual marca el primer paso para un desarrollo sostenido. La filosofía de la Compañía Minera Casapalca desde sus inicios ha sido la de tener crecimiento sostenido, superando las adversidades y creyendo firmemente en las capacidades del ser humano como impulsor del desarrollo y de la empresa como generador de riqueza y al mismo tiempo como gestor del progreso del país. La Mina, está dividida en tres zonas, las cuales son Zona Cuerpo, Zona Esperanza y Zona oroya. La veta Cuerpo constituye la estructura principal de la Mina Casapalca, pues contiene el 75% de las reservas cubicadas, para la explotación de la misma, se hicieron tres piques (Pq. Pati y, Pq.650, Pq. 790), se desarrollaron 18 niveles en la Zona esperanza, en la zona de Cuerpos hasta nivel 12 y actualmente se está desarrollando la mina hasta el nivel 13 y 14, en oroya (Zona vetas) hasta el nivel 18.

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AGRADECIMIENTOS

Mi profundo agradecimiento a la Cía. Minera Casapalca, en especial a los ingenieros y técnicos del área de Planeamiento y Productividad, asimismo a

los, gerentes,

supervisores, empleados y trabajadores en general que de alguna u otra forma, me brindaron su apoyo y confianza para desarrollar estas prácticas profesionales, las que brindan una experiencia invalorable que servirán de mucho en mi vida profesional como futuro ingeniero de minas.

Mi gratitud y eterno compromiso a la Universidad Nacional de San Antonio Abad Del Cusco, que es la casa de estudios en donde inicié mi formación profesional. A los Ingenieros cuya participación fue fundamental para la conceptualización y desarrollo de mis prácticas, GERENTE DE OPERACIONES, Ing. Juan Bellido Cerda, SUPERINTENDENTE GENERAL, Ing. Gustavo Sánchez Barletti, SUPERINTENDENTE DE PLANEAMIENTO, Ing. Gilberto Donayres Quispe, SUPERINTENDENTE DE MINA, Ing. Elmer Morillo Acuña, como también a todo el personal que directamente e indirectamente contribuyeron a mi aprendizaje.

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OBJETIVOS:



Aplicar y dirigir mis conocimientos adquiridos en la universidad a las operaciones mineras subterráneas y así mejorar los estándares de productividad y calidad de la Compañía.



Conocer los estándares y procedimientos de trabajo de cada una de las actividades realizadas en interior mina.



Sugerir soluciones para los diferentes problemas que se presenten.



Poner en práctica los conocimientos adquiridos y aprender de las experiencias de los Ingenieros y trabajadores.



Verificar si el personal de Mina trabaja con seguridad usando el EPP completo en cada labor especifica.



Controlar avances de cada labor Minera de acuerdo al cronograma de trabajo asignado, así como eficiencia de equipos (Jumbos).



Verificar que se cumplan con los estándares (malla de perforación, distribución de carga explosiva en frentes) asignados por el área de planeamiento y productividad.

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Contenido CAPITULO I .................................................................................................................................................... 8 1.

UBICACIÓN Y ACCESIBILIDAD ................................................................................................. 8

CAPITULO II ............................................................................................................................................... 10 2.

GEOLOGIA ...................................................................................................................................... 10 2.1

GEOMORFOLOGÍA ............................................................................................................. 10

2.2

ESTRATIGRAFIA ................................................................................................................. 10

2.2.1

Formación Jumasha:................................................................................................. 10

2.2.2

Formación Casapalca: .............................................................................................. 11

2.2.3

formación Carlos francisco: ................................................................................... 11

2.2.4

Formación Bellavista: .............................................................................................. 12

2.2.5

Formación Río Blanco: ............................................................................................ 12

2.2.6

Cuaternario:................................................................................................................. 12

2.3

GEOLOGIA ESTRUCTURAL ............................................................................................. 12

2.4

GEOLOGIA ECONOMICA .................................................................................................. 13

2.4.1

MINERALIZACION ..................................................................................................... 15

2.4.2

ALTERACIÓN............................................................................................................... 16

CAPITULO III.............................................................................................................................................. 16 3.1 CONTROL Y SEGUIMIENTO DE PERFORACION Y CARGUIO EN FRENTES ............ 16 3.1.1 OBJETIVOS ............................................................................................................................ 16 3.1.2 DESCRIPCION ........................................................................................................................ 17 3.1.3 CONDICIONES Y CAUSAS BASICAS DE LA DEFICIENCIA DE EQUIPOS ........... 30 3.2 CONTROL Y SEGUIMIENTO DE CARGUIO DE FRENTES ............................................... 31 3.2.1 OBJETIVOS: ............................................................................................................................. 31 3.2.2 METODOLOGIA DE TRABAJO: ......................................................................................... 32 3.2.3 CARACTERISTICAS DEL EQUIPO DE CARGUIO: ....................................................... 32 3.2.4 CONDICIONES Y CAUSAS DURANTE EL CARGUIO .................................................. 37 3.2.5 PRUEBAS CON VOLADURA CONTROLDA ................................................................... 40 3.2.5.1 diferencias entre voladura convensional y controlada ................................. 41 3.2.5.2 Pruebas con tubos cartuflex control blast de 1¨x3.5 metros ....................... 42

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3.2.5.2.1 RESULTADOS: ...................................................................................................... 43 QUISPE HUAMAN RONY MANUEL


3.2.5.3 Pruebas realizadas con cañas espaciadas ........................................................... 45 3.2.5.3.1 RESULTADOS: ...................................................................................................... 46 3.2.5.4 Pruebas realizadas con corte quemado .............................................................. 47 3.2.5.4.1 RESULTADOS ....................................................................................................... 49 CAPITULO IV .............................................................................................................................................. 51 4.1 CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES ............................................................................ 51

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CAPITULO I 1. UBICACIÓN Y ACCESIBILIDAD

UBICACIÓN: La Mina Casapalca se ubica en el distrito de Chicla, provincia de Huarochiri, departamento de Lima. Geográficamente se localiza en la zona central, flanco Oeste de la Cordillera Occidental de los Andes a una altura promedio de 4,400 m.s.n.m, (Figura Nº1), entre las coordenadas geográficas: 11° 30 Latitud Sur

76° 10 Latitud Oeste,

Encontrándose el campamento Casapalca a los 4350 m.s.n.m. en las coordenadas UTM: 366761.70E 8710455.60N Y la bocamina principal Gubbins se encuentra a los 4200 m. s.n.m.m.

ACCESIBILIDAD: 

Carretera asfaltada siguiendo la ruta Lima - Casapalca con una distancia aproximada de 129 Km. En un tiempo de recorrido de tres horas.



Carretera Asfaltada Huancayo -La Oroya-Casapalca con una distancia de 100 Km. en un tiempo de tres horas.

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RELIEVE: La mina Casapalca se emplaza dentro de un valle con influencia glaciar, con presencia de pendientes abruptas en la zonas bajas (campamentos y bocamina principal) entre los 4100 y 4500 m.s.n.m., y presenta una pendiente moderada a llana en la zonas entre los 4500 y 4600 m.s.n.m. el cual corresponde a un circo glaciar y presencia de una laguna glaciar, en las zonas altas correspondientes a los 4600 y 5100 m.s.n.m. corresponden a una pendiente abrupta y accidentada.

MINA CASAPALCA

Fig. N° 01.- Ubicación de la Mina.

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CAPITULO II 2. GEOLOGIA 2.1 GEOMORFOLOGÍA La mina Casapalca se encuentra ubicada en el cinturón volcánico de la Cordillera Occidental Andina muestra un relieve relativamente empinado, cuyas pendientes evidencian profunda erosión. Así mismo se observa una geomorfología del tipo glaciar, evidenciándose en las zonas altas presencia de nieve perpetua.

Localmente presenta geo formas como son: 

Piso de Valle



Montañas



Circo Glaciar

2.2 ESTRATIGRAFIA Las rocas emplazadas en la zona están conformadas por calizas, areniscas y lutitas, también completan la columna estratigráfica brechas y flujos volcánicos.

2.2.1 Formación Jumasha: Las rocas de esta formación no afloran en superficie dentro del área de Casapalca; sin embargo una secuencia correlacionable con esta formación conformada por calizas de color gris con algunas intercalaciones de lutitas.

La secuencia representativa de calizas Jumasha afloran prominentemente a lo largo de las montañas que conforman la divisoria continental, presentando un característico color gris claro en contraste con los colores oscuros que presentan las calizas de la formación Pariatambo, perteneciente, pertenecientes al grupo Machay (J. J. Wilson).

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2.2.2 Formación Casapalca: Constituye la formación más antigua que aflora en el área, Formando un amplio anticlinal denominado Casapalca que es cortado por el río Rímac; comprende una serie de rocas sedimentarias de ambiente continental. Esta Formación ha sido dividida en los siguientes :



Capas Rojas: La conforman interestratificaciones de areniscas y lutitas calcareas.



Conglomerado Carmen: Sobreyace a las capas rojas, una serie de conglomerados y calizas, se intercalan con estratos de areniscas y lutitas calcareas.

2.2.3 formación Carlos francisco: esta formación ha dividido en tres . 

Volcánicos Tablachaca: Se encuentra sobreyaciendo al miembro Carmen y separado de este por lutitas de potencia variable, se encuentra una sucesión de rocas volcánicas constituidas por tufos, brechas, conglomerados, aglomerados y rocas porfiríticas efusivas.



Volcánicos Carlos Francisco: Sobre el Mismo Tablachaca que consiste de flujos andesíticos, de color gris oscuro a verde y brechas volcánicas.

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

Tufos Yauliyacu: Los tufos sobreyacen a los volcánicos Carlos Francisco concordantemente, está constituido de tufos de grano fino.

2.2.4 Formación Bellavista: La formación Bellavista está constituida por calizas, tufos y lutitas, esta formación también consiste de capas delgadas de calizas de color gris.

2.2.5 Formación Río Blanco: Sobreyace a la formación Bellavista que consiste de volcánicos bien estratificada constituida por tufos de lapilli de color rojizo, con intercalaciones de brecha y riolitas. En el área afloran hacia el SE pero su mayor exposición se encuentra entre Chicla y Río Blanco a 12 Km. al SW de Casapalca.

2.2.6 Cuaternario: El cuaternario está representado en la región de Casapalca por una serie de depósitos reciente glaciares y conos de formación.

2.3 GEOLOGIA ESTRUCTURAL El patrón estructural regional sigue el alineamiento general de los Andes Peruanos (N 10º - 30º W). Localmente las rocas se presentan plegadas formando anticlinales y sinclinales. A este sistema corresponden la falla Americana. Fallas transversales de los sistemas N 50º E a N 75º W cruzan la secuencia litológica y desplazan dextralmente a estas. Las principales vetas de Casapalca se han emplazado en el sistema Noreste. Estructuralmente, la gran estructura Esperanza – Mariana por el Norte y la gran estructura Oroya – Oroya Piso – Oroya 1 al sur, forman un gran lazo sigmoide de unos 4 Km. de longitud, con abundantes lazos sigmoides menores y ramales que se presentan con mineralización económicamente explotable. En las partes

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intermedias, al Oeste se presenta la veta Escondida que aún no ha sido explorada y que puede corresponder a una tercera gran estructura mineralizada: Este gran sigmoide tiene su mejor expresión en las zonas tensionales, donde las vetas se acercan a la dirección Este – Oeste.

En síntesis la zona muestra plegamientos desarrollándose pliegues invertidos cuyos ejes se orientan paralelamente a la dirección general de los Andes.

2.4 GEOLOGIA ECONOMICA Casapalca es un sistema de vetas polimetálicas del mioceno emplazado en rocas sedimentarias y volcánicas. Casapalca fue examinada en detalle por Rye Sawkins (1974) y Kamilli y Ohomoto (1977). Los depósitos constituyen vetas angostas de Zn–Pb–Cu–Ag (Au), las vetas están controladas por fallas y tienen un rumbo suroeste-noreste. Sus rocas encajonantes son calizas, areniscas, y lutitas d la formación Casapalca del Cretácico superior y derrames lávicos, brechas volcánicas y piroclasticos andesiticos a daciticos. La edad de la mineralizaciones se estiman entre 14 y 10 M.a. (Mioceno Medio). Según Klaus Steinmuller, clasifica a casapalca como un yacimiento del tipo: Vetas epitermales de baja sulfuracion (Adularia-sericita) Características de un Yacimiento Epitermal de Baja Sulfuración Marco estructural

Ambientes volcánicos asociados con calderas.

complejos;

frecuentemente

Rocas volcánicas Andesitas-riodacitas-riolitas genéticamente relacionadas Extensión de la zona de Restringida y visualmente sutil alteración Ensambles de característicos

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alteración Sericita a argílica. Sericita (o illita) y adularia; a veces cloritas. Alunita supérgena



Tipo de minerales de sílice y Relleno de fracturas y espacios abiertos por calcedonia o cuarzo con texturas: crustificada, coloforme y tipo texturas características cocada Gangas de carbonato

Ubicuas, con frecuencia manganiferas

Otras Gangas

Barita y/o fluorita presentes sólo localmente; baritina por lo general sobreyacen a la mena

Presencia de sulfuros

Más escasos, principalmente pirita

Forma de Ocurrencia

Relleno de fracturas y espacios abiertos; stockwork frecuente

Sulfuros característicos

Esfalerita, galena, arsenopirita

Principales metales

Au y/o Ag; (Zn, Pb, Cu)

Metales rios

Mo, Sb, As, (Te, Se, Hg)

Temperatura

200º C a 300º C

Tipo de fluido

PH casi neutro; reducido

Salinidad

0 a 13 wt% NaCl eq.

Fuente de fluidos

Dominantemente meteórico

Fuente de Azufre

Origen profundo; probablemente lixiviado de rocas encajonantes profundas

Fuente de Plomo

Rocas precambrianas o fanerozoicas subyacentes a las volcánicas

Otras denominaciones

Adularia – Sericita

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tetrahedrita,

calcopirita


y


2.4.1 MINERALIZACION En el distrito minero de Casapalca se presentan varias clases de mineralizaciones siendo las principales las vetiforme con relleno de fracturas, las vetas son de carácter mesotermal que indica su gran profundidad de mineralización y las de reemplazamiento. También existen mantos no reconocidos y brechas hidrotermales, todos ellos con diferentes características y grados de mineralización. La mineralización de las vetas constituyen esfalerita, galena, calcopirita, tetrahedrita, y en menor porcentaje proustita, pirargirita, polibasita y electrum. Las gangas son pirita, cuarzo, y carbonatos.

VETAS Este tipo de mineralización corta toda la secuencia litológica desde las Capas Rojas Casapalca, los Conglomerados Carmen y Tablachaca, los Volcánicos Carlos Francisco y las calizas Bellavista. Son cuerpos tabulares con anchos de 0.20 m. a 2.50 m., con ensanchamientos locales; cuando cruzan los conglomerados forman cuerpos de relleno de interesticios de la brecha formando “cuerpos” mineralizados de mayor ancho. Dentro del distrito minero de Casapalca ocurren cuatro estructuras mayores (principales) acompañadas de otras estructuras menores, siendo estas: principalmente carbonatos manganiferos (calcita y rodocrosita). En algunas labores se observa mineralización en textura bandeada.

CUERPOS La zona de Cuerpos es parte de las estructuras mineralizadas del Distrito Minero de Casapalca, se encuentra ubicado al NE del campamento El Carmen de Cía. Minera Casapalca. Se tiene dos tipos de mineralización: a) Relleno de fracturas, las venillas se encuentran con rumbo de las vetas “Madres”, su mineralización es de galena, tetraedrita y carbonatos. b) Reemplazamiento, se presenta siguiendo el rumbo de los estratos/horizontes de areniscas calcáreas y/o reemplazando los clastos y/o matriz calcárea en el conglomerado, presenta minerales de escalerita y galena.

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2.4.2 ALTERACIÓN Las rocas encajonantes cerca de las vetas exponen alteración filítica (sericita-cuarzopirita) y argílica que dan lugar hacia las partes exteriores a una propilitización.

CAPITULO III 3.1 CONTROL Y SEGUIMIENTO DE PERFORACION Y CARGUIO EN FRENTES De acuerdo con la programación de actividades de las practicas pre profesionales en la

Compañía Minera Casapalca S. A. a cargo de la

Superintendencia de Planeamiento, se ha realizado el control de tiempos de toda las actividades realizadas durante toda la guardia laboral en la Zona de cuerpos: Intermedia y baja, además del control de tiempos de perforación en frentes.

3.1.1 OBJETIVOS  Determinar el ciclo promedio de perforación, el tiempo de perforación, la velocidad de perforación, la longitud de perforación y el avance de la sección. 

Determinar la cantidad de explosivos y rios usados en la carga de taladros.



Determinar cuales son los principales problemas que se presentan en esta operación, así también determinar las causas de las demoras más frecuentes.

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

Determinar el ciclo promedio de perforación, el tiempo efectivo de perforación, tiempo total de perforación y el avance promedio de la sección.



Aplicar y dirigir mis conocimientos a la operación minera subterránea y así mejorar los estándares de productividad y calidad de la compañía tales como cantidad de taladros (tipo de malla y distribución del taladros, barden y espaciamiento)



Conocer los estándares de perforación y procedimientos de trabajo de cada una de las actividades realizadas en el área de mina.



Aprender y conocer mediante la práctica la importancia que tienen las actividades

como perforación dentro de un proceso de actividad

minera.

3.1.2 DESCRIPCION La toma de datos se realizó a partir del lunes 6 de octubre, se me asignaron los equipos Axera y Boomer, que cumplen trabajos en la zona baja en los niveles 11A14. Cuando uno de estos se encuentra operando en la rampa el otro se encuentra operando en el nivel 11 o en 12. Las demoras más frecuentes se presentan debido a que los frentes no están limpios, plasteo de tiros cortados, problemas con la ventilación, limitado a las tuberías de aire y agua debido a la mala disposición de estas en la profundización de la rampa 565.

El desgaste frecuente de las brocas, y el poco mantenimiento que se brinda al equipo son deficiencias que se hacen notar frecuentemente, ya que estas causas limitan la capacidad real del equipo.

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Características de los Equipos de Perforación. La

compañía

cuenta

con

modernos

equipos

de

perforación

electrohidráulicos de las marcas Atlas Copco y Sandvik de un brazo, con barra de perforación de 14 pies de longitud, la presión de percusión en promedio es de 180 bar, presión de rotación promedio de 40 a 50 bar, presión promedio de avance de 80 a 90 bar, presión promedio de agua de 10 bar.

Fig. N° 02.-vista de una axera. A continuación se presentan los reportes diarios obtenidos en el control de jumbos. Teniendo en cuenta la siguiente malla estándar de perforación.

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Fig. N° 03.- Distribución de la Malla de Perforación

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AXERA N° 15: En los siguientes cuadros se puede apreciar los resultados del seguimiento de este equipo.

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A continuación se puede observar el procedimiento para determinar el rendimiento del equipo.

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Este es cuadro resumen de las labores en el cual el axera J-15, realizo la perforacion.

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AXERA 16: Tambien se estubo controlando al J-16, y cuyos resultados se pueden apreciar en los siguientes cuadros.

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Tamien se realizo control de perforacion y avances en la zona alta de cuerpos y cuyos resultados se pueden apreciar en el siguiente cuadro.

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3.1.3 CONDICIONES Y CAUSAS BASICAS DE LA DEFICIENCIA DE EQUIPOS 

     

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Deficiencia de servicios de agua, energía eléctrica, aire y ventilación. Durante la guardia se observa que las instalaciones de servicio se encuentran hasta una distancia de 150 metros. Ya que la distancia optima de estas debe ser de 20 metros. Y esto amerita demoras operativas durante la instalación del equipo. La falta de ventilación también es un factor importante; ya que al inicio de la guardia las labores se encuentran muy contaminadas y esto también amerita demoras. Existencia de exagerada fuga de agua y aire. Demoras operativas y tiempos muertos por el marcado de malla por el operador no menor a 20 minutos. Inexistencia de frentes limpios al inicio de la guardia, el cual también provoca tiempos muertos, ya que se espera durante la limpieza. Durante la perforación de los arrastres no se usa los tubos cartuflex de 1 ¾ ´´. Incumplimiento el diseño de malla que se les proporciono de parte de los operadores de ambos equipos. Durante la semana la bodega no contaba con los tubos cartuflex de 1 ¾ ´´.



Problemas en el transporte de personal los días lunes desde los niveles 1 y 4 al nivel 10, lo cual acarrea en inicios de guardia tardíos.



Se ha reportado serias deficiencias en el sistema de drenado del agua para labores con ligera inclinación, dando como resultado anegamientos y dificultando el trabajo de perforación e imposibilitando el trabajo de carguío.



Los equipos tienen una alta frecuencia de falla mecánica en los pistones, mangueras y barras de perforación.



Se tienen registrados a lo largo del mes varios cortes en el servicio de agua debido a que los equipos de transporte de carga (DUMPER) tienden a dañar las tuberías del sistema cuando la altura su carga excede en gran medida a la altura de su tolva.



No se está realizando el mantenimiento preventivo de los equipos con la frecuencia que se requiere, especialmente en el engrase del brazo de perforación y de sus rios.



No se está reportando si el equipo se encuentra con o sin combustible, lo que genera demoras en la salida del equipo.



No se disponen de suficientes frentes limpios para la perforación, por lo que al menos 1 equipo está parado hasta que se habilite un frente.





Todos los equipos frontoneros carecen de regulación de presión de avance, rotación y percusión por tal razón cada taladro se perfora en un tiempo mayor de 2 minutos y 20 segundos y existe excesivo desgaste de brocas.

Fig. N° 04.-Tablero de presiones y brocas desgastadas.

3.2 CONTROL Y SEGUIMIENTO DE CARGUIO DE FRENTES Al igual que el seguimiento de la perforación en frentes, también se realizó el seguimiento en el carguío de frentes, y para ello se ha elaborado el siguiente plan de trabajo:

3.2.1 OBJETIVOS:  Determinar el factor de potencia, factor de carga lineal, minimizar el uso de explosivo y rios de voladura.  Aplicar y dirigir mis conocimientos a la operación minera subterránea y así mejorar los estándares de productividad y calidad de la compañía tales como cantidad de explosivo (factor de carga, factor de potencia, factor de carga lineal)  Conocer los estándares de perforación y procedimientos de trabajo de cada una de las actividades realizadas en el área de mina.

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 Aprender y conocer mediante la práctica la importancia que tienen las actividades

como el uso de explosivos dentro de un proceso de

actividad minera.

3.2.2 METODOLOGIA DE TRABAJO: El trabajo que se ha realizado en el campo es la observación y toma de datos como:  Identificar los peligros existentes en el área de trabajo.  Ver que sea segura el área de trabajo.  Observar los materiales y equipos con los que trabaja el personal.  Observar con que eficiencia trabaja el personal.  Tomar en cuenta comentarios del personal con respecto al trabajo que realizan.  En lo posible ayudarles para no incomodarles y tener una mejor comunicación con los trabajadores.  Anotar en la libreta de campo todos los datos que sean posibles para nuestros análisis, tales como cantidad de explosivo, distribución de carga por, tiempo de carguío, inconvenientes que se presenten, etc.

3.2.3 CARACTERISTICAS DEL EQUIPO DE CARGUIO: La compañía cuenta con equipos de carguío neumáticos para anfo como es el PENBERTHY, cuya capacidad es de 25 Kg, el cual tiene dos mangueras, uno que alimenta el aire a presión y el otro en donde sale expulsado el anfo gracias a la presión con que se trabaja, ésta es una manguera antiestática. Para controlar la salida del anfo tiene una válvula la cual se presiona manualmente para cargar el anfo.

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Fig. N° 05.- PENBERTHY

Fig. N° 06.- Manguera Antiestática Para el carguío de los frentes los materiales de voladura como son los explosivos, agentes de voladura y rios se le hace entrega a cada cargador por frente como muestra el siguiente cuadro.

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Dichos materiales se pueden apreciar como sigue:

neles

Fig. N° 07.- anfo, faneles y carmex

Fig. N° 08.- caja de cartuchos y pentacord

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Para el carguío de los frentes se proporcionó la siguiente distribución en los taladros.

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Fig. N° 08.-Distribucion de faneles. QUISPE HUAMAN RONY MANUEL


El control de carguío de frentes se estuvo realizando en las tres zonas de cuerpos, en el cuadro siguiente se puede apreciar un resumen de carguío de la zona alta, donde se aprecia la cantidad exacta de explosivo usado por frente.

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3.2.4 CONDICIONES Y CAUSAS DURANTE EL CARGUIO Durante el carguío de los frentes se observaron las siguientes deficiencias.  No se cumplen los estándares de distribución, longitud taco y cantidad de carga en los taladros.  La malla de perforación con la que se cuenta es inadecuada, ya que existe demasiado cuerpo entre los taladros de la corona y ayuda de la corona, por tal razón se tuvo que modificar la malla de perforación como se puede apreciar:

 El carguío se realiza en forma estándar para cada tipo de terreno; los cargadores desconocen el tipo de terreno en cual trabajan y no están adecuadamente capacitados.  El carguío del último frente se realiza de manera apurada, esto es básicamente debido a que la entrega de los rios y explosivos de parte de almacén se entregan muy tarde en la zona alta (4:00 am).  Por la no utilización de tubos cartuflex de 1 ¾ ´´ en los arrastres, los cargadores tienen demoras ya que se les dificulta la limpieza de estas.  Los cargadores se resisten a la preparación y uso de cañas para la voladura controlada en la corona y los hastiales. 

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Se observó una simetría inadecuada la cual no permite una adecuada interacción explosivo-roca.



Fig. N° 09.- Asimetria del arranque.



El arranque usado por los operadores tenía 2 taladros rimados esto no permitía que se genere una buena cara libre lo cual da como resultado una baja eficiencia en los avances.

Fig. N° 10.-Taladros de alivio insuficiente.

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

Se observó falta de paralelismo al momento de la perforación; esto debido al flexionamiento de la barra causado por el desgaste de los centralizadores del jumbo J-7 y la falta de grapa; como se observa en la imágenes.

Fig. N° 11.-J-7 sin pernos de centralizacion.



En el carguío de los taladros se observó el uso de faneles con longitud de manguera 18 metros; realizar el carguío con dichos faneles genera deficiencias durante el amarre del J-Clip debido a la longitud de manguera que se enredan durante el proceso de amarre, esto causa incomodidad en el trabajador y subsecuentemente a ello puede generar fallas en la voladura.

Fig. N° 12.-Uso de faneles de 18 mtrs.

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3.2.5 PRUEBAS CON VOLADURA CONTROLDA Empleo de Voladura Controlada o Amortiguada: Principio: Reducción del factor de acoplamiento perimetral para limitar la sobrerotura y costos de sostenimiento posterior al disparo. Empleo de cargas explosivas lineares de baja energía. Taladros muy cercanos entre sí, de acuerdo a la condición del terreno y al perfil que se desea obtener. Disparo simultáneo de todos los taladros para crear una grieta o plano de rotura continuo. En esta grieta se infiltran los gases de explosión con efecto de cuña, expandiéndola hasta provocar la ruptura. Esta ruptura se extiende de taladro a taladro hasta provocar el corte planar periférico. Para ello, dos cargas cercanas se disparan simultáneamente, produciendo una grieta de tensión que determina el plano de corte. En voladura controlada se debe eliminar la rotura radial, a favor de una rotura planar. En voladura convencional el taladro rompe por fisuramiento radial.

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3.2.5.1 diferencias entre voladura convensional y controlada

    



Relación de: espaciamiento a burden: E = (1,3 a 1,5) B. Máximo acoplamiento Columna explosiva: 2/3 de la longitud del taladro.(fdep.T,tR,). Uso de taco inerte compactado. (cartón,arcilla,detritus). Empleo de explosivo con el mayor brisance y empuje dentro de la relación energía/costo. Disparo de todos los taladros siguiendo un orden de salida secuencial, espaciados en tiempo de acuerdo al diseño programado.



Menor espaciamiento que burden: E = (0,5 a 0,8) B.



Desacoplamiento: Explosivo de menor diámetro que el taladro. Carga explosiva lineal distribuida a todo lo largo del taladro. Taco inerte sólo para mantener al explosivo dentro del taladro, no para confinarlo, o de lo contrario no se usa taco inerte. Empleo de explosivo de baja velocidad, densidad y brisance.

 



Ventajas Produce superficies de roca lisa y estable, reduce la vibración y disminuye el agrietamiento en la roca remanente. (Que queda) Es una alternativa para la explotación de estructuras débiles e inestables, reduce el riesgo de caídas de rocas. Desventajas Costo relativamente mayor que la voladura convencional por el mayor tiempo de preparación en perforación y carguío. En material detrítico incompetente o deleznable puede no llegar a dar buen resultado, pero dura más la estabilidad en la labor.

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3.2.5.2 Pruebas con tubos cartuflex control blast de 1¨x3.5 metros Se realizó el carguío con cañas preparadas de ANFO utilizando tubos de 1’’ x 3.5 m., esto para minimizar la cantidad de carga que se utiliza en los taladros de la corona. Y cuyo procedimiento es como se aprecia a continuación: 1°- se procede con el confinado del anfo en los tubos:

Fig. N° 13.-Cañas preparadas con anfo. 2°- se procede con el colocado del cebo como se aprecia:

Fig. N° 14.- Encebado de las cañas.

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MATERIALES PARA UN TOTAL DE 6 TALADROS DE 3.5 MTRS

3.2.5.2.1 RESULTADOS: 

Se realizaron pruebas de voladura controlada en los niveles 14 labor rampa 565 & en el nivel 12 labor (475 w); en los cuales los resultados fueron los siguientes: -

-

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La voladura de recorte no salió como se esperaba, las causas básicas son los siguientes: -la malla de perforación no es adecuada, ya que existe mucho cuerpo en la corona. -el cargó con explosivo de los taladros es inadecuada. - existe deficiencia de rotura de los taladros de la corana. -la rampa se encontraba en un tramo con un terreno muy crítico. La prueba realizada en la labor xc 475 w, nivel 12; se pudo apreciar las cañas al 100%. -en esta labor se pudo apreciar que el terreno era competente, razón por la cual se aprovechó casi la totalidad de la energía del explosivo. - En la mayoría de las pruebas realizadas los resultados fueron deficientes, ya que al momento de la detonación las cañas fueron soplados fuera del taladro, razón por la cual se observó tacos de no menor a 50 cm. este método amerita la utilización de taco de arcilla para un mejor rendimiento. QUISPE HUAMAN RONY MANUEL


En el grafico siguiente se puede apreciar los tacos que queda después de la voladura.

Fig. N° 15.-taco de 50 cm después de la voladura.

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Fig. N° 16.-Taco de 40 cm después de la voladura. 3.2.5.3 Pruebas realizadas con cañas espaciadas Se realizó colocando cartuchos espaciados cada 20 cm dependiendo del tipo de roca, estos cartuchos se colocan sobre un tubo de 3 m. de longitud con un cordón detonante PENTACORD, los espacios que se dejan es para reducir la carga explosiva en los taladros (CORONA), y a la vez reducir la vibración al momento en que detona el explosivo, de esta manera la corona sufrirá menos daño, reduciendo la sobrerotura y manteniendo la sección. La preparación de las cañas se puede apreciar en los siguientes gráficos:

Fig. N° 17.-Preparacion y posicionamiento de la caña.

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MATERIALES PARA UN TOTAL DE 6 TALADROS DE 3.5 MTRS

3.2.5.3.1 RESULTADOS:  

Los resultados fueron satisfactorios, ya que se pudo apreciar al 90% de las cañas. La corona se mostró estable, una buena sección y facilidad para el desatado de roca.

Fig. N° 18.-Vista de un frente después de la voladura controlada.

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3.2.5.4 Pruebas realizadas con corte quemado Este método consiste en el carguío normal de los taladros de la corona con anfo. Confinando en el fondo del taladro unos 30 cm, luego se procede con el regado a lo largo de todo el taladro. Para ello se requiere simplemente una tira de cordón detonante de la misma longitud del taladro. MATERIALES PARA UN TOTAL DE 6 TALADROS DE 3.5 MTRS

La preparación se puede apreciar en el siguiente gráfico.

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Fig. N° 19.-encebado incluido cordon detonante.

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Fig. N° 20.- Posicionamiento del cebo.

3.2.5.4.1 RESULTADOS  Los resultados son realmente satisfactorios, y se pueden apreciar las cañas al 95%.  Presenta una buena estabilidad del techo.

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Fig. N° 21.- sección del frente xc 810. 

La gran ventaja que ofrece este método es que es de menor costo, fácil de preparar y muy efectivo. Como se puede apreciar no existe tacos.

Fig. N° 22.- Cañas al 95 %.

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CAPITULO IV 4.1 CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES  Se recomienda implementar el pintado de malla en interior mina para lograr estandarizar a nivel de toda la mina; dado que es un factor importante para la buena performance de la voladura. Se recomienda el uso de los faneles de 4.20 mts para la cobertura de los arranques y ayudas; debiendo usarse los faneles de 18 mts en zonas puntuales como los arrastres y coronas; y así evitar el daño de la manguera, caso contrario podrían cortarse la mangueras por el hecho de estar tiradas en el piso. Se recomienda el colocado de rejillas en la parte inferior de la penberthy; para evitar que ingresen impurezas durante el carguío y así no generar atascamientos. Se recomienda el uso de los tapones inertes (tacos), el cual no se observó durante la vista realizada. Se recomienda mejorar los controles respecto a la perforación; pintado de malla; cuidado de aceros; sincronización de la voladura y carguío. Controlar las fugas tanto por aire y agua en las tres zonas. Las fugas individualmente representan diferenciales de perdidas pero la sumatoria de estas representa una gran pérdida y al final terminan afectando las diferentes operaciones en las que participa.

Una adecuada disposición de las redes de agua y aire no sólo evitará pérdidas sino que minimizara el costo de operación de las diferentes actividades. También implica un ahorro en materiales y rios.

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Se debe cuantificar la cantidad de agua y aire requerido por cada maquinaria para poder racionalizar su uso y no tener deficiencias o uso excesivo de este recurso.

El izaje de mineral es una actividad importante, por tal razón el pique cumple un papel importante. El mantenimiento preventivo tanto a la parte mecánica como eléctrica es un factor que debe tomarse en cuenta para evitar futuros problemas con el pique.

Se ha demostrado que el pique cumple con los requerimientos de la locomotora. Se recomendaría no aumentar el número de locomotoras, pero si cambiar la locomotora de 6 grambys por una de 10, ya que aumentar a 3 el número de locomotoras sobrepasaría la capacidad de alimentación del pique.

Implementar una tercera guardia más para la operación del pique, ya que los operadores trabajan casi 12 corridas, literalmente sin descanso. Tres guardias de ocho horas ayudarían a la mejor operación del pique y brindar mejores condiciones de trabajo.

Los scoops y dumpers representan una inversión importante dentro de las operaciones interior mina y su función debería ser dirigida exclusivamente al acarreo de mineral, y alimentación de los dumpers en el caso de los scoops. Por ninguna razón deberían trasladar maquinarias, herramientas u otros. Lo que se recomienda es que se adquiera una o dos unidades (camionetas) que se dediquen al traslado de máquinas y otros. El problema de bancos es una constante dentro de la operación unitaria perforación y voladura. Probablemente se están generando problemas en la parte de perforación al realizar las mallas. Un causante puede ser el poco paralelismo

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de los taladros, o disposición inadecuada de los taladros dentro de la malla (burden y espaciamientos altos).

Otro factor que es causa de obtener grandes bancos es la carga inadecuada de los taladros, se usa el mismo sistema de carga para diversos frentes. Como se observó en el campo los tipos de roca en los frentes van variando.

También genera problemas el confinamiento de la carga explosiva porque al parecer este es inadecuado y no se confina como debería.

Deben hacerse cumplir las normas de seguridad en todas las actividades que se realizan. Dar charlas informativas sobre PETS e impartirlos, ya

que los

trabajadores actúan a libre albedrio sin seguir ningún procedimiento.

Se deben dar los rios adecuados para el normal funcionamiento de los equipos jumbos y t aladros largos, ya que se observó que estos trabajan con las brocas desgastadas. Esto implica un exceso de trabajo para la maquina ya que la exigencia al momento de perforar será mayor y el mediano o largo plazo genera pérdidas.

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