UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN DE AREQUIPA

FACULTAD DE GEOLOGÍA, GEOFÍSICA Y MINAS

ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS

“PROFUNDIZACIÓN DE LA RAMPA NEGATIVA 462 PARA INCREMENTAR

LA PRODUCCIÓN DE LA VETA ANIMAS - MCEISA

U.E.A. SAN CRISTOBAL, BATEAS”

TESIS PRESENTADA POR EL BACHILLER:

HECTOR ELIO CASTILLO IQUIAPAZA PARA

OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE

INGENIERO DE MINAS

AREQUIPA - PERÚ

2020

UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN AGUSTÍN DE AREQUIPA

FACULTAD DE GEOLOGÍA, GEOFÍSICA Y MINAS

ESCUELA PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS

“PROFUNDIZACIÓN DE LA RAMPA NEGATIVA 462 PARA INCREMENTAR

LA PRODUCCIÓN DE LA VETA ANIMAS - MCEISA

U.E.A. SAN CRISTOBAL, BATEAS”

Jurados

Presidente: Dr. Edgar Roque Gutiérrez Salinas

Vocal: Ing. Reynaldo Sabino Canahua Loza

Secretario: Msc. Eberth Saire Bocangel

Asesor: Ing. Reynaldo Sabino Canahua Loza

AREQUIPA - PERÚ

2020

DEDICATORIA

A mis padres Eleuterio y Verónica, por

estar siempre conmigo, por su apoyo

infinito en la realización de este trabajo,

a mi hermano Edison por confiar

siempre en mí, a mi tía Ninfa por

brindarme su apoyo en mis momentos

más difíciles, a mi hijo Mateo por ser mi

pilar y motivo de superación en mi vida.

AGRADECIMIENTO

Agradezco a mi Alma Mater, la Universidad Nacional de San Agustín de

Arequipa, a los docentes de la Facultad de Geología, Geofísica y Minas, en

especial a los Ingenieros docentes de la Escuela Profesional de Ingeniería de

Minas, por sus enseñanzas, consejos y experiencias compartidas a través de los

años de estudios, años que generaron en mí una formación única.

A mi familia en general por estar siempre a mi lado y dando esa fuerza para

continuar y cumplir mis objetivos.

Un agradecimiento especial a la Unidad Minera Bateas por permitirme formar

parte del equipo de trabajo.

Mi sincero reconocimiento a todos los que de alguna manera, directa o indirecta,

han contribuido para la culminación del presente trabajo.

RESUMEN

La explotación del mineral en la Empresa Minera Bateas S.A.C es por el método

de corte y relleno ascendente.

El minado se realiza en bancos horizontales (breasting), que se inicia desde el

nivel inferior hasta llegar al nivel superior dejando un puente por seguridad.

Cuando un banco o piso ha sido explotado, los vacíos se rellenan con material

detrítico, relleno hidráulico o utilizando ambos, que forma una nueva plataforma

o piso de minado para el siguiente corte.

El procedimiento consistió en la recolección de datos geológicos y

geomecánicos bajo la modalidad de precios unitarios, donde el costo por metro

lineal de la rampa es de 1410.52 US$/m. El proyecto de profundización de la

rampa 462 norte resulta ser viable por las reservas probadas existentes en zona

baja las que se demostraron con los sondajes realizados y la obtención de

testigos.

Para ser posible el acceso a las reservas minables existentes en los niveles

inferiores al 14, se plantea profundizar la mina mediante el desarrollo de la rampa

462 norte que mantendrá una sección de 4m x 4m, pendiente negativa de 12 %

y una longitud de 377.4 metros que servirá para los trabajos de exploración,

medio de acceso y transporte para la extracción del recurso del mineral,

aprovechando la infraestructura existente en la mina.

Para el desarrollo de la rampa se hará uso de equipos mecanizados como son

jumbo frontal DD210 – Serie L08D4800 para los trabajos de perforación, para los

trabajos de limpieza se hará uso del equipo scooptram R 1300G de 4.2 yd3, para

el sostenimiento se empleara el equipo Jumbo empernador bolter B 88 – serie

JCM 349 y para alturas mayores de los 4 metros se empleara equipo

mecanizado, scaler.

El objetivo del trabajo de investigación consiste en generar mayores márgenes

de ganancia bruta anual para la empresa minera Bateas; donde el plan de

tratamiento por día se formuló en base a 1,500TM de concentrado de mineral y

535,500 TM de concentrado anual con un promedio de leyes de Ag: 97 (g/TM),

Au 0,21 (g/TM), Pb 2.78% y Zn 4.05 % con un NSR de 146 US$/TM (breasting)

y 153 US$/TM (realce) para un sistema trackless y un NSR de 160 US$/TM para

un sistema convencional. Además se simularon las 60000 TM de concentrado

que se tiene como reserva en veta Don Luis2 que mantiene leyes de Ag: 713

(g/TM), Au: 0.99 (g/TM) y Zn: 0.13 %, que mantendrá un sistema convencional

para los trabajos de su extracción, generando unas ventas de US$ 9, 239,734 y

una sobreganancia neta de US$ 585,904 por su ejecución.

Se realizó un esquema de variación del precio de los commodities, en base a los

valores considerados del plan, cuyos precios son; Ag: 18 US$/oz, Au: 1,511

US$/oz, Pb: 2,584 US$/TM y Zn: 3,531 US$/TM; con una volatilidad máxima

alcista anual de Ag, Au, Pb y Zn en 15%,16%,24% y 30% respectivamente y con

una volatilidad máxima bajista de Ag, Au, Pb y Zn en -9%, -7%, -12% y -16%

respectivamente, respecto al plan anual.

Los resultados al explotar el cuerpo mineralizado, resultan ser satisfactorios

como demuestran los indicadores económicos del proyecto de profundización:

Valor neto actual (VAN): US$ 51,242, 670

Se concluyó que la explotación del cuerpo mineralizado de las vetas Animas y

Don Luis2 mediante la ejecución de la rampa 462 norte, resulta ser viable y

genera rentabilidad para la unidad minera Bateas, según señalan los indicadores

económicos vistos anteriormente.

Palabras Clave: Profundización, diseño rampa, mecanizado, viabilidad,

proyecto.

ABSTRACT

The exploitation of the mineral in the mining company Bateas S.A.C is by the

method of cutting and filling ascending.

Mining is carried out in horizontal banks (breasting), which starts from the lower

level until reaching the upper level, leaving a bridge for safety. When a bank or

floor has been mined, the voids are filled with debris material, hydraulic fill, or

using both, which forms a new mining platform or floor for the next cut.

The procedure consisted in the collection of geological and geomechanical data

under the modality of unit prices, where the cost per linear meter of the ramp is

1410.52 US $ / m. The project to deepen ramp 462 north turns out to be viable

due to the proven reserves existing in the lower area, which were demonstrated

with the drilling carried out and the obtaining of cores.

In order to be able to access the existing mineable reserves at levels below 14, it

is proposed to deepen the mine by developing ramp 462 north, which will

maintain a section of 4m x 4m, a negative slope of 12% and a length of 377.4

meters that will be used for exploration, access and transportation works for the

extraction of the mineral resource, taking advantage of the existing infrastructure

in the mine.

For the development of the ramp, mechanized equipment such as DD210 front

jumbo - L08D4800 Series will be used for drilling work, for cleaning work, the 4.2

yd3 scooptram R 1300G equipment will be used, for the support the equipment

will be used Jumbo bolter bolter B 88 - JCM 349 series and for heights greater

than 4 meters, mechanized equipment, scaler, will be used.

The objective of the research work is to generate higher annual gross profit

margins for the mining company Bateas; where the treatment plan per day was

formulated based on 1,500 MT of mineral concentrate and 535,500 MT of annual

concentrate with an average of Ag grades: 97 (g / MT), Au 0.21 (g / MT), Pb

2.78% and Zn 4.05% with a NSR of 146 US $ / MT (breasting) and 153 US $/MT

(enhancement) for a trackless system and an NSR of 160 US $ / MT for a

conventional system. In addition, the 60,000 MT of concentrate that is kept as a

reserve in the Don Luis2 vein was simulated that maintains Ag: 713 (g / MT), Au:

0.99 (g / MT) and Zn: 0.13%, which will maintain a conventional system for the

extraction works, generating sales of US $ 9,239,734 and a net surplus of US $

585,904 for its execution.

A commodity price variation scheme was made, based on the values considered

in the plan, whose prices are; Ag: US $ 18 / oz, Au: US $ 1,511 / oz, Pb: US $

2,584 / MT and Zn: US $ 3,531 / MT; with a maximum annual upward volatility of

Ag, Au, Pb and Zn at 15%, 16%, 24% and 30% respectively and with a maximum

downward volatility of Ag, Au, Pb and Zn at -9%, -7%, -12% and -16%

respectively, compared to the annual plan.

The results when exploiting the mineralized body turn out to be satisfactory as

shown by the economic indicators of the deepening project:

Net Present Value (VAN): US$ 51,242,670

It was concluded that the exploitation of the mineralized body of the Animas and

Don Luis2 veins through the execution of the 462-north ramp, turns out to be

viable and generates profitability for the Bateas mining unit, according to the

economic indicators seen above.

Keywords: Deepening, ramp design, machining, feasibility, project.

ÍNDICE GENERAL

DEDICATORIA

AGRADECIMIENTO

RESUMEN

CAPÍTULO I

INTRODUCCIÓN

1.1. Título y ubicación ......................................................................................... 1

1.1.1. Título de la tesis ................................................................................ 1

1.1.2. Ubicación ........................................................................................... 1

1.1.3. Accesibilidad ..................................................................................... 2

1.2. Justificación ................................................................................................. 2

1.3. Delimitación del área de investigación ......................................................... 3

1.4. Formulación del problema ............................................................................ 3

1.4.1. Identificación del problema ................................................................ 3

1.4.2. Formulación del problema ................................................................. 4

1.5. Alcances y limitaciones ................................................................................ 4

1.5.1. Alcances ............................................................................................ 4

1.5.2. Limitaciones ...................................................................................... 5

1.6. Variables e indicadores ................................................................................ 5

1.6.1. Variables independientes .................................................................. 5

1.6.2. Variables dependientes ..................................................................... 5

1.6.3. Indicadores ........................................................................................ 5

1.7. Objetivos ...................................................................................................... 6

1.7.1. Objetivo general ................................................................................ 6

1.7.2. Objetivos específicos ......................................................................... 6

1.8. Hipótesis ...................................................................................................... 6

1.8.1. Hipótesis general ............................................................................... 6

CAPÍTULO II

MARCO TEÓRICO

2.1. Definición de Rampa .................................................................................... 7

2.2. Parametros para el diseño de una Rampa................................................... 8

2.2.1. Sección .............................................................................................. 8

2.2.2. Gradiente ........................................................................................... 8

2.2.3. Radio de curvatura ............................................................................ 9

2.2.4. Declive ............................................................................................. 10

2.2.5. Longitud total de Rampa ................................................................. 10

2.2.6. Peralte ............................................................................................. 10

2.2.7. Drenaje ............................................................................................ 11

2.3. Tipos de Rampas ....................................................................................... 11

2.3.1. Rampa forma de “y” ......................................................................... 11

2.3.2. Rampa forma basculante ................................................................ 12

2.3.3. Rampa forma de espiral .................................................................. 12

2.3.4. Forma de zig – zag. ......................................................................... 13

2.4. Sostenimiento. ........................................................................................... 15

2.4.1. Tipos de sostenimiento. ................................................................... 15

2.4.1.1. Sostenimiento activo ............................................................... 15

2.4.1.2. Sostenimiento pasivo. ............................................................. 15

2.4.2. Consideraciones para diseño de sostenimiento .............................. 16

2.5. Sostenimiento utilizado .............................................................................. 16

2.5.1. Shotcrete ......................................................................................... 16

2.5.1.1. Componentes y propiedades del shotcrete ............................. 18

2.5.1.1.1. Antecedentes ............................................................... 18

2.5.1.1.2. Materiales ..................................................................... 18

2.5.1.1.3. Características del concreto ......................................... 20

2.5.1.2. Elaboracion de diseño de mezcla ........................................... 21

2.5.2. Sostenimiento con enpernados ....................................................... 22

2.5.2.1. Montaje de pernos de anclaje ................................................. 23

2.5.2.2. Practicas de instalacion .......................................................... 23

2.5.2.3. Patron de pernado .................................................................. 27

2.5.3. Sostenimiento con malla electro-soldada. ....................................... 27

2.6. Criterios de voladura .................................................................................. 30

2.6.1. Explosivos ....................................................................................... 30

2.6.2. Corte o arranque ............................................................................. 31

2.7. Diseño de malla de perforacion ................................................................. 34

2.7.1. Parametros de voladura .................................................................. 36

CAPÍTULO III

MATERIAL DE ESTUDIO

3.1. Fisiografia .................................................................................................. 38

3.1.1. Clima ............................................................................................... 38

3.1.2. Relieve ............................................................................................ 38

3.1.3. Vegetación ...................................................................................... 39

3.2. Aspectos geológicos .................................................................................. 39

3.2.1. Geología regional ............................................................................ 39

3.2.2. Geología local.................................................................................. 40

3.2.3. Geología estructural ........................................................................ 42

3.2.4. Geologia economica ........................................................................ 43

3.3. Aspectos mineros - bases teoricas ............................................................ 49

3.3.1. Recursos mineros ............................................................................ 49

3.3.1.1. Recurso medido ...................................................................... 49

3.3.1.2. Recurso indicado .................................................................... 50

3.3.1.3. Recurso inferido ...................................................................... 50

3.3.2. Reserva minera ............................................................................... 51

3.3.2.1. Reserva probada .................................................................... 51

3.3.2.2. Reserva probable .................................................................... 52

3.3.3. Mineral de baja ley .......................................................................... 53

3.3.3.1. Becoff ...................................................................................... 54

3.3.4. Métodos clásicos de valoración de proyectos ................................. 55

3.3.4.1. Limitaciones de los modelos clásicos ..................................... 57

3.3.4.2. Aplicación a proyectos ............................................................ 58

3.4. Mina ........................................................................................................... 59

3.4.1. Descripcion de mina ........................................................................ 59

3.4.2. Producción ...................................................................................... 62

3.4.3. Ciclo operativo - rampa ................................................................... 64

3.4.4. Sistema de bombeo ......................................................................... 65

3.4.3.1. Caracteristicas mecánicas y eléctricas de las bombas ........... 67

3.4.3.2. Diseño mecánico .................................................................... 67

3.4.3.3. Dimensionamiento y selección de bombas ............................. 68

3.4.3.4. Potencias ................................................................................ 69

3.5. Estudio geomecánico ................................................................................. 72

3.5.1. Investigación de campo. .................................................................. 72

3.5.2. Mapeo geomecánico en labores subterráneas ................................ 73

3.5.3. Registro geotécnico de sondajes diamantinos ................................ 73

3.5.4. Ensayos de campo. ......................................................................... 74

3.5.5. Clasificación geomecánica. ............................................................. 74

3.5.6. Dimensionamiento geomecánico..................................................... 79

3.5.6.1. Factores de seguridad mínimos. ............................................. 79

3.5.6.2. Dimensionamiento de cámaras y pilares. ............................... 80

3.5.6.3. Dimensionamiento de Puentes. .............................................. 82

3.5.7. Resultados – Rampa ....................................................................... 83

3.5.8. Evaluación del sostenimiento .......................................................... 86

3.5.8.1. Tiempo de “auto‐soporte”. ....................................................... 86

3.5.8.2. Criterios para aplicación del sostenimiento ............................. 87

3.5.8.3. Estimación del tipo de sostenimiento. ..................................... 88

3.6. Método de explotación ............................................................................... 89

3.6.1. Método corte y relleno ascendente - trackless ................................ 89

3.6.2. Corte y relleno ascendente - convencional ...................................... 91

CAPÍTULO IV

METODOLOGÍA

4.1. Tipo de investigación ................................................................................. 93

4.2. Diseño de investigación ............................................................................. 93

4.3. Población y muestra .................................................................................. 93

4.3.1. La población .................................................................................... 93

4.3.2. Muestra ........................................................................................... 94

4.4. Recolección y análisis de datos ................................................................. 94

4.4.1. Recolección de datos ...................................................................... 94

4.4.2. Análisis de datos ............................................................................. 95

4.5. Métodos y técnicas para la presentación y análisis de datos..................... 95

4.6. Marco legal ................................................................................................ 95

CAPÍTULO V

DESARROLLO Y COSTOS

5.1. Parámetros del proyecto .......................................................................... 101

5.2. Características del proyecto de rampa 462 N .......................................... 102

5.3. Costo de voladura .................................................................................... 102

5.3.1. Datos técnicos de voladura ........................................................... 103

5.3.2. Cálculo de carga explosiva, accesorios y costos........................... 104

5.4. Costos de sostenimiento .......................................................................... 107

5.4.1. Costo de sostenimiento con perno helicoidal 7” ............................ 107

5.4.2. Costo de sostenimiento con malla electrosoldada......................... 110

5.4.3. Costo de sostenimiento con shotcrete ........................................... 112

5.5. Costo de labores de desarrollo ................................................................ 114

5.5.1. Costo de Perforación y limpieza, Rampa 4 x 4 .............................. 114

5.5.2. Costo de Chimenea ....................................................................... 116

5.5.3. Costo de Refugio ........................................................................... 117

5.5.4. Costo de cámara de carguío ......................................................... 120

5.5.5. Costo cámara de bombeo ............................................................. 120

5.6. Costo de servicios auxiliares mina ........................................................... 120

5.6.1. Pu, Instalación de tuberías de servicios ........................................ 121

5.6.2. Pu, Limpieza de cuneta ................................................................. 122

5.6.3. Pu, Construcción e instalación de sangría .................................... 123

5.6.4. Pu, Instalación de ventilador ......................................................... 124

5.6.5. Pu, Instalación de mangas de ventilación ..................................... 125

5.7. Costo de seguridad .................................................................................. 126

5.7.1. Costo de EPP ................................................................................ 126

5.7.2. Costo por material de herramientas de gestión ............................. 127

5.8. Otros costos ............................................................................................. 128

5.8.1. Costo mano de obra ...................................................................... 128

5.8.2. Costos de materiales ..................................................................... 129

5.8.3. Costo acarreo ................................................................................ 130

5.8.4. Costos indirectos ........................................................................... 131

5.9. Resumen de costo total de avance .......................................................... 131

CAPÍTULO VI

EVALUACIÓN ECONÓMICA

6.1. Becoff o costos totales - Minera Bateas ................................................... 133

6.1.1. Costo mecanizado ......................................................................... 137

6.1.2. Costo convencional. ...................................................................... 139

6.2. Net smelter return (NSR) Minera Bateas ................................................. 140

6.2.1. Valor punto .................................................................................... 142

6.3. Recursos y reservas ................................................................................ 144

6.3.1. Recursos ....................................................................................... 144

6.3.2. Reservas ....................................................................................... 145

6.4. Sensibilidad .............................................................................................. 146

6.5. Inversión del proyecto .............................................................................. 152

6.5.1. VAN del proyecto ........................................................................... 155

6.6. Resultados ............................................................................................... 157

Conclusiones ........................................................................................ 158

Recomendaciones ................................................................................ 160

Referencias bibliográficas .................................................................... 161

Anexos ................................................................................................. 163

ANEXOS

Anexo 1: Base de datos histórico Rp 462N – 2019 ........................................ 164

Anexo 2: Términos comerciales ..................................................................... 167

Anexo 3: Resumen de precios de plata por meses ........................................ 168

Anexo 4: Resumen de precios de oro por meses ........................................... 168

Anexo 5: Resumen de precios de plomo por meses ...................................... 169

Anexo 6: Resumen de precios de zinc por meses ......................................... 169

Anexo 7: Hoja de registros de extracción de mineral ..................................... 170

Anexo 8: Reporte diario de operación 2019 ................................................... 171

Anexo 9: Informe mensual de producción ...................................................... 173

Anexo 10: Ensayos de Mecánica de rocas .................................................... 174

Anexo 11: Diagrama estereográfico de diaclasas – Caja piso ....................... 176

Anexo 12: Diagrama estereográfico de diaclasas – Veta Animas .................. 176

Anexo 13: Diagrama estereográfico de diaclasas – Caja Techo .................... 177

Anexo 14: Diagrama estereográfico de Fallas – Caja piso ............................. 177

Anexo 15: Diagrama estereográfico de Fallas – Veta Animas ....................... 178

Anexo 16: Diagrama estereográfico de Fallas – Caja techo .......................... 178

Anexo 17: Ensayos de campo, discontinuidades ........................................... 179

Anexo 18: Resultados del análisis de estabilidad de ventanas y cruceros ..... 179

Anexo 19: Registro geotécnico de sondajes .................................................. 180

Anexo 20: Cartilla geomecánica ..................................................................... 184

Anexo 21: Cartilla de sostenimiento ............................................................... 185

Anexo 22: Registro de Leyes – 2019 ............................................................. 186

Anexo 23: Registro para mapeo geomecánico – método Celdas y Líneas .... 191

Anexo 24: Diseño de puentes ........................................................................ 195

Anexo 25: Registro fotográfico ....................................................................... 196

Anexo 26: Veta Zona Animas Nv-14_Nv-15 ................................................... 197

Anexo 27: Perfil Longitudinal Topográfico _ Veta Animas / Don Luis2 ........... 197

Anexo 28: Veta Zona Animas Nv 12 _ Plan anual 2019 ................................. 197

Anexo 29: Veta Zona Animas Nv 13 _ Plan Anual 2019 ................................ 197

ÍNDICE DE FIGURAS

Figura 1. 1: Ubicación de minera Bateas ........................................................... 2

Figura 2. 1: Radio de curvatura……………………………………………………… 9

Figura 2. 2: Rampa basculante…………………………………………………….. 12

Figura 2. 3: Rampa espiral…………………………………………………………. 13

Figura 2. 4: Rampa zigzag…………………………………………………………..14

Figura 2. 5: Instalación y distribución de perno de Fricción – Split Set………...24

Figura 2. 6: Instalación de pernos Hydrabolt……………………………………... 25

Figura 2. 7: Instalación de pernos Barras helicoidal – Roca tipo I……………... 26

Figura 2. 8: Instalación y distribución de pernos Helicoidal – Roca tipo III…….27

Figura 2. 9: Instalación de perno helicoidal y malla electrosoldada…………….29

Figura 2. 10: Instalación de perno split set y malla electrosoldada……………. 29

Figura 2. 11: Corte en pirámide……………………………………………………. 31

Figura 2. 12: Corte en “V”…………………………………………………………... 32

Figura 2. 13: Corte quemado………………………………………………………. 33

Figura 2. 14: Formas de carguío de taladros…………………………………….. 33

Figura 2. 15: Corte en abanico…………………………………………………….. 33

Figura 2. 16: Corte para voladura controlada…………………………………….. 34

Figura 3. 1: Columna estratigráfica del área de Bateas………………………….41

Figura 3. 2: Imagen satélite e interpretación estructural de Caylloma .............. 43

Figura 3. 3: Flujo de andesita con alteración cuarzo-adularia. ......................... 45

Figura 3. 4: Flujo de andesita con alteración propilítica ................................... 45

Figura 3. 5: Pirita y esfalerita ............................................................................ 47

Figura 3. 6: Conversión de recursos a reservas ............................................... 53

Figura 3. 7: Recursos y reservas minables ...................................................... 53

Figura 3. 8: Recursos totales y mineral de baja ley .......................................... 54

Figura 3. 9: Diagrama de flujo de sistema de bombeo. .................................... 66

Figura 3. 10: Vista en planta de sistema de bombeo propuesto ....................... 67

Figura 3. 11: Sistema de bombeo 2019 ........................................................... 71

Figura 3. 12: Análisis de estabilidad rampas, roca tipo IV ................................ 83

Figura 3. 13: Análisis de estabilidad rampas, roca tipo IIIB .............................. 84

Figura 3. 14: Análisis de estabilidad rampas, roca tipo IIIA. ............................. 84

Figura 3. 15: Análisis de estabilidad rampas, roca tipo IIB ............................... 84

Figura 3. 16: Secuencia de minado (mecanizado). .......................................... 91

Figura 3. 17: Secuencia de minado (convencional). ......................................... 92

Figura 5. 1: Diseño de malla de perforación (roca tipo III) ..….………………..105

Figura 5. 2: Diseño de malla de perforación (roca tipo IV) ............................. 106

Figura 6. 1: Becoff general ………………………………………………………...137

Figura 6. 2: Precio histórico anual de la plata................................................. 147

Figura 6. 3: Precio histórico anual del oro. ..................................................... 147

Figura 6. 4: Precio histórico anual del plomo.................................................. 148

Figura 6. 5: Precio histórico anual del Zinc. ................................................... 148

ÍNDICE DE TABLAS

Tabla 1.1: Formulación de problema, causa y efecto. ........................................ 4

Tabla 2. 1: Características del shotcrete.………………………………………....20

Tabla 2. 2: Diseño en peso por metro cubico de concreto. .............................. 21

Tabla 2. 3: Verificación del diseño de mezcla. ................................................. 21

Tabla 2. 4: Características del concreto ........................................................... 21

Tabla 2. 5: Formulación del diseño .................................................................. 22

Tabla 2. 6: Verificación del diseño de mezcla. ................................................. 22

Tabla 3. 1: Mineralización del yacimiento ………………..……………………….44

Tabla 3. 2: Producción mensual y anual 2019.................................................. 63

Tabla 3. 3: Velocidades de flujo. ...................................................................... 68

Tabla 3. 4: Dimensionamiento y selección de bombas .................................... 69

Tabla 3. 5: Potencia de las estaciones de bombeo .......................................... 70

Tabla 3. 6: Criterio para clasificación geomecánica. ........................................ 75

Tabla 3. 7: Clasificación geomecánica RMR, Minera Bateas. .......................... 77

Tabla 3. 8: Distribución porcentual aproximada de calidades de roca. ............ 78

Tabla 3. 9: Factores de seguridad mínimos. .................................................... 79

Tabla 3. 10: Dimensiones de cámaras y pilares ............................................... 81

Tabla 3. 11: Resultados análisis de estabilidad en rampas .............................. 85

Tabla 5. 1: Datos de voladura …………………………………………………….103

Tabla 5. 2: Distribución de explosivos por taladro .......................................... 103

Tabla 5. 3: Carga explosiva, accesorios y costos ........................................... 104

Tabla 5. 4: PU, Instalación de perno helicoidal .............................................. 109

Tabla 5. 5: PU, Malla electrosoldada .............................................................. 111

Tabla 5. 6: PU de Shotcrete ........................................................................... 113

Tabla 5. 7: PU, Perforación y limpieza en Rampa .......................................... 116

Tabla 5. 8: PU, Estocada - Refugio de seguridad .......................................... 119

Tabla 5. 9: PU, Instalación de tubería de 4" ................................................... 121

Tabla 5. 10: PU, Limpieza de cuneta ............................................................. 122

Tabla 5. 11: PU, Construcción e instalación de sangría ................................. 123

Tabla 5. 12: PU Instalación de ventilador ....................................................... 124

Tabla 5. 13: PU Instalación de manga de ventilación ..................................... 125

Tabla 5. 14: PU, EPP de seguridad ................................................................ 127

Tabla 5. 15: PU, Herramientas de gestión ..................................................... 128

Tabla 5. 16: PU, Mano de Obra ...................................................................... 129

Tabla 5. 17: Costos de materiales .................................................................. 130

Tabla 5. 18: Costos indirectos ........................................................................ 131

Tabla 5. 19: Costo por (m/l) de avance .......................................................... 132

Tabla 6. 1: Costo (US$/Tn) detallado……………....……………………………………135

Tabla 6. 2: Costo (US$/Tn) – Resumen trimestral………………………………136

Tabla 6. 3: Valor de becoff mecanizado (breasting)…………………………….138

Tabla 6. 4: Valor de becoff mecanizado (realce) ………………………………..139

Tabla 6. 5: Valor Becoff convencional (realce) ………………………………….140

Tabla 6. 6: Resumen del valor de Becoff por tipo de explotación……………..140

Tabla 6. 7: Valor punto de concentrado de Zn y Pb …………………………….143

Tabla 6. 8: Valor punto para concentrado Ag y Au. …………………………….144

Tabla 6. 9: Recursos evaluados en Minera Bateas – 2019 en TM.…………...145

tabla 6. 10: Resumen reservas evaluados en minera Bateas - 2019 …………146

Tabla 6. 11: Resumen estadístico del precio de los commodities …………….149

Tabla 6. 12: Variación del precio de los commodities en base al plan anual ..150

Tabla 6. 13: Volatilidad del precio de los commodities en base al plan anual .150

Tabla 6. 14: Recuperación metalúrgica en base al plan anual ………………..150

Tabla 6. 15: Resumen del valor NSR y VM con incertidumbre. ……………….151

Tabla 6. 16: Margen de ganancia anual incluida incertidumbre ……………….151

Tabla 6. 17: LOM, proyecto. ……………………………………………………….152

Tabla 6. 18: LOM, resumen proyecto. ……………………………………………152

Tabla 6. 19: CAPEX, resumen 2019……………………………………………...154

Tabla 6. 20: CAPEX - (2020 – 2027). …………………………………………….155

Tabla 6. 21: Flujo de caja de proyecto. …………………………………………..156

ÍNDICE DE ACRONIMOS

AS Ánimas Central

ASNE Ánimas Nor - Este

N Norte

S Sur

E Este

O Oeste

NE Nor - Este

NW Nor - Oeste

SE Sur-Este

SW Sur-Oeste

TJ Tajeo

CP Corto Plazo

VP Valor Punto

PU Precio unitario

Becoff Costos Totales

NSR Net Smelting Return

OPEX Operating Expenditure

CMB Compañía Minera Bateas

MB Minera Bateas

MCEISA Martínez Contratistas e ingeniería

TM Toneladas métricas

RMR Rock Mass Rating (clasificación del macizo rocoso)

LHD Load Hauld Dump (carga acarreo descarga)

Und Unidad

Pza Pieza

Disp Disparo

TM Tonelada métrica

Nv Nivel

1

CAPÍTULO I

INTRODUCCIÓN

1.1. TÍTULO Y UBICACIÓN

1.1.1. TÍTULO DE LA TESIS

“PROFUNDIZACIÓN DE LA RAMPA NEGATIVA 462 PARA

INCREMENTAR LA PRODUCCIÓN DE LA VETA ANIMAS -

MCEISA, U.E.A. SAN CRISTOBAL, BATEAS”

1.1.2. UBICACIÓN

La unidad minera Bateas se encuentra ubicada en el paraje de

Huayllacho, distrito de Caylloma, provincia de Caylloma y

departamento de Arequipa a una altitud entre 4500 y 5000 m.s.n.m.

El clima en el área se caracteriza por presencia de lluvias y nevadas

entre diciembre a marzo, seguido por una estación seca de abril a

setiembre.

2

Fuente: Gabinete de Geología

Figura 1. 1: Ubicación de minera Bateas

1.1.3. ACCESIBILIDAD

Las vías de acceso al proyecto son a través de la carretera

Panamericana Sur desde la ciudad de Lima.

Lima – Arequipa –1005 km. Carretera asfaltada

Arequipa – Caylloma Un tramo asfaltado y afirmado de 225 km.

Caylloma – Mina 14.5 km.

1.2. JUSTIFICACIÓN

La unidad minera Bateas tiene la necesidad de incrementar sus niveles de

reservas de mineral económico por el agotamiento de mineral que se viene

atravesando en los niveles superiores ya que de ello va a depender la

continuidad de operaciones y vida de la unidad minera, viéndose obligados a

explorar nuevos yacimientos mineralógicos.

3

Es de esta manera para dar con el cumplimiento al tonelaje programado en

minera Bateas (1500 TM/día), se tendrá que accesar a las reservas de mineral

existentes en zona baja (veta Animas – Don Luis2), para lo cual es necesario

el desarrollo de la rampa negativa 462N. Es así que nace el proyecto de

investigación.

Analizando el comportamiento en el tiempo de los precios de Ag, Au, Pb y Zn,

se tiene una tendencia al alza con algunas caídas y su posterior recuperación.

Para incorporar la variación del precio de los commodities, se consideraron

escenarios alcistas y bajistas, el margen de ganancia aumenta puesto que

existe una volatilidad de precios alcistas anual, además que los pronósticos

de los indicadores económicos como son el VAN señalan una rentabilidad

favorable para la empresa.

1.3. DELIMITACIÓN DEL ÁREA DE INVESTIGACIÓN

La mina se encuentra dividida en tres zonas de acuerdo a los niveles en los

cuales se encuentra embarcado: zona alta (niveles 9, 10, 11), zona intermedia

(nivel 12) y zona baja (niveles 13, 14 y continuación).

La zona de estudio se encuentra enmarcado entre las siguientes coordenadas

UTM (8317650 N – 192584 E) y (8317323 N – 192463 E) comprendido entre

las cotas 4400 – 4350 que entiende los niveles 14,15 (zona baja).

1.4. FORMULACIÓN DEL PROBLEMA

1.4.1. IDENTIFICACIÓN DEL PROBLEMA

Para llevar a cabo este proyecto, se identificó los recursos

presentes en zona baja donde se tiene identificado leyes favorables

que permitirán generar un mayor margen de ganancia a la

empresa, así mismo se viene atravesando el agotamiento de la

reserva presente en zona alta e intermedia motivo por el cual

resulta viable realizar este proyecto para dar continuidad a la mina.

4

1.4.2. FORMULACIÓN DEL PROBLEMA

PROBLEMA CAUSAS EFECTO

Agotamiento de los

recursos

mineralógicos en

zona alta (Nv 10-

12).

Tendencia a la

disminución de

leyes de los

metales (Ag, Au,

Zn y Pb).

En los niveles superiores existen

reservas de metales (Ag, Au, Zn

y Pb) limitados, debido al

agotamiento de reservas, en

un tiempo determinado.

No existe acceso a los niveles

inferiores, donde se cuenta con

mayores cantidades de reserva

y leyes mayores al cut off.

Incremento de

producción de

mineral y mayor

beneficio

económico para

la empresa.

Exploración de

estructuras

mineralizadas.

Fuente: Elaboración propia

Tabla 1.1: Formulación de problema, causa y efecto.

1.5. ALCANCES Y LIMITACIONES

1.5.1. ALCANCES

El presente proyecto tiene por objeto la profundización de la mina

mediante la continuación de la rampa 462 norte en zona baja, para

poder tener acceso a los recursos que presentan leyes favorables,

para llevar a cabo este proyecto se identificó el mineral con baja ley

desde el modelo de bloques del yacimiento destinándolo a ser

acumulado de acuerdo a sus leyes para luego formular un plan de

tratamiento que genere un mayor margen de ganancia a la

empresa.

Para tos trabajos de ejecución de la rampa se harán uso de equipos

mecanizados como son: jumbo (equipo de perforación), scooptram

(equipo para carguío y descargue), jumbo small bolter (equipo para

5

trabajos de sostenimiento) y equipos scaler (equipo para realizar

trabajos de desate de roca, para labores mayores a 4 metros).

Con la ejecución de la rampa se garantizará el acceso al cuerpo

mineralizado siendo este desarrollado con el método de corte y

relleno ascendente.

1.5.2. LIMITACIONES

La planta concentradora de minera Bateas, cuenta con una

capacidad máxima de 1500 TMD, limitando de esta manera una

mayor extracción y tratamiento de mineral, recortando mayores

ventas y ganancias.

1.6. VARIABLES E INDICADORES

1.6.1. VARIABLES INDEPENDIENTES

Macizo rocoso

Precio de los metales

Reservas de mineral

Ley de mineral

Aspectos geomecánicos

1.6.2. VARIABLES DEPENDIENTES

Sección de la rampa

Sostenimiento

Diseño de malla de perforación y voladura

Accesorio de voladura

Sostenimiento de acuerdo a la clasificación geomecánica

Sistema de bombeo.

1.6.3. INDICADORES

Costos

6

Valor actual neto (VAN)

Tasa interna de retorno (TIR)

1.7. OBJETIVOS

1.7.1. OBJETIVO GENERAL

Generar mayores márgenes de producción y ganancia bruta anual

con la explotación de metales de Ag, Au, Pb y Zn presentes en veta

Ánimas y Don Luis2, mediante la profundización de la rampa

negativa 462N.

1.7.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS

Evaluar las características geomecánicas del macizo rocoso

para la evaluación del sostenimiento en la ejecución de la

rampa negativa 462N.

Extraer el mineral de las reservas probadas

Realizar el estudio de flujos de caja del proyecto, para el

análisis de rentabilidad.

1.8. HIPÓTESIS

1.8.1. HIPÓTESIS GENERAL

La ejecución de la rampa negativa 462N, mediante el sistema

mecanizado que toma como incertidumbre el precio de los

commodities para generar ganancias, resulta factible su ejecución

para la exploración de estructuras mineralizadas y extracción del

mineral existente en zona baja.

7

CAPÍTULO II

MARCO TEÓRICO

2.1. DEFINICIÓN DE RAMPA

Son labores que presentan una gradiente que permite la comunicación de

labores horizontales con diferente cota o profundidades, presentan una

sección de manera que facilite el desplazamiento de equipos, herramientas,

personal y materiales que necesiten actuar en el interior de la mina.

Ventajas:

Mayor extracción del mineral durante el desarrollo de la rampa

Facilita el transporte de maquinarias, equipos, personal, herramientas y

materiales

Mayor seguridad durante el transporte de personal

Mayor visibilidad con el consecuente desarrollo de la labor

Desventajas:

Mayor utilización de elementos de sostenimiento

Problemas de depósito o echadero de desmonte

8

Mayor tiempo de evacuación de gases y monóxido con la

profundización.

2.2. PARÁMETROS PARA EL DISEÑO DE UNA RAMPA

Según Cabrera, C. (2013) para el diseño o elaboración de una rampa se

deben de considerar ciertos parámetros como son:

2.2.1. SECCIÓN

La sección de la rampa varía de acuerdo a la capacidad de

producción que se cuente en la mina y de manera indirecta las

características físicas del macizo rocoso a partir del cual se elegirá

el tamaño del equipo a emplear.

Las rampas principales tienen una variación de sección:

Ancho (3.00 – 6.00) m, Alto (3.00 – 4.50) m.

Las rampas auxiliares presentan una variación de sección:

Ancho (2.50 – 3.50) m, Alto (2.50 – 3.00) m.

2.2.2. GRADIENTE

Es la máxima pendiente que puede adoptar una rampa para que

opere toda clase de transporte con la mayor eficiencia.

Las rampas presentes en cada unidad tienen una gradiente

favorable que está determinada principalmente por su producción,

desarrollo y costo de operación.

Cuando la gradiente aumenta tiene un efecto negativo en la

producción generando un mayor costo por hora de trabajo. La

gradiente óptima para trabajar debe de estar comprendida entre 8%

a 10%, pero generalmente oscila entre 10% y 15%, siendo en

nuestro país la gradiente promedio de 12%, presentando

resultados satisfactorios.

9

2.2.3. RADIO DE CURVATURA

Lo recomendable es que las rampas sean lo más recta posibles, o

que las curvas deban de tener un radio de curvatura grande. Los

radios de curvatura se eligen en razón a los equipos a emplearse

Se tiene 02 tipos de curvatura

Fuente: Gabinete de planeamiento

Figura 2. 1: Radio de curvatura

a. Radio de curvatura interno (RI)

b. Radio de curvatura externo (RE)

Para poder elegir un radio de curvatura optimo, se tomará el radio

interno del equipo más grande en longitud.

Para los cálculos se debe de tomar el radio de curvatura promedio,

que se va a obtener de la siguiente formula:

RP = RI + RE2

Donde:

RE: Radio externo

RI: Radio interno

RP: Radio promedio

10

2.2.4. DECLIVE

El declive que tendrá que conservar en el desarrollo de la rampa

para ayudar con el drenaje del agua oscila en un rango de 0% - 5%

(entre 0 a 17.50 cm) esta tendrá que mantenerse en todo el

desarrollo de la rampa.

El uso de este parámetro no es muy usado, solamente cuando se

tiene presencia de agua y se elimina cuando la rampa presenta un

piso de 0%.

2.2.5. LONGITUD TOTAL DE RAMPA

Resulta del metraje total del desarrollo de la rampa, que se realiza

desde un nivel inferior hacia un nivel superior, es importante tener

este control para poder realizar el programa de desarrollo y

determinar el costo de la inversión.

2.2.6. PERALTE

Es la sobreelevación del lado exterior de la curva, que tiene por

finalidad evitar la volcadura de los vehículos, ya que permite

equilibrar la acción que ejerce la fuerza centrífuga que es

ocasionado por el paso de un equipo por una curva.

La siguiente formula nos va a permitir realizar el cálculo del peralte,

donde van a intervenir las fuerzas centrifuga y gravitacional.

h = V2 × aR × g

Donde:

h: peralte en m.

V: velocidad m/s

R: radio de curvatura promedio en m.

11

g: aceleración de la gravedad m/s

a: ancho de la labor en m.

2.2.7. DRENAJE

El objetivo principal es el de conseguir que las aguas que entren en

contacto en el interior de la mina resulten ser mínimas, este estudio

de drenaje en la mina presenta dos aspectos.

a. El primero es el de mantener condiciones adecuadas de trabajo,

para lo cual es frecuente la necesidad del bombeo de agua.

b. El segundo aspecto de drenaje es la gestión de las interferencias

de la operación en la hidrosfera, que tiene como objetivos:

Minimizar la cantidad de agua en circulación en las áreas

operativas.

Reaprovechar al máximo el agua utilizada durante el proceso

de operación.

Eliminación de aguas con características que afecten de

manera negativamente la calidad del cuerpo receptor.

2.3. TIPOS DE RAMPAS

Para Cabrera, C. (2013) las rampas pueden ser consideradas de varios tipos:

en forma de “Y”, en forma espiral, en Zigzag, Basculantes.

2.3.1. RAMPA FORMA DE “Y”

Consiste en realizar una rampa superior para tener acceso a

materiales, relleno y otros servicios; y otra rampa inferior donde se

espera la descarga del mineral extraído de los tajeos.

Aplicación:

Resulta en pequeñas vetas o cuerpos de mineral

12

2.3.2. RAMPA FORMA BASCULANTE

Son accesos y/o especie de cortada a la veta (tajo), el cual se inicia

con un piso con gradiente negativa de 15%, al cual se realizará un

rebatido de acuerdo a los cortes que se consideren necesarios,

hasta llegar a un piso final con gradiente de 15%, dependiendo del

equipo a utilizarse o distancia del brazo basculante (ver figura 2.2).

Fuente: Gabinete de planeamiento Figura 2. 2: Rampa basculante

2.3.3. RAMPA FORMA DE ESPIRAL

Es un sistema que comunica a dos niveles, se realiza dentro del

yacimiento, donde van a circular todo equipo motorizado, presentan

una gradiente de 7% - 12% (ver figura 2.3) y no resulta mayor a

esto debido a que los equipos tendrían que hacer más esfuerzo, en

los extremos de la rampa se realizaran ventanas para las

operaciones de minado, debe de mantener una diferencia de cota

de 50 en los puntos extremos de la rampa.

Ventajas y desventajas de la rampa

Ventajas

Se incrementa la extracción del mineral durante el desarrollo

de la rampa.

13

Menor incidencia del costo en sostenimiento por la

competencia del terreno en mineral.

Desventajas

Escasa visibilidad por el conductor por los puntos ciego debido

al diseño de la rampa.

Poca seguridad hacia el personal y equipo que transiten por la

rampa.

Problemas de dirección (desgaste) de los equipos por el diseño

que tiene la rampa.

Fuente: Gabinete de planeamiento

Figura 2. 3: Rampa espiral

2.3.4. FORMA DE ZIG – ZAG

Es el tipo de rampa más usado en la minería sin rieles y el tipo a

emplearse en el proyecto, presenta las siguientes características:

Se construye en materiales estériles y competentes.

Se realiza en forma paralela a la dirección de la zona

mineralizada.

Mantiene una pendiente promedio de 12%.

14

El desarrollo se origina desde la superficie colindante a la zona

mineralizada.

Su longitud va a depender de la longitud del cuerpo

mineralizado.

Ventajas y desventajas de la Rampa

Ventajas:

Facilita el desplazamiento de maquinarias, equipos, personal y

transporte de materiales.

Presenta mayor seguridad.

Incremento del tonelaje a extraer.

Desventajas:

Mayor empleo de materiales de sostenimiento.

Menor tonelaje de extracción del mineral durante el proceso de

perforación.

Problemas con la deposición o echadero del desmonte.

Fuente: Gabinete de planeamiento Figura 2. 4: Rampa zig zag

15

2.4. SOSTENIMIENTO

Según estándares de sostenimiento de bateas, (2018) es el procedimiento de

colocar algún elemento estructural para mejorar la estabilidad y mantener la

capacidad portante de la roca circundante a la excavación, con el objeto de

movilizar y poder conservar la resistencia de la masa rocosa para que llegue

al autosoporte, pudiendo ser temporal o permanente.

2.4.1. TIPOS DE SOSTENIMIENTO

Las labores de preparación, desarrollo y explotación en la unidad

minera Bateas utilizan tanto sostenimiento activo y/o pasivo,

cuando así se requiera

2.4.1.1. SOSTENIMIENTO ACTIVO

Es aquel tipo de sostenimiento que trabaja dentro de la roca,

tales como: pernos split set, pernos con resina y/o cemento,

pernos de anclaje, shotcrete y/o sistemas combinados.

Ventajas

Aumentan el tamaño efectivo de los bloques.

Forman un arco compresivo por encima de la corona

Suspenden bloques sueltos.

2.4.1.2. SOSTENIMIENTO PASIVO

Es aquel sostenimiento que trabaja fuera de la roca, tales

como: cuadros de madera, paquetes sudafricanos (Wood

packs), malla electrosoldada, cimbras, gatas de fricción y/o

sistemas combinados.

Ventajas

Controlan el desprendimiento de la superficie de la roca.

16

Generan una superficie más amplia para la distribución de

cargas.

2.4.2. CONSIDERACIONES PARA DISEÑO DE SOSTENIMIENTO

Se tomarán en cuenta las características geológicas, el arreglo

estructural, la caracterización geomecánica, la estimación de los

parámetros de resistencia a nivel de la roca intacta,

discontinuidades y masa rocosa, evaluación del estado tensional y

condición de agua subterránea presente.

Los tipos de sostenimiento a aplicarse para el control del terreno en

minera Bateas serán aquellos que se encuentran precisados en la

cartilla geomecánica (anexo 21). Es necesario precisar que las

dimensiones de excavación sean (accesos y/o labores de

explotación) condicionan la elección de la longitud de los elementos

de sostenimiento (el volumen de cuñas – bloques, es directamente

proporcional al ancho de la excavación), según sea el carácter

temporal o permanente de la excavación. El diseño del

sostenimiento para labores permanentes y/o temporales en Minera

Bateas se muestra en la cartilla de sostenimiento (anexo 21).

2.5. SOSTENIMIENTO UTILIZADO

El sostenimiento a utilizar en el desarrollo de la rampa (ver anexos 20 - 21) y

estudio geomecánico son desarrollados en el acápite 3.5.

2.5.1. SHOTCRETE

Según estándares de sostenimiento de bateas, (2018) el shotcrete

es una mezcla arena cemento y aditivos que se coloca mediante

impulsión neumática, lanzándolo a alta velocidad contra una

superficie determinada.

17

A. MONTAJE DEL SHOTCRETE

El Shotcrete que proporciona soporte deben ser de un espesor

y una resistencia, tal que asegure un adecuado soporte, acorde

a la sección de la labor.

Tener la correcta dosificación y calidad de la mezcla, según

recomendaciones del área de Geomecánica.

El proceso debe realizarse solamente con las cuadrillas de

Shotcrete, las cuales son autorizadas y capacitadas en temas

referentes al Shotcrete.

B. PRÁCTICAS DEL LANZADO

El Shotcrete es destinado para el sostenimiento de labores

permanentes y temporales, ya que corresponden a la categoría

de soporte y a su vez esta puede ser reforzada con un

sostenimiento activo.

Tener cuidado con la preparación de la mezcla no dejar

expuesto mayor a 4 horas, una vez mezclado el cemento con

los agregados.

La variación de la dosificación del aditivo está en función a la

presencia del agua.

Para temas de control del espesor, se deberá coloca

calibradores por m2.

C. PATRÓN DE LANZADO.

El lanzado debe realizarse a una distancia no mayor a 1.5m y

en forma perpendicular a la pared rocosa.

En secciones de la labor mayores a 3.00m se deberá utilizar

plataformas.

18

2.5.1.1. COMPONENTES Y PROPIEDADES DEL SHOTCRETE

2.5.1.1.1. ANTECEDENTES

El diseño de mezcla se elaboró bajo las siguientes

condiciones ambientales:

Temperaturas:

Máxima: 18 °C

Mínima: 10 °C

Humedad:

Máxima: 60 %

Mínima: 20 %

2.5.1.1.2. MATERIALES

A. CEMENTO YURA TIPO HE:

El cemento para concreto pre mezclado será tipo HE,

de Cementos Yura y cumple con las especificaciones

dictadas por la norma ASTM C 151.

La planta está localizada estratégicamente en el

distrito de Yura a 26 km de la ciudad de Arequipa. Su

ubicación le permite ser el proveedor natural de

cemento y concreto de los grandes proyectos del sur

del País.

Yura S.A. cuenta con un moderno laboratorio con

instrumentos de última generación, que permite

garantizar la uniformidad de las características físico-

químicas de los productos.

B. AGUA:

Cumplirá en cuanto a su idoneidad química y

contenido de residuos orgánicos según lo establecido

19

en la normatividad NTP 339.088:2006 “HORMIGON

(CONCRETO). Agua de mezcla utilizada en la

producción de concreto de cemento Portland” y ASTM

C 1602/1602M “Standard Specification for Mixing

Water Used in the production of Hydraulic Cement

Concrete.

C. AGREGADOS:

Las características de los agregados se ajustarán a

las especificaciones de carácter general para

Shotcrete código del ACI 506 y de la normatividad

NTP 400.037 “AGREGADOS. Requisitos” y ASTM C

33 “Especificación Normalizada para Agregados para

Concreto”. Para que su uso en ingeniería se optimice

deben ser partículas limpias, duras, resistentes,

uniformes en granulometría y contenido de humedad,

libres de arcilla u otros materiales finos en cantidades

fuera de norma, que puedan afectar la hidratación y

la adherencia del agregado con la pasta de cemento.

D. ARENA PUSA PUSA:

Material proporcionado por los señores de Minera

Bateas S.A.C., procedente de la cantera – Pusa Pusa

- Caylloma, arena natural de lecho de rio, cumple con

los parámetros establecidos por el comité ACI 506-

G2, especificaciones para Shotcrete.

E. ADITIVOS:

Aditivo Master Glenium 3860: Aditivo

Hiperplastificante de alto rango reductor de agua,

para concretos de nueva generación basado en la

tecnología de los policarboxilatos.

20

Aditivo MasterSet Delvo: Aditivo líquido para producir

un concreto de alto desempeño más uniforme y

predecible, retarda el tiempo de fraguado controlando

la hidratación del cemento.

Aditivo MasterRoc SA 160: Es un aditivo acelerante

líquido para hormigón proyectado vía húmeda, exento

de álcalis, cloruros y no alcalino. Adecuado para

aplicaciones donde se requiera un rápido fraguado en

aplicaciones que demanden elevados espesores, los

tiempos de fraguado y endurecimiento se pueden

controlar en obra con la dosificación del acelerante.

F. FIBRA SINTÉTICA:

Barchip R50: Fibra sintética estructural nos aportara

beneficios de durabilidad a largo plazo sin oxidación

y rendimiento del concreto a si mismo aporte en la

resistencia a la flexión.

2.5.1.1.3. CARACTERÍSTICAS DEL CONCRETO:

Shotcrete f´c = 300 kg/cm2, Cemento Yura Tipo HE,

Arena Cantera Pusa Pusa UM Bateas.

Características Valor

Relación agua / cemento 0.43

Relación de finos 1.00

Porcentaje de aire atrapado (%) 3 - 6

Master Glenium 3860 (%) 1.20

MasterSet Delvo (%) 0.20

Fibra Barchip (%) 0.91

Asentamiento (pulgadas) 6 - 8

Fuente: Laboratorio planta supermix

Tabla 2. 1: Características del shotcrete

21

Peso (Kg)

Cemento tipo HE 440

Agua 189

Arena Cantera Pusa Pusa UM Bateas 1456

Master Glenium 3860 (Litros 5.000) 5.300

MasterSet Delvo (Litros 0.800) 0.873

Fibra Barchip 4.000

Fuente: Laboratorio planta supermix

Tabla 2. 2: Diseño en peso por metro cubico de concreto.

2.5.1.2. ELABORACION DE DISEÑO DE MEZCLA

N.º Material Procedimiento Peso

Especifico Absorción % Aditivo

MF Peso

Unitario Suelto

Peso Unitario

Compactado

% Humedad

Malla < 200

1 Cemento Yura HE Yura 3000

2 Cemento Yura IP Yura 2810

3 Cemento Yura I Yura 3140

4 Agua Minera Bateas 1000

5 Arena UM Bateas

Cantera Pusa Pusa 2410 4.38 3.41 1592 1704 12.5 4.23

6 Arena 2 Cantera Bateas 2500

7 Piedra H - 57 Cantera Bateas 2500

8 Piedra H - 67 Cantera Bateas 2500

9 Arena UM Bateas

Cantera Zona de Captación 2315

10

Master Glenium 3860 Basf 1060 1.2

11 Master Set Delvo Basf 1090 0.2

12 Fibra Barchip El asto Plastic Concrete 920 0.91

Fuente: Laboratorio planta supermix

Tabla 2. 3: Verificación del diseño de mezcla.

N° Características del Concreto

1 FC 440.00

2 Material Cementante ---

3 a/c 0.430

4 A/CMT ---

5 Rf 1.00

6 MC 3.41

Fuente: Laboratorio planta supermix

Tabla 2. 4: Características del concreto

22

MATERIAL PESO (Kg)

Valor Absoluto

Corrección Dosificación Tanda

Dosificación en litros

Cemento Yura HE 440 0.1467 440.0 11.000

Cemento Yura IP

Cemento Yura I

Agua 189 0.1892 71.0 1.775

Arena UM Bateas 1456 0.6040 1574 39.345

Arena 2

Piedra H-57

Piedra H-67

Arena UM Bateas

Master Glenium 3860 5.300 0.0050 5.300 0.132 5.000

Master Set Delvo 0.873 0.0008 0.873 0.022 0.800

Fibra Barchip 4.000 0.0043 4.000 0.1

% de Aire 5.0 0.0500

PESO TOTAL 2095.0 1.0000 2095.0 52.37

Fuente: Laboratorio planta supermix

Tabla 2. 5: Formulación del diseño

Código del Diseño PLTQ-14 Perdida Slump Pulg.

Control de Temp.ªC Fragua Resistencia

Kg/cm2

Humedad Relativa 40 Concreto Ambiente 1 Mpa 4 horas 3 días 252

Tem. Concreto ªC 15 Slump inicial 8 3/4 15.0 13.0 244

Tem. Ambiente ªC 13 30 min. 7 15.4 17.0 Promedio 248

Slump Pulg. 8 3/4 1 hora 5 3/4 15.5 16.8

7 días

317

Peso Unitario Kg/m3

2102 1.5 Horas 4 1/2

15.4 16.0

317

Rendimiento / m3 0.997 2 horas Resistencia Kg/cm2 Promedio 317

% Aire 5% 1 Dia

28 días

365

Hora ensayo 11:00 365

Volumen de Tanda (peso)

0.025

Promedio Promedio

367

Fuente: Laboratorio planta supermix

Tabla 2. 6: Verificación del diseño de mezcla.

2.5.2. SOSTENIMIENTO CON ENPERNADOS

Según estándares de sostenimiento Bateas, (2018) en un sistema

de sostenimiento en el cual los pernos de anclaje son el único de

23

sostenimiento en el ciclo, deben considerarse los siguientes

criterios.

En el desarrollo de la rampa el sostenimiento con shotcrete será

reforzado con pernos de fricción (Split set, hydrabolt, helicoidal) de

acuerdo a la evaluación geomecánica.

2.5.2.1. MONTAJE DE PERNOS DE ANCLAJE

Los pernos que proporcionan soporte deben de ser de

una longitud tal que asegure un adecuado anclaje, acorde

a la sección de la labor.

Las platinas de apoyo usadas directamente deben de ser

de 12 cm de lado o el área equivalente.

2.5.2.2. PRACTICAS DE INSTALACIÓN

A. PERNOS SPLIT SET

Los pernos de Anclaje de Split Set son los anclajes

destinados para el sostenimiento de labores Temporales, ya

que corresponden a la categoría por fricción. Los pernos Split

Set deberán colocarse únicamente en tipo de roca Regular a

Buena (Ver figura 2.5). La perforación del taladro debe ser

con brocas de 36 a 38 mm para los Split set de 39.5 mm de

diámetro.

Son pernos de acero ranurado que es introducido a presión

y trabajan por fricción en las paredes del taladro; se

acomodan a las deformaciones iniciales de la roca, pero son

muy sensibles al diámetro del taladro y a sus irregularidades.

Su capacidad de soporte es de 1.0 Ton/pie de longitud del

perno.

24

El diámetro de los tubos ranurados varía de 35 a 46 mm, con

longitudes de 5 a 7 pies. Pueden alcanzar valores de anclaje

de 1 a 1.5 toneladas por pie de longitud del perno,

dependiendo principalmente del diámetro de la perforación

efectuada, la longitud de la zona del anclaje y el tipo de la

roca.

Fuente: Departamento de geomecánica

Figura 2. 5: Instalación y distribución de perno de Fricción – Split Set

B. PERNOS HYDRABOLT

Son los anclajes destinados para el sostenimiento de labores

temporales y a veces labores permanentes, ya que

corresponden a la categoría por fricción. Los pernos

hydrabolt deberán colocarse únicamente en tipo de roca

mala a muy mala (ver figura 2.6), la perforación del taladro

debe de tener un diámetro recomendado, entre 36 a 38 mm.

25

En el proceso de instalación debemos de asegurarnos que

el indicador de carga “ping” se encuentre fuera de la boquilla,

para garantizar el inflado correcto del hydrabolt.

Fuente: Departamento de geomecánica

Figura 2. 6: Instalación de pernos Hydrabolt

C. PERNOS HELICOIDAL

Los pernos de Anclaje de Barra Helicoidal son los anclajes

destinados para el sostenimiento de labores permanentes,

ya que corresponden a la categoría por Adherencia (ver

figuras 2.7 – 2.8). La columna de perforación debe estar

completamente llenada con cartuchos de resina y cemento

según la longitud del perno a emplear.

La barra helicoidal, tiene la forma de una rosca continua a lo

largo de toda su longitud, esta característica le da múltiples

ventajas comparada con otros tipos de pernos. Entre otros,

26

Su diámetro le confiere mayor resistencia y su rosca

constante permite el reajuste de la placa contra la pared

rocosa.

Características:

Pernos Helicoidales de 22 mm de espesor (en promedio)

pies longitud con platina de 8” x 8”.

Acero Grado 60 (400 Mpa).

Cuando se usa resina, sea ésta de fraguado rápido (menos

de 30 segundos) o fraguado lento (2 a 4 minutos), el perno

trabaja a carga completa en más o menos 5 minutos,

permitiendo así pretensar el perno e instalarlo en presencia

de filtraciones de agua. La resina viene en cartuchos con el

catalizador separado de la resina y por efecto de la rotación

del perno al momento de introducir al taladro, éstos se

mezclan generando el fraguado.

Fuente: Departamento de geomecánica Figura 2. 7: Instalación de pernos Barras helicoidal – Roca tipo I

27

Fuente: Departamento de geomecánica Figura 2. 8: Instalación y distribución de pernos Helicoidal – Roca tipo III

2.5.2.3. PATRON DE PERNADO

En una sistematización de empernados el espaciamiento

entre pernos longitudinal o transversal no debe exceder

de 2.5 metros.

Las secciones de la labor no deberán exceder los 8.0

metros en los casos en que los pernos de roca son el

único medio de sostenimiento.

La platina de todos los elementos de empernado, debe de

estar en completo contacto con la superficie rocosa.

2.5.3. SOSTENIMIENTO CON MALLA ELECTRO-SOLDADA.

Según estándares de sostenimiento en minera Bateas, (2018) en

un sistema de sostenimiento en el cual la combinación de malla

electro-soldada con los pernos de anclaje son el único medio de

sostenimiento en el ciclo, deben considerarse los siguientes

criterios.

28

A. EL MONTAJE DE LA MALLA ELECTRO-SOLDADA DEBE CUMPLIR CON LAS SIGUIENTES ESPECIFICACIONES:

Las mallas que proporcionan soporte deben ser de una longitud

tal que asegure un adecuado anclaje y concordante con la

longitud del perno que no debe ser menor de 120cm.

Las mallas deben tener una sección de alambre de 4.2 mm y

las retículas deben ser de 10 centímetros de lado o el área

equivalente.

Los pernos que proporcionan soporte deben ser de una longitud

tal que asegure un adecuado anclaje, acorde a la sección de la

labor.

B. PRÁCTICAS DE INSTALACIÓN

Las mallas electro-soldadas más el perno de roca son

destinados para el sostenimiento de labores Temporales y a

veces labores permanentes, ya que corresponden a la categoría

soporte.

Los pernos a emplear para la instalación de la malla van de

acuerdo al tipo de la labor. Temporales (Split Set y/o Hydrabolt)

– ver figura 2.10; Labores permanentes (Barra helicoidal y/o

Hydrabolt) – ver figura 2.9; deberán colocarse únicamente en

tipo de roca Mala a Regular.

C. PATRÓN DE PERNADO Y MALLADO.

En una sistematización de empernados más malla electro-

soldada el espaciamiento entre pernos longitudinal o

transversal no debe ser menor a 1.2 metros ni mayor a 1.80m

(ver figura 2.9, figura 2.10)

Los traslapes entre mallas serán como mínimo 30 cm y deben

estar asegurados con pernos de anclaje, con un amarre inicial

de alambre #8.

29

Fuente: Departamento de geomecánica Figura 2. 9: Instalación de perno helicoidal y malla electrosoldada

Fuente: Departamento de geomecánica Figura 2. 10: Instalación de perno split set y malla electrosoldada

30

2.6. CRITERIOS DE VOLADURA

Según Aroni, V. (s.f.) la voladura es la primera etapa de conminucion del

material in situ, resultando ser de vital importancia aprovechar al máximo la

energía química del explosivo, para así obtener una fragmentación adecuada

con el menor costo; elevándose así la productividad en las labores,

generándose así un mejor costo global de minado.

Objetivos de la voladura

Fragmentar la estructura in situ del macizo rocoso.

Minimizar el daño hacia la roca adyacente.

2.6.1. EXPLOSIVOS

Son una mezcla de sustancias siendo una combustible y otra

oxidante, que al ser iniciadas dan lugar a una reacción exotérmica

altamente rápida generando gases a alta temperatura.

Propiedades de los explosivos

Estabilidad

Densidad

Resistencia al agua

Sensibilidad

Estabilidad química

Presión de detonación

Potencia explosiva

Velocidad de detonación

Inflamabilidad

Criterios de selección de explosivos

La selección de un explosivo dependerá de una serie de

condiciones que es preciso a tomar en consideración:

31

Características de la roca

Diámetro de taladro

Volumen de roca a disparar

Condiciones de seguridad

Presencia de agua

Precio del explosivo

Problemas del entorno

2.6.2. CORTE O ARRANQUE

Es la primera abertura que se va a formar en un frente, tiene por

objeto el de formar una segunda cara libre con el fin de que la

acción del resto de los taladros del trazo sea sobre más de una cara

libre, de esta manera se tendrá ahorro de costos en la ejecución de

taladros como en la adquisición de explosivos.

CLASES DE CORTE

A. Corte en pirámide

Los taladros forman una pirámide en el frente, de tal manera que

sus vértices llegan al encuentro y la base de la pirámide estará en

la cara libre (ver figura 2.11).

Fuente: Departamento de voladura

Figura 2. 11: Corte en pirámide

32

B. Corte en “V”

Este corte consiste en dos o más Vs, formados por dos taladros

que pueden ser horizontales o verticales (ver figura 2.12), cuando

se realiza cortes “V” horizontales, los taladros se disponen de

manera simétrica a uno y otro lado de la vertical trazada por el

centro del frente de la labor, para ayudarnos podemos hacer uso

de atacadores.

Se emplea por lo general en terrenos suaves. Es importante que la

profundidad del corte tenga 6” más que el resto de taladros del trazo

a fin de facilitar sus salidas.

Fuente: Departamento de voladura

Figura 2. 12: Corte en “V”

C. Corte quemado

Son taladros que deben de estar paralelos lo más cerca posible

unos de otros y deben de encontrarse al centro del frente. Se debe

de dejar uno o más taladros sin cargar, con el objeto de tener un

espacio libre, de modo que la roca al ser quebrado o fragmentada,

pueda tener a donde pueda expandirse, quedando después el corte

a manera de un tubo alargado. Es el corte que se usara por

estándar de la unidad minera para el desarrollo de la rampa.

33

Fuente: Departamento de voladura

Figura 2. 13: Corte quemado

Fuente: Departamento de voladura

Figura 2. 14: Formas de carguío de taladros

D. Corte en abanico

Consiste en un conjunto de taladros que tienen diferentes

direcciones de manera radial, manteniendo una forma de abanico

(ver figura 2.15).

Fuente: Departamento de geomecánica

Figura 2. 15: Corte en abanico

34

E. Corte en la periferia o voladura controlada

Son voladuras que se emplea para obtener una superficie lisa que

mejora la estabilidad y ahorra costos en sostenimiento (shotcrete)

para ello se realizan taladros a una distancia E1 menor que el E2

con la finalidad de aumentar el número de taladros cercados a la

periferia y obtener una fisura corrida (Ver figura 2.16). La periferia

debe de dispararse de manera simultánea para generar la fisura

corrida, además debe de salir al final y de esta manera se

aprovechará la cara libre que se dejó por la salida del núcleo.

Fuente: Departamento de geomecánica

Figura 2. 16: Corte para voladura controlada

2.7. DISEÑO DE MALLA DE PERFORACIÓN

Según, Bernaola, J., Castilla, J. y Herrera, Juan (2013). Manual de perforación

y voladura de rocas en minería. Madrid. En la operación minera la voladura

lleva consigo los procesos de movimiento y fragmentación del macizo rocoso

de su estado de reposo a un estado final de material fracturado y apilado de

35

manera adecuada que viene dado por un adecuado diseño de malla de

perforación y voladura.

El empleo de malla electrosoldada para el sostenimiento de la rampa será

como refuerzo, bajo recomendación y evaluación geomecánica.

Algunos de los factores que tienen influencia de los resultados son:

Macizo rocoso

Explosivos

La geometría del diseño

Para hacer el diseño de malla (figuras 5.1 – 5.2) se deben de tomar una serie

de factores geológicos como geomecánicos, las variables a tomar en

consideración son las siguientes:

A. Variables no controlables Estas características son caracterizadas por su gran aleatoriedad, entre

ellas se tiene:

Propiedades físicas de las rocas

Propiedades elásticas

Condiciones geológicas, etc.

B. Variables controlables Geométricas

Burden

Diámetro del taladro

Espaciamiento

Longitud de carga

Taco

Profundidad del taladro, etc.

Físico – Químicas

Tipo de mezcla explosiva

36

Densidad de mezcla explosiva

Parámetros de detonación

Parámetro de explosión

De tiempo

Tipo y tiempos de retardo

Tipos y secuencia de salida.

2.7.1. PARÁMETROS DE VOLADURA

Para poder realizar el diseño de malla de perforación para cada

frente se considerará las siguientes fórmulas:

A. Cálculo de Burden (B) y Espaciamiento (S)

El cálculo del burden está dado por la siguiente formula según

el modelo Holmberg.

Diámetro del taladro

Deq : Diámetro Equivalente

Daliv : Diámetro de taladro de alivio

N : No taladros de alivio Deq = Daliv x √N

B. Número de taladros Nt = PE + K × S

SECCIÓN DE CORTE VALOR DEL BURDEN ESPACIAMIENTO

Primera B1 = 1.5 x Deq S1 = B1 x √2

Segunda B2 = B1 x √2 S2 = 1.5 x B2 x √2

Tercera B3 = 1.5 x B2 x √2 S3 = 1.5 x B3 x √2

Cuarta B4 = 1.5 x B3 x √2 S4 = 1.5 x B4 x √2

37

En función del área: Nt = 4√𝑆E + K × S

Donde:

Nt: Numero de taladros

S: Área

E: Distancia entre taladros

K: coeficiente de roca

Dureza de roca Distancia taladros (m) Coeficiente (K)

Roca dura 0.5-0.55 2

Roca semidura 0.6-0.65 1.5

Roca blanda 0.7-0.75 1

C. OTROS PARÁMETROS DE VOLADURA

Cálculo del factor de Carga:

Fc = Peso. explosivoVolumen

Cálculo del factor de Potencia:

Fp = Peso. explosivoTonelaje roto

Cálculo del factor de Carga Lineal:

Fl = Peso. explosivoMetros Perforados

Carga por taladro:

Cp = Peso. explosivoNº taladros

38

CAPÍTULO III

MATERIAL DE ESTUDIO

3.1. FISIOGRAFÍA

3.1.1. CLIMA

El clima es seco, desértico, constituyendo una zona árida; entre los

meses de enero a marzo presentan escasas lluvias y vientos alisios

provenientes del mar, hay presencia de neblinas y de abril a

diciembre el clima es más seco, con vientos frígidos en las noches

provenientes de las partes altas.

El clima en el área se caracteriza por presencia de lluvias y nevadas

entre diciembre a marzo, seguido por una estación seca de abril a

setiembre.

3.1.2. RELIEVE

El relieve de la ladera es inclinado y rocoso, donde los suelos se

presentan en vertientes. Las capas algo potentes de suelos se

39

encuentran en los niveles inferiores donde la inclinación de la

ladera disminuye. En la ladera del cerro Las Torrecillas donde se

ubican los campamentos no hay riesgos de huaycos ni

desprendimientos de rocas más que la zona donde está ubicada el

pueblo es de alto riesgo pues se encuentran en el cauce del río que

ahora se encuentra seco. Las lluvias son escasísimas.

3.1.3. VEGETACIÓN

La propiedad de Caylloma se ubica en la región Puna del Perú,

altitudes de 4300msnm a 5000 msnm, la superficie topográfica es

generalmente abrupta. La vegetación predominante del área es el

ichu.

3.2. ASPECTOS GEOLÓGICOS

3.2.1. GEOLOGÍA REGIONAL

El distrito de Caylloma se ubica en un amplio arco volcánico

Mioceno, caracterizado por la presencia de edificios volcánicos de

colapso, calderas, en partes superpuestas, que han evolucionado

independientemente, separadas en el tiempo por varios millones de

años.

En este marco geológico se observa que directamente sobre rocas

de edad Jurásica-Cretácica, correspondientes al Grupo Yura, de

origen marino, se deposita en discordancia una potente secuencia

volcánica.

Las vetas en general, se caracterizan por una textura bandeada

costriforme y deposición en escarapela de minerales alrededor de

clastos de roca caja o veta. El bandeado es muy persistente,

formado por pulsos repetitivos de cuarzo rodonita y bandas

formadas casi exclusivamente por sulfuros que poseen desde

pocos milímetros hasta decenas de centímetros.

40

3.2.2. GEOLOGÍA LOCAL

En el área afloran mayormente rocas volcánicas pertenecientes al

Grupo Tacaza las cuales yacen en discordancia angular sobre

sedimentos (cuarcitas y lutitas) del Grupo Yura. Depósitos

Volcánicos Plio-Pleistoceno y sedimentos clásticos recientes

cubren con potencia variable grandes extensiones del área.

A. Grupo Yura

Constituye la base de la columna estartigráfica regional.

Litológicamente está compuesta por niveles de orto-cuarcitas

blanco grisáceo, limonitas gris oscuro y grauwacas negruscas,

estratificadas en capas delgadas con intercalaciones delgadas de

lutitas negras. El conjunto tiene una potencia estimada de 400

metros.

Al oeste de Huayllacho forma un anticlinal abierto con un rumbo

promedio N 50°W con flancos asimétricos. Los niveles superiores

constituidos mayormente por lutitas conforman pliegues apretados

recumbentes.

La edad de este Grupo es Jurásico Superior - Cretáceo Inferior.

B. Grupo Tacaza

Bajo ésta denominación se agrupan secuencias de las lavas y

aglomerados intercalados con algunos horizontes tufáceos que

descansan en discordancia angular sobre rocas del Grupo Yura.

La composición es andesítica y de textura porfirítica. El color

dominante es marrón rojizo que cambia a verdoso por la alteración

clorítica.

Estas rocas volcánicas incluyen localmente un horizonte de calizas

que lateralmente se hacen lodolíticas.

La potencia estimada es de 900 metros, observando en algunas

secuencias, adelgazamiento de los horizontes volcánicos tanto en

41

su rumbo como en buzamiento. La edad de este grupo es de

Mioceno.

C. Depósitos volcánicos recientes

Suprayaciendo en marcada discordancia a las rocas basales,

afloran extensas cubiertas de lavas andesiticas, riolitas, dacíticas y

tufos de similares composiciones. Se presentan generalmente en

bancos gruesos, con seudo estratificación subhorizontal.

D. Depósitos clásticos recientes

Materiales aluviales, coluviales, morrénicos, fluvioglaciares, etc.,

constituyen acumulación de potencia y extensión variables.

E. Rocas ígneas intrusivas

Se exponen intrusitos subvolcánicos de composición riolítica,

riodacítica y andesítica, a manera de diques y domos.

Fuente: Departamento de Geología Minera Bateas.

Figura 3. 1: Columna estratigráfica del área de Bateas.

42

3.2.3. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL

La principal estructura de la región está representado por la

Caldera Caylloma, localizada al Sur del Campamento de

Huayllacho, Esta es del tipo resurgente, cuyas características

morfológicas bastante bien preservadas guardan relación con la

topografía actual.

La Geología Estructural en el área se ve gracias al relieve

topográfico existente en la zona. Un claro ejemplo es la veta

Bateas que se observa en la parte alta del túnel Pumahuasi. Esta

tiene un rumbo NE. En la margen derecha del río Santiago, se

puede observar una grieta de considerable elongación, que se

correlaciona con el afloramiento de la veta Bateas. En la misma

área con dirección SO (NE) junto a la veta Bateas, en sentido

perpendicular se observa otras grietas, que están relacionados

con la veta Don Luis II.

Las estructuras del área están relacionadas principalmente con los

movimientos tectónicos del ciclo andino. Las evidencias

estructurales de las orogenias más antiguas están indicadas, en

primer lugar, por el metamorfismo regional que afecta a las rocas

del Complejo Basal de la Costa y por las discordancias angulares

que ponen de manifiesto el ciclo hercínico, reconociéndose las

fases eo y tardi-hercínicas.

Las principales zonas estructurales de la región se han diferenciado

según la magnitud y el estilo de deformación que han sufrido las

rocas debido en parte a su diferente naturaleza y a la variada

intensidad de los esfuerzos que han actuado, materializados ellos

por pliegues, fallas y diaclasas que se observan en todas estas

zonas. Se ha dividido el área de oeste a este en varias zonas con

características estructurales propias, así tenemos: Zona de

Fallamiento en Bloques. Zona de Emplazamiento del Batolito. Zona

Plegada y Zona Poco Deformada.

43

Fuente: Gabinete de geología minera Bateas.

Figura 3. 2: Imagen satélite e interpretación estructural de Caylloma

3.2.4. GEOLOGÍA ECONÓMICA

El yacimiento de Caylloma, es de tipo hidrotermal de baja

temperatura (Epitermal). El mineral se encuentra rellenando

fracturas, formando vetas y afloramientos. Las características de

algunos tramos de mineralización es presentar textura tipo

bandeada, dando la impresión de haber sido depositado en un

ambiente sedimentario. Las Principales Estructuras Mineralizadas

Mina Bateas son las siguientes: Eureka, Toro, Santa Rosa, San

Pedro, Blanca, Trinidad, Domingo, San Cristóbal y Animas

Es un yacimiento argentífero con minerales tales como: plata

nativa, plata roja, tetraedrita (freibergita), galena (argentífera). La

paragénesis o secuencia de depositación de los minerales en el

tiempo, ha sido determinada en base a observaciones

mineragráficas realizadas por M.R. Allen, L.T. Larsen y Fornari.

Cambios producidos en la roca por acción hidrotermal de las

soluciones mineralizantes, se presentan en forma de aureolas no

muy definidas, está restringida a ambos lados de la estructura

mineralizada y es menos conspicua según que nos alejemos de

ella, se distinguen las siguientes

44

A. MINERALOGÍA DEL YACIMIENTO

Es un yacimiento polimetálico con presencia de minerales

argentíferos tales como; plata nativa, plata roja, tetraedrita

(freibergita), galena (argentífera).

MINERAL SÍMBOLO

Sulfuros

Esfalerita ZnS

Galena PbS

Calcopirita CuFeS2

Pirita FeS

Marcasita FeS2

Alabandita MnS

Bornita Cu5FeS4

Covelita CuS

Carbonatos

Calcita CaCO3

Rodocrosita MnCO3

Sulfosales

Tetraedrita Cu12Sb4S13

Pirargirita Ag3SbS3

Proustita Ag3AsS3

Óxidos Magnetita Hematita

Fe3O4

Fe OHidróxidos Limonita Psilomelano

FeO.OH. nH2O (Ba+2, Mn+2)3, O

Silicatos

Cuarzo SiO2

Rodonita (Ba+2, Mn+2)3, Mg Fuente: Gabinete de geología minera Bateas.

Tabla 3. 1: Mineralización del yacimiento.

Los minerales: pirita, esfalerita, galena, chalcopirita, tetraedrita,

marcasita, polibasita, pirargirita, estefanita, estromeyerita, jalpaita,

argentopirita, miargirita, buornonita, oro nativo y estibina (veta

corona de antimonio), relacionados a una ganga de cuarzo,

rodonita, johansonita y calcita señalan un origen epitermal para

este depósito.

Los minerales secundarios psilomelano, pirolusita goetita,

hematita, calcosina, covelita, bornita y rejalgar (veta corona

antimonio) se reconoce en la zona de oxidación. En profundidad se

45

observa un incremento de Plomo, cobre y zinc en las vetas Bateas,

Ánimas y San Cristóbal.

B. ALTERACIÓN HIDROTERMAL. Las alteraciones más notables y difundidas son la propilítica y la

argílica. La primera se presenta como intensas áreas verdosas en

todo el yacimiento y está constituida por un agregado fino de clorita,

calcita y pirita. La alteración argílica está constituida por minerales

arcillosos manchados por limonitas.

La silicificación y adularización se encuentran localizadas en las

estructuras de vetas y como impregnaciones en las rocas

encajonantes siempre acompañado con diseminaciones de pirita.

Fuente: Gabinete de geología minera Bateas.

Figura 3. 3: Flujo de andesita con alteración cuarzo-adularia.

Fuente: Gabinete de geología minera Bateas.

Figura 3. 4: Flujo de andesita con alteración propilítica

46

C. MINERALOGÍA Y PARAGÉNESIS

Las vetas consisten en un relleno complejo y multiepisódico con

texturas características de relleno de espacios abiertos como

bandeado crustiformes, bandeado simétrico, geodas, brechas y

texturas en escarapela. En general, cuanto más complejo es el

relleno la mena es más rica y de mayor ley. Las brechas consisten

en clastos angulosos de roca de caja de hasta 50 cm de diámetro

cementados por material de veta con textura en escarapela. El

bandeado crustiforme simétrico es la textura más comúnmente

encontrada, donde los estudios tempranos de deposición se

encuentran hacia los hastiales de las vetas, mientras que los

estadíos más jóvenes se desarrollan hacia el centro de las vetas.

Los minerales de ganga principales que forman la mayor parte del

volumen de las vetas son cuarzo, rodonita (a manera de

simplificación se cita como rodonita a una gama de silicatos de

manganeso que incluyen bustamita, johansonita, además de

rodonita), rodocrosita y calcita. También se reconocen cantidades

variables de adularia, sericita, baritina y helvita.

Los minerales de mena más comunes son pirita, esfalerita, galena,

calcopirita y tetraedrita (freibergita). Minerales de mena de

importancia secundaria por su menor abundancia incluyen

polibasita, estefanita, argentita, plata nativa, pirargirita, miargirita,

calcosina, oro nativo, boulangerita, estibina, alabandita y otros

sulfosales de plata y plomo. En general, los minerales de mena

forman bandas delgadas y ricas, mientras que los sulfuros

diseminados en la ganga (a excepción de la pirita) son escasos. El

estadío de cuarzo es una excepción a lo dicho precedentemente,

ya que sulfuros de grano grueso, principalmente esfalerita, se

encuentran diseminados en la ganga. El orden en el que precipitan

los sulfuros y sulfosales es, en general, el mismo en todo el

depósito, donde se reconoce esfalerita temprana, probablemente

junto a algo de pirita, seguida de galena. La calcopirita aparece

47

como ex solución dentro de la esfalerita y se la reconoce

remplazando a esfalerita y galena, mientras que los sulfosales de

plata están en los estadíos finales de precipitación de sulfuros. La

pirita envuelve tanto a la galena como a la esfalerita evidenciando

que su precipitación también puede ser tardía con respecto a los

sulfuros de metales base.

Fuente: Gabinete de geología minera Bateas. Figura 3. 5: Pirita y esfalerita

Levantamientos de detalle en superficie e interior mina,

principalmente en veta Bateas, San Cristóbal, La Plata y Ánimas,

han permitido identificar una compleja secuencia paragenética.

Cuatro estadíos principales de deposición mineral han sido

reconocidos: estadío inicial, estadío de manganeso, estadío de

cuarzo y estadío final, dos de ellos a su vez, presentan una

compleja evolución con la presencia de varios subestadíos.

D. ZONACIÓN DE MINERAL.

La distribución y abundancia relativa de los diferentes estadíos de

precipitación mineral no es bien conocida, principalmente debido a

la falta de mapeos y muestreos sistemáticos; a pesar de ello, se

puede afirmar que el estadío de manganeso representa la mayor

parte del volumen de las vetas económicas y de los clavos

mineralizados. Variaciones en la composición mineral y contenido

de metales, principalmente dentro del estadío de manganeso,

48

muestra una fuerte zonación tanto en sentido vertical como

horizontal.

La zonación vertical en Veta Bateas se puede apreciar en la

siguiente imagen.

E. DISEMINACIONES

La diseminación de cobre está acompañada con mineralización de

plomo, zinc y plata, aunque con leyes bajas. Así mismo, en la zona

de diseminación se puede observar un enrejado de vetillas

(stockwork) con mineralización de Pb, Zn, Cu y Ag.

F. CONTROLES DE MINERALIZACIÓN

CONTROL ESTRUCTURAL: Estructuralmente, la deposición de

minerales ha sido controlada mayormente por fracturas de tensión

y en menor cantidad por las fracturas de cizalla, contactos entre

diferentes tipos de rocas. Todas estas estructuras guiaron las

soluciones mineralizantes. Las fracturas de tensión y algunas de

cizalla dieron lugar a la formación de vetas en los diferentes tipos

de rocas.

El hecho de que las vetas estén hospedadas en fallas normales

pone de manifiesto su formación en un ambiente distintivo. Aquí,

se ve un control de modelo estructural en donde las vetas

principales han sido hospedadas en fallas subparalelas de rumbo

NE con movimiento normal-dextral y también en fracturas

tensionales relacionadas a las fallas.

CONTROL LITOLÓGICO: La litología ha jugado también un rol

importante en la deposición y distribución de la mineralización

dentro del distrito. Los diferentes tipos de rocas han dado lugar a

distintos tipos de depósitos.

Tenemos la interacción del Grupo Yura, Grupo Tacaza y Grupo

Orcopampa en general.

49

3.3. ASPECTOS MINEROS - BASES TEORICAS

3.3.1. RECURSOS MINEROS

Es la concentración u ocurrencia de un material natural, sólido,

inorgánico, u orgánico fosilizado terrestre de tal forma, cantidad, y

calidad que existe una razonable apreciación acerca de su

potencial técnico-económico. La localización, tonelajes,

contenidos, características geológicas, y el grado de continuidad de

la mineralización es estimada, conocida, o interpretada a partir de

específicas evidencias geológicas, metalúrgicas, y tecnológicas

(Vienne, 2014).

El término recurso minero cubre mineralizaciones y materiales

naturales de interés económico intrínseco los cuales han sido

identificados y estimados a través de actividades de exploración,

reconocimiento, y muestreo. De acuerdo al grado de confiabilidad

existente, los recursos se clasifican en Medidos, Indicados, e

Inferidos.

3.3.1.1. RECURSO MEDIDO

Es aquella porción del recurso minero para el cual tonelaje,

densidades, leyes, características geológicas,

geometalúrgicas, y geotécnicas han sido estimadas y

caracterizadas con un significativo nivel de confianza.

Significativo, en este caso, explicita variaciones de esas

características que resultan en una desviación máxima (por

ejemplo, en el caso del cobre una desviación menor al 7%

trimestral) en los contenidos de un plan minero a un nivel de

confianza determinado (por ejemplo, 90%), (Vienne, 2014).

Esta categoría requiere un alto nivel de confianza en la

interpretación geológica. La confianza en este tipo de

recurso es la que permite la aplicación de conceptos técnicos

50

y económicos para la evaluación de la viabilidad económica

de esos recursos.

3.3.1.2. RECURSO INDICADO

Es aquella porción del recurso minero para el cual tonelaje,

densidades, leyes, características geológicas,

geometalúrgicas, y geotécnicas han sido estimadas y

caracterizadas con un razonable nivel de confianza.

Razonable significa, en este caso, la apreciación equivalente

que dos o más observadores independientes puedan otorgar

a un parámetro de interés seleccionado utilizando la misma

base de información (Vienne, 2014)

El mineral puede ser codificado como recurso indicado

cuando la naturaleza, calidad, cantidad, y distribución de

datos son las que permiten una adecuada interpretación

geológica de modo que la continuidad y caracterización de

la mineralización puede ser aceptablemente asumida.

3.3.1.3. RECURSO INFERIDO:

Es aquella porción del recurso minero para el cual las

estimaciones de tonelaje y ley están afectas en exactitud y

precisión debido a muestreos fragmentarios, limitados, y a

percepciones asumidas sobre su continuidad geológica, y a

extrapolaciones de carácter más bien subjetivo sobre la

naturaleza de los controles de la mineralización.

La confiabilidad en la estimación de estos recursos es

insuficiente para garantizar una aplicación significativa de

parámetros técnicos y económicos asociados con ellos o

para posibilitar una evaluación sobre su viabilidad

económica a fin de informarla sustentada y públicamente,

Debido a las incertidumbres asociadas con el recurso

51

inferido no existe certeza de que todo este mineral o una

porción de él se convierta en recurso indicado o medido

como resultado de un reconocimiento adicional (Vienne,

2014).

La categorización de los recursos, por parte de las áreas de

geología, se realiza ya sea en base a criterios geo

estadísticos, relacionados con el número de muestras,

alcance y radio de búsqueda o con la densidad de la malla

de sondaje asociada a los bloques.

3.3.2. RESERVA MINERA

La reserva minera está constituida por aquellas porciones que,

después de aplicar parámetros y factores mineros, resultan en

tonelajes y contenidos los cuales, en opinión de la persona

competente calificada pueden ser la base de un proyecto viable

considerando factores técnicos, económicos, medioambientales,

legales y gubernamentales relevantes, (Vienne, 2014). Es una

porción de los recursos medidos e indicados económicamente

extraíbles acorde a un escenario productivo, medioambiental,

económico y financiero resultado de un plan minero. Las reservas

mineras se subcategorizan en reservas probadas y probables en

las que la primera posee un mayor grado de confianza que las

segunda.

3.3.2.1. RESERVA PROBADA

Es aquella porción del recurso medido económicamente

extraíble. Esta reserva incluye material diluyente y pérdidas

de tonelaje que pueden ocurrir a consecuencia de la

extracción minera. La definición de reserva probada se basa

en estudios de factibilidad incorporando parámetros mineros,

metalúrgicos, tecnológicos, económicos, comerciales,

legales, medioambientales, y otros factores regulatorios

52

gubernamentales que pudieran eventualmente existir. La

categorización de la reserva minera está determinada

primariamente por la clasificación correspondiente al recurso

minero y debe ser hecha por la persona competente

calificada (Vienne, 2014).

El recurso indicado debe convertirse primero en reserva

probable. Tan sólo cuando ese recurso es convertido en

recurso medido, éste puede ser convertido en reserva

probada. El paso directo del recurso Indicado a reserva

probada no está permitido. El recurso medido puede dar

origen a reserva probada o reserva probable.

3.3.2.2. RESERVA PROBABLE

Es aquella porción del recurso indicado, así como

eventualmente del recurso medido económicamente

extraíble. Esta reserva incluye material diluyente y pérdidas

de tonelaje que pueden ocurrir a consecuencia de la

extracción minera. La definición de la reserva probable se

basa en evaluaciones las que pueden incluir estudios de

factibilidad incorporando parámetros mineros, metalúrgicos,

tecnológicos, económicos, comerciales, legales,

medioambientales, y otros factores gubernamentales. Estas

evaluaciones y proyecciones demuestran, al momento en

que ellas se informan, que la extracción está razonablemente

justificada.

Conforme al código, estas fases incluyen el prospecto de

exploración el cual da origen a la Idea, el estudio de

diagnóstico el que da origen a la Ingeniería de perfil y el

estudio de prefactibilidad el que da origen a la Ingeniería

conceptual. El estudio de factibilidad cierra el proceso de

conversión y constituye la base de la bancabilidad de esos

activos mineros (Vienne, 2014).

53

La reserva probable tiene un menor nivel de confianza que

la reserva probada. Ver Figura 3.6 y 3.7.

Fuente: Gabinete de geología minera Bateas. Figura 3. 6: Conversión de recursos a reservas

Fuente: Gabinete de geología minera Bateas. Figura 3. 7: Recursos y reservas minables

3.3.3. MINERAL DE BAJA LEY

Se considera mineral de baja ley al recurso diluido cuyo valor está

por debajo del valor del Becoff (Cubre los costos totales), este valor

depende del tipo de explotación. Ver Figura 3.8.

Este mineral de baja ley se encuentra intermedio en los tajos

económicos por lo cual su rotura es necesaria para poder acceder

54

a las zonas económicas, por eso el costo de rotura, sostenimiento

y otros se tienen que asumir de todas maneras.

Fuente: Gabinete de geología minera Bateas.

Figura 3. 8: Recursos totales y mineral de baja ley

3.3.3.1. BECOFF

En la actualidad hay dos criterios para calcular reservas

mineras y realizar planes mineros, estos son por la ley de

corte y por el costo de corte por tonelada o máximo beneficio.

Al costo de corte por tonelada extraída en Minera Bateas se

le llama Becoff. Este cubre los costos totales.

Los costos son uno de los parámetros más importantes para

el negocio minero, de éste depende la variación de

generación de utilidades. Una empresa minera se vuelve

más rentable si mantiene sus costos controlados y trata de

minimizarlos. Definimos el término de becoff al costo total,

ésta incluye el costo de transporte y venta de concentrados.

Cada negocio, para tomar decisiones de negocios

importantes, necesita conocer cuál es su costo de

producción. Hay una amplia variedad de formas para

presentar y aplicar los costos, y algunos conceptos de costo

son más apropiados para cierto tipo de problemas que otros.

En esta sección se introducen algunos de los conceptos de

costo más importantes, incluyendo:

55

Costos fijos

Costos hundidos

Costos recuperables

Costos de oportunidad

Costos variables

Costos operativos

Penalidades

Todo negocio incurre en costos que no varían con la

producción, así como también de costos que si lo hacen. Un

costo fijo es un gasto que no varía con el nivel de producción.

Los pagos anuales para mantener un denuncio minero

(asumiendo que los pagos son independientes de la

producción) es otro ejemplo de un costo fijo. El costo de

construcción de una línea de alto voltaje hacia una mina es

otro costo fijo.

La porción de un costo fijo que no es recuperable son los

costos hundidos. Los costos hundidos no deben afectar las

decisiones subsecuentes ya que son gastos efectuados en

el pasado que son irrecuperables. En la preparación de un

flujo de caja minero los costos hundidos son excluidos.

3.3.4. MÉTODOS CLÁSICOS DE VALORACIÓN DE PROYECTOS

Seleccionar inversiones consiste en decidir si un proyecto debe ser

realizado o no. Cualquier inversión se puede definir por la corriente

de pagos e ingresos que origina, considerando cada uno en el

momento en el que se produce. Así la empresa debe evaluar todas

las entradas y salidas de caja que se produzcan como

consecuencia de la inversión, tanto en la actualidad como en el

futuro, para obtener una medida del valor de cada proyecto. En

general, la aceptación de proyectos con valor positivo permite que

56

se incremente el valor global de la empresa; mientras que aquellos

con valor negativo no se realizarán.

Estos métodos clásicos se dividen en dinámicos y estáticos, según

tengan en cuenta o no el factor tiempo. De entre los métodos

estáticos, destacan el método del período de recuperación (pay-

back) y el del rendimiento porcentual. Los métodos dinámicos más

utilizados son el del valor capital o valor actual neto (VAN), la tasa

interna de retorno (TIR), el pay-back descontado y el índice de

rentabilidad por flujos de caja descontados (Rivera Alonso, 2013).

Los métodos dinámicos para la evaluación de inversiones, tienen

en cuenta la flexibilidad en las inversiones, la que no considera el

VAN estático tradicional.

Los métodos tradicionales son:

a) Valor Actual Neto (VAN): El VAN es la diferencia entre el valor

actual de los flujos de caja netos que produce una inversión y la

inversión inicial requerida para llevar a cabo el proyecto, y

representa el aumento o disminución del valor de la empresa al

realizar la inversión. El método del VAN tiene en cuenta el valor del

dinero en el tiempo

b) Tasa Interna de Retorno (TIR): La TIR es la tasa de interés que

iguala el valor actual de los rendimientos futuros esperados con el

coste de la inversión inicial (es decir VAN= 0). Informa acerca de

cuál es la tasa de rendimiento porcentual generada por un

proyecto. Es importante tener en cuenta que las hipótesis de

partida son similares a las empleadas en el método del VAN,

(Rivera Alonso, 2013).

Cabe destacar que la TIR es una medida cómoda y ampliamente

utilizada que indica la tasa de rentabilidad de los proyectos de

inversión de una empresa.

57

c) Payback descontado: Este método dinámico consiste en

determinar cuánto tiempo tarda en recuperar la empresa la

inversión inicial, teniendo en cuenta el valor del dinero en el tiempo,

es decir, actualizando los flujos de caja al momento inicial.

El período de recuperación se obtiene restando de la inversión

inicial los flujos de caja (netos y descontados) obtenidos en años

sucesivos de la vida del proyecto, hasta que los flujos generados

igualen a cero o superen la inversión inicial, usando como interés

de cálculo el coste de capital de la empresa.

3.3.4.1. LIMITACIONES DE LOS MODELOS CLÁSICOS

Los criterios anteriores realizan una previsión de todos los

flujos de caja que el proyecto a emprender generará en el

futuro, calculando el valor actual de estos y comparándolo

con la inversión inicial que supondrá la realización de dicho

proyecto.

Los flujos de caja que se espera que genere el proyecto son

habitualmente reemplazados por los valores medios

esperados y éstos se pueden tratar como valores conocidos

desde el principio del análisis. Esto impide que la dirección

del proyecto pueda alterarlos al ir adaptando su gestión

conforme varíen las condiciones imperantes en el mercado

durante toda la vida del proyecto. Esto es conocido como

flexibilidad operativa, y aportará valor al proyecto. Esto no lo

refleja el enfoque tradicional del Valor Actual Neto (VAN).

La tasa de descuento aplicada es conocida y constante, y

sólo depende del riesgo del proyecto. Esto quiere decir que

el riesgo es constante, suposición errónea para la mayoría

de las situaciones que nos encontramos, puesto que el

riesgo variará en función del tiempo que reste de proyecto,

de la rentabilidad actual del proyecto en función de su

apalancamiento financiero y de las decisiones que tomen los

58

directivos durante el desarrollo del proyecto. Por tanto,

implica que la tasa de descuento, además de ser incierta,

varía con el tiempo.

En gran variedad de proyectos el riesgo disminuye conforme

avanza, puesto que la dirección del proyecto tiene más

información sobre él y es capaz de intuir con mayor exactitud

los flujos de caja que faltan por generar; Además la dirección

tratará de utilizar conocimiento adquirido para maximizar

estos flujos que están a la espera de recibirse.

Los métodos clásicos de valoración solo toman algunos

caminos de la multitud de caminos posibles a la hora de

hacer proyecciones del activo subyacente a lo largo de todo

el tiempo. Esto puede parecer una invención debido a la gran

variabilidad de las previsiones de un proyecto en un

horizonte temporal, por esto es necesario esbozar esos

caminos, para realizar las simulaciones.

3.3.4.2. APLICACIÓN A PROYECTOS

Como se describió, el método del VPN, ya sea determinístico

o con consideraciones de riesgo (simulación estática,

simulación dinámica, análisis de sensibilidad, análisis de

escenarios, ajuste a la tasa de descuento) no conduce a

decisiones erróneas cuando un proyecto es muy bueno o

muy malo. Sin embargo, en casos en que la rentabilidad del

proyecto es cercana al límite exigido, será necesario precisar

la estimación, aplicando métodos más avanzados, tales

como la valoración por opciones reales.

El VPN no relaciona el nivel de riesgo con las posibilidades

de respuesta operacional del proyecto. Tampoco considera

la capacidad de reacción que tiene el administrador de un

proyecto para responder ante contingencias.

59

3.4. MINA

3.4.1. DESCRIPCIÓN DE MINA

Actualmente la empresa minera desarrolla la explotación

subterránea mediante la aplicación del método “Corte & Relleno

Ascendente” utilizando el sistema Trackless, con sus variantes de

perforación “Breasting y Realce” en función a la calidad de roca.

Perforación. ‐ La perforación en los tajeos pequeños (<1.5 metros

de ancho) se realiza mediante el uso de máquinas perforadoras

neumáticas tipo Jackleg y en tajeos de mayor amplitud se emplean

equipos de perforación electro‐hidráulica (Jumbos). La longitud de

perforación es variable con máquinas neumáticas entre 5‐8 pies y

con equipos electro‐hidráulicos entre 8‐14 pies dependiendo de la

variante de perforación.

Voladura. ‐ El “carguío y voladura” en la mayoría de los tajeos, se

realiza usando el sistema de iniciación con mecha de seguridad,

emulsiones explosivas para el cebado y nitrato de amonio

mezclado con combustibles (ANFO) para la carga de la columna.

El sostenimiento. ‐ El sostenimiento en los tajeos actualmente se

realiza Mediante la aplicación del concreto lanzado (shotcrete)

reforzados con malla electrosoldada, pernos expansivos, pernos de

fricción y pernos cementados‐resina según el estándar de

sostenimiento actual. En inspecciones visuales a la masa rocosa

en los frentes se observa un deterioro importante en las

propiedades resistentes de la masa rocosa como resultado del

proceso de voladura, esto probablemente asociado al tipo de

explosivos, accesorios de voladura empleados y falta de control de

calidad (monitoreo de vibraciones, restricciones de velocidad pico

de partícula).

60

Esta situación de daño al macizo rocoso actualmente conlleva a

sobredimensionar el sostenimiento, elevando los costos,

incrementa la dilución y genera condiciones sub ‐ estándares

(masas rocosas disturbadas, sobre ‐ excavadas e inestables) en los

cuales no se garantiza la funcionalidad de los elementos de

sostenimiento.

Limpieza del mineral. ‐La limpieza de mineral desde los tajeos se

realiza usando equipos LHD, las distancias de acarreo (desde los

tajeos hacia los Ore Pass, las cámaras de carguío y/o a los

volquetes) es variable entre los 100 a 400 metros, la capacidad de

los equipos de carguío varía entre “3.0 – 6.0 yard3”.

Preparación para el relleno. ‐ La preparación para el relleno

hidráulico es sencilla consiste orden y limpieza, iluminación del

área de trabajo, marcado de nivel de relleno según la variante de

explotación (Realce‐Breasting), conformación de barreras (dique‐tapón), protección de barreras con yute para evitar pérdida de finos,

tendido de tuberías; en el caso del relleno detrítico la preparación

consiste básicamente en realizar orden y limpieza, iluminar el área

de trabajo, marcado del nivel de relleno según la variante de

explotación.

Relleno en los tajeos. ‐ En el caso relleno hidráulico la pulpa de

relaves gruesos es transportada por tuberías desde la planta de

relleno hasta los tajeos; en el caso del relleno detrítico este se

realiza utilizando equipos LHD. Las distancias de acarreo entre los

puntos de acumulación de desmonte y los tajeos a rellenar varían

entre 100‐400 metros. La capacidad de los equipos varía entre “3.0 ‐ 6.0 yard3”. El relleno constituye una componente fundamental del

método de minado y no disponer del mismo en tiempo y volumen

genera condiciones sub ‐ estándares de minado (alturas de

excavación que van desde los 4.0‐7.0 metros, anchos que van

61

desde 5.0‐15.0 metros, donde el uso de barretillas para el desatado

de roca no es adecuado y la iluminación es deficiente), inestabilidad

de las paredes del tajeo (descompresiones‐relajación), finalmente

significa una restricción total para la continuidad del ciclo de minado

(paraliza las operaciones en el tajeo, generando rotación del

personal, desperdicio de recursos y baja productividad hombre

guardia).

Restricciones. ‐ La calidad de masa rocosa en las estructuras

mineralizadas condiciona la aplicación de las variantes de

explotación (Breasting y Realce), baja eficiencia operativa, alto

costo de sostenimiento, genera condiciones subestándares (en

zonas de corte y cuñas de grandes dimensiones, donde la

aplicación del estándar de sostenimiento no garantiza su

funcionalidad).

Lineamientos del método actual. ‐ Los lineamientos del método

“Corte & Relleno Ascendente”, deducidos del análisis e

interpretación de información recabada son:

Ancho de minado. ‐ Variable debido a la forma de las estructuras

mineralizadas, están asociado mucho a la potencia de las

estructuras mineralizadas (muy ancho para la calidad de roca y el

estándar de sostenimiento actual), la variante de explotación, las

dimensiones de máquinas‐equipos (perforación, limpieza y

sostenimiento) y tipo de relleno aplicado (Detrítico e Hidráulico).

Altura de corte. ‐ Variable dependiendo de las variantes de

perforación, máquina-equipo de perforación; sin embargo, existen

otros condicionantes (calidad de la masa rocosa, dimensiones de

elementos de sostenimiento, herramientas – accesorios empleados

para el desatado de rocas sueltas, instalación de pantallas

eléctricas para iluminación de espacios de trabajo entre otros

aspectos).

Altura de labores. ‐ En tajeos de perforación en Breasting,

culminada la limpieza del mineral se tiene una altura máxima de 4.0

62

metros, en tajeos con perforación en Realce < 75° la altura máxima

observada hasta 6.0 metros (restricción de altura indica <=4.0

metros, por tanto, es sub ‐ estándar el minado en esta variante de

perforación). Esto en la práctica debería ser un estándar, alturas de

excavación mayores a las indicadas (>4.0 metros) requiere de

equipos mecanizados para realizar el desatado de rocas y el

carguío de los taladros para voladura, de otro modo es sub ‐ estándar, salvo se varíe el método de explotación.

El valor del mineral. ‐ El valor de mineral explotado mediante “Corte

& Relleno Ascendente”, en cierto modo es controlado dentro de lo

permisible dado a que es un “método selectivo” donde la dilución

promedia se encuentra 12‐18%, en los escenarios promedio de

voladura.

3.4.2. PRODUCCIÓN

La producción de minera Bateas es de 1500 TM/día manteniendo

un promedio de 45,000 TM/mes y una producción de 535,000

TM/año.

La programación anual es en forma trimestral con el fin de ver la

posibilidad de producir y de esta manera tomar decisiones

cuantitativas que no solamente estén supeditados a la experiencia

e intuición.

Factores directos de la producción:

Las reservas de mineral, calidad de la mano de obra, instalaciones

y equipos que el mercado ofrece y método de minado, etc.

El método de minado depende de la formación geológica del

cuerpo mineralizado, de su localización y adaptabilidad, de la

dilución, ancho de veta y de su extensión.

63

VETA NIVEL LABOR ENE FEB MAR ABR MAY JUN JUL AGO SEP OCT NOV DIC

Animas NE

9 TJ436E 3,731 3,803 4,054 3,211 4,057 3,686 3,859 4,055 3,421 3,466 3,704 3,971 45,017

12 TJ553E 4,545 4,451 4,447 3,949 4,454 4,508 4,303 4,409 4,141 3,946 4,278 4,215 51,647

TJ554E 1,426 1,207 1,409 1,200 1,321 1,138 1,181 1,181 1,525 1,101 1,305 1,426 15,422

TJ556E 5,032 5,099 5,062 5,000 5,012 5,034 5,031 5,271 4,944 4,745 5,018 5,093 60,340

13 TJ627E 1,304 166 1,470

14 TJ750E 507 514 507 507 495 493 502 509 4,035

TJ753E 468 3,476 3,521 3,509 3,107 3,302 3,592 3,313 3,446 3,714 3,488 34,935

TJ754E 1,486 1,357 1,367 1,465 1,346 1,571 1,397 1,156 1,305 1,464 13,913

14 TJ827E 585 575 673 583 587 583 586 740 572 572 452 592 7,098

TJ830E 5,105 5,386 5,676 4,046 5,239 4,933 4,329 5,063 5,196 4,754 5,079 5,702 60,508

Animas

13 TJ612E 4,349 4,342 4,389 4,395 4,454 4,065 3,845 3,995 4,164 3,769 3,861 4,236 49,863

TJ626E 3,929 3,657 3,158 3,193 2,997 2,968 2,956 2,638 2,895 2,689 1,205 32,284

TJ627E 720 715 1,435

TJ660E 1,248 767 1,670 534 915 900 761 1,229 693 885 874 1,132 11,606

Cimoide ASNE

12 TJ110E 1,394 1,437 1,330 1,259 1,484 1,532 1,440 1,187 1,121 1,184 1,477 1,792 16,637

TJ111E 4,255 4,179 4,221 5,002 5,050 4,864 4,850 5,298 5,534 5,451 4,864 4,855 58,424

Nancy

10 TJ240E 1,372 1,286 1,072 1,097 1,271 1,314 1,391 1,728 1,353 1,104 1,305 1,401 15,695

TJ260E 908 903 1,134 2,945

12 TJ340E 928 1,089 1,212 1,020 1,079 1,124 935 1,385 1,144 953 1,021 1,229 13,120

TJ360E 1,640 1,807 1,802 5,249

TJ460E 1,773 1,762 1,806 1,304 1,441 1,737 1,791 1,929 1,758 112 15,414

Ramal Techo ASNE

12 TJ203E 1,049 918 598 590 1,002 800 594 722 1,335 1,124 2,326 2,458 13,516

TJ204E 756 695 760 739 754 729 491 4,925

TOTAL 43,500 42,000 46,500 42,000 46,500 45,000 43,500 46,500 45,000 43,500 45,000 46,500 535,500

Fuente: Gabinete planeamiento mina.

Tabla 3. 2: Producción mensual y anual 2019

64

3.4.3. CICLO OPERATIVO - RAMPA

Los trabajos para el ciclo operativo de la rampa comprenderán:

perforación, voladura, ventilación, desate de roca, sostenimiento,

limpieza y acarreo.

Perforación

Para los trabajos de perforación en la rampa 462 N se realizarán

con el equipo jumbo electrohidráulico marca Sandvik modelo

Quasar DD210 de un solo brazo con barras de longitud de 12 pies

con diámetros de broca de 45 mm y el rimado de taladros de alivio

será con brocas de diámetro de 102 mm.

Voladura

Se empleará explosivos combinados de la empresa famesa y exsa,

Emulnor 5000 1 ¼ x 12 para el cebo de todos los taladros del frente

de la labor, para completar los taladros de la corona se utilizará

Emulnor 3000 1 ¼ x 12, para completar el carguío de los taladros

se empleará Examon (anfo) y cordón detonante 5P; como

accesorios se utilizará faneles de periodo largo 4.0 m, guía

ensamblada 2.4 m de longitud – Carmex que será acompañado con

mecha rápida de 1 metro de longitud.

Ventilación

El ingreso de aire limpio para la labor de avance se realizará por

chimeneas de ventilación realizadas con sistema convencional la

que tendrá una capacidad de 30000 CFM las cuales serán

empalmadas con mangas de 28 “de diámetro, la ventiladora

principal de 100,000 CFM está ubicada en superficie que insuflara

de aire fresco al interior de la mina desde bocamina del nivel 8.

Desate

Los trabajos de desate de roca se realizarán con barretillas de

aluminio de longitudes de 6, 8, 10 y 12 pies según su requerimiento,

este trabajo debe de realizarse en avanzada y siempre de dos

personas manteniendo un ángulo de 45ª y si las labores superan

65

los 4 metros de altura el proceso de desate deberá de ser con

equipo (scaler).

Sostenimiento

En la rampa 462N se tendrá diferentes tipos de roca predominando

el tipo III y IV razón por la cual se utilizará como sostenimiento

shotcrete con pernos de anclaje (helicoidal), el departamento de

geomecánica ha elaborado una cartilla para tener un mejor control

e identificación del macizo rocos (anexo 20 – 21).

Limpieza y acarreo

Los trabajos de limpieza de la carga re realizará con equipo

scooptram marca CAT modelo R1300G serie NJBOO189 con

capacidad de 4.2 YD3, el desmonte se cargará a través de cámaras

de carguío hacia volquetes con capacidad de 25 Tn que serán

acumulados en canchas de desmonte ubicados en superficie.

3.4.4. SISTEMA DE BOMBEO

El sistema de bombeo en minera bateas para los trabajos de

profundización estará dado por la sala de bombeo Nª2 que

evacuará el agua existente en la zona negativa de la mina. La

estación de bombeo consta Nª2 consta de tres bombas de alta

presión de 275 HP cada una (dos en operación y una en Stand By).

Cada estación de bombeo impulsa 250 l/s en total, siendo por cada

línea de tubería en operación una impulsión de 125 l/s. La tubería

en esta estación es de ASTM HDPE 14” SDR 11.

La tercera estación de bombeo se ubica en el pie del RB 463, y

cuenta con tres bombas centrifugas de 275 HP cada una (una en

stand by y dos en operación). Esta tercera estación bombea

independientemente por cada línea de tubería 125 l/s es de ASTM

HDPE 14” SDR 11.

El recorrido de esta tubería de la tercera estación será por el RB

463 hasta la actual caja de paso del sistema existente del nivel 12

66

en la cota 4501 msnm; continua por el nivel 12 hasta la actual caja

de paso del sistema existente; en el punto el agua es entregada a

la cuneta que lo conduce al sedimentador, y desde este hacia la

bocamina también por cuneta. La estación de bombeo Nº1 se tiene

como proyecto, su ejecución resultara cuando la profundización

este en el nivel 17.

Para los trabajos de profundización se realizarán cámaras de

bombeo a manera continua para el pase del agua mediante

bombas sumergibles que llevarán el agua hasta la posa

estacionaria Nª2.

Fuente: Servicios auxiliares CMB.

Figura 3. 9: Diagrama de flujo de sistema de bombeo.

67

Fuente: Servicios auxiliares CMB. Figura 3. 10: Vista en planta de sistema de bombeo propuesto

3.4.3.1. CARACTERISTICAS MECÁNICAS Y ELÉCTRICAS DE LAS BOMBAS

Las bombas serán centrifugas con succión axial y descarga

radial, el montaje será horizontal bomba – motor, sistema de

transmisión mediante acople directo con su respectivo

guarda acople, el motor eléctrico es asicronico, trifásico

totalmente cerrado, forma constructiva horizontal, para

operar en instalaciones trifásicas de 60 Hz-460 VAC, el

motor tendrá como norma de protección Nema 4.

3.4.3.2. DISEÑO MECÁNICO

Este punto considera los criterios de diseño para los

servicios de los sistemas de transporte de agua en interior

mina.

Para el diseño del sistema de transporte de agua se parte de

las siguientes premisas:

68

El sistema de transporte de agua debe ser capaz de

conducir el agua desde el Nv. 15 hasta la caja de paso en

el nivel 12.

El sistema debe considerar en lo posible el usar la

infraestructura existente.

TIPO DE FLUJO: Todos los sistemas de agua serán en

general diseñados para flujo presurizado, es decir, para

líneas fluyendo completamente llenas incluyendo el caso de

flujo gravitacional.

VELOCIDAD DE FLUJO: Los sistemas de tuberías de agua

han dimensionados utilizando el siguiente criterio:

Tipo de servicio Velocidad (m/s)

Succión de bombas 1.0-2.0

Descarga de bombas 1.5-2.25

Líneas principales de agua 2

Ramales de agua 1.5-2.25

Fuente: Servicios auxiliares CMB.

Tabla 3. 3: Velocidades de flujo.

CAUDAL DE AGUA: El caudal ejercido por el sistema de

bombeo es de 250 l/s.

3.4.3.3. DIMENSIONAMIENTO Y SELECCIÓN DE BOMBAS

A continuación, se detalla el dimensionamiento y la selección

de bombas de las estaciones de bombeo N.º 1 y 2 donde la

estación de bombeo actual usada es la Nª2

69

TIPO MODALIDAD MODELO APLICACIÓN POTENCIA INSTALADA

(HP)

POTENCIA CALCULAD

A (HP)

Estación de

bombeo N°01

Bomba centrifuga

Operación S/E Sistema de Bombeo

275 259.9

Bomba centrifuga

Operación S/E Sistema de Bombeo

275 259.9

Bomba centrifuga

Stand By S/E Sistema de Bombeo

275 259.9

Bomba alta presión

Operación - Limpieza de sedimentadores

50 46.8

Estación de

bombeo N°02

Bomba alta presión

Operación S/E Sistema de Bombeo

500 472.5

Bomba alta presión

Operación S/E Sistema de Bombeo

500 472.5

Bomba alta presión

Stand By S/E Sistema de Bombeo

500 472.5

Bomba sumergible

Operación S/E Limpieza de sedimentadores

50 46.8

Fuente: Servicios auxiliares CMB. Tabla 3. 4: Dimensionamiento y selección de bombas

3.4.3.4. POTENCIAS

POTENCIA HIDRÁULICA (CÁLCULADA)

El cálculo de la potencia hidráulica se realizará mediante la

siguiente formula:

𝑃 hidraulica = (FS) x ρ x ADT x Q x g1000

Donde:

P hidráulica = en kW

ρ = Densidad del Fluido (kg/m3)

ADT = Altura dinámica total (metros de fluido).

Q = Caudal de diseño (m3/h)

g = Aceleración de la gravedad (m/s2)

(FS) = Factor de Seguridad = 1.15

70

POTENCIA EFECTIVA DEL MOTOR

Para calcular la potencia del motor de la bomba se requiere

conocer los valores de las eficiencias de la bomba y del

motor a utilizar, luego se utilizará la siguiente fórmula:

𝑃 motor = Phidráulicanb x nm

Donde:

P motor = en kW

nb = Eficiencia de la bomba

nm = Eficiencia del motor

Esta potencia es una potencia efectiva del motor a la

elevación donde se ubica la bomba.

A continuación, se detallan las potencias de las bombas a

instalar en el sistema de transporte de agua en interior mina

de la alternativa elegida.

Descripción Eficiencia (n) Potencia calculada

(HP) Motor seleccionado

(HP)

Estación de bombeo N°01

0.67 259.99 275

0.67 259.99 275

0.67 259.99 275

Estación de bombeo N°02

0.67 472.58 500

0.67 472.58 500

0.67 472.58 500

Fuente: Servicios auxiliares CMB. Tabla 3. 5: Potencia de las estaciones de bombeo

71

DIAGRAMA DEL SISTEMA DE BOMBEO ÁNIMAS 2019 MINERA BATEAS

CR 280E

CX 459

CAM 470

CAM 469

CAM 460

CAM 482

EST. Nª 2 VT 466

CAM 466

BP 396 Nv 12

BP 452 Nv 13

BP 472 Nv 14

TUBERÍA HDPE 12"

ESTACIONES DE BOMBEO

LEYENDA

BOMBA HIDROSTAL 350 HP

BOMBA TIGRE 58 HP

BOMBA TIGRE 150 HP

BOMBA FLYGT 58 HP

BOMBA FLYGT 150 HP

TUBERÍA HDPE 4"

Fuente: Servicios auxiliares CMB

Figura 3. 11: Sistema de bombeo 2019

72

3.5. ESTUDIO GEOMECÁNICO

Para determinar la caracterización geomecánica, dimensionamiento

geomecánico de excavaciones y estructuras en roca “puentes y pilares,

análisis de estabilidad por métodos “equilibrio limite y elementos finitos”,

evaluación del sostenimiento. Se realiza la investigación geomecánica de

campo, investigación de laboratorio y trabajos de gabinete, en base a lo

mencionado el estudio se ha desarrollado en dos etapas.

Primera etapa: orientada a realizar trabajos de campo y recopilación de

información técnica proporcionada por MB, para los fines del estudio, siendo

el alcance de esta etapa la conclusión de los trabajos programados en campo.

Segunda etapa: orientada íntegramente a investigaciones en laboratorios y al

desarrollo de trabajos en gabinete (proceso, análisis, interpretación de

información registrada durante investigaciones geomecánicas de campo y

laboratorios e información histórica de MB).

3.5.1. INVESTIGACIÓN DE CAMPO.

El programa de investigaciones geomecánicas complementarias

en campo, ha sido orientado a realizar evaluaciones geomecánicas

en la Veta Ánimas y su entorno realizándose en ella las siguientes

actividades:

Mapeo geomecánico en labores subterráneas mediante los

métodos “Celdas y Líneas” (anexo 23).

Registro de sondajes diamantinos en interior Mina (anexo 19).

Ensayos de mecánica de rocas en campo (resistencia a

compresión, fricción residual, coeficiente de rugosidad de

juntas) ver anexo 10.

73

3.5.2. MAPEO GEOMECÁNICO EN LABORES SUBTERRÁNEAS

Esta evaluación ha sido realizada en labores subterráneas, con la

finalidad de caracterizar la masa rocosa a través de un índice

numérico cuantitativo que permita discretizar la masa rocosa en

“Dominios geomecánicos”. Este mapeo geomecánico ha sido

realizado usando los métodos “Celdas y Líneas”, realizándose en

total 39 Celdas definidas como “EG‐ MB1 39” y 26 Líneas definidas

como “LD‐MB126” (anexo 23).

Los parámetros de “observación y medición” definidos en el mapeo

geomecánico de Mina fueron “obtenidos y registrados” en formatos

estandarizados para propósitos de esta evaluación adecuándolos

a procedimientos sugeridos por la “Sociedad Internacional de

Mecánica de Rocas” (I.S.R.M.). Entre los parámetros descritos en

los registros geomecánicos, podemos destacar: “tipo de roca, tipo

de estructura, orientación de discontinuidades estructurales, grado

de fracturamiento, espaciado, persistencia, apertura, rugosidad,

tipo de relleno, espesor del relleno y condición de agua subterránea

(anexo 19).

3.5.3. REGISTRO GEOTÉCNICO DE SONDAJES DIAMANTINOS

Esta evaluación ha sido realizada en salas de logueo Geológico‐geotécnico que tiene acondicionadas MB en sus almacenes de

sondajes, con la finalidad de caracterizar la masa rocosa a través

de un índice numérico cuantitativo (RMR) que permita discretizar la

masa rocosa en “Dominios geomecánicos”. Este registro

geotécnico ha sido realizado en 02 campañas de 6 y 37 taladros

respectivamente que totalizan 4500 metros lineales de sondajes,

los resultados de estas evaluaciones se encuentran en anexo 19.

Los parámetros de “observación y medición” definidos en el registro

de sondajes de mina fueron “obtenidos y registrados” en formatos

74

estandarizados. Entre los parámetros descritos podemos destacar:

tipo de roca, tipo de estructura, inclinación de promedio de

discontinuidades respecto al eje del sondaje, grado de

fracturamiento, espaciado, persistencia, apertura, rugosidad, tipo

de relleno, espesor del relleno, grado de meteorización y condición

de agua subterránea (inferida en base a evaluaciones del mapeo

geomecánico realizado en 3.5.2).

3.5.4. ENSAYOS DE CAMPO.

Estos ensayos se realizaron como parte del mapeo geomecánico

en excavaciones subterráneas y el registro geotécnico de sondajes

diamantinos (anexo 19), con el objetivo de estimar datos de

resistencia a compresión de roca usando “el martillo de rebote, la

picota de geólogo, penetrómetro de bolsillo”. Además, se realizó

mediciones directas en la masa rocosa para estimar el índice de

calidad de roca “R.Q.D.” mediante determinación del número de

discontinuidades por metro cúbico usando la formulación propuesta

por Palmstrom (RQD=110‐2.5*Jv; donde Jv representa el número

de discontinuidades por metro cúbico del volumen de roca).

También se ha determinado el coeficiente de rugosidad en paredes

discontinuidades estructurales (JRC) y ángulo de fricción residual

usando el tablero inclinable (Tilt Test).

3.5.5. CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA.

Los resultados de la clasificación geomecánica de la masa rocosa

usando el sistema de clasificación geomecánica RMR89 de

Bieniawski, modificado por romana, 2000 advierten la presencia de

variados rangos de calidad de roca en las distintas unidades

litológicas (caja piso, estructura mineralizada y caja techo).Estas

variaciones están asociadas al grado de fracturamiento, la

influencia del agua en el deterioro de las propiedades de

resistentes (cohesión y fricción, los grados de meteorización que

75

afectan a las rocas y los tipos de alteración. Los resultados de la

clasificación geomecánica se muestran en las tablas 3.7 – 3.8.

En la tabla 3.6, se presenta el resumen de clasificación

geomecánica de la masa rocosa que conforman la zona de interés,

utilizando la clasificación geomecánica RMR89 de Bieniawski;

modificado por Romana, 2000.

TI PO DE ROCA RANGO "RMR" CLASIFICACIÓN “RMR"

I 81‐100 Muy Buena

II

71‐80 Buena A

61‐70 Buena B

III

51‐60 Regula r A

41‐50 Regula r B

IV

V

31‐40 Mala A

21‐30 Mala B

< 21 Muy Mala

Nota: Clasificación "RMR89", según Romana 2000. Adaptación

de GLSA para fines del estudio en MB.

Fuente: Departamento de geomecánica CMB.

Tabla 3. 6: Criterio para clasificación geomecánica.

76

CLASIFICACIÓN: CALIDAD DE MASA ROCOSA, SEGÚN VALORACIÓN RMR89 DE BIENIAWSKI, MOFICADA POR ROMANA 2000, ADAPTACIÓN GLSA CLASIFICACION

UBICACIÓN LITOLOGIA DESCRIPCION DE LA MASA ROCOSA RMR GSI

CAJA TECHO

Toba andesítica cristalo lítica, roca piroclástica de textura fragmental conformada por líti cos subangulosos de andesitas microporfídicas y microcristalinas, en una matriz cripto ‐microcristalina de feldespatos y máficos alterados a arcillas, carbonatos, sericitas en menor grado y cloritas, con venillas irregulares de cuarzo, calcita y diseminaciones de pirita.

Estructura rocosa de origen volcánico, caracterizada por su textura de grano fino, color gris ‐verdosa con tonalidad es violáceas y amarillentas en presencia de meteorización especialmente hacia el contacto con la estructura mineralizada. Estructuralmente están "levemente fracturadas, fracturadas, muy fracturadas y eventualmente intensamente fracturadas ", presentan resistencias a compresión simple variables en un amplio rango que va desde "alta, intermedia, baja y mu y baja ".El agua subterránea afecta considerablemente a esta unidad litológica mediante el deterioro de sus propiedades resistentes (cohesión y fricción) específicamente en sectores próximos al contacto con la estructura mineralizada (mayor o menor grado en todos los niveles asociados a su condición estructural y alteración hidrotermal) y en los niveles superiores (Nv.12 al Nv.14) debido al grado de meteorización

75 70

60

50

40

30

20

5

Buena A

Buena B

Regular A

Regular B

Mala A

Mala B

Muy Mala

65

55

45

35

25

MINERAL

Brecha silisificada carbón a tizada (rodocrosita, calcita), rodonitas con diseminación de sulfuros (piritas y minerales o pacos), de textura bandeada coloforme, con impregnaciones de agregados cripto cristalinos de minerales oxidados de manganeso.

Estructura rocosa, color gris oscuras con tonalidades "asociadas a la presencia de rodonita, rodocrosita, cuarzo y calcita ", con intercalaciones de "óxidos y sulfuros". Estructuralmente encuentran "fracturadas, muy fracturadas e intensamente fracturadas" especialmente en sectores asociados a zonas de falla. Presentan resistencias a compresión variable "intermedia, baja y muy baja". El agua subterránea afecta considerablemente a esta unidad litológica mediante el deterioro de sus propiedades resistentes (cohesión y fricción) específicamente en sectores próximos al contacto con las cajas piso y techo, que se constituyen por fallas (F1) en todos los niveles debido a la condición estructural y alteración hidrotermal; en los niveles superiores (Nv.12 al Nv.14) el grado de meteorización (moderada, alta y muy alta) afecta significativamente la calidad de masas rocosas

65 60

40

30

20

5

Buena B

Regular A

Regular B

Mala A

Mala B

Muy Mala

55

45

35

25

10

CAJA PISO Toba andesítica, roca volcánica de textura porfídica y amigdalar,

Estructura rocosa de origen volcánico, caracterizada por su textura de grano fino, color gris ‐verdosa con tonalidades violáceas y amarillentas en presencia de 75 70 Buena A

77

color gris verdosa, conformada por plagio clasas tabulares y máficos prismáticos alterados a arcillas y cloritas respectivamente, en una matriz cripto micro cristalina de feldespatos y máficos alterados a sericitas y cloritas

meteorización especialmente hacia el contacto con la estructura mineralizada. Estructuralmente están "levemente fracturadas, fracturadas, muy fracturadas y eventualmente intensamente fracturadas ", presentan resistencias a compresión simple variables en un amplio rango que va desde "alta, intermedia, baja y muy baja". El agua subterránea afecta considerablemente a esta unidad litológica mediante el deterioro de sus propiedades resistentes (cohesión y fricción) específicamente en sectores próximos al contacto con la estructura mineralizada (mayor o menor grado en todos los niveles asociados a su condición estructural y alteración hidrotermal) y en los niveles superiores (Nv.12 al Nv.14) debido al grado de meteorización.

65 60

50

40

30

20

5

Buena B

Regular A

Regular B

Mala A

Mala B

Muy Mala

55

45

35

25

10 Nota 1: La descripción litológica resumida corresponde a Secciones Transversales al Rumbo de las estructuras mineralizadas en el Sector Central y Sur‐Oeste de la Veta Ánimas (SECCIÓN NW‐SE), en el Sector Norte ‐Este (SECCIÓN NW‐SE), varían ligeramente las litologías especialmente entre "Techo de la Veta Ramal Piso, Piso‐Techo de Veta Cimoide, Piso Techo Veta, Ramal techo "

Nota 2: Valoración RMR 89 de Bieniawski, modificada por Romana 2000, Adaptación GLSA para fines del Estudio de estabilidad en minera Bateas.

Fuente: Departamento de geomecánica CMB.

Tabla 3. 7: Clasificación geomecánica RMR, Minera Bateas.

En la tabla 3.7, se presenta un resumen de la clasificación geomecánica en minera Bateas agrupados por sectores

representativos (SW, Central y NE)

78

TI PO DE ROCA

RMR

Distribución Porcentual Aproximada: Calidad de Masa Rocosa a Nivel de Mina, Según Clasificación Geomecánica RMR89, Niveles "12‐13‐14"

NOR‐ESTE (V. NANCY), falta explorar, por labores, aprox.

NOR‐ESTE (R. PISO, CIMOIDE, R. TECHO) ** SECTOR CENTRAL Y SUR‐OESTE (V. ÁNIMAS)

Caja piso Estructura* Caja techo Caja piso Estructura Caja techo Caja piso Estructura Caja techo

II A 75 Buena: 0 % Buena: 0 % Buena: 0 % Buena: 0 % Buena: 0 % Buena: 0 % Buena: 20 % Buena: 0 % Buena: 30 %

II B 65 Buena: 0 % Buena: 0 % Buena: 0 % Buena: 10 % Buena: 0 % Buena: 15 % Buena: 30 % Buena:15 % Buena: 30 %

III A 55 Regular: 0 % Buena: 0 % Regular: 10 % Regular: 20 % Regular: 20 % Regular: 25 % Regular: 20 % Regular: 30 % Regular: 20 %

III B 45 Regular: 20 % Regular: 0 % Regular: 15 % Regular: 30 % Regular: 40 % Regular: 30 % Regular: 15 % Regular: 30 % Regular: 10 %

IV A 35 Mala: 35 % Regular: 10 % Mala: 30 % Mala: 20 % Mala: 20 % Mala: 10 % Mala: 10 % Mala: 10 % Mala: <5 %

IV B 25 Mala: 40 % Mala: 35 % Mala: 40 % Mala: 15 % Mala: 15 % Mala: 15 % Mala: <5 % Mala: <5 % Mala: <5 %

V 10 Muy Mala:<5 % Muy Mala:<10 % Muy Mala: <5 % Muy Mala: <5 % Muy Mala: <5 % Muy Mala: <5 % Muy Mala: 0 % Muy Mala: 0 % Muy Mala: 0 %

Nota: * Veta Nancy, falta definir mejor la estructura y sus cajas, es muy incipiente en base a la información actual para una mejor descripción, ** Veta R. Techo (en características promedio observadas nivel 12, Ventana 571 c.piso IIIB, veta IIIA, c.techo IIB), en la fecha de evaluación se ha tenido acceso solo en frentes muy puntuales de dicha estructura.

Fuente: Departamento de geomecánica CMB.

Tabla 3. 8: Distribución porcentual aproximada de calidades de roca.

.

79

3.5.6. DIMENSIONAMIENTO GEOMECÁNICO

3.5.6.1. FACTORES DE SEGURIDAD MÍNIMOS.

Los factores de seguridad mínimos adoptados para el

análisis de estabilidad del estudio, se han establecido en

función método de análisis empleado y la escala de

evaluación.

Los métodos de análisis y estabilidad a realizar en el estudio

son:

Métodos de Equilibrio Límite (M.E.L.)

Métodos de Elementos Finitos (M.E.F.)

Estos métodos “M.E.L. y M.E.F.”, constituyen los “análisis de

estabilidad estructuralmente controlada mediante el software

Unwedge” y “análisis de estabilidad debido a esfuerzos,

mediante modelamiento numérico bidimensional usando el

software Phases2” respectivamente. Los límites mínimos del

factor de seguridad en función del método de análisis para

fines del estudio se indican en la tabla 3.9.

RESULTADOS DEL ANÁLISIS DE ESTABILIDAD CRITERIO DE

ESTABILIDAD

ESTRUCTURALMENTE CONTROLADA (MEL)

DEBIDO A ESFUERZOS (MEF)

F.S>1.5

F.S>1.1

Nota: Estos valores del factor de seguridad han sido considerados por GLSA,

para fines de este estudio según el tipo de análisis realizado y el margen de

seguridad que garantice la estabilidad, considerando los imponderables.

Fuente: Departamento de geomecánica CMB.

Tabla 3. 9: Factores de seguridad mínimos.

Los valores mostrados en la tabla 3.9, son valores mínimos

referenciales del “Factor de Seguridad” obtenidos en los

análisis de estabilidad considerados en la práctica ingenieril

80

y con aceptación en el medio local considerando los

imponderables.

3.5.6.2. DIMENSIONAMIENTO DE CÁMARAS Y PILARES.

El dimensionamiento de las “Cámaras y Pilares” considerado

como un aspecto importante del diseño para la explotación

en Mina, se realiza sobre la base de dos aspectos

fundamentales del diseño minero “Seguridad y Economía”.

En este contexto utilizando como herramienta emplearemos

el algoritmo propuesto por “Obert & Duvall, 1967” para

realizar el dimensionamiento de “Cámaras y Pilares”, según

la siguiente expresión matemática:

Sp = σci ∗ ⌈0.78 + 0.22 ∗ (WH )⌉

La información necesaria el dimensionamiento de las

“Cámaras & Pilares” asociados a este proyecto usando el

modelo de “Obert & Duvall, 1967” se constituye de:

Relación “Ancho/Altura” del

pilar (W/H).

Razón de extracción.

Carga litostática.

Esfuerzo medio del pilar (σp).

Resistencia a la compresión

uniaxial de la roca intacta del

pilar (σci).

Resistencia media del Pilar

(Sp).

El modelo de “Obert & Duvall, 1967”, postula que la

resistencia del pilar se puede expresar el término del factor

81

de seguridad como una relación entre esfuerzo y resistencia

(Resistencia media del pilar/Esfuerzo medio en el Pilar),

donde un valor de “F.S < 1.0” implica condiciones de

inestabilidad, “F.S = 1.0‐ 1.5” condición de equilibrio límite y

“F.S >= 1.5” implica condiciones estables. En la tabla 3.8, se

muestran los resultados del “cálculo preliminar” respecto al

dimensionamiento geomecánico de las “Cámaras & Pilares”

según el modelo de “Obert & Duvall, 1967” para las

condiciones geomecánicas que exponen la Veta y su entorno

físico.

DATOS CÁMARAS PILARES FACTOR DE SEGURIDAD

SEGÚN "Obert & DUVALL,

1967"

ZONA

UB

ICA

CIÓ

N

RM

R

Q'

σci

σma

x

An

cho

de

Cám

ara

(m)

Lon

gitu

d d

e

Cám

ara

(m)

An

cho

de

l P

ilar

(m

)

Lon

gitu

d d

el

Pil

ar (

m)

Alt

ura

Cám

ara

y

Pil

ar (

m)

Áre

a d

e

Extr

acci

ón

(m2

)

Áre

a To

tal

(m2

)

Raz

ón

de

Extr

acci

ón

Esfu

erz

o M

ed

io e

n

el

Pil

ar

Re

sist

en

cia

Me

dia

de

l p

ila

r (S

p)

F. S

ZONA ALTA

(Nv 9–Nv 10)

CA

JA P

ISO

55 1.95 107 9.5

0.64 61 9.5

8 15 4 15 6 120 173 0.7 31.2 97

7 20 4 20 6 140 220 0.6 26.1 56

7 10 4 10 6 70 110 0.6 37.1 99

6 10 4 10 6 60 100 0.6 33.8 56

6 10 5 10 6 60 110 0.5 38.7 103

5 10 5 10 6 50 100 0.5 35.2 59

3.1

2.2

2.7

1.7

2.7

1.7

45

ZONA INTERMEDIA (Nv 12)

55 1.95 107 13.5

0.64 61 13.5

45

ZONA BAJA

Nv 13-Nv14

55 1.95 10717.6

0.64 61 17.6 45

Nota: El dimensionamiento de pilares, se realiza considerando que el diseño en MB considera

el uso de "cámaras de carguío" cuyo diseño debe estar sustentados, toda la infraestructura

de cámaras de carguío se realiza en caja piso según el diseño de MB. Las dimensiones del

pilar se consideran las mínimas (ancho de pila r). El sostenimiento debe aplicarse según el

ESTÁNDAR GEOMECÁNICO.

Fuente: Departamento de geomecánica CMB.

Tabla 3. 10: Dimensiones de cámaras y pilares

Los resultados mostrados en la tabla 3.10, indican las

dimensiones de las “Cámaras & Pilares” válidas para todos

los escenarios geomecánicos revisados en la unidad.

82

3.5.6.3. DIMENSIONAMIENTO DE PUENTES.

El dimensionamiento de Puentes, considerado como un

aspecto importante del diseño en la Mina. Desde el punto de

vista geomecánico los puentes serán dimensionados en

aproximación a las dimensiones de los tajeos. Sin embargo

es necesario precisar que el dimensionamiento de puentes

tendrá una implicancia en la baja recuperación del método,

en el sentido que las estructuras mineralizadas en las tres

zonas exponen fallas al piso y techo que adiciona una

componente desfavorable para la estabilidad física del

puente (condición estructural desfavorable, con presencia

de fallas y diaclasas de baja resistencia al esfuerzo de corte

que se distribuyen longitudinal y transversalmente a la

orientación de los puentes y pilares).

Estos aspectos negativos implican “Dimensionar Puentes de

mayor altura y establecer estrictos controles de voladura e

instrumentación geomecánica para control del minado.

Para dimensionar y estimar la altura de los puentes, será

usando el criterio de Carter, 1992 (anexo 24); cuya expresión

matemática se describe líneas abajo

C.S.= 𝑇 𝑥 𝜎ℎ 𝑥 𝜃𝑆 𝑥 𝐿 𝑥 𝑢 𝑥 ϒ Siendo:

T: Altura del Puente (m)

σh: Esfuerzo horizontal (Mpa)

ϴ: Inclinación del tajeo (constante)

S: Ancho del Tajeo (m)

L: Longitud del Tajeo (m)

Ɣ: Densidad del material (gr/cm3)

Ư: Presión ejercida por el agua (Mpa)

83

Para el dimensionamiento de puentes se han realizado una

serie de estudios del tipo estructural “Betournay, 1987,

Golder Asosciates 1990, Carter 1992”. Estos estudios

demostraron que independientemente de la calidad

geomecánica de la roca la estabilidad de los Puentes está

controlada principalmente por la geometría (S, T, L), el

buzamiento (ϴ) de la estructura, los esfuerzos horizontales

(σh), la presión del agua (ư) y la densidad del material (Ɣ). El

modelo de “Carter, 1992”, postula que la estabilidad del

puente en mineral (Sill Pillars) se puede expresar en

términos del factor de seguridad, usando la relación

mostrada en la ecuación 04, donde un valor de “C.S < 1.0”

implica condiciones de inestabilidad, “F.S = 1.0‐ 1.5”

condición de equilibrio límite y “F.S >=1.5” implica

condiciones estables.

3.5.7. RESULTADOS – RAMPA

El análisis estereográfico de datos estructurales (fallas, diaclasas),

En las siguientes figuras 3.12‐3.15, se muestran los resultados de

análisis de estabilidad estructuralmente controlada en “Rampas”.

Fuente: Departamento de geomecánica CMB. Figura 3. 12: Análisis de estabilidad rampas, roca tipo IV

84

Fuente: Departamento de geomecánica CMB. Figura 3. 13: Análisis de estabilidad rampas, roca tipo IIIB

Fuente: Departamento de geomecánica CMB.

Figura 3. 14: Análisis de estabilidad rampas, roca tipo IIIA.

Fuente: Departamento de geomecánica CMB. Figura 3. 15: Análisis de estabilidad rampas, roca tipo IIB

85

En la tabla 3.11, se resumen los resultados mostrados en las

figuras 3.12‐3.15, correspondientes al análisis de estabilidad

estructuralmente controlada en rampas, para distintos rangos de

calidad RMR en la masa rocosa.

RESULTADOS DEL ANÁLISIS DE ESTABILIDAD, SEGÚN MÉTODOS DE EQUILIBRIO LÍMITE

(ANÁLISIS PROBABILÍSTICO)

TIPO DE

EXCAVACIO

NES

ROCA

FACTOR DE SEGURIDAD DEL SOSTENIMIENTO APLICADO

CUÑAS ANALIZADAS 2 6 7

RAMPAS:

4.0x4.0,

4.5x4.0,

5.0x4.5

IVB

SIN SOSTENIMIENTO 0.10 0.38 0.10

SHT3"+PH1.25x1.25+SHT2"* 5.30 1.78 5.29

IIIB

SIN SOSTENIMIENTO 0.87 1.4 0.85

PH1.50x1.50** 0.93 1.44 0.94

PH1.50x1.50 + SHT2"* 2.97 1.82 2.98

IIIA

SIN SOSTENIMIENTO 0.00 0.91 0.00

PH1.50x1.50 ** 2.61 1.57 2.60

PH1.50x1.50 + SHT2"* ESTBL 2.05 ESTBL

IIB

SIN SOSTENIMIENTO 0.17 1.42 0.17

PH1.75x1.75** ESTBL 1.85 ESTBL

Nota: Especificaciones según estándar de sostenimiento (Cartilla de Sostenimiento). El análisis

considera estable F.S.>1.5 restricción incorporada al software por el usuario (también se

pueden considerar estables valores mayores a 1.4 para fines de este estudio).

Fuente: Departamento de geomecánica CMB. Tabla 3. 11: Resultados análisis de estabilidad en rampas

Los valores del factor de seguridad en la tabla 3.9, son resultados

del análisis estabilidad estructuralmente controlada en cuñas (2, 6,

7 de las figuras 3.12‐3.15) de las rampas con ejes mayor‐menor

86

paralelos al rumbo de estructuras mineralizadas en MB (condición

pre ‐ establecida) para distintos rangos de calidad “RMR” en la

masa rocosa y distintos escenarios (sin sostenimiento, con

sostenimiento estándar y con sostenimiento estándar reforzado

para casos especiales, ver Cartilla de Sostenimiento).

3.5.8. EVALUACIÓN DEL SOSTENIMIENTO

3.5.8.1. TIEMPO DE “AUTO‐SOPORTE”.

Los resultados de las investigaciones geomecánicas

desarrolladas en el capítulo 3.5, se obtiene que la masa

rocosa en las áreas de interés (Veta y su entorno físico) se

caracterizan por la presencia de variados rangos de

calidades de roca, donde las dimensiones de excavaciones

para labores de desarrollo, preparación y explotación en la

Mina han sido establecidos sobre la base de criterios

operacionales utilizando las dimensiones de los equipos

(Perforadoras, Camiones, Equipos LHD, etc.) y estándares

de diseño promedio para aplicación de Minería Trackless. El

dimensionamiento de accesos se asocia a los criterios

operacionales de funcionalidad (tamaño de equipos, nivel de

producción, etc.).

La excavación de rocas mediante el uso de técnicas

tradicionales (perforación y voladura) genera un nivel de

daño considerable en la masa rocosa disminuyendo

significativamente sus parámetros de resistencia, a

diferencia de las técnicas de excavación recientes con un

nivel de daño mínimo a la masa rocosa. Cuantificar el nivel

de daño asociado a procesos de voladura implica realizar

una valoración “cualitativa y cuantitativa” de los impactos

generados.

87

3.5.8.2. CRITERIOS PARA APLICACIÓN DEL SOSTENIMIENTO

Los tipos de sostenimiento aplicables a las condiciones

geomecánicas que presenta la masa rocosa en sus distintos

dominios geomecánicos en minera Bateas son:

Concreto lanzado (shotcrete).

Marcos metálicos (cimbras) completamente

elementadas.

Pernos helicoidales con inyección de cemento a columna

completa y/o resinas (no usar cartuchos de cemento).

Malla electrosoldada de cuadrícula 10 x 10 cm

Pernos de fricción (Split Set).

Pernos expansivos (Swellex, Hydrabolt).

Swellex conectables, Cable bolting entre otros (No están

en el estándar, pero debe evaluarse su implementación).

Arcos Noruegos, Shotfer (No están en el estándar, pero

debe evaluarse su implementarse).

A. CONCRETO LANZADO (SHOTCRETE).

Las normas listadas en su versión más reciente (ACI‐214:

Práctica recomendada para evaluar ensayos a la

compresión en probetas de concreto, ACI‐506R‐90: Guía del

shotcrete, ACI‐506.1R: Estado del Arte en Shotcrete

reforzado con fibras de acero, ACI‐506.2R: Especificaciones

para materiales, proporción de mezcla y aplicación del

shotcrete, ACI‐506.3R: Guía para la certificación de los

operarios del shotcrete, ASTM‐ A820: Especificaciones para

las fibras de acero, ASTM‐C1116: Especificaciones para el

Concreto reforzado con fibra de acero).

El shotcrete se aplicará por vía húmeda siguiendo las

directrices establecidas en las normas ASTM C1116‐89, ACI

88

506.2‐77, ACI 506.1R‐84 y ACI 506‐85S, se aplicará el

shotcrete en una o más capas hasta alcanzar el espesor final

especificado en los cuadros de sostenimiento y planos. El

shotcrete en general, tendrá siempre microsílica ya sea en

los que tienen fibras de acero y/o sin fibra de acero. El

shotcrete estará compuesto de cemento, agregados, agua,

fibras de acero y microsílica. No se recomienda el uso de

acelerantes de fragua:

B. PERNOS DE ANCLAJE CORRUGADO Y/O HELICOIDAL (CEMENTADO /RESINA).

La norma particular a observar en cuanto a pernos de anclaje

es la ASTM A 615‐90, los fabricantes deben detallar las

características del material que constituyen los pernos

helicoidales en su respectiva ficha técnica. Las placas de

apoyo, las arandelas hemisféricas y las tuercas de los pernos

de anclaje serán suministradas de acuerdo con los requisitos

que recomiende el fabricante para cada tipo de perno. El

cemento de la lechada inyectada, debe cumplir con las

especificaciones de las normas ASTM, relación “w/c 0.4”.

C. MALLA ELECTROSOLDADA DE 3”X3” (CUADRÍCULA 10 X 10 CM).

Este elemento se emplea como refuerzo adicional en el

sostenimiento con Shotcrete y o pernos (Fricción,

Expansivos, Cementados).

3.5.8.3. ESTIMACIÓN DEL TIPO DE SOSTENIMIENTO.

En base a las características geológicas, el arreglo

estructural, la caracterización geomecánica, la estimación de

los parámetros de resistencia a nivel de roca intacta,

89

discontinuidades y masa rocosa, la evaluación de estado

tensional, la condición de agua subterránea y considerando

la experiencia con resultados favorables en minas con

similares condiciones a las expuestas en minera Bateas, se

tiene que los tipos de sostenimiento a aplicarse para el

control del terreno en mina serán aquellos que se

encuentran precisados en la “cartilla de sostenimiento”(

anexo 21).

Es necesario precisar que las dimensiones de excavaciones

sean (accesos y/o labores de explotación) condicionan la

elección de la longitud de los elementos de sostenimiento (el

volumen de cuñas‐bloques es directamente proporcional al

ancho de excavación), según sea el carácter temporal o

permanente de excavaciones. El diseño del sostenimiento

para labores “permanentes y/o temporales” en minera

Bateas, se muestra en la cartilla de sostenimiento.

3.6. MÉTODO DE EXPLOTACIÓN

Actualmente la empresa minera desarrolla la explotación subterránea

mediante la aplicación del método “corte & relleno ascendente” utilizando el

sistema trackless, con sus variantes de perforación “breasting y realce” en

función a la calidad de roca.

3.6.1. MÉTODO CORTE Y RELLENO ASCENDENTE - TRACKLESS

El método aplicado con sus variantes de perforación “Realce y

Breasting” tiene una particularidad que considera aplicación del

material estéril (desmonte de mina) y arenas de relaves como

rellenos Detrítico e Hidráulico respectivamente. El desmonte de

mina es obtenido en los frentes de avances (desarrollo, exploración

y preparación) los cuales son estratégicamente acopiados en

cámaras cercanas desde donde un porcentaje es empleado como

90

relleno detrítico distribuido en los Tajeos usando equipos carga‐acarreo‐descarga (LHD) según requerimientos y el otro porcentaje

es transportada con Volquetes a los depósitos de desmontes

ubicados en superficie. Este método se aplicará en la extracción de

mineral presente en zona Animas en los niveles 14 y 15,

respetando el estándar de potencia mínima de 2 metros.

Análisis del método. ‐ El análisis del método se realiza en cada una

de las operaciones unitarias que constituye el ciclo de minado

mediante aplicación del método corte y relleno con sus variantes.

91

Fuente: Departamento de geomecánica CMB. Figura 3. 16: Secuencia de minado (mecanizado).

3.6.2. CORTE Y RELLENO ASCENDENTE - CONVENCIONAL

Los trabajos de minado son similares a lo descrito anteriormente,

sin embargo, en este caso la limpieza del material se lleva a cabo

con winche (rastrillo) eléctrico y el relleno de la labor se realiza por

medio de desquinche en las cajas, aprovechando así el

esponjamiento producido por el fracturamiento, este sistema

convencional será usado en veta Don Luis2 donde será

considerado pese a los altos costos operativos que demanda este

sistema, las cuales son justificadas por las buenas leyes de plata

existentes. Este método (corte y relleno ascendente), se realiza por

subniveles de manera ascendente; es altamente selectivo, por lo

tanto, permite explotar cuerpos de baja regularidad y continuidad

especial. Resulta, una baja dilución (menor a 5%), alta

recuperación (mayor a 90%), alto costo de producción (40 a 150

$/ton), baja productividad (200 a 4500 ton/día). En Minera Bateas

se explota 1500 TMH, siendo la capacidad de la planta de 36500

TMS de concentrados mensual.

El principio de su desarrollo, es con una galería principal de

transporte, emplazada a lo largo de la base del caserón, dotada de

las correspondientes instalaciones de carguío (buzones).

Subnivel de corte inicial, ubicado entre 3 a 5 m sobre el nivel de

transporte, y sus correspondientes chimeneas de acceso.

92

Chimeneas de ventilación, acceso y traspaso del material de

relleno, comunicadas con la superficie o con un nivel superior.

Se realiza perforaciones horizontales como también vertical hacia

arriba (bancos invertidos). Dependiendo de las dimensiones del

cuerpo mineralizado, se dimensionará la mina. Para poder iniciar

con la selección de los equipos que se utilizará.

Fuente: Departamento de geomecánica CMB

Figura 3. 17: Secuencia de minado (convencional).

93

CAPÍTULO IV

METODOLOGÍA

4.1. TIPO DE INVESTIGACIÓN

El presente trabajo será de tipo descriptivo; puesto que permite analizar,

registrar y describir las actividades ejecutadas en el proceso de desarrollo de

la rampa posterior a eso se seguirá con el análisis de datos.

4.2. DISEÑO DE INVESTIGACIÓN

El estudio de investigación será de diseño experimental, de causa y efecto,

donde la causa es el diseño de la rampa negativa 462 norte y su efecto serán

los resultados que se tienen después de realizar la evaluación económica del

recurso mineral, si resulta o no aceptable el diseño.

4.3. POBLACIÓN Y MUESTRA

4.3.1. LA POBLACIÓN

La población de la investigación está definida por las labores en la

zona de profundización, comprenderá labores de preparación y

94

desarrollo como: by pases, chimeneas, Galerías, ventanas,

cruceros, sub niveles y Rampas.

Vetas Animas – Don Luis2, para el análisis de leyes en zona baja.

4.3.2. MUESTRA

La muestra de la investigación entiende el desarrollo de la rampa

462 norte y el mineral roturado (Ánimas, Don Luis2), la cual está

enmarcada en las cotas 4400 – 4350.

4.4. RECOLECCIÓN Y ANÁLISIS DE DATOS

4.4.1. RECOLECCIÓN DE DATOS

Los elementos a utilizar en el presente estudio para la recolección

de datos son: registros de extracción de mineral con leyes, formato

de operación de mina donde estará incluido el avance por guardia,

reporte diario de operación en cada guardia, informes semanales y

mensuales. Todos estos datos serán almacenados en una base de

datos excel.

Reporte diario de voladura

Número de taladros en la perforación del frente.

Cantidad de explosivos utilizados.

Metros lineales de avance por guardia.

Hoja de registros de mineral

Es una plantilla, donde el área de geología reporta mensualmente

el mineral con sus respectivas leyes (ver anexo 22).

Informes semanales y mensuales

Es la recolección real de datos del trabajo diario, resumidos

semanal y mensualmente (ver anexo 9).

95

Formato de avances por guardia

Es una plantilla, donde el supervisor de guardia reporta:

Los avances lineales obtenidos en metros por cada guardia.

Consumo de explosivos por cada guardia (anexo 8).

4.4.2. ANÁLISIS DE DATOS

Es indispensable determinar la recolección de datos, para su

análisis; en el proyecto a desarrollar se ha utilizado el excel como

herramienta de análisis de datos, los datos obtenidos en el

desarrollo de la rampa son almacenados en una data de excel con

el objeto de mantener una información histórica y realizar un

adecuado análisis para la toma de decisiones.

4.5. MÉTODOS Y TÉCNICAS PARA LA PRESENTACIÓN Y ANÁLISIS DE DATOS

Para la presentación y análisis de datos que se utilizaron son los mencionados

a continuación:

Análisis estereográfico con datos estructurales (anexos 11 – 16).

Campañas de sondajes geotécnicos para su análisis (anexo 19).

Ensayos de mecánica de rocas (anexo 10).

Evaluación del sostenimiento según cartilla geomecánica (anexo 21).

Trabajo de campo.

Trabajo de gabinete.

Observación directa y monitoreo de la construcción de la rampa, para

obtener un total control de la misma.

4.6. MARCO LEGAL. REGLAMENTO DE SEGURIDAD Y SALUD OCUPACIONAL EN MINERÍA. DECRETO SUPREMO Nº 023-2017 EM.

TÍTULO CUARTO

GESTIÓN DE LAS OPERACIONES MINERAS

96

CAPÍTULO I

ESTÁNDARES DE LAS OPERACIONES MINERAS SUBTERRÁNEAS Subcapítulo I

Ingeniería del macizo rocoso

Artículo 213.- En la ejecución de las labores mineras horizontales, inclinadas

o verticales y otras, se procederá a su sostenimiento sistemático inmediato,

sobre la base de los estudios geomecánicos, antes de continuar las

perforaciones en el frente de avance, aplicando el principio de “labor

avanzada, labor sostenida”, en lo que sea aplicable.

Artículo 215.- Para la circulación de vehículos al salir a superficie, el titular de

actividad minera construirá carreteras de alivio en las vías de circulación con

pendientes mayores al cinco por ciento (5%) (rampas, accesos o zigzag),

diagonales a las vías existentes y ubicadas en lugares pre establecidos,

cuando ello resulte necesario como producto de la identificación de peligros,

evaluación y control de los riesgos. Estas carreteras de alivio deben servir

para ayudar a la reducción de la velocidad de la maquinaria y controlarla hasta

detenerla.

Artículo 216.- En rampas con tangentes largas se dejará refugios y puntos de

cruce de equipos a distancias no mayores a cincuenta metros (50 m). En

aquéllas con tangentes cortas y en las curvas estas distancias no serán

mayores a treinta metros (30 m).

Artículo 217.- Todas las labores de interior mina (niveles, sub - niveles,

cruceros, tajeos, echaderos, talleres, instalaciones eléctricas y mecánicas,

zonas de estacionamiento y otros lugares de acceso) deberán estar

señalizadas con material de alta reflexividad de acuerdo al Código de Señales

y Colores de acuerdo al ANEXO Nº 17 del DS.

Artículo 218.- Para el desatado de rocas sueltas en cada labor, como mínimo,

debe contarse con dos (2) juegos de cuatro (4) barretillas (de diferentes

medidas de acuerdo a las dimensiones de las labores) cada uno. En galerías

y rampas debe contarse como mínimo con un (1) juego de cuatro (4) barretillas

cada cien (100) metros.

97

Artículo 220.- Los trabajos de recuperación de puentes y pilares,

rehabilitación de labores y reinicio de aquéllas que hayan estado paralizadas

por un tiempo mayor al de su auto sostenimiento, considerados como trabajos

de alto riesgo, deben contar con un estudio previo de geomecánica y deben

ser realizados por trabajador calificado que cuente con PETAR, de acuerdo al

ANEXO Nº 18. Dichos trabajadores deberán estar bajo la dirección

permanente del supervisor responsable de la tarea en mención.

Subcapítulo II

Desate y sostenimiento

Artículo 224.- Siendo el desprendimiento de rocas la principal causa de

accidentes en las minas, se instruirá y obligará a los trabajadores a seguir las

siguientes reglas de trabajo al ingresar a las labores:

a) Inspeccionar las labores, taludes y botaderos, con el fin de verificar las

condiciones del terreno antes de entrar en la zona no sostenida.

b) Desatar todas las rocas sueltas o peligrosas antes, durante y después de

la perforación. Asimismo, antes y después de la voladura.

c) La operación de desatado manual de rocas deberá ser realizada en forma

obligatoria por dos (2) personas; en tanto uno de ellos desata las rocas

sueltas, haciendo uso de la barretilla, el otro vigilará el área de desatado,

alertando toda situación de riesgo. Se prohibirá terminantemente que esta

actividad sea realizada por una sola persona.

d) Antes de proceder con la fortificación o sostenimiento de las labores se

asegurará el desatado total de la labor

e) En los frentes de desarrollo y preparación como son cortadas, cruceros,

galerías, rampas, subniveles, la instalación de los elementos de sostenimiento

o fortificación deberá ser realizado hasta el tope de los frentes; evitando la

exposición de los trabajadores a la caída de rocas en áreas no fortificadas.

Igual procedimiento se aplicará en las labores de explotación, donde sea

necesario su fortificación o sostenimiento.

f) Conservar el orden y la limpieza en el área de trabajo para realizar las

tareas con seguridad y tener las salidas de escape despejadas.

98

Artículo 225.- Cuando los trabajos mineros pongan en peligro la estabilidad

de las labores, será obligatorio instalar y mantener un sostenimiento de

acuerdo al diseño establecido en los estándares de sostenimiento.

Subcapítulo IV

Perforación y Voladura

Artículo 234.- En todo trabajo de perforación y voladura en mina subterránea

se deberá cumplir con las siguientes normas de seguridad:

a) Antes de iniciar la perforación se debe ventilar, regar, desatar, limpiar y

sostener la labor.

b) Revisar el frente para ver si hay tiros cortados o tiros fallados. Si hubiese,

se debe recargar los taladros y dispararlos tomando todas las medidas de

seguridad del caso. Nunca perforar en o al lado de tiros cortados.

c) Asegurarse que los elementos de sostenimiento: postes, sombreros,

tirantes, blocks, anillados con madera, entablado, enrejado, pernos de roca,

malla, hormigón, entre otros, no estén removidos por un disparo anterior. Si lo

estuviesen, deberán ser asegurados inmediatamente.

d) Durante el proceso de perforación, el perforista y su ayudante están en la

obligación de verificar constantemente la existencia de rocas sueltas para

eliminarlas.

e) Al perforar los taladros que delimitan la excavación, techo y hastíales,

deben hacerlo en forma paralela a la gradiente de la galería, subnivel,

chimenea, cámara y otras labores similares usando una menor cantidad de

carga explosiva para evitar sobre roturas en el contorno final.

Subcapítulo V

Voladura No Eléctrica

Artículo 237.- En la voladura no eléctrica se debe cumplir con lo siguiente:

a) Es obligación preparar el cebo con punzón de madera, cobre o aparatos

especiales exclusivamente para este objeto; asegurándose que coincida lo

más cerca posible con el eje longitudinal del cartucho y haciendo que el

fulminante tenga vista hacia la columna del explosivo.

99

b) Los parámetros para el quemado de mecha lenta de un (1) metro son de

ciento cincuenta (150) a doscientos (200) segundos o cincuenta (50) a

sesenta (60) seg/pie. No deberá usarse mechas con defecto o con exceso a

estos límites.

c) Deberá usarse longitudes de guía suficientes para permitir el encendido de

toda la tanda de perforación y dejar un lapso adecuado para que el personal

encargado de encender los tiros pueda ponerse a salvo. En ningún caso, se

empleará guías menores a uno punto cincuenta (1.50) metros de longitud.

d) Es obligatorio el uso de conectores y mecha rápida a partir de veinte (20)

taladros en labores secas; y en labores con filtraciones de agua a partir del

chispeo de un (1) taladro. Asimismo, será obligatorio el uso de conectores y

mecha rápida para disparos de taladros en chimeneas cuyas longitudes sean

mayores de cinco (5) metros.

e) El atacado de los taladros deberá hacerse solamente con varilla de madera,

siendo prohibido el uso de cualquier herramienta metálica. Los tacos deberán

ser de materiales incombustibles.

f) El encendido de los tiros deberá hacerse a una hora predeterminada.

Estarán presentes solamente los trabajadores encargados del encendido y

todos los accesos al lugar donde se va a efectuar la explosión deberán estar

resguardados por vigías responsables. Para el encendido de una tanda de

tiros, el encargado estará siempre acompañado, por lo menos, por un

ayudante con experiencia.

g) Antes de empezar la perforación en un lugar recién disparado, éste debe

ser lavado con agua y examinado cuidadosamente para determinar los tiros

fallados.

h) Cuando haya falla de uno o más tiros se impedirá a toda persona el acceso

a ese lugar hasta que hayan transcurrido por lo menos treinta (30) minutos.

i) Está prohibido extraer las cargas de los tiros fallados, debiendo hacerlas

explotar por medio de nuevas cargas en cantidad necesaria colocadas en los

mismos taladros. Se prohíbe hacer taladros en las vecindades de un tiro

fallado o cortado.

j) Está prohibido perforar “tacos” de taladros anteriormente disparados.

Artículo 238.- Cuando el sistema de inicio no eléctrico emplea cordones

detonantes se tomará en cuenta lo siguiente:

100

a) Cuando el sistema de inicio no eléctrico utiliza tubo “shock”:

1. Las conexiones u otros dispositivos de inicio deben asegurarse de una

forma tal que no haya propagación interrumpida.

2. Las unidades hechas en fábrica deben utilizarse tal como están

ensambladas y no deben cortarse, excepto que se permita un pequeño corte

lateral en la línea guía troncal en condiciones secas.

3. Las conexiones entre taladros no deben hacerse hasta inmediatamente

antes de que el lugar de disparo esté libre cuando se usan retardadores

superficiales.

b) Cuando el sistema de inicio utiliza cordón detonante:

1. La línea de cordón detonante que sale de un taladro deberá cortarse del

carrete de suministro inmediatamente después de que el explosivo amarrado

esté correctamente posicionado en el taladro.

2. En filas de voladura múltiples el circuito deberá diseñarse de manera tal

que la detonación pueda llegar a cada taladro de por lo menos dos (2)

direcciones.

3. Las conexiones deben ser bien hechas y mantenidas a ángulos rectos del

circuito del cordón detonante.4. Los detonadores deben sujetarse bien al lado

del cordón detonante y estar dirigidas en dirección de procedencia de la

detonación.

5. Las conexiones entre taladros no deben hacerse sino inmediatamente

antes de que el lugar de disparo esté libre al usar retardadores superficiales.

c) Cuando el sistema de inicio utiliza tubo de gas se debe examinar antes de

la voladura la continuidad del circuito.

101

CAPITULO V

DESARROLLO Y COSTOS

5.1. PARÁMETROS DEL PROYECTO

Para el desarrollo de la rampa negativa 462N, se ha empleado el método corte

y relleno ascendente mecanizado, debido a que se considera una serie de

equipos para el desarrollo de actividades como son: en el proceso de

perforación se cuenta con equipos jumbo frontal DD210 – Serie L08D4800, la

limpieza se realiza con equipos Scooptram R 1300G de 4.2 yd3, el

sostenimiento con equipos mecanizados jumbo empernador bolter B 88- serie

JCM 349, el desate de roca está dado por el equipo scaler y para el acarreo

se cuenta con volquetes marca volvo con capacidad cada uno de 25

toneladas. Todos estos equipos se cuentan disponibles en cada guardia y se

encuentran conformado por 10 trabajadores:

01 capataz

01 maestro perforista

01 ayudante Perforista

102

01 operador Scoop

01 operador Jumbo

01 ayudante Jumbo

01 operador Jumbo Empernador

01 ayudante Jumbo Empernador

01 operador Scaler

01 bombero

Para poder ejecutar la rampa se deberá de tener en consideración los costos

operativos que involucra su desarrollo y posterior extracción del mineral para

lo cual también se deberán de diseñar y construir una serie de labores mineras

de desarrollo y preparación para su acceso.

5.2. CARACTERÍSTICAS DEL PROYECTO DE RAMPA 462 N

Tipo de rampa : Zig - Zag

Punto de partida : Altura 4400 (BP 472E), Nv - 14

Punto de llegada : Altura 4350, Nv - 15

Sección de rampa : 4,00 m x 4,00 m

Gradiente : -12%

Tipo de roca : III B – IVA (RMR 31 – 60)

Radio de curvatura : 30,00 m

Longitud :377.4 m

Cuneta :40 cm x 40 cm

Densidad de roca :2.5 TM/m3

5.3. COSTO DE VOLADURA

Para el diseño de la malla de perforación, el trazo a emplearse en el frente de

la labor (Rp 462N) es el de métodos cuadrados, con un arranque de corte

quemado, distribución de taladros y orden de salida (figuras 5.1 - 5.2). Con

esta aplicación podemos tener un control del equipo de perforación,

sobrellevar el eje de la rampa y tener un control en la sobre excavación

103

5.3.1. DATOS TÉCNICOS DE VOLADURA

Ø Taladro de producción (mm) 45

Ø Taladros rimado(mm) 102

Taladros de rimado 4

Taladros de alivio corona 4

Taladros cargados 37

Taladros perforados 45

Long. (en pies) 12

Long. Perf. Efectiva (m) 3.30

Avance real 2.97

Porcentaje de avance 90.90%

Volumen roto (m3) 48.26

Toneladas rotas (t) 130.31

Factor de potencia (Kg/tn) 0.70

Factor de carga lineal (Kg/m) 30.90

Factor de carga (Kg/m3) 1.90

Fuente: Gabinete de perforación y voladura.

Tabla 5. 1: Datos de voladura

Explosivo x taladro

Total, taladros

Taladros cargados

Kg-Explosivo Total

UBICACIÓN

Examon - P Emulnor

3000 1 1/4x12

Emulnor 5000

11/4x12

Examon-P

Emulnor 3000

1 1/4x12

Emulnor 5000

1 1/4x12

Longitud cargada

(m) Kg

Arranque 3.00 2.86 1 3 3 8.6 0 3

Ayud. Arranq 1 3.00 2.86 1 4 4 11.4 0 4

Ayud. Arranq 2 2.50 2.35 1 4 4 9.4 0 4

Ayud. Arranq 3 2.50 2.35 1 4 4 9.4 0 4

Ayud. Corona 2.50 2.35 1 2 2 4.7 0 2

Ayud. De Arrastre 2.50 2.35 1 4 4 9.4 0 4

Corona 2.80 4 1 5 5 0 20 5

Hastial 2.30 2.14 1 6 6 12.9 0 6

Arrastre 2.80 9 5 5 0 0 45

Alivios Arranque 4

Alivios Corona 4

Total, taladros perforados 45 #cartuchos 0 20 77

Total, taladros cargados 37 Kg 66 5.32 20.48 Fuente: Gabinete de perforación y voladura.

Tabla 5. 2: Distribución de explosivos por taladro

104

5.3.2. CÁLCULO DE CARGA EXPLOSIVA, ACCESORIOS Y COSTOS

Explosivos

Examon - P (Kg) 66

Emulnor 5000 1 1/4 x 12"(pieza) 77

Emulnor 3000 1 1/4 x 12"(pieza) 20

Emulnor 5000 1 1/4 x 12"(Kg) 20.48

Emulnor 3000 1 1/4 x 12"(Kg) 5.32

Total, explosivos (Kg) 91.80

Costo de explosivos ($) 91.80

Accesorios

Fanel LP 4.0 m (pzas) 37

Cordón Det. 5P (m) 25

Carmex 7 (pzas) 2

Mecha rápida (m) 0.5

Costo accesorio ($) 87.79

Costo Total Explosivo + Accesorios ($) 179.59

Costo Total ($/m) 60.46

Fuente: Gabinete de perforación y voladura.

Tabla 5. 3: Carga explosiva, accesorios y costos

En resumen, el costo de voladura para una sección de 4.0 x 4.0 por

metro lineal de avance es de 60.46 US$/m

105

Fuente: Gabinete de perforación y voladura.

Figura 5. 1: Diseño de malla de perforación (roca tipo III)

MALLA DE PERFORACIÓN Y VOLADURA Rampa

UEASAN CRISTOBAL

Fecha de Aprobación: Versión: 01 FORM-MIN-001

ROCA III SECCIÓN: 4.0 m. x 4.0 m. EXPLOSIVO: ANFO O EMULSIÓN LONG. PERF. 3.30 METROS 12 PIES

Parametros técnicos

Densidad de Roca 2.5 Taladros Cargados (unid) 39

Long. Prom. De Taladros (m) 3.30 Taladros Perforados (unid) 48

Diámetro de Broca (mm) 45 Taladros Rimados (unid) 5

Diámetro de Rimadora (mm) 102 Taladros Alivio Corona (unid) 4

Longitud Cargada (m)

Kg

Arranque 2.80 3.51 1 4 4 14.1 0 4Ayud. Arranq 1 2.80 3.51 1 4 4 14.1 0 4Ayud. Arranq 2 2.50 3.11 1 4 4 12.4 0 4Ayud. Arranq 3 2.50 3.11 1 4 4 12.4 0 4Ayud. Corona 2.30 2.84 1 3 3 8.5 0 3

Ayuda de Arrastre 2.30 2.84 1 4 4 11.4 0 4Corona (5 Cañas) 2.50 4 1 5 5 0.0 20 5

Hastial 2.30 2.84 1 6 6 17.0 0 6Arrastre 2.50 10 5 5 0.0 0 50Alivios Arranque 5Alivios Corona 4

48 #Cartuchos 0 20 84 0 039 Kg 90 5.32 22.34 0.00 0.00

90 Kg 20 Cartuchos 84 Cartuchos 0 Cartuchos 0 Cartuchos

Total Taladros PerforadosTotal Taladros Cargados

Emulnor50001x8

Emulnor10001 1/4x14

Emulnor30001 1/4x12

Emulnor50001 1/4x12

CARGUÍO CON ANFO, ROCA III, SECCIÓN 4.0 x 4.0m - BARRA 12 PIES

UBICACIÓN

EXPLOSIVO X TALADROTotal

TaladrosTaladrosCargados

Kg - EXPLOSIVO TOTAL

SUPERFAM DOSEmulnor3000

1 1/4x12Emulnor5000

1 1/4x12Emulnor5000

1x8

PEDIDO A REALIZAR AL POLVORIN

Emulnor10001 1/4x14

SUPERFAM DOS

UNIDADES RESULTADO

kg 117.56

m 3.30

m/disp 3.00m2 16.25

m3 48.80

tn 122.00

kg/m 39.15

kg/tn 0.96kg/m3 2.41

FACTOR DE CARGA

TOTAL DE EXPLOSIVO

LONGITUD DE TALADRO

SECCIONVOLUMEN

TONELADAS

AVANCE TEORICO (91%)

EFICIENCIASDATOS

Longitud Cargada (m)

Kg

Arranque 3.00 - 12 4 4 0 48Ayud. Arranq 1 3.00 - 12 4 4 0 48Ayud. Arranq 2 2.50 - 10 4 4 0 40Ayud. Arranq 3 2.50 - 10 4 4 0 40Ayud. Corona 2.50 - 10 3 3 0 30

Ayuda de Arrastre 2.50 - 10 4 4 0 40Corona (5 Cañas) 2.50 - 4 1 5 5 20 5

Hastial 2.50 - 10 6 6 0 60Arrastre 2.50 10 5 5 0 50Alivios Arranque 5Alivios Corona 4

48 #Cartuchos 0 20 361 0 039 Kg 0.00 5.32 96.01 0.00 0.00

0 Kg 20 Cartuchos 361 Cartuchos 0 Cartuchos 0 Cartuchos

Total Taladros PerforadosTotal Taladros Cargados

Emulnor50001x8

Emulnor10001 1/4x14

Emulnor30001 1/4x12

Emulnor50001 1/4x12

CARGUÍO CON EMULSIÓN, ROCA III, SECCIÓN 4.0 x 4.0m - BARRA 12 PIES

UBICACIÓN

EXPLOSIVO X TALADROTotal

TaladrosTaladrosCargados

Kg - EXPLOSIVO TOTAL

SUPERFAM DOSEmulnor3000

1 1/4x12Emulnor5000

1 1/4x12Emulnor5000

1x8

PEDIDO A REALIZAR AL POLVORIN

Emulnor10001 1/4x14

SUPERFAM DOS

UNIDADES RESULTADO

kg 101.33

m 3.30

m/disp 3.00m2 16.25

m3 48.80

tn 122.00

kg/m 33.74

kg/tn 0.83kg/m3 2.08

FACTOR DE CARGA

TOTAL DE EXPLOSIVO

LONGITUD DE TALADRO

SECCIONVOLUMEN

TONELADAS

AVANCE TEORICO (91%)

EFICIENCIASDATOS

106

Fuente: Gabinete de perforación y voladura.

Figura 5. 2: Diseño de malla de perforación (roca tipo IV)

MALLA DE PERFORACIÓN Y VOLADURA Rampa

UEASAN CRISTOBAL

Fecha de Aprobación: Versión: 01 FORM-MIN-001

ROCA IV SECCIÓN: 4.0 m. x 4.0 m. EXPLOSIVO: ANFO O EMULSIÓN LONG. PERF. 3.30 METROS 12 PIES

Parametros técnicos

Densidad de Roca 2.5 Taladros Cargados (unid) 37

Long. Prom. De Taladros (m) 3.30 Taladros Perforados (unid) 45

Diámetro de Broca (mm) 45 Taladros Rimados (unid) 4

Diámetro de Rimadora (mm) 102 Taladros Alivio Corona (unid) 4

Longitud Cargada (m)

Kg

Arranque 3.00 2.86 1 3 3 8.6 0 3Ayud. Arranq 1 3.00 2.86 1 4 4 11.4 0 4Ayud. Arranq 2 2.50 2.35 1 4 4 9.4 0 4Ayud. Arranq 3 2.50 2.35 1 4 4 9.4 0 4Ayud. Corona 2.50 2.35 1 2 2 4.7 0 2

Ayuda de Arrastre 2.50 2.35 1 4 4 9.4 0 4Corona (5 Cañas) 2.80 4 1 5 5 0.0 20 5

Hastial 2.30 2.14 1 6 6 12.9 0 6Arrastre 2.80 9 5 5 0.0 0 45Alivios Arranque 4Alivios Corona 4

45 #Cartuchos 0 20 77 0 037 Kg 66 5.32 20.48 0.00 0.00

66 Kg 20 Cartuchos 77 Cartuchos 0 Cartuchos 0 Cartuchos

Total Taladros PerforadosTotal Taladros Cargados

Emulnor50001x8

Emulnor10001 1/4x14

Emulnor30001 1/4x12

Emulnor50001 1/4x12

CARGUÍO CON ANFO, ROCA IV, SECCIÓN 4.0 x 4.0m - BARRA 12 PIES

UBICACIÓN

EXPLOSIVO X TALADROTotal

TaladrosTaladrosCargados

Kg - EXPLOSIVO TOTAL

EXAMON-PEmulnor3000

1 1/4x12Emulnor5000

1 1/4x12Emulnor5000

1x8

PEDIDO A REALIZAR AL POLVORIN

Emulnor10001 1/4x14

EXAMON-P

UNIDADES RESULTADO

kg 91.53

m 3.30

m/disp 2.97m2 16.25

m3 48.26

tn 130.31

kg/m 30.82

kg/tn 0.70kg/m3 1.90

FACTOR DE CARGA

TOTAL DE EXPLOSIVO

LONGITUD DE TALADRO

SECCIONVOLUMEN

TONELADAS

AVANCE TEORICO (90%)

EFICIENCIASDATOS

Longitud Cargada (m)

Kg

Arranque 2.80 - 11 3 3 0 34Ayud. Arranq 1 2.80 - 11 4 4 0 45Ayud. Arranq 2 2.50 - 10 4 4 0 40Ayud. Arranq 3 2.50 - 10 4 4 0 40Ayud. Corona 2.30 - 9 2 2 0 18

Ayuda de Arrastre 2.50 - 10 4 4 0 40Corona (5 Cañas) 2.50 - 4 1 5 5 20 5

Hastial 2.30 - 9 6 6 0 55Arrastre 2.80 10 5 5 0 50Alivios Arranque 4Alivios Corona 4

45 #Cartuchos 0 20 327 0 037 Kg 0.00 5.32 86.97 0.00 0.00

0 Kg 20 Cartuchos 327 Cartuchos 0 Cartuchos 0 Cartuchos

Total Taladros PerforadosTotal Taladros Cargados

Emulnor50001x8

Emulnor10001 1/4x14

Emulnor30001 1/4x12

Emulnor50001 1/4x12

CARGUÍO CON EMULSIÓN, ROCA IV, SECCIÓN 4.0 x 4.0m - BARRA 12 PIES

UBICACIÓN

EXPLOSIVO X TALADROTotal

TaladrosTaladrosCargados

Kg - EXPLOSIVO TOTAL

EXAMON-PEmulnor3000

1 1/4x12Emulnor5000

1 1/4x12Emulnor5000

1x8

PEDIDO A REALIZAR AL POLVORIN

Emulnor10001 1/4x14

EXAMON-P

UNIDADES RESULTADO

kg 92.29

m 3.30

m/disp 2.97m2 16.25

m3 48.26

tn 130.31

kg/m 31.07

kg/tn 0.71kg/m3 1.91

FACTOR DE CARGA

TOTAL DE EXPLOSIVO

LONGITUD DE TALADRO

SECCIONVOLUMEN

TONELADAS

AVANCE TEORICO (90%)

EFICIENCIASDATOS

107

5.4. COSTOS DE SOSTENIMIENTO

De acuerdo a los resultados del análisis de estabilidad del terreno mediante el

uso del software Unwedge que son mostrados en las figuras 3.12 – 3.15 y tabla

3.11 donde se evaluaron características importantes para su control (factor de

seguridad, altura y peso de cuñas), se determina el sostenimiento a emplearse

según la cartilla de sostenimiento evaluada (anexo 21), motivo por el cual se

analizan los PU de sostenimiento recomendados a considerar para el desarrollo

del proyecto.

5.4.1. COSTO DE SOSTENIMIENTO CON PERNO HELICOIDAL 7”

PERNO HELICOIDAL DE 7' CON JUMBO EMPERNADOR

Unidad Minera Bateas

Numero de Partida: 4.06a Fecha de Vigencia: Abr-20

Unidad de Medida Pza Horas/gdia 10.25

RENDIMIENTO 45 Pies Perforados 315.00

Longitud de Barra 8 PP Capacidad de Scoop Yd3

Longitud efectiva 7 PP CARTUCHO DE CEMENTO "CEM-CON" 7 Und. /Tal. CARTUCHO DE RESINA (28x300) 1 Und. /Tal.

DESCRIPCION Cantidad Unidad P.U(US$) Parcial Subtotal

($/Tn) TOTAL (US$)

1.1. MANO DE OBRA SUELDO+BSS

Operador de Jumbo 1.28 Tarea 54.67 70.04 1.56

Ayudante de Jumbo 1.28 Tarea 39.82 51.02 1.13

Operador de Scoop 0.00 Tarea 54.67 0.00 0.00

Servicios mina 0.00 Tarea 36.85 0.00 0.00

Ing. Mecánico - Eléctrico 0.04 Tarea 117.31 4.69 0.10 Asistente de Ing. Mecánico 0.09 Tarea 76.12 6.76 0.15

Ingeniero de guardia 0.22 Tarea 109.07 24.21 0.54

Capataz 0.89 Tarea 60.61 53.82 1.20

Bodeguero 0.44 Tarea 36.85 16.36 0.36

Residente 0.08 Tarea 191.45 14.88 0.33

Asistente de Residente 0.08 Tarea 125.55 9.75 0.22

108

Secretario de SSMA 0.06 Tarea 41.10 2.28 0.05

Ing. de SSMA 0.09 Tarea 109.07 9.69 0.22

Asistente de SSMA 0.16 Tarea 100.83 15.67 0.35 Mecánico de Equipo pesado 0.67 Tarea 54.67 36.41 0.81

Ayudante Mecánico 0.44 Tarea 36.85 16.36 0.36 Electricista de Equipo Pesado 0.22 Tarea 54.67 12.14 0.27

Conductor 1.11 Tarea 39.82 44.20 0.98

8.63

1.2. MATERIALES BARRA EXTENSION 78537624-20 R32 H28 R28 8"

96.01 MTS 0.15 14.67 0.33

BROCA BUTTON 77395238-S48 R28 38MM

96.01 MTS 0.28 26.55 0.59

SHANK ADAPTER 7490519185 T38 COP1838

96.01 MTS 0.12 11.19 0.25

ACOPLAMIENTO P/ BARRA 73143555 T38 R32

96.01 MTS 0.10 9.68 0.22

COPA P AFILAR BROCA 7975270-10 10MM

96.01 MTS 0.05 4.55 0.10

AFILADORA P/ BROCA DE BOTONES

96.01 MTS 0.09 8.64 0.19

PERNO HELICOIDIAL 19MM 7'

45.00 PZA 5.40 243.16 5.40

TUERCA P/ PERNO HELICOIDIAL 19MM

45.00 PZA 1.31 58.86 1.31

PLANCHA P/ PERNO HELICOIDIAL 19MM

45.00 PZA 2.03 91.31 2.03

CARTUCHO DE CEMENTO "CEM-CON"

315.00 PZA 0.16 49.31 1.10

CARTUCHO DE RESINA (28x300)

45.00 PZA 0.62 27.72 0.62

10.45

1.3. EPP

OPERADOR 2.56 Tarea 2.21 5.66 0.13

OPERADOR 0.00 Tarea 2.21 0.00 0.00

SERV. MINA 0.00 Tarea 2.77 0.00 0.00

SUP. MINA 4.58 Tarea 2.13 9.75 0.22

0.34

1.4. HERRAMIENTAS SOSTENIMIENTO CON PERNOS 1.00 GLB 2.49 2.49 0.06

109

ADAPTADOR P/ PERNO ELICOIDIAL 19MM SAE 1045 45.00 PERNOS

0.29 13.23 0.29

0.35

1.5. MAQUINARIA Y EQUIPO

SCOOPTRAM DE Yd3 0.00 H/m 0.00 0.00 0.00

JUMBO 4.50 H/m 81.69 367.61 8.17 LAMPARA MINERA WISDOM 2.56 Tareas 0.39 1.00 0.02

CARGADOR DE LAMPARA 2.56 Tareas 0.42 1.07 0.02

8.21

SUBTOTAL 27.99

Utilidad 10% Costo Directo 2.80

TOTAL, COSTO DIRECTO 30.79

CF + GG 19% 5.19

TOTAL, US$/Pza 35.97

Fuente: Departamento de costos y presupuestos Tabla 5. 4: PU, Instalación de perno helicoidal

Avance por disparo 3.00 m

Zona de traslape 0.30 m

Cantidad de filas a sostener 3.30/1.25=2.64, 3 filas

Cantidad de pernos por fila 4 pernos y 3 pernos (forma coco)

Cantidad de pernos instalados por disparo

4(2) + 3(1) =11 pernos/disparo

Costo de sostenimiento con pernos helicoidal por disparo

11 pernos/disp. x 35.97 US$/Pern = 395.67 US$/Disp

En resumen, el costo de sostenimiento con pernos helicoidales por

metro de avance es = 119,9 US$/m, este elemento de

sostenimiento se empleará como refuerzo de shotcrete en todo el

trayecto de la rampa.

110

5.4.2. COSTO DE SOSTENIMIENTO CON MALLA ELECTROSOLDADA

MALLA ELECTROSOLDADA CON JUMBO EMPERNADOR

Unidad Minera Bateas

Numero de Partida: 4.09a Fecha de Vigencia: Abr-20

Unidad de Medida m2 Horas/gdia 10.25

RENDIMIENTO 65 Pies Perforados 0.00

Longitud de Barra 0 PP Capacidad de Scoop Yd3

Longitud efectiva 0 PP

DESCRIPCION Cantidad Unidad P.U(US$) Parcial Subtotal

($/Tn) TOTAL (US$)

1.1. MANO DE OBRA SUELDO+BSS

Operador de Jumbo 1.28 Tarea 54.67 70.04 1.08

Ayudante de Jumbo 1.28 Tarea 39.82 51.02 0.78

Operador de Scoop 0.00 Tarea 54.67 0.00 0.00

Servicios mina 0.32 Tarea 36.85 11.80 0.18

Ing. Mecánico - Eléctrico 0.04 Tarea 117.31 4.69 0.07 Asistente de Ing. Mecánico 0.09 Tarea 76.12 6.76 0.10

Ingeniero de guardia 0.22 Tarea 109.07 24.21 0.37

Capataz 0.89 Tarea 60.61 53.82 0.83

Bodeguero 0.44 Tarea 36.85 16.36 0.25

Residente 0.08 Tarea 191.45 14.88 0.23

Asistente de Residente 0.08 Tarea 125.55 9.75 0.15

Secretario de SSMA 0.06 Tarea 41.10 2.28 0.04

Ing. de SSMA 0.09 Tarea 109.07 9.69 0.15

Asistente de SSMA 0.16 Tarea 100.83 15.67 0.24 Mecánico de Equipo pesado 0.67 Tarea 54.67 36.41 0.56

Ayudante Mecánico 0.44 Tarea 36.85 16.36 0.25 Electricista de Equipo Pesado 0.22 Tarea 54.67 12.14 0.19

Conductor 1.11 Tarea 39.82 44.20 0.68

6.16

1.2. MATERIALES MALLA ELECTROSOLDADA ALAMBRE 84" X 4" X 2Mt

68.00 m2 1.89 128.76 1.98

111

Ganchos de Fierro 0.00 PZA 2.00 0.00 0.00

BARRA DE EXPANSION P/ SOPORTE MALLA

1.00 GDIA 0.69 0.69 0.01

ACEITE SHELL TORCULA 100

0.25 GAL 12.50 3.13 0.05

2.04

1.3. EPP

OPERADOR 2.56 Tarea 2.21 5.66 0.09

OPERADOR 0.00 Tarea 2.21 0.00 0.00

SERV. MINA 0.32 Tarea 2.77 0.89 0.01

SUP. MINA 4.58 Tarea 2.13 9.75 0.15

0.25

1.4. HERRAMIENTAS

SOSTENIMIENTO CON MALLA 1.00 GLB 2.78 2.78 0.04

0.04

1.5. MAQUINARIA Y EQUIPO

JUMBO 4.50 H/m 81.69 367.61 5.66

LAMPARA MINERA WISDOM 2.88 Tareas 0.39 1.12 0.02

CARGADOR DE LAMPARA 2.88 Tareas 0.42 1.20 0.02

5.69

SUBTOTAL 14.18

Utilidad 10% Costo Directo 1.42

TOTAL, COSTO DIRECTO 15.60

CF + GG 19% 2.63

TOTAL, US$/m2 18.22 Fuente: Departamento de costos y presupuestos.

Tabla 5. 5: PU, Malla electrosoldada

Avance por disparo 3.00 m

Perímetro a sostener 9.00 m

Área de sostenimiento 3.00 x 9. =27.0 m2

Costo de malla electro. por disparo

27.0 m2/disp. x 18.22 $/m2

=491.94 $/disparo

=491.94 / 3 = 163.68 US$/m

En resumen, el costo de sostenimiento con malla electrosoldada

por metro lineal de avance es de 163,98 $/m, este sostenimiento

se empleará según recomendación geomecánica.

112

5.4.3. COSTO DE SOSTENIMIENTO CON SHOTCRETE

Los resultados de las investigaciones geomecánicas desarrolladas

advierten la presencia de un terreno cambiante con RMR 21 - 60 y

por considerarse a la rampa como labor permanente según la

cartilla de sostenimiento (anexo 21) se hará uso como elemento de

sostenimiento al shotcrete en todo el trayecto del desarrollo de la

rampa.

Avance por disparo:

Zona de traslape:

Perímetro a sostener:

3,0 m

0.30 m

12,00 m

Superficie o área: 12,00 m x 3,3 m = 39,6 m2

Cálculo de área para 1 m3 1 m3 / 0,0869 m = 11,50 m2

Rebote (5%): 1.98 m2

1 m3 de shotcrete abarca aproximadamente: 11,50 m2

Para 41,58 m2 se necesitará: 3,61 m3

Costo de sostenimiento por disparo: 3,50m3 x S/1094,13/m3 =

S/3829,455 disparo o $ 1126.31.

En resumen, el costo de sostenimiento con shotcrete de 2” por

metro de avance = 341,31 $/m.

113

TIPO DE CONCRETO PRECIO UNITARIO POR M3 EN SOLES (SIN IGV)

Concretos con cemento tipo he - con agregados, agua, energía eléctrica y servicios complementarios proporcionados por cliente

de 700 a 750 m3 mes

de 751 a 800 m3 mes

de 801 a 850 m3 mes

de 851 a 900 m3 mes

de 901 a 950 m3 mes

de 951 a 1000 m3 mes

de 1001 a 1050 m3 mes

Concreto Lanzado 300 kg/cm2 a 28 días, con 4 kg de macrofibra polimera (700 joules), elaborado con cemento tipo HE, arena Nº4, aditivo superplastificante y acelerante de fragua. Relación A/C = Libre

1094.13 1056.35 1023.12 993.7 967.45 944.25 924.62

Concreto Lanzado 280 kg/cm2 a 28 días, con 4 kg de macrofibra polimera (700 joules), elaborado con cemento tipo HE, arena Nº4, aditivo superplastificante y acelerante de fragua. Relación A/C = Libre

1082.76 1044.97 1011.75 982.33 956.08 932.88 913.25

Concreto Lanzado 210 kg/cm2 a 28 días, con 4 kg de macrofibra polimera (700 joules), elaborado con cemento tipo HE, arena Nº4, aditivo superplastificante y acelerante de fragua. Relación A/C = Libre

1069.42 1031.63 998.41 968.99 942.74 919.53 899.9

Concreto Lanzado 300 kg/cm2 a 28 días, elaborado con cemento tipo HE, arena Nº4, aditivo superplastificante y acelerante de fragua. Relación A/C = Libre

949.68 915.31 885.09 858.33 834.45 813.37 795.65

Concreto Lanzado 280 kg/cm2 a 28 días, elaborado con cemento tipo HE, arena Nº4, aditivo superplastificante y acelerante de fragua. Relación A/C = Libre

938.44 904.07 873.86 847.09 823.22 802.14 784.41

Fuente: Departamento de costos y presupuestos

Tabla 5. 6: PU de Shotcrete

114

5.5. COSTO DE LABORES DE DESARROLLO

Comprenderá aquellos costos necesarios en el desarrollo de la rampa, como

perforación y limpieza de carga, chimenea, refugios de seguridad, cámaras de

bombeo y carguío.

5.5.1. COSTO DE PERFORACIÓN Y LIMPIEZA, RAMPA 4 x 4

RAMPA 4.0 X 4.0 - GRAD: -12%- JUMBO - Scoop de 4.2 yd3 ROCA TIPO IV -V

Unidad Bateas

Numero de Partida: 2.16 Fecha de Vigencia: Ago-20

Unidad de Medida mt Horas/gdia 10.25

Ancho de Labor 4 mt Taladros Perforados 52

Altura de Labor 4 mt Taladros de alivio 4

Longitud de Perforación 12 Pies Taladros de servicio 8 pp

Eficiencia de Perforación 90.9% % Total, pies perforados 180.25 mt

Eficiencia de Voladura 90.9% % Volumen 45.32 m3

Longitud efectiva 2.97 mt Tonelaje 113.30 Ton

Burden mt Factor de Carga Kg/Ton

Espaciamiento mt Capacidad de Scoop Scoop de 4.2 yd3

Peso especifico 2.5 Ton/m3 Rendimiento Scoop 40.79 Ton/Hra

AVANCES EN DESMONTE R II Desmonte Rendimiento Jumbo 60.00 Ton/Hra

DESCRIPCION Cantidad Unidad P.U.(US$) Parcial subtotal($/Tn) TOTAL(US$)

1.1. MANO DE OBRA SUELDO+BSS

Operador de Jumbo 0.43 Tarea 54.67 23.35 8.24

Ayudante de Jumbo 0.43 Tarea 39.82 17.01 6.00

Cargador 0.64 Tarea 39.82 25.51 9.01

Ayudante Cargador 0.64 Tarea 36.85 23.61 8.33

Operador de Scoop 0.56 Tarea 54.67 30.45 10.75

Bombero 0.64 Tarea 36.85 23.61 8.33

Servicios mina 0.64 Tarea 36.85 23.61 8.33

Ing. Mecánico - Eléctrico 0.06 Tarea 117.31 7.51 2.65

Asistente de Ing. Mecánico 0.05 Tarea 76.12 3.65 1.29

Ingeniero de guardia 0.12 Tarea 109.07 13.09 4.62

Capataz 0.48 Tarea 60.61 29.09 10.27

Bodeguero 0.24 Tarea 36.85 8.84 3.12

Residente 0.04 Tarea 191.45 8.04 2.84

115

Asistente de Residente 0.04 Tarea 125.55 5.27 1.86

Secretario de SSMA 0.03 Tarea 41.10 1.23 0.44

Ing. de SSMA 0.05 Tarea 109.07 5.24 1.85

Asistente de SSMA 0.08 Tarea 100.83 8.47 2.99

Mecánico de Equipo pesado 0.36 Tarea 54.67 19.68 6.95

Ayudante Mecánico 0.24 Tarea 36.85 8.84 3.12 Electricista de Equipo Pesado 0.12 Tarea 54.67 6.56 2.32

Conductor 0.60 Tarea 39.82 23.89 8.43

111.76

1.2. MATERIALES BARRA 73246537-20 T38 H35 R32 M/F 12

180.25 MTS 0.16 29.49 10.41

BROCA BUTTON 77334245 R32 S45 / 45MM

167.37 MTS 0.18 30.92 10.92

SHANK ADAPTER 7490519185 T38 COP1838

180.25 MTS 0.12 21.02 7.42

ACOPLAMIENTO P/ BARRA 73143555 T38 R32

180.25 MTS 0.10 18.17 6.41

BROCA ESCAR. 4" C/ PILOTO INCORPORADO R32

12.87 MTS 0.16 2.06 0.73

COPA P AFILAR BROCA 7975270-10 10MM

167.37 MTS 0.05 7.93 2.80

AFILADORA P/ BROCA DE BOTONES

167.37 MTS 0.09 15.06 5.32

MANGUERA JEBE Y LONA 1" 300 PSI

50.00 MTS 0.04 2.17 0.76

MANGUERA JEBE Y LONA 1/2" 300 PSI

30.00 MTS 0.03 0.88 0.31

BARRA CONICA 78766112-11 G.11°, 108 X 22 X 4

7.93 PP 0.06 0.49 0.17

BROCAS DESCART. 77764440-B45 40MM. 11º

7.93 PP 0.09 0.68 0.24

ACEITE SHELL TORCULA 100 0.01 GAL 12.50 0.17 0.06 TUBO PVC ENBONE 1 1/2" X 3Mt

12.00 PZA 0.85 10.18 3.59

CADENA DE 1/4 1.50 MTS 0.01 0.02 0.01 ABRAZADERA REGULABLE 1" 1/2 C/2 PERNOS

6.00 PZA 0.03 0.15 0.05

49.21

1.3. EPP

OPERADOR 0.98 Tarea 2.21 2.17 0.77

CARGADORES 1.71 Tarea 2.77 4.73 1.67

PERFORACION 0.64 Tarea 3.16 2.02 0.71

SERV. MINA 0.64 Tarea 2.77 1.77 0.63

SUP. MINA 2.52 Tarea 2.13 5.36 1.89

5.67

1.4. HERRAMIENTAS

116

PERF. Y VOL. JUMBO 1.00 GLB 21.37 21.37 7.55

7.55

1.5. MAQUINARIA Y EQUIPO

SCOOPTRAM DE 4.2 yd3 2.78 H/m 86.02 238.93 84.35

JUMBO 3.00 H/m 81.69 245.41 86.64 PERFORADORA JACK LEG SECO S250 + MANTTO 7.93 PP 0.12 0.93 0.33

LAMPARA MINERA WISDOM 3.97 Tareas 0.39 1.55 0.55

CARGADOR DE LAMPARA 3.97 Tareas 0.42 1.66 0.58 BOMBA SUMERGIBLE GRINDEX 6 HP 4.00 H/m 2.30 9.20 3.25 CARGADOR DE ANFO /TIPO CILINDRO CA-75T1 1.00 Gdia 6.94 6.94 2.45

178.15

SUBTOTAL 352.34

Utilidad 10% Costo

Directo 35.23

TOTAL, COSTO DIRECTO 387.57

CF + GG 19% 65.28

TOTAL, US$/mt 452.85

* Incluye solo bomba y bombero para agua de perforación, cualquier bombeo adicional se pagará por alquiler

Fuente: Departamento de costos y presupuestos

Tabla 5. 7: PU, Perforación y limpieza en Rampa

El precio unitario rampa, entiende los trabajos de perforación del

frente con equipo jumbo y la limpieza y acarreo de carga con equipo

scooptram de 4.2 yd3 empleados para el desarrollo de la rampa

con sección de 4.0 x 4.0, en donde el PU por metro lineal de avance

asciende a 452.85 US$/m.

5.5.2. COSTO DE CHIMENEA

Para suministrar de aire fresco a la labor y continuar con el avance

de la rampa de manera continua de deberá de desarrollar una

chimenea de ventilación, que presentará las siguientes

características:

Sección: 2.40 x 1.50 m

Longitud: 20.00 m

117

El desarrollo de la chimenea será ejecutado como proyecto, donde

el costo total ascenderá a US$ 15000, la ejecución de la chimenea

será por un sistema convencional que entenderá 39.74 US$ por

metro lineal de avance de la rampa.

5.5.3. COSTO DE REFUGIO

ESTOCADA, REFUGIO 1.5 X 1.8 - GRAD: 5% - JACK LEG - Sin Scoop

Unidad Bateas

Numero de Partida: 2.14 Fecha de Vigencia: may-20

Unidad de Medida mt Horas/gdia 10.25

Ancho de Labor 1.5 mt Taladros Perforados 26.00

Altura de Labor 1.8 mt Taladros de alivio 3.00 Longitud de Perforación 6 Pies Taladros de servicio 0 pp Eficiencia de Perforación 90% % Total, pies perforados 156.60 pp Eficiencia de Voladura 90% % Volumen 4.00 m3

Longitud efectiva 1.48 mt Tonelaje 11.44 Ton

Burden mt Factor de Carga Kg/Ton

Espaciamiento mt Capacidad de Scoop Sin Scoop Yd3

Peso especifico 2.86 Ton/m3 Rendimiento Scoop 0.00 Ton/Hra

Material Mineral

DESCRIPCION Cantidad Unidad P.U.(US$) Parcial subtotal($/Tn) TOTAL(US$)

1.1. MANO DE OBRA SUELDO+BSS

Perforista 1.03 Tarea 39.82 40.81 27.55

Ayudante Perforista 1.03 Tarea 36.85 37.77 25.50

Operador de Scoop 0.00 Tarea 54.67 0.00 0.00

Servicios mina 0.51 Tarea 36.85 18.89 12.75

Ing. Mecánico - Eléctrico 0.06 Tarea 117.31 7.51 5.07 Asistente de Ing. Mecánico 0.05 Tarea 76.12 3.65 2.47 Ingeniero de guardia 0.12 Tarea 109.07 13.09 8.84

Capataz 0.48 Tarea 60.61 29.09 19.64

Bodeguero 0.24 Tarea 36.85 8.84 5.97

Residente 0.04 Tarea 191.45 8.04 5.43

118

Asistente de Residente 0.04 Tarea 125.55 5.27 3.56

Secretario de SSMA 0.03 Tarea 41.10 1.23 0.83

Ing. de SSMA 0.05 Tarea 109.07 5.24 3.53

Asistente de SSMA 0.08 Tarea 100.83 8.47 5.72 Mecánico de Equipo pesado 0.36 Tarea 54.67 19.68 13.29

Ayudante Mecánico 0.24 Tarea 36.85 8.84 5.97 Electricista de Equipo Pesado 0.12 Tarea 54.67 6.56 4.43

Conductor 0.60 Tarea 39.82 23.89 16.13 166.66

1.2. MATERIALES BARRA CONICA 78766112-11 G.11°, 108 X 22 X 4

104.92 PP 0.06 6.48 4.38

BARRA CONICA 78766118-11 G.11°, 108 X 22 X 6

51.68 PP 0.09 4.58 3.09

BROCAS DESCART. 77764440-B45 40MM. 11º

156.60 PP 0.09 13.44 9.07

BROCA RIMADORA 64MM 2 1/2" GDO 6.5°

16.20 PP 0.34 5.57 3.76

BARRA PILOTO 79226120-11 G. 6.5° 108 x 22MM 6'

16.20 PP 0.19 3.04 2.05

ACEITE SHELL TORCULA 100

0.26 GAL 12.50 3.26 2.20

MANGUERA JEBE Y LONA 1" 300 PSI

30.00 MTS 0.04 1.30 0.88

MANGUERA JEBE Y LONA 1/2" 300 PSI

30.00 MTS 0.03 0.88 0.59

CADENA DE 1/4 1.50 MTS 0.01 0.02 0.01 ABRAZADERA REGULABLE 1" 1/2 C/2 PERNOS

6.00 PZA 0.03 0.15 0.10

26.14

1.3. EPP

PERFORACION 2.05 Tarea 3.16 6.47 4.37

OPERADOR 0.00 Tarea 2.21 0.00 0.00

SERV. MINA 0.51 Tarea 2.77 1.42 0.96

SUP. MINA 2.52 Tarea 2.13 5.36 3.62

8.95

1.4. HERRAMIENTAS PERF. Y VOL. JACK LEG 1.00 GLB 17.89 17.89 12.07

12.07

119

1.5. MAQUINARIA Y EQUIPO SCOOPTRAM DE 4.2 Yd3 0.00 h/m 0.00 0.00 0.00 PERFORADORA JACK LEG SECO S250 + MANTTO 156.60 PP

0.12 18.33 12.37

LAMPARA MINERA WISDOM 2.56 Tareas 0.39 1.00 0.67 CARGADOR DE LAMPARA 2.56 Tareas 0.42 1.07 0.72 BOMBA SUMERGIBLE GRINDEX 6 HP 0.00 h/m 2.30 0.00 0.00 CARGADOR DE ANFO /TIPO CILINDRO CA-75T1 0.00 Gdia

6.94 0.00 0.00

13.77

SUBTOTAL 227.59

Utilidad 10% Costo Directo 22.76

TOTAL, COSTO DIRECTO 250.35

CF + GG 19% 42.17

TOTAL, US$/mt 292.52

Fuente: Departamento de costos y presupuestos

Tabla 5. 8: PU, Estocada - Refugio de seguridad .

Para dar cumplimiento a los estándares de seguridad se deberán

de ejecutar refugios para el cuidado del personal, por la presencia

de transito de los equipos en la rampa y de esta manera el personal

pueda refugiarse. Los refugios deberán de respetar un

distanciamiento de 50 metros entre cada uno.

Dimensiones : 1.5 m x 1.8 m x 1.5 m

Numero de cámaras : 377.4m / 50m = 7.54 = 8 unidades

Costo unitario : US$ $ 292.52 x 8=2340.16

2340.16 / 377.06 = 6.20 US$/ml

120

5.5.4. COSTO DE CÁMARA DE CARGUÍO

La ejecución de la rampa contemplara la construcción de cuatro

cámaras de carguío para la acumulación y transferencia de

material.

Cantidad:

Sección:

Tipo:

4

4.0 x 4.0 m

H

Precio Unitario: 7273.66. US$

Costo total: 28294.27 US$

Costo (US$/m): 74.97

5.5.5. COSTO CÁMARA DE BOMBEO

La ejecución de la rampa contemplara la construcción de cuatro

cámaras de bombeo para la evacuación del agua presente en los

trabajos de profundización.

Cantidad:

Sección:

Longitud:

4

4.0 x 4.0 m

5.0 m

Precio Unitario: 1473.66 US$

Costo total 5894.67 US$

Costo (US$/m): 15.62

5.6. COSTO DE SERVICIOS AUXILIARES MINA

Comprenderá aquellos costos necesarios para la continuidad del desarrollo

de la rampa como: instalación de tuberías, limpieza de cuneta, instalación de

sangrías, instalación de ventiladores y mangas de ventilación.

121

5.6.1. PU, INSTALACIÓN DE TUBERÍAS DE SERVICIOS

Partida: 1.02 Instalación tubería de 4"

Rendimiento: 85 ml

Horas/guardia: 10 Hr / guardia

Unidad de medida: ml (Unidad)

ITEM DESCRIPCION Cantidad Unidad P.U.(US$) Parcial subtotal($/Tn) TOTAL(US$)

1.00 MANO DE OBRA H/G

Capataz para servicios mina Tarea 0.00 0.00

Maestro tubero-Carrilano 1.25 Tarea 41.81 52.27 0.61

Ayudante tubero - Carrilano 1.25 Tarea 38.43 48.03 0.57

Ayudante mina II - Extendido de tubería 0.42 Tarea 35.04 14.60 0.17 1.35

2.00 MATERIALES .

0.00 pp 0.00 0.00 0.00

3.00 IMPLEMENTOS Y HERRAMIENTAS

Herramientas carrilanos-supervisión 1.00 6.61 6.61 0.08 0.19

EPP 2.92 Tarea 3.18 9.27 0.11

4.00 EQUIPOS

Lámpara de Batería con cargador 2.92 d/H 0.93 2.71 0.02

0.02

COSTO DIRECTO 1.56

UTILIDAD 10.00% 0.16

CF + GG 52.00% 0.81

COSTO TOTAL US $ / ml 2.53 Fuente: Departamento de costos y presupuestos.

Tabla 5. 9: PU, Instalación de tubería de 4"

Comprenderá aquellos servicios de agua y aire necesarios para el

avance en la ejecución de la rampa donde el PU por ambas líneas

(agua – aire) resulta de 5.06 US$/m de avance.

122

5.6.2. PU, LIMPIEZA DE CUNETA

Partida: Limpieza de cuneta

Incluye cargado de material

Rendimiento 40.0 m./Guardia

Horas/guardia 10 Hr / guardia

Unidad de medida m. (Unidad)

ITEM DESCRIPCION Cantidad Unidad

P.U. (US$) Parcial subtotal($/Tn) TOTAL(US$)

1.00 MANO DE OBRA H/G

Capataz para servicios mina Tarea 0.00 0.00

Maestro Carrilano 0.00 Tarea 41.81 0.00 0.00

Ayudante Carrilano 0.00 Tarea 38.43 0.00 0.00

Ayudante mina II (2) 2.50 Tarea 35.04 87.60 2.19 2.19

2.00 MATERIALES

Carretilla Buggi 1.00 Und. 2.77 2.77 0.07 0.07

3.00 IMPLEMENTOS Y HERRAMIENTAS

Herramientas 2.00 10.10 20.20 0.51 0.75

EPP 2.50 Tarea 3.18 7.94 0.20

Botas musleras 2.50 Tarea 0.68 1.71 0.04

4.00 EQUIPOS

Lámpara de Batería con cargador 2.50 d/H 0.93 2.33 0.06

0.06

COSTO DIRECTO 3.06

UTILIDAD 10.00% 0.31

CF + GG 52.00% 1.59

COSTO TOTAL US $ / m 4.96 Fuente: Departamento de costos y presupuestos.

Tabla 5. 10: PU, Limpieza de cuneta

Se realizará trabajos de limpieza de cuneta como mantenimiento y

evitar el estancamiento del agua, su PU entenderá de 5.06 US$/m

de avance.

123

5.6.3. PU, CONSTRUCCIÓN E INSTALACIÓN DE SANGRÍA

Partida: Construcción e instalación de sangría

Dimensiones: Rendimiento 10.5 ML./Guardia

3.5m. X 0.3m. Riel de 60 Lb. /yd Horas por guardia 10 Hr / guardia

MATERIAL: Riel de 60 Lb. /yd Unidad de medida ML (Unidad)

ITEM DESCRIPCION Cantidad Unidad P.U.

(US$) Parcial Subtotal ($/Tn)

TOTAL (US$)

1 MANO DE OBRA H/G

(Maestro Servicios) 0.00 Tarea 0.00 0.00

Soldador 1.25 Tarea 41.81 52.27 4.98

Ayudante mina II 2.50 Tarea 35.04 87.60 8.34 13.32

2 MATERIALES

SOLDADURA CHANFERCORD E-900 4,00 5/32 0.50

Kg 9.94 4.97 0.47

SOLDADURA SUPERCITO E-7018 4.00 5/32 0.50

Kg 5.24 2.62 0.25 0.72

3 IMPLEMENTOS Y HERRAMIENTAS

Herramientas Ayudante mina 1.00 2.18 2.18 0.21 1.40

EPP 3.75 Tarea 3.18 11.91 1.19

4 EQUIPOS

Lámpara de Batería con cargador 3.75 d/H 0.93 3.4875 0.33 0.33

Máquina de soldar 3.50 h/máq 1.40 4.90 0.47

Equipo Oxicorte 2 h/máq 1.40 2.80 0.27 1.07

COSTO DIRECTO 16.84

UTILIDAD 10.00% 1.68

CF + GG 52.00% 8.76

COSTO TOTAL US $ / ML 27.28 Fuente: Departamento de costos y presupuestos.

Tabla 5. 11: PU, Construcción e instalación de sangría

Se instala por estándar 01 sangría cada 70 metros, lo que conlleva

a utilizar un promedio de 5 sangrías en la ejecución de la rampa

generando un costo de $ 477.4, donde el costo por metro lineal de

avance de la rampa seria $ 1.26/m.

124

5.6.4. PU, INSTALACIÓN DE VENTILADOR

Partida: Instalación ventiladores de 10 000; 20 000 Y 30 000 CFM

(Incluye Inst. de silenciador y 1er. Tramo manga (15m) y hermetizado de ser necesario)

Rendimiento 1.0 Und/guardia

Horas/guardia 10 Hr / guardia

Unidad de medida: Und. (Unidad)

ITEM DESCRIPCION Cantidad Unidad P.U.

(US$) Parcial Subtotal

($/Tn) TOTAL(US$)

1.00 MANO DE OBRA H/G

(Maestro Servicios) 1.00 Tarea 41.81 41.81 41.81

Ayudante mina I - Traslado e instalación 1.00 Tarea 38.43 38.43 38.43

Ayudante mina II - Traslado e instalación (2) 0.63 Tarea 35.04 21.90 21.90 102.14

2.00 IMPLEMENTOS Y HERRAMIENTAS

Herramientas 1.00 1.58 1.58 1.58 9.92

EPP 2.63 Tarea 3.18 8.34 8.34

3.00 EQUIPOS

Lámpara de Batería con cargador 2.00 d/H 0.93 1.86 1.86 1.86

COSTO DIRECTO 113.92

UTILIDAD 10.00% 11.39

CF + GG 52.00% 59.24

COSTO TOTAL US $ / Unid 184.55 Fuente: Departamento de costos y presupuestos.

Tabla 5. 12: PU Instalación de ventilador

Se realizará la instalación de 04 ventiladores de 30000CFM en la

ejecución de la rampa generando un costo total de $738, de donde

el costo por metro lineal de rampa resultaría $ 1.95/m.

125

5.6.5. PU, INSTALACIÓN DE MANGAS DE VENTILACIÓN

Partida: Instalación de mangas de ventilación 18", 24" y 36"

INCLUYE LÍNEA MENSAJERA Y CUÑAS DE MADERA

Rendimiento 120.0 ML/Guardia

Horas/Guardia 10 Hr / Guardia

Unidad de medida:

ML. (Unidad)

ITEM DESCRIPCION Cantidad Unidad P.U. (US$)

Parcial Subtotal ($/Tn)

TOTAL(US$)

1.00 MANO DE OBRA H/G

Capataz para servicios mina

Tarea 41.81 0.00 0.00

Ayudante mina I 1.25 Tarea 38.43 38.43 0.32

Ayudante mina II - Traslado e instalación

1.25 Tarea 35.04 35.04 0.29 0.61

2.00 IMPLEMENTOS Y HERRAMIENTAS

Escalera de aluminio 1.00 pza 1.50 1.50 0.01

Herramientas 1.00 10.10 10.10 0.08

EPP 2.50 Tarea 3.18 7.94 0.07 0.16

3.00 EQUIPOS

Lámpara de Batería con cargador

2.50 d/H 0.93 2.33 0.02 0.02

COSTO DIRECTO 0.79

UTILIDAD 10.00% 0.08

CF + GG 52.00% 0.41

COSTO TOTAL US $ / ml 1.29

Fuente: Departamento de costos y presupuestos.

Tabla 5. 13: PU Instalación de manga de ventilación

Se realizará la instalación de mangas de ventilación para insuflar

de aire limpio en la labor y evitar el acolchonamiento de monóxido,

donde el costo por metro lineal de instalación resultaría $ 1.29/m.

El precio unitario por el metro lineal de manga de 24” de diámetro

de ducto redondo es de US$ 12.00.

126

5.7. COSTO DE SEGURIDAD

5.7.1. COSTO DE EPP

DISTRIBUCION DE EPP

US$

/UN

IDA

D

PER

FOR

AC

ION

OP

ERA

DO

R

SHO

TCR

ETE

HER

R. -

SO

LD.

PA

RR

ILLE

RO

SER

V. M

INA

CA

RG

AD

OR

ES

AY

. SH

OT

CR

ETE

SUP

. MIN

A

ANTEOJOS UVEX PATRIOT LUNA CLARA 0.42 0.42 0.42 0.42 0.42 0.42 0.42 0.42

ANTEOJOS C/MALLA KOMET 0.08 0.08 0.08 0.08

LENTES DE MALLA ACERO INOX. P/SHOTCRETE 0.14 0.14 0.14

ARNES DE SEGURIDAD T. PARACAIDISTA 0.53 0.53

CASACA DE TELA ENJEBADA T/42 0.19 0.19 0.19

GUANTE JEBE PUÑO LARGO NEOPRONE 14" 0.54 0.54 0.54 0.54 0.54 0.54

MASCARA P ESMERILAR TRANSPARENTE 0.02 0.02

PANTALON DE TELA ENJEBADA N° 42 0.19 0.19 0.19

PROTECTOR T/JOCKEY GRIS 0.04 0.04

PROTECTOR T/SOMBRERO GRIS 0.05 0.05 0.05 0.05 0.05 0.05 0.05 0.05 0.05 0.05

TAFILETE P/ PROTECTOR SUP. 0.04 0.04 0.04 0.04 0.04 0.04 0.04 0.04 0.04 0.04

PROTECTOR DE OIDO (OREJERA) 0.06 0.06

TAPON DE OIDO 3M 0.03 0.03 0.03 0.03 0.03 0.03 0.03 0.03 0.03 0.03

FILTRO P100 3M 2097 0.81 0.81 0.81 0.81 0.81 0.81 0.81 0.81 0.81 0.81

CHALECOS 0.15 0.15

MAMELUCO DRIL C/C/R C/L T-L 0.23 0.23 0.23 0.23 0.23 0.23 0.23 0.23 0.23 0.23

CORREA PORTALAMPARA DE LONA 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01

CASACA EN CUERO CROMO P/ SOLDADOR 0.14 0.14

PANTALON EN CUERO CROMO PARA SOLDADOR 0.17 0.17

MASCARA DE PROTECCION P/ SOLDADOR 0.02 0.02

127

GUANTE DE CUERO CROMO P SOLDADOR 19" 0.23 0.23

GUANTE DE CUERO C/PALMA REFORZADA 0.29 0.29 0.29 0.29 0.29 0.29 0.29 0.29 0.29 0.29

MAMELUCO POLIETILENO DESCART. REACTIVO T-L 5.82 5.82 5.82

MASCARA DE CARA P/ SHOTCRET 3M 6800 1.89 1.89 1.89

BARBIQUEJO P/CASCO 0.03 0.03 0.03 0.03 0.03 0.03 0.03 0.03 0.03

BOTAS NO.38 JEBE C/PUNTA D/ACERO 0.16 0.16 0.16 0.16 0.16 0.16 0.16 0.16 0.16

ZAPATOS No 40 CUERO PUNTA ACERO 0.07 0.07 0.07 0.07 0.07 0.07 0.07 0.07 0.07 0.07

PORTACORDON MSA 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01

PORTALAMPARAS MSA 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01 0.01

FILTRO PARA MASCARA DE SHOTCRETERO 4.00 4.00 4.00

TOTAL, US$/GUARDIA 3.16 2.21 14.51 2.73 2.68 2.77 2.77 14.12 2.13

COSTO TOTAL DE IMPLEMENTOS DE SEGURIDAD POR DISPARO ($): 23.54

COSTO TOTAL DE IMPLEMENTOS DE SEGURIDAD POR METRO LINEAL ($): 7.85

Fuente: Departamento de costos y presupuestos.

Tabla 5. 14: PU, EPP de seguridad

5.7.2. COSTO POR MATERIAL DE HERRAMIENTAS DE GESTIÓN

DESCRIPCIÓN UNID P. UNITARIO(S/.) CONSUMO MENSUAL

REVISADO

CAMBIO DE LABOR BLOCK 3.5 4 14

VALE CONSUMO DE EXPLOSIVOS BLOK 6 2 12

VALE CONSUMO DE COMBUSTIBLE BLOK 4 10 40

CHECK LIST BLOK 2.4 2 4.8

CHECK LIST VEHICULOS LIVIANOS TRANSPORTE

BLOK 5 2 10

EVALUACION DE BARRENOS INTEGRAL BLOK 4.2 2 8.4

INSPECCION PLANIFICADA BLOK 4.3 1 4.3

IPERC CONTINUO SGI/R/IPC00 BLOK 8 8 64

128

OBSERVACION PLANIFICACION DE TAREAS OPT

BLOK 4.3 2 8.6

PARAMETROS PERFORACION Y VOLADURA

BLOK 2.5 1 2.5

PERMISO ESCRITO P' TRABAJO DE ALTO RIESGO PETAR

BLOK 3.5 2 7

REGISTRO DE CONTROL DESATE ROCAS BLOK 12 4 48

REPORTE DE INCIDENTE BLOK 2.6 4 10.4

REPORTE DIARIO SCOOP BLOK 2.4 2 4.8

REPORTE DE SHOTCRETERA ALIVA BLOK 4 1 4

TAREAS ADMINISTRACION BLOK 4.5 1 4.5

REPORTE DE OPERACIÓN BLOK 2.7 1 2.7

ORDEN DE TRABAJO EN LABOR BLOK 3.5 8 28

INSPECCION DIARIO EQUIPO DEL JUMBO AXERA

BLOK 3.5 1 3.5

CHECK LIST DE VEHICULO PESADOS BLOK 7 2 14

REGISTRÓ CAPACITACION INDUC. AUDIT.

BLOK 8 1 8

CONSUMO PROMEDIO/TRIMESTRAL (S/.) 303.49

CONSUMA PROMEDIO/DIA (S/.) 3.37

COMSUMO POR GUARDIA ($) 0.50

Fuente: Departamento de costos y presupuestos.

Tabla 5. 15: PU, Herramientas de gestión

5.8. OTROS COSTOS

5.8.1. COSTO MANO DE OBRA

OCUPACION DESCRIPCION Horas por labor

INCIDENCIA COSTO/GUARDIA ($)

PERSONAL OPERATIVO

MINA

Ingeniero de guardia Empleado - Mina 1 10% 5.8

Capataz Empleado - Mina 2 20% 7.58

Ingeniero de Servicios Empleado - Mina 1 20% 5.8

Bodeguero Obrero 0.5 5% 4.61

Maestro perforista Obrero 2.8 38% 4.98

Ayudante perforista Obrero 2.8 38% 4.61

Bombero Obrero 10 10% 46.10

129

COSTO TOTAL POR GUARDIA 79.48

COSTO DE PERSONAL POR METRO LINEAL DE AVANCE 26.49

Fuente: Departamento de costos y presupuestos.

Tabla 5. 16: PU, Mano de Obra

5.8.2. COSTOS DE MATERIALES

DESCRIPCION UND. P.U. V.U. US$/M.

BARRA 73246543-20 T38 H35 R32 M/F 14 PZA 418.92 2000 0.12

BARRA 73246537-20 T38 H35 R32 M/F 12 PZA 327.22 2000 0.11

BARRA DE EXTENSION R32 H28 R28 10´ PZA 317.8 2000 0.11

BARRA EXTENSION 78537624-20 R32 H28 R28 8" PZA 305.49 2000 0.15

BARRENO INTEGRAL 7142438-65 7/8" X 38 X 8 PZA 112.43 600 0.12

BARRA CONICA 78766106-11 G.11° 108 X 22 X 2 PZA 33.34 1000 0.03

BARRA CONICA 78766112-11 G.11°, 108 X 22 X 4 PZA 61.8 1000 0.03

BARRA CONICA 78766118-11 G.11°, 108 X 22 X 6 PZA 88.58 1000 0.03

BARRA CONICA 78766124-11 G. 11°, 108 X 22 X 8 PZA 96.82 1000 0.1

ACOPLAMIENTO P/ BARRA 73143555 T38 R32 PZA 80.63 800 0.1

ACOPLAMIENTO T38/R38 N° 7314-4455 PZA 57.58 800 0.07

BROCA BUTTON R32 MP45/51MM PZA 82.37 300 0.27

BROCA BUTTON 77334245 R32 S45 / 45MM PZA 55.42 300 0.18

BROCAS DE 41 MM. 1-5/8 R28 BF 5/2 PZA 19.24 300 0.06

BROCA ESCAR. 4" C/ PILOTO INCORPORADO R32 PZA 128.24 800 0.16

BROCA BOTTON R28 37MM PZA 59.59 300 0.2

BROCA BUTTON 77395238-S48 R28 38MM PZA 82.95 300 0.28

COPA P AFILAR BROCA 8MM PZA 89.82 3000 0.03

COPA P AFILAR BROCA 9MM PZA 94.81 3000 0.03

COPA P AFILAR BROCA 7975270-10 10MM PZA 142.14 3000 0.05

COPA P AFILAR BROCA 11MM PZA 105.85 3000 0.04

COPA P AFILAR BROCA 7972570-12 12MM PZA 154.5 3000 0.05

SHANK ADAPTER 73047585-01 T38 HLX5 PZA 257.69 2500 0.1

SHANK ADAPTER 73047536-01 T38 HL510S PZA 218.01 2500 0.09

SHANK ADAPTER 7490519185 T38 COP1838 PZA 291.49 2500 0.12

BROCA RIMADORA 64MM 2 1/2" GDO 6.5° PZA 103.16 300 0.34

SACA BROCA 22MM PZA 65.07 1500 0.04

BROCAS DESCART. 77764436-B45 36 MM. 11° PZA 25.12 300 0.08

BROCAS DESCART. 77764438-B45 38MM. 11º PZA 25.75 300 0.09

BROCAS DESCART. 77764440-B45 40MM. 11º PZA 25.75 300 0.09

ADAPTADOR P/ PERNOS SPLIT SET PZA 91.37 240 0.38

ADAPTADOR P/ PERNO ELICOIDIAL 19MM SAE 1045 PZA 70.57 240 0.29

ADAPTADOR P/ PERNO HELICOIDIAL 22MM PZA 69.83 240 0.29

ADAPTADOR P/ PERNO HYDRABOLT PZA 140.32 240 0.58

130

CARTUCHO DE CEMENTO "CEM-CON" PZA 0.16 1 0.01

CARTUCHO DE RESINA (28x300) PZA 0.62 1 0.02

BARRA PILOTO 79226120-11 G. 6.5° 108 x 22MM 6' PZA 187.46 1000 0.19

MANGUERA PVC ANTIESTATICA 3/4" MTS 12.00 60 0.20

ESCALERA DE ALUMINIO PZA 550.00 180 0.44

ESCALERA TELESC. FIBRA DE VIDRIO PZA 200.00 180 1.11

BARRETILLAS DE ALUMINIO 14 PZA 50.00 30 0.04

BARRETILLAS DE ALUMINIO 12´ PZA 45.00 30 0.03

BARRETILLAS DE ALUMINIO 10´ PZA 38.00 30 0.03

BARRETILLAS DE ALUMINIO 8´ PZA 30.00 30 0.02

BARRETILLAS DE ALUMINIO 6´ PZA 26.00 30 0.02

BARRETILLAS DE ALUMINIO 4" PZA 20.00 30 0.01

FLEXOMETRO DE 5 MTS-STANLEY PZA 5.00 30 0.17

ENSUNCHADORA P/ CINTA BANDIT PZA 130.00 90 1.44

CINTA BAND IT 1/2 MTS 1.00 1 0.00

CINTA BANDIT 3/8 MTS 0.98 1 0.98 ATACADOR DE MADERA 7/8 X 3 MTS PZA 3.00 10 0.06 PINTURA ESMALTE ROJO GAL 10.25 10 0.11

MANGUERA JEBE Y LONA 1" 300 PSI MTS 5.20 120 0.04

MANGUERA JEBE Y LONA 1/2" 300 PSI MTS 3.50 120 0.03

BOMBA SUMERGIBLE GRINDEX 6 HP PZA 4,600.00 2000 0.76

MANGUERA PVC ANTIESTATICA 1" MTS 10.38 60 0.17

BARRENO INTEGRAL 7143237-65 7/8" x 37 x 10´ PZA 126.91 1000 0.13

TUBERIA DE 4" HDPE (SERVICIO AGUA) M - - 6.33

TUBERIA DE 4" HDPE (SERVICIO AIRE) M - - 6.33

MANGA P/ VENTILACION 28" (Rafia de Polietileno) MTS 8.00 1 8.00

TOTAL 31.50

Fuente: Departamento de costos y presupuestos.

Tabla 5. 17: Costos de materiales

5.8.3. COSTO ACARREO

La carga generada por la voladura en los trabajos de ejecución de

la rampa será trasladada con equipos volquete de capacidad de 25

Tn que serán alimentados con un equipo scooptram de 4.2 yd3 en

las cámaras de carguío.

Por cada disparo efectuado se tendrá 130.31 TM de carga, para lo

cual se realizarán 5 viajes, el precio unitario por hora es de 83.07

US$ de aquí se deduce que el costo por cada metro lineal de

avance de la rampa asciende a 138.45 US$.

131

5.8.4. COSTOS INDIRECTOS

COSTOS INDIRECTOS (US$)

Administración 0.75

Medio ambiente 0.21

Alimentación 4.25

Recursos Humanos 0.11

Vigilancia 0.28

Sist. y comunicaciones 0.23

COSTO TOTAL (US$/GUARDIA) 5.83

COSTO (US$/M) 1.94

Fuente: Departamento de costos y presupuestos.

Tabla 5. 18: Costos indirectos

5.9. RESUMEN DE COSTO TOTAL DE AVANCE

Los costos para el desarrollo de la rampa 462 norte se detallan a continuación:

DESCRIPCIÓN SERVICIO ACTIVIDAD PRECIO ($/m)

PERFORACION Y ACARREO / RAMPA 4X4-GRD: -12%-J/S 4.2 YD3 ROCA 4 Y 5

AVANCE 452.85

CAMARA DE CARGUIO AVANCE 74.97

CAMARA DE BOMBEO AVANCE 15.62

CHIMENEA DE VENTILACION AVANCE 39.74

CUNETA 0.40 X 0.40

AVANCE 22.16

ESTOCADA, REFUGIO 1.5 X 1.8 GRAD 5% AVANCE 6.20

LIMPIEZA DE MATERIAL ROTO ACARREO 138.45

EXPLOSIVO Y ACCESORIOS DE VOLADURA VOLADURA 60.46

PERNO HELICOIDAL 7 PIES C/JUMBO EMPERNADOR SOSTENIMIENTO 152.60

CONCRETO LANZADO 300 kg/cm2 SOSTENIMIENTO 341.31

INS.ALCAYATAS P/ AGUA, AIRE, RH-2 CPOS SERVICIOS MINA 3.17

INS.ALCAYATAS P/ AGUA, AIRE, RH-3 CPOS SERVICIOS MINA 3.53

132

INSTALACIÓN DE MANGAS DE VENTILACIÓN 18”, 24" y 36”

SERVICIOS MINA 1.29

LIMPIEZA DE CUNETA SERVICIOS MINA 4.96

CONSTRUCCION E INSTALACION DE SANGRIA SERVICIOS MINA 1.26

INSTALACION DE VENTILADOR SERVICIOS MINA 1.95

INSTALACION DE TUBERIA DE 4” SERVICIOS MINA 5.06

MATERIALES 31.50

HERRAMIENTAS DE GESTION SEGURIDAD 0.50

IMPLEMENTOS DE EPP SEGURIDAD 7.85

COSTOS INDIRECTOS OTROS 1.94

ENERGIA ELECTRICA SUMINISTROS 16.66

PERSONAL 26.49

COSTO TOTAL POR METRO DE AVANCE 1,410.52

Fuente: Departamento de costos y presupuestos.

Tabla 5. 19: Costo por (m/l) de avance

En resumen, el costo por metro lineal de avance de la rampa es de US$

1410.52, siendo el costo total US$ 532,330.24.

133

CAPÍTULO VI

EVALUACIÓN ECONÓMICA

6.1. BECOFF O COSTOS TOTALES - MINERA BATEAS

Minera Bateas ha denominado como becoff el costo por tonelada procesada

que debe cubrir la ley de corte de reservas. Los componentes que se utilizan

para estimar el becoff han sido sujetos a discusiones año tras año, sin

embargo, tradicionalmente se ha incluido la totalidad del costo total. Para

efectos del presente análisis denominaremos esta ley de corte como becoff

tradicional (Becofftra).

Becofftra (US$/tTM) = Cm + Cp + Csg + Cs&a + Cvt + Crc + Cmg Dónde: Cm: Costo mina

Cp: Costo planta

Csg: Costo servicios generales

Cs&a: Costo de servicios administrativos

Cv&t: Costo de venta y transporte de concentrados

Crc: Costo gastos en relaciones comunitarias y otros

Cmg: Costo management fee

134

ENERO FEBRERO MARZO ABRIL MAYO JUNIO JULIO AGOSTO

ETIQUETAS DE FILA Total US$ US$/t Total US$ US$/t Total US$ US$/t Total US$ US$/t Total US$ US$/t Total US$ US$/t Total US$ US$/t Total US$ US$/t

1101PE100 - MINA 1,706,606 39.25 1,743,667 41.25 1,879,353 39.83 1,958,768 44.91 1,816,822 38.64 2,000,786 44.46 1,956,912 46.03 2,050,090 44.82

1101101000 - SUPERVISION MINA

60,128 1.38 62,864 1.49 61,249 1.30 69,197 1.59 67,204 1.43 64,272 1.43 83,076 1.95 60,976 1.33

1101102000 - PREPARACION 147,001 3.38 135,143 3.20 144,491 3.06 160,615 3.68 134,557 2.86 159,800 3.55 132,422 3.11 147,748 3.23

1101103000 - EXPLOTACION 421,084 9.68 481,328 11.39 490,852 10.40 486,937 11.16 495,588 10.54 478,437 10.63 432,631 10.18 494,399 10.81

1101104000 - ACARREO Y CARGUIO

22,804 0.52 15,962 0.38 41,277 0.87 21,805 0.50 27,885 0.59 25,601 0.57 16,967 0.40 23,519 0.51

1101105000 - SOSTENIMIENTO

425,564 9.79 465,465 11.01 438,773 9.30 472,808 10.84 417,592 8.88 510,979 11.35 498,736 11.73 499,017 10.91

1101106000 - RELLENO 125,800 2.89 115,007 2.72 168,168 3.56 162,060 3.72 153,189 3.26 155,534 3.46 138,113 3.25 156,361 3.42

1101107000 - TRANSPORTES 120,264 2.77 127,485 3.02 124,068 2.63 144,911 3.32 119,851 2.55 139,853 3.11 109,067 2.57 151,022 3.30

1101108000 - SERVICIOS AUXILIARES

187,268 4.31 181,535 4.29 206,635 4.38 244,278 5.60 222,446 4.73 249,214 5.54 351,620 8.27 283,507 6.20

1101109000 - ENERGIA 146,371 3.37 114,250 2.70 148,069 3.14 145,292 3.33 147,701 3.14 160,024 3.56 153,674 3.61 188,976 4.13

1101102100 - DESQUINCHE 50,323 1.16 44,629 1.06 55,772 1.18 50,866 1.17 30,808 0.66 57,073 1.27 40,607 0.96 44,566 0.97

1101PE200 - PLANTA 523,142 11.32 637,159 16.25 557,770 12.47 829,841 19.91 537,463 11.56 549,407 12.11 644,372 13.76 721,794 16.66

1101201000 - SUPERVISION PLANTA

52,466 1.14 53,032 1.35 50,843 1.14 55,550 1.33 53,390 1.15 55,272 1.22 52,784 1.13 51,739 1.19

1101202000 - TRITURACION 76,025 1.64 84,087 2.14 99,901 2.23 142,602 3.42 86,522 1.86 89,759 1.98 93,564 2.00 101,674 2.35

1101203000 - MOLIENDA 61,712 1.34 145,825 3.72 77,474 1.73 209,021 5.01 66,507 1.43 65,388 1.44 124,938 2.67 183,062 4.23

1101204000 - FLOTACION 92,468 2.00 137,051 3.49 94,713 2.12 191,562 4.60 97,628 2.10 92,345 2.04 130,929 2.80 134,174 3.10

1101205000 - ESPESAMIENTO

5,658 0.12 8,495 0.22 1,007 0.02 4,905 0.12 1,961 0.04 3,970 0.09 10,302 0.22 15,713 0.36

1101206000 - FILTRADO 16,643 0.36 19,175 0.49 14,526 0.32 25,688 0.62 13,953 0.30 15,694 0.35 17,425 0.37 25,411 0.59

1101207000 - SERVICIOS AUXILIARES

57,951 1.25 44,907 1.15 38,251 0.86 49,467 1.19 55,212 1.19 55,662 1.23 45,347 0.97 41,561 0.96

1101209000 - ENERGIA 160,218 3.47 144,587 3.69 181,056 4.05 151,046 3.62 162,292 3.49 171,319 3.78 169,082 3.61 168,460 3.89

1101PE300 - SERVICIOS GENERALES

445,088 9.63 459,307 11.71 483,230 10.81 568,380 13.64 496,002 10.67 533,576 11.76 468,714 10.01 516,121 11.91

1101301000 - GERENCIA DE OPERACIONES

15,699 0.34 17,165 0.44 18,627 0.42 31,134 0.75 27,274 0.59 20,079 0.44 24,723 0.53 22,578 0.52

1101302000 - ENERGIA ELECTRICA Y MANTENIMIENTO

39,625 0.86 51,915 1.32 52,033 1.16 47,303 1.13 36,171 0.78 51,322 1.13 47,106 1.01 51,960 1.20

135

1101303000 - GEOLOGIA 113,411 2.45 115,986 2.96 97,189 2.17 130,551 3.13 120,177 2.58 102,749 2.27 109,295 2.33 106,562 2.46

1101304000 - PLANEAMIENTO 73,220 1.58 73,167 1.87 100,042 2.24 107,249 2.57 101,369 2.18 81,109 1.79 84,171 1.80 108,247 2.50

1101305000 - SEGURIDAD MINERA

65,732 1.42 89,163 2.27 64,441 1.44 65,301 1.57 66,858 1.44 61,276 1.35 60,408 1.29 48,333 1.12

1101306000 - MEDIO AMBIENTE

76,750 1.66 61,137 1.56 83,110 1.86 116,530 2.80 86,890 1.87 161,593 3.56 78,551 1.68 116,437 2.69

1101307000 - LABORATORIO QUIMICO

60,651 1.31 50,773 1.29 67,788 1.52 70,312 1.69 57,264 1.23 55,448 1.22 64,460 1.38 62,004 1.43

1101PE400 - SERVICIOS ADMINISTRATIVOS MINA

363,263 7.86 348,475 8.89 371,392 8.31 426,072 10.22 415,427 8.93 534,612 11.79 637,947 13.63 422,835 9.76

1101401000 - ADMINISTRACION 187,241 4.05 188,075 4.80 186,614 4.17 216,166 5.19 221,444 4.76 328,615 7.24 391,220 8.36 211,058 4.87

1101402000 - DESARROLLO HUMANO Y ORGANIZACIONAL MINA

47,542 1.03 43,789 1.12 50,035 1.12 47,606 1.14 46,903 1.01 46,819 1.03 56,615 1.21 83,604 1.93

1101403000 - LOGISTICA MINA 58,870 1.27 64,599 1.65 75,178 1.68 103,588 2.49 80,986 1.74 95,230 2.10 92,514 1.98 74,578 1.72

1101405000 - RELACIONES COMUNITARIAS

51,505 1.11 36,472 0.93 40,200 0.90 40,708 0.98 47,576 1.02 46,939 1.03 82,146 1.75 37,205 0.86

1101409000 - ENERGIA 18,106 0.39 15,539 0.40 19,366 0.43 18,005 0.43 18,517 0.40 17,010 0.37 15,451 0.33 16,389 0.38

1102PE100 - DISTRIBUCION 338,060 7.31 258,152 6.58 350,042 7.83 288,649 6.92 319,348 6.87 273,268 6.02 186,057 3.97 439,983 10.16

1102PE100 - DISTRIBUCION 338,060 7.31 258,152 6.58 350,042 7.83 288,649 6.92 319,348 6.87 273,268 6.02 186,057 3.97 439,983 10.16

1102PE200 - EXPENSES 310,104 6.71 399,005 10.17 304,923 6.82 265,837 6.38 321,952 6.92 309,842 6.83 319,711 6.83 271,840 6.28

1102PE200 - EXPENSES 310,104 6.71 399,005 10.17 304,923 6.82 265,837 6.38 321,952 6.92 309,842 6.83 319,711 6.83 271,840 6.28

1102PE300 - RELACIONES COMUNITARIAS

4,112 0.09 13,148 0.34 10,149 0.23 15,467 0.37 25,244 0.54 24,748 0.55 31,117 0.66 -3,227 -0.07

1102PE300 - RELACIONES COMUNITARIAS

4,112 0.09 13,148 0.34 10,149 0.23 15,467 0.37 25,244 0.54 24,748 0.55 31,117 0.66 -3,227 -0.07

1103PE100 - MANAGEMENT FEE

16,706 0.36 59,544 1.52 49,330 1.10 49,835 1.20 9,093 0.20 -15,753 -0.35 20,739 0.44 38,933 0.90

1103PE100 - MANAGEMENT FEE

16,706 0.36 59,544 1.52 49,330 1.10 49,835 1.20 9,093 0.20 -15,753 -0.35 20,739 0.44 38,933 0.90

TOTAL GENERAL 3,707,080 82.53 3,918,458 96.71 4,006,189 87.39 4,402,850 103.54 3,941,352 84.33 4,210,487 93.17 4,265,568 95.33 4,458,370 100.42

Fuente: Departamento de geología.

Tabla 6. 1: Costo (US$/Tn) detallado

136

Total, US$ I TRIMESTRE

US$/t I TRIMESTRE

Total, US$ II TRIMESTRE

US$/t II TRIMESTRE

Total, US$ III TRIMESTRE

US$/t III TRIMESTRE Total, US$ Total, US$/t

Etiquetas de Fila Total, US$ I US$/t Total, US$ II US$/t Total, US$ III US$/t

MINA 5,329,626 40.09 5,776,377 42.59 4,007,003 45.40 15,113,006 42.35

PLANTA 1,718,070 13.20 1,916,711 14.35 1,366,166 15.16 5,000,948 14.13

SERV. GENERALES 1,387,624 10.66 1,597,958 11.97 984,835 10.93 3,970,417 11.22

SERV. ADM. MINA 1,083,131 8.32 1,376,111 10.30 1,060,782 11.77 3,520,024 9.95

DISTRIBUCION 946,255 7.27 881,265 6.60 626,039 6.95 2,453,559 6.93

EXPENSES 1,014,032 7.79 897,632 6.72 591,551 6.56 2,503,215 7.07

RELACIONES COMUNITARIAS 27,408 0.21 65,459 0.49 27,889 0.31 120,756 0.34

MANAGEMENT FEE COST 125,580 0.96 43,176 0.32 59,672 0.66 228,427 0.65

Total, general 11,631,727 88.51 12,554,689 93.34 8,723,938 97.73 32,910,353 92.65

Fuente: Departamento de geología.

Tabla 6. 2: Costo (US$/Tn) – Resumen trimestral

137

Fuente: Departamento de costos y presupuestos.

Figura 6. 1: Becoff general

6.1.1. COSTO MECANIZADO

El becoff mecanizado para los 2 tipos de perforación breasting u

horizontal y realce o semivertical, viene dado por (ver tablas 6.3 y

6.4).

DESCRIPCIÓN ACTIVIDAD UNIDAD TOTAL

MINA 46.2

Supervisión mina (US$/TM) 1.1

Enero Febrero Marzo Abril Mayo Junio Julio Agosto

MINA 39.25 41.25 39.83 44.91 38.64 44.46 46.03 44.82

PLANTA 11.32 16.25 12.47 19.91 11.56 12.11 13.76 16.66

SERV. GENERALES 9.63 11.71 10.81 13.64 10.67 11.76 10.01 11.91

SERV. ADM. MINA 7.86 8.89 8.31 10.22 8.93 11.79 13.63 9.76

DISTRIBUCION 7.31 6.58 7.83 6.92 6.87 6.02 3.97 10.16

EXPENSES 6.71 10.17 6.82 6.38 6.92 6.83 6.83 6.28

RELACIONES COMUNITARIAS 0.09 0.34 0.23 0.37 0.54 0.55 0.66 -0.07

MANAGEMENT FEE COST 0.36 1.52 1.10 1.20 0.20 -0.35 0.44 0.90

TOTAL US$/t 82.53 96.71 87.39 103.54 84.33 93.17 95.33 100.42

39.2541.25

39.83

44.91

38.64

44.4646.03

44.82

82.53

96.71

87.39

103.54

84.33

93.1795.33

100.42

10.00

20.00

30.00

40.00

50.00

60.00

70.00

80.00

90.00

100.00

110.00

-10.00

0.00

10.00

20.00

30.00

40.00

50.00

US$

BECOFF GENERAL - OPERACIONES 2019 (US$/t)

138

Acarreo y carguío (US$/TM) 0.6

Energía (US$/TM) 2.1

Explotación (US$/TM) 11.6

Preparación (US$/TM) 5.1

Relleno (US$/TM) 3.4

Servicios auxiliares

(US$/TM) 2.7

Sostenimiento (US$/TM) 6.9

Transporte (US$/TM) 3.7

PLANTA (US$/TM) 13.2

SERVICIOS GENERALES (US$/TM) 9.1

SERVICIOS ADMINISTRATIVOS MINA

(US$/TM) 5.2

VENTA Y TRANSPORTE (US$/TM) 9.3

EXPENSES (US$/TM) 1.3

MANAGEMENT FEE (US$/TM) 0.2

BECOFF (US$/TM) 84.5

Fuente: Departamento de costos y presupuestos Tabla 6. 3: Valor de becoff mecanizado (breasting)

DESCRIPCIÓN ACTIVIDAD UNIDAD TOTAL

MINA 34.2

Supervisión mina (US$/TM) 1.0

Acarreo y carguío (US$/TM) 0.9

Energía (US$/TM) 1.9

Explotación (US$/TM) 11.9

Preparación (US$/TM) 5.6

Relleno (US$/TM) 3.5

Servicios (US$/TM) 2.4

Sostenimiento (US$/TM) 3.1

139

Transporte (US$/TM) 3.3

PLANTA (US$/TM) 12.7

SERVICIOS GENERALES (US$/TM) 8.9

SERVICIOS (US$/TM) 5.2

VENTA Y TRANSPORTE (US$/TM) 9.4

EXPENSES (US$/TM) 1.2

MANAGEMENT FEE (US$/TM) 0.2

BECOFF (US$/TM) 78.20 Fuente: Departamento de costos y presupuestos

Tabla 6. 4: Valor de becoff mecanizado (realce)

El valor del becoff para la explotación mecanizada en breasting y

realce es de 84.5 y 78.2 US$/TM, respectivamente, estos valores

incluyen todos los costos y fueron tomados del acumulado anual.

Para el cálculo de los costos en dólares por tonelada, se tiene en

cuenta que el costo de mina es dividido por el tonelaje de extracción

mina, los costos de servicios generales, administración, planta,

transporte, gastos (expenses) y administración Lima (management

fee) son divididos por el tonelaje tratado.

Para fines de cálculo de mineral de baja ley se tomó en cuenta 85

y 78 US$/t, para breasting y realce, respectivamente.

6.1.2. COSTO CONVENCIONAL.

Becoff Convencional Realce, viene dado por (ver Tabla 6.5).

DESCRIPCIÓN ACTIVIDAD UNIDAD TOTAL

Mina 94.4

Supervisión mina (US$/TM) 1.2

Acarreo y carguío (US$/TM) 4.8

Energía (US$/TM) 1.9

Explotación (US$/TM) 20.5

140

Preparación (US$/TM) 18.7

Relleno (US$/TM) 5.6

Servicios auxiliares (US$/TM) 2.8

Sostenimiento (US$/TM) 0.8

Transporte (US$/TM) 4.1

Planta (US$/TM) 31.4

Servicios generales (US$/TM) 15.17

Servicios administrativos mina

(US$/TM) 13.63

Venta y transporte (US$/TM) 11.1

Expenses (US$/TM) 6.8

Management fee (US$/TM) 1.20

Becoff (US$/TM) 173.7 Fuente: Departamento de costos y presupuestos

Tabla 6. 5: Valor Becoff convencional (realce)

El valor del becoff para la explotación convencional en realce es de

173.7US$/TM, este valor incluye todos los costos. Estos valores

fueron tomados del acumulado anual. Para fines de cálculo de

mineral de mineral de baja ley se tomó en cuenta 174US$/TM.

Como resumen tenemos el siguiente cuadro, ver Tabla 6.6

VARIANTE MÉTODO EXPLOTACIÓN

TIPO DE PERFORACIÓN BECOFF (US$/TM) (US$/TM)

MECANIZADO BREASTING 84.50

REALCE 78.20

CONVENCIONAL REALCE 174.00 Fuente: Departamento de costos y presupuestos.

Tabla 6. 6: Resumen del valor de Becoff por tipo de explotación

6.2. NET SMELTER RETURN (NSR) MINERA BATEAS

Es el ingreso neto que el propietario de una propiedad minera recibe de la

venta de los productos metálicos de la mina menos los costos de refinación.

Para calcular el NSR o beneficio económico neto, se necesitan los siguientes

datos:

141

Precio de los commodities

Recuperación metalúrgica

Términos comerciales (Maquila, deducción, pagable, ley pagable,

cargo por refinación y ley de concentrado), ver anexo 2.

En Minera Bateas el Net Smelter Return, que iguala los costos totales. El NSR

normalmente se expresa en US$/TM (dólares americanos por tonelada

procesada) y su fórmula es:

NSR = M1 * FP1 *(PM1 - CR1) +… Mn * FPn *(PMn - CRn) – MT

En donde:

M1: Contenido de metal 1 (expresado en onzas/TM, libras/TM, g/TM).

FP1: Factor de deducción para el metal pagable 1 (expresado como un

porcentaje, normalmente representa una deducción para reflejar las pérdidas

de metal del proceso de refinación).

PM1: Precio del metal 1 (expresado en US$/oz, US$/lb, US$/TM, etc.).

CR1: Cargos por refinación del metal 1 (expresado en US$/oz, US$/lb,

US$/TM, etc.).

Mn: Contenido de metal n (expresado en onzas/t, libras/t, g/TM, etc.).

FPn: Factor de deducción para el metal pagable n (expresado como un

porcentaje, normalmente representa una deducción para reflejar las pérdidas

de metal del proceso de refinación).

PMn: Precio del metal n (expresado en US$/oz, US$/lb, US$/TM, etc.).

CRn: Cargos por refinación del metal (expresado en US$/oz, US$/lb, US$/TM,

etc.).

MT: Maquila para tratamiento de concentrados (expresado en US$/TM

utilizando factores para convertir cuántas toneladas de concentrado se

producen por cada tonelada procesada).

De la ecuación anterior se deduce que:

VP = FP1 *(PM1 - CR1) + FPn *(PMn - CRn)

Todos estos datos son cálculos en una tabla Valor Punto (VP)

142

6.2.1. VALOR PUNTO

Es una tabla de cálculo que nos permite calcular los coeficientes

para obtener los NSR de mineral. En Pb: US$/%, Zn: US$/%, Ag:

US$/g y Au: US$/g.

Valores punto LP 2019 son:

VP Pb = 18.13 US$/%

VP Zn = 15.55 US$/%

VP Au = 1.13 US$/g.

VP Ag = 0.42 US$/g.

De la ecuación anterior se dedujo y se llega a la siguiente formula.

𝐍𝐒𝐑 (𝐔𝐒$/𝐓𝐌) = 𝐋𝐞𝐲 𝐀𝐠 (𝐠/𝐓𝐌) * 𝐕𝐏 𝐀𝐠 (𝐔𝐒$/𝐠) + 𝐋𝐞𝐲 𝐀𝐮 (𝐠/𝐓𝐌) * 𝐕𝐏 𝐀𝐮 (𝐔𝐒$/𝐠) + L𝐞𝐲 𝐏𝐛 (%/𝐓𝐌) * 𝐕𝐏 𝐏𝐛 (𝐔𝐒$/%)

+ 𝐋𝐞𝐲 (%/𝐓𝐌) * 𝐕𝐏 𝐙𝐧 (𝐔𝐒$/%)

MINERA BATEAS SAC

CALCULO DE VALORES PUNTO – LARGO PLAZO

ZINC Y PLOMO

ZINC PLOMO

Concentrate Value

Precio de mercado US$/t 2,590 2,170

Recuperación metalúrgica

% 90.00 91.00

Ley en el concentrado % 54.00 62.00

Pagable % 85.00 95.00

Deducción mínima % 8.00 3.00

Ley pagable % 45.90 58.90

Pago por tonelada US$/t 1,189 1,278

143

Charges / Penalties

Maquila US$/t -256.00 -30.00

Escalador1 US$/t 0.00 -12.60

Escalador2 US$/t 0.00 0.00

Escalador3 US$/t 0 0

Penalidades US$/t 0 0

Cargos totales US$/t -256 -43

Valor del concentrado US$/t 932.81 1,235.53

Valor Punto US$/% 15.55 18.13

Fuente: Departamento de Planeamiento & Ingeniería MIBSAC Tabla 6. 7: Valor punto de concentrado de Zn y Pb

MINERA BATEAS SAC

CALCULO DE VALORES PUNTO – LARGO PLAZO

PLATA Y ORO

PLATA ORO

Concentrate Value

Precio de mercado US$/oz 17.00 1,380

Recuperación metalúrgica % 84.00 25.00

Grade in Concentrate g/t 1408.76 1.11

Pagable % 95.00 95.00

Deducción mínima g/t 50.00 1.00

Ley pagable g/t 1338.32 0.114

Oz/t 43.03 0.0037

Pago por tonelada US$/t 731.48 5.04

Charges / Penalties

Cargo por refinación US$/oz -0.60 -8.00

144

US$/t -25.82 -0.03

Escalador 1 US$/oz -0.10 0.00

US$/t -4.30 0.00

Cargos totales US$/t -30.12 -0.03

Valor del concentrado US$/t 701 5.02

Valor por oz US$/oz 13.01 35.02

Valor por g US$/g

0.42

1.13

Fuente: Departamento de Planeamiento & Ingeniería MIBSAC

Tabla 6. 8: Valor punto para concentrado Ag y Au.

6.3. RECURSOS Y RESERVAS

6.3.1. RECURSOS

Los recursos calculados en Minera Bateas se pueden ver en la

tabla 6.9.

Vein Evaluados Excluidos Incluidos Puentes No

accesibles Animas B 3,964,453 1,175,894 2,245,260 452874 90425

Animas R 1,050,211 326,451 578,840 90175 54745

Animas Central 314,117 62,576 159,687 59286 32568

Cimoide ASNE 633,333 204,587 260,486 125476 32784

Nancy 509,338 248,451 180,560 60153 20174

Ramal Techo ASNE 52,140 23,840 20,500 0 7800

Santa Catalina 24,601 24,601 0 0 0

Rosita 46,424 3,400 25,684 12450 4890

Animas Noreste Techo 148,365 83,250 38,576 17589 8950

Animas Central Techo 26,647 14,543 10,850 0 1254

Ramal Animas Central 21,164 11,928 6,584 2002 650

Ramal Animas Noreste 24,752 13,652 8,320 1940 840

San Cristóbal 116,600 60,250 43,350 0 13000

Cimoide la Plata 29,317 15,385 13,380 0 552

145

Don Luis 2 79,867 4,580 58,487 15000 1800

La Plata 61,676 34,260 21,686 4300 1430

Bateas piso 0 0 0 0 0

Bateas techo 0 0 0 0 0

Silvia 22,111 22,065 0 0 46

Paralela 39,521 33,065 4,256 0 2200

Ramal Piso Carolina 64,677 35,487 27,540 0 1650

Total 7,219,314 2,398,265 3,704,046 841,245 275,758

Fuente: Departamento de Geología

Tabla 6. 9: Recursos evaluados en Minera Bateas – 2019 en TM.

A continuación, se definen los recursos.

Evaluados: Son los recursos medidos e indicados, los que resultan,

suman 7, 219,314 TM.

Excluidos: son los recursos cuyo valor diluidos está por debajo del

break even becoff. Estos recursos deberían de mantenerse, puesto

que algunos de los precios de los commodities podrían ingresar al

inventario de reservas, suman 2,398,265 TM.

Incluidas: son aquellos recursos que son económicamente

explotables, es decir son los recursos que se convirtieron en

reservas, las cuales suman 3,704,046 TM.

No accesibles: Son los recursos cuyo valor diluido está por encima

del punto de break even becoff, pero estos se encuentran aislados

y/o dispersos, por lo cual no es rentable su extracción las cuales

suman 275,758 TM.

Puentes: Son los recursos que están incluidos dentro de los

puentes de seguridad entre niveles. Hay una ligera variación, ya

que se han descartado algunos puentes a dejar en el minado las

cuales suman 841,245 TM.

6.3.2. RESERVAS

Las reservas obtenidas en la estimación hacia el año 2027, son

como se muestra en la tabla 6:11.

146

Categoría Vein Tonnes Ag(g/t) Au(g/t) Pb (%)

Zn (%)

Cu (%)

NSR (US$/t)

Becoff (US$/t)

01_AN_B Animas B 2,627,258 75 0.16 3.01 4.63 0.24 158 84

01_AN_R Animas R 622,217 82 0.09 3.39 4.43 0.17 165 78

02_AS Animas Central 159,687 102 0.35 1.56 3.26 0.08 122 85

03_CASNE Cimoide ASNE 349,757 62 0.08 2.6 4.92 0.26 149 85

04_NAN Nancy 224,325 73 0.17 3.02 3.11 0.22 134 85

05_RTASNE Ramal Techo ASNE 23,314 87 0.04 2.12 3.81 0.32 134 85

06_ROS Rosita 31,270 48 0.07 2.01 4.22 0.21 122 85

07_ASNET Animas Noreste Techo 55,235 58 0.09 1.9 3.25 0.2 109 85

08_AST Animas Central Techo 13,635 32 0.16 1.97 4.56 0.05 120 85

09_RAS Ramal Animas Central 7,445 41 0.15 1.41 3.57 0.07 98 85

10_RASNE Ramal Animas Noreste 9,012 181 0.86 1.84 1.26 0.41 130 85

11_SC San Cristóbal 54,780 273 0.07 0.29 0.42 0.07 126 85

15_CLP Cimoide la Plata 15,498 561 3.59 0.02 0.04 0.05 284 174

16_DL2 Don Luis 2 60,000 713 0.99 0.07 0.13 0.11 304 174

17_LPL1 La Plata 10,035 568 2 0.01 0 0 760 174

20_PAR Paralela 7,868 684 0.32 0.16 0.51 0 298 174

23_RPCAR Ramal Piso Carolina 35,828 165 6.23 0.05 0.09 0.04 265 174

Total, general 4,101,313 97 0.21 2.78 4.05 0.20 158 86 Fuente: Departamento de Geología

Tabla 6. 10: Resumen reservas evaluados en minera Bateas - 2019 6.4. SENSIBILIDAD

En las siguientes tablas presentamos un esquema de variación en el precio

de los metales, acorde a la volatilidad anual de cada commodities, en base a

los valores considerados para el programa anual de tratamiento anual.

Estableciendo las recuperaciones metalúrgicas constantes, calculamos los

valores punto de cada elemento considerando parámetros de

comercialización constantes.

Precio de los commodities

Precio de la plata.

El precio de la plata, actualmente viene en tendencia al alza, como se muestra

en la figura 6:2, la cual afecta de manera positiva en la generación de

utilidades para la empresa minera. Ver data de precios de Ag (anexo 3).

147

Fuente: (Web Site, Commodities Prices Kitco, 2019)

Figura 6. 2: Precio histórico anual de la plata.

Precio del oro.

El oro presenta tendencias de alza como se muestra en la figura: 6:3 esto

información repercute de manera positiva en la generación de utilidades a la

empresa minera, ver data de precios de Au (anexo 4).

Fuente: (Web Site, Commodities Prices Kitco, 2019)

Figura 6. 3: Precio histórico anual del oro.

0

2

4

6

8

10

12

14

16

18

20

ene.

20

18

feb

. 20

18

mar

. 20

18

abr.

20

18

may

. 20

18

jun

. 20

18

jul.

20

18

ago

. 20

18

sep

. 20

18

oct

. 20

18

no

v. 2

01

8

dic

. 20

18

ene.

20

19

feb

. 20

19

mar

. 20

19

abr.

20

19

may

. 20

19

jun

. 20

19

jul.

20

19

ago

. 20

19

sep

. 20

19

oct

. 20

19

Precio Ag (US$/Oz)

0

200

400

600

800

1000

1200

1400

1600

ene.

20

18

feb

. 20

18

mar

. 20

18

abr.

20

18

may

. 20

18

jun

. 20

18

jul.

20

18

ago

. 20

18

sep

. 20

18

oct

. 20

18

no

v. 2

01

8

dic

. 20

18

ene.

20

19

feb

. 20

19

mar

. 20

19

abr.

20

19

may

. 20

19

jun

. 20

19

jul.

20

19

ago

. 20

19

sep

. 20

19

oct

. 20

19

Precio Au (US$/Oz)

148

Precio del plomo.

El precio del plomo experimento una baja, pero tiende recuperarse, como se

aprecia en la figura: 6:4, ver data de precios de Pb (anexo 5).

Fuente: (Web Site, Commodities Prices Kitco, 2019)

Figura 6. 4: Precio histórico anual del plomo.

Precio del Zinc

Fuente: (Web Site, Commodities Prices Kitco, 2019) Figura 6. 5: Precio histórico anual del Zinc.

El precio del zinc presenta una tendencia de caída, como se aprecia en la

figura: 6. 5, que afecta negativamente en la generación de utilidades, ver data

de precios del Zn (anexo 6).

0

500

1000

1500

2000

2500

3000

ene.

20

18

feb

. 20

18

mar

. 20

18

abr.

20

18

may

. 20

18

jun

. 20

18

jul.

20

18

ago

. 20

18

sep

. 20

18

oct

. 20

18

no

v. 2

01

8

dic

. 20

18

ene.

20

19

feb

. 20

19

mar

. 20

19

abr.

20

19

may

. 20

19

jun

. 20

19

jul.

20

19

ago

. 20

19

sep

. 20

19

oct

. 20

19

Precio Pb (US$/TM)

0

500

1,000

1,500

2,000

2,500

3,000

3,500

4,000

ene.

20

18

feb

. 20

18

mar

. 20

18

abr.

20

18

may

. 20

18

jun

. 20

18

jul.

20

18

ago

. 20

18

sep

. 20

18

oct

. 20

18

no

v. 2

01

8

dic

. 20

18

ene.

20

19

feb

. 20

19

mar

. 20

19

abr.

20

19

may

. 20

19

jun

. 20

19

jul.

20

19

ago

. 20

19

sep

. 20

19

oct

. 20

19

Precio Zn (US$/TM)

149

ESTADÍSTICA HISTÓRICA ANUAL DE LOS COMMODITIES:

Datos estadísticos del precio de los commodities:

Datos Ag Au Pb Zn

Valor Max (US$/oz) 20.44 1,349 2,364 2,867

Valor Min (US$/oz) 16.04 1,150 1,827 2,244

Media (US$/oz) 17.90 1,258 2,157 2,593

Volatilidad Anual (%) 25 16 25 24

Fuente: Gabinete costos y presupuestos

Tabla 6. 11: Resumen estadístico del precio de los commodities

VARIACIÓN DEL PRECIO DE LOS COMMODITIES

La variación del precio de los commodities se realizó, acorde a la volatilidad

histórica anual con un margen proyectado con escenarios alcistas y bajistas.

Precio de los commodities Ag (US$/oz) Au (US$/oz) Pb (US$/TM) Zn (US$/TM)

18,16 1.510,58 2.584,09 3.532,90

17,65 1.494,81 2.581,06 3.441,52

17,13 1.412,89 2.436,29 3.269,18

16,65 1.359,04 2.390,00 3.188,05

16,58 1.324,66 2.360,93 3.059,87

16,49 1.320,07 2.207,02 2.932,65

15,82 1.303,45 2.184,09 2.850,60

Precio base 15,79 1.300,90 2.022,91 2.707,19

15,72 1.291,75 2.053,53 2.656,13

15,62 1.285,91 2.044,55 2.616,29

15,06 1.281,57 2.022,91 2.601,22

15,04 1.250,40 1.997,14 2.595,69

14,99 1.237,71 1.987,55 2.512,00

150

14,77 1.220,65 1.975,64 2.446,51

14,66 1.201,71 1.972,32 2.331,56

14,35 1.198,39 1.815,19 2.273,01

Fuente: Gabinete Costos y presupuestos

Tabla 6. 12: Variación del precio de los commodities en base al plan anual

VOLATILIDAD HISTÓRICA ANUAL

Para el proyecto se consideró la volatilidad anual en base a los precios de los

commodities con que se realizó el plan anual base, con escenarios alcistas y

bajistas (ver tabla 6.16).

VARIACIÓN Vol. (%) Ag Vol. (%) Au Vol. (%) Pb Vol. (%) Zn

15.01 16.12 24.72 30.50

11.78 14.91 24.58 27.13

8.49 8.61 17.59 20.76

5.45 4.47 15.36 17.76

5.00 1.83 13.95 13.03

4.43 1.47 6.52 8.33

0.19 0.20 5.42 5.30

Plan anual base 0 0 0 0

-0.44 -0.70 -0.88 -1.89

-1.08 -1.15 -1.32 -3.36

-4.62 -1.49 -2.36 -3.91

-4.75 -3.88 -3.61 -4.12

-5.07 -4.86 -4.07 -7.21

-6.46 -6.17 -4.64 -9.63

-7.16 -7.62 -4.80 -13.88

-9.12 -7.88 -12.39 -16.04 Fuente: Gabinete Costos y presupuestos

Tabla 6. 13: Volatilidad del precio de los commodities en base al plan anual RECUPERACIÓN METALÚRGICA O (RM)

RM (%) Ag Au Pb Zn

Valores base 84% 25% 94% 90%

Fuente: Gabinete Costos y presupuestos Tabla 6. 14: Recuperación metalúrgica en base al plan anual

151

CÁLCULO DEL MARGEN DE GANANCIA ANUAL

Tomando como base el plan de producción del año 2019, se calculó cómo

varía el valor final del plan de producción. El NSR se calcula en base a las

volatilidades presentadas en la tabla 6:16.

Cálculo de NSR y VM (ver tabla 6.17)

Variación de MG (años) NSR(US$/TM) VM(US$)

2020 139 74,482,932

2021 154 82,524,742

2022 161 86,014,888

2023 160 85,828,696

2024 162 86,742,374

2025 155 83,085,099

2026 158 84,434,090

2027 180 63,446,980

Fuente: Gabinete Costos y presupuestos Tabla 6. 15: Resumen del valor NSR y VM con

incertidumbre.

CÁLCULO DE MG ANUAL

AÑOS NSR(US$/TM) VM(US$) COSTO TOTAL(US$) MG(US$)

2020 139 74,482,932 45,249,750 29,233,182

2021 154 82,524,742 47,925,750 34,598,992

2022 161 86,014,888 47,925,750 38,089,138

2023 160 85,828,696 45,249,750 40,578,946

2024 162 86,742,374 45,249,750 41,492,624

2025 155 83,085,099 48,223,232 34,861,867

2026 158 84,434,090 48,223,678 36,210,412

2027 180 63,446,980 32,787,073 30,659,907

Fuente: Gabinete Costos y presupuestos

Tabla 6. 16: Margen de ganancia anual incluida incertidumbre

152

6.5. INVERSIÓN DEL PROYECTO Para valorizar el mineral a extraerse del cuerpo mineralizado de veta Don

Luis2 en la profundización de la rampa, se tendrá que evaluar en un LOM de

8 años (tiempo de vida que se estima a la mina) y el CAPEX (ver tabla 6.19-

6.20) que se destinara para la inversión del proyecto, con estos elementos a

considerar se valorizara y verificara la viabilidad del proyecto.

LOM, estimado en minera Bateas:

VALORES 2020 2021 2022 2023 2024 2025 2026 2027 TOTAL, GENERAL

Tonnes 535,500 505,500 505,500 535,500 535,500 535,500 535,500 352,813 4,041,313

Ag (g/t) 58 70 76 85 90 94 95 163 88

Au (g/t) 0.21 0.23 0.18 0.13 0.13 0.24 0.18 0.38 0.20

Pb (%) 2.51 2.76 2.73 3.03 3.14 2.74 2.73 2.93 2.82

Zn (%) 4.16 4.02 4.29 4.28 4.16 4.02 4.15 3.63 4.11

Cu (%) 0.16 0.18 0.21 0.26 0.20 0.18 0.21 0.17 0.20

DON LUIS2

VALORES 2020 2021 2022 2023 2024 2025 2026 2027 TOTAL GENERAL

Tonnes 30,000 30,000 60,000

Ag (g/t) 713.00 713.00 713

Au (g/t) 0.99 0.99 0.99

Pb (%) 0.07 0.07 0.07

Zn (%) 0.13 0.13 0.13

Cu (%) 0.11 0.11 0.11

NSR (US$/TM)

303 303 303

Fuente: Departamento de Planeamiento & Ingeniería MIBSAC

Tabla 6. 17: LOM, proyecto.

VALORES 2020 2021 2022 2023 2024 2025 2026 2027 TOTAL

Tonnes 535,500 535,500 535,500 535,500 535,500 535,500 535,500 352,813 4,101,313

Ag (g/t) 58 106 112 85 90 94 95 163 97

Au (g/t) 0.21 0.27 0.22 0.13 0.13 0.24 0.18 0.38 0.21

Pb (%) 2.51 2.61 2.58 3.03 3.14 2.74 2.73 2.93 2.78

Zn (%) 4.16 3.81 4.05 4.28 4.16 4.02 4.15 3.63 4.05

Cu (%) 0.16 0.18 0.21 0.26 0.20 0.18 0.21 0.17 0.20

NSR (US$/TM)

139 154 161 160 162 155 158 180 158

Fuente: Departamento de Planeamiento & Ingeniería MIBSAC

Tabla 6. 18: LOM, resumen proyecto.

153

AREA 01 AREA 02_2 AREA 03 AREA 02 DESCRIPCIÓN 02 DESCRIPCIÓN 01

TOTAL (US$)

Mine Development & Brownfield

Development Development Development Desarrollo Desarrollo Proyecto

5,758,072 1,368,800

Infill

Infill

Infill

Cámaras Cámaras 100000

Perforación INFILL Perforación 400000

Brownfield Brownfield Brownfield BROWNFIELDS BROWNFIELD 0

Equipment and Infrastructure

Mine Mine

Mine

Adquisición de bombas de avance en el nivel 16

Optimización del Sistema de Bombeo

100000

Adquisición e Instalación de Tolvas

Adquisición e Instalación de Tolvas

279125

Depósito de desmonte para 1,000,000 m3

Disposición de desmonte

1000000

Ejecución de comedor Nv. 14

Talleres y Comedores en interior mina

68834

Pavimentación Nv.12 - Animas (3.83 km)

Pavimentación Interior mima

824542

Sistema de Bombeo de Relleno Hidráulico

Optimización de relleno Hidráulico

700000

Plant Plant

Plant

Adquisición de bombas de dosificación reactivos Repuestos estratégicos planta

Adquisición de equipos (Bombas)

80000

Adquisición de un Analizador de leyes en Línea

Adquisición de un Analizador de leyes en Línea

500000

Compra de Bomba sumergible Flygt 43Kw

Adquisición de equipos (Bombas)

60000

Tailing Dam Tailing Dam Tailing Dam Recrecimiento Etapa 2B Presa relaves San Francisco

Recrecimiento Presa relaves San Francisco

30000

Maintenance and Energy

Maintenance & Energy

Maintenance and Energy

2696300

Mine Maintenance and Energy

230000

General Services

Camp Facilities

2.05 General Services

Mejor de Infraestructura de Campamentos

Mejor de Infraestructura de Campamentos

0

Environment

2.05 General Services

Equipamiento Equipamiento 15000

Infraestructura Infraestructura 40000

Plan Integral Plan Integral 15000

Repotenciar PTAR Repotenciar PTAR 5000

Sistema de sedimentación Nv. 12 Animas

Plan Integral 150000

Geology

2.05 General Services

Perforadora diamantina (METER EATER)

Adquisición Equipos -

80000

154

Fuente: Departamento de Planeamiento & Ingeniería MIBSAC

Tabla 6. 19: CAPEX, resumen 2019

Perforación Diamantina

Rack (5 de 10 cuerpos)

Adquisición Equipos - Geología

40000

IT

2.05 General Services

Fibra óptica Fibra Óptica - Superficie

50000

Sistema de comunicación Interior Mina

Comunicación de radio interior mina

100000

Laboratory

2.05 General Services

Acreditación Con la Norma ISO 17025-2017 Los Métodos de Conc. Pb y Zn en elementos comerciables. Implementación ISO 9001-2015 en análisis de concentrados.

Adquisición de Equipos

30000

Adquisición Lims para llaboratorio

Adquisición de Equipos

20000

Adquisición e instalación de sistema de engrase automático para chancadoras.

Adquisición de Equipos

6000

Mantenimiento de hornos de secado, puertas, motores, ventiladores

Adquisición de Equipos

10000

Logistics 2.05 General Services

Adquisición de monta cargas

Adquisición de monta cargas

70000

Planning

2.05 General Services

Detectores de Gas Adquisición de Equipos Planeamiento

7000

Estación Total TS 15 Adquisición de equipos - Topografía

15380

Safety 2.05 General Services

Renovación de equipos de brigada

Equipos de Seguridad

20500

ARO

2.09 ARO

ARO

2.09 ARO

Pasivos Ambientales Pasivos Ambientales

35000

Plan de Cierre de Minas

Plan de Cierre de Minas

370142

Total 15,274,695.86

155

Costo de inversión anual – CAPEX

(US$ 000)

INVERTMENTS (US$ 000) 2020 2021 2022 2023 2024 2025 2026 2027 Total

MINE DEVELOPMENT & BROWNFIELD 7,627 6,603 6,101 6,020 6,312 5,546 2,162 524 40,895

DEVELOPMENT 7,127 6,103 5,601 5,520 5,812 5,546 2,162 524 38,395

INFILL 500 500 500 500 500 0 0 0 2,500

BROWNFIELD 0 0 0 0 0 0 0 0 0

EQUIPMENT AND INFRAESTRUCTURE 7,243 8,244 4,115 1,768 8,279 1,876 998 937 33,460

MINE 2,973 1,033 2,752 804 393 194 125 205 8,479

PLANT 640 220 395 100 80 150 50 60 1,695

TAILING DAM 30 4,500 6,500 11,030

MAINTENANCE AND ENERGY 2,926 1,905 591 490 906 815 561 475 8,669

GENERAL SERVICES 674 586 377 374 400 717 262 197 3,587

ARO 405 380 380 380 380 380 380 3,810 6,496

2.09 ARO 405 380 380 380 380 380 380 3,810 6,496

TOTAL 15,275 15,227 10,597 8,168 14,971 7,803 3,540 5,271 80,851 Fuente: Departamento de Planeamiento & Ingeniería MIBSAC

Tabla 6. 20: CAPEX - (2020 – 2027).

6.5.1. VAN DEL PROYECTO

En la tabla 6.21, se muestran las utilidades del proyecto, haciendo

la comparación entre los ingresos por venta de mineral y los costos

totales de producción, costos de inversión lo que demuestra que el

proyecto de profundización mediante el desarrollo de la rampa

negativa para extracción de sus recursos, resulta su rentabilidad.

156

2020 2021 2022 2023 2024 2025 2026 2027

VENTAS (Don Luis2) 77,801,310 81,498,586

VENTAS 74,482,932 82,524,742 86,014,888 85,828,696 86,742,374 83,085,099 84,434,090 63,446,980

LOM (t) 535,500 535,500 535,500 535,500 535,500 535,500 535,500 352,813

Mecanizado (t) 535,500 505,500 505,500 535,500 535,500 502,165 502,160 319,468

Convencional (t) 0 30,000 30,000 0 0 33,335 33,340 33,345

Costo mecanizado (US$) 45,249,750 42,714,750 42,714,750 45,249,750 45,249,750 42,432,943 42,432,520 26,995,046

Costo convencional (US$) 0 5,211,000 5,211,000 0 0 5,790,290 5,791,158 5,792,027

Costo total (US$) 45,249,750 47,925,750 47,925,750 45,249,750 45,249,750 48,223,232 48,223,678 32,787,073

Saldo operativo (US$) 29,233,182 34,598,992 38,089,138 40,578,946 41,492,624 34,861,867 36,210,412 30,659,907

Impuestos (US$) 11,693,273 13,839,597 15,235,655 16,231,578 16,597,050 13,944,747 14,484,165 12,263,963

Saldo caja (US$) 17,539,909 20,759,395 22,853,483 24,347,368 24,895,575 20,917,120 21,726,247 18,395,944

Inversión 1 (US$) 13,905,159 14,849,159 10,596,646 8,167,987 14,970,537 7,802,636 3,539,762 5,271,363

Inversión 2 (US$) 1,368,800

Inversiones (US$) 15,274,696 15,227,095 10,596,646 8,167,987 14,970,537 7,802,636 3,539,762 5,271,363

Saldo 1 3,634,013 4,681,777 11,152,655 16,179,381 9,925,038 13,114,484 18,186,485 13,124,581

Saldo 2 (US$) 2,265,213 5,532,300 12,256,836 16,179,381 9,925,038 13,114,484 18,186,485 13,124,581

VAN (US$) 51,242,670

Δ Flujo (Con Py -Sin Py.) (US$) -1,368,800 850,523 1,104,181 0 0 0 0 0

VAN (US$) 270,842

TIR 26.11%

PAYBACK 1.69 Fuente: Departamento de Planeamiento & Ingeniería MIBSAC

Tabla 6. 21: Flujo de caja de proyecto.

157

6.6. RESULTADOS

Los resultados económicos proyectados con el flujo de caja del proyecto

considerando un tiempo de vida de la mina de 8 años, resulta factible por los

resultados de los indicadores obtenidos: VAN (12 %), US$ 51,242,670.

Asimismo, se muestra los indicadores para la inversión de US$ 1,368,800 (año

2020) por la extracción de las reservas de Don Luis2, las ganancias brutas

generadas por las ventas ascienden a US$ 585,904 (años 2021-2022).

VAN (12 %): US$ 51,242,670

TIR: 26.11%

PAYBACK: 1.69 años

Los beneficios económicos obtenidos permiten la viabilidad para la ejecución

del proyecto resultando ser este rentable mediante la ejecución de la rampa.

158

CONCLUSIONES

1. Las reservas y recursos de minerales calculados hasta el momento en minera

Bateas en zona Baja, asegurara la producción diaria de 1500 TM, en un

tiempo de vida de 8 años.

2. Los resultados del flujo de caja del proyecto tienen como resultado un VAN

de US$ 51,242,670, estos indicadores demuestran que el proyecto de

profundización mediante la rampa 462 norte con sistema mecanizado para la

exploración, explotación e incremento de reservas en CMB, resulta rentable.

3. Con la inclusión de la veta Don Luis2 se genera un mayor margen de

ganancia bruta anual, con respecto al plan base generando mayores

ganancias en ventas ascendiendo a 82,524,742 US$ y 86,014,888 US$ con

los 77,482,932 US$ y 81,498,586 US$ de los años de explotación 2021 y

2022 respectivamente, permitiendo generar una ganancia de 585,904 US$

respecto al plan base que se tenía propuesto, la inclusión del mineral de alta

ley presente en veta Don Luis2 al plan de tratamiento anual con valores de

Ag: 713 (g/t) y Au: 0.99 (g/t) permiten su viabilidad.

4. Los resultados de la evaluación del sostenimiento en Minera Bateas en base

a los resultados de investigaciones geomecánicas de “campo, laboratorio y

gabinete para el desarrollo de la rampa negativa 462N se concluye:

Las masas rocosas evaluadas presentan un amplio rango de calidades

de rocas, según la escala de valoración RMR89 de Bieniawski

modificada por romana, tipifican calidades de masa rocosa a nivel de

dominios geomecánicos como “Regular y Mala” con RMR (31-60) lo

cual se indica un tipo de roca (III y IV).

Los resultados del análisis de estabilidad indican que el uso de

elementos de sostenimiento como refuerzo y/o soporte de rocas

(pernos, shotcrete y malla electrosoldada) mejora considerablemente

el factor de seguridad en cuñas potencialmente inestables definidas en

159

función a la orientación de excavaciones (Diseño de Mina) y modelo

estructural (Figuras 3.12‐3.15, Tabla 3.11.); por ser labor permanente

se empleará shotcrete y será reforzado, (pernos, malla electrosoldada)

de acuerdo a la cartilla de sostenimiento (anexo 20).

160

RECOMENDACIONES

1. Realizar seguimiento y control al proceso de perforación y voladura (pintado

de malla de perforación, paralelismo de taladros, espaciamiento de taladros,

taladros de alivio, etc.), para evitar sobrerotura de la labor e incremento de

costos.

2. La estabilización de la labor debe de ser controlada mediante la aplicación

del sostenimiento en el menor tiempo posible, para minimizar riesgos de

desprendimiento de roca.

3. Se recomienda continuar con la exploración de los yacimientos mineralógicos

de las vetas Ánimas y Don Luis2.

4. Se recomienda evaluar el sistema de bombeo para la captación de agua

subterránea en la profundización de niveles inferiores de la mina para evitar

retrasos por presencia de agua subterránea y costos por instalación de

tuberías y adquisición de bombas.

5. Se recomienda realizar la revisión, seguimiento y control de estándares y

procedimientos de trabajo según disposiciones dadas en el D.S.024‐2016 y

modificatorias D.S.023‐2017.

161

REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS

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inversiones en un mundo incierto. Harvard Business School Press.

- Vienne, J. (2014). Ponencia Planificación Minera, Diplomado Planificación

Minera. Universidad de Chile. - Estándares de sostenimiento minera bateas, 2018.

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- nivel –280 Veta Baja – Mina Arcata, Puno 2001.

- Nilo Castañeda Rojas, “Reducción de la sobrerotura mediante la mejora de

los parámetros de voladura en la profundización de la rampa 2705, en la

unidad minera de Poracota de consorcio minero horizonte s.a. – la libertad,

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Caylloma-Sucuitambo region, Peru: Unpublished report for Mauricio

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Peruana. Lima: Universidad ESAN, 102 p. – (Serie Gerencia para el

Desarrollo; 34). Perú.

163

ANEXOS

164

Anexo 1: Base de datos histórico Rp 462N – 2019

Fecha Zona Sección Tipo de Disparo Equipo Labor Long. Perf. Avance Diario Eff. Avance

15-feb BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.90 88%

16-feb BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

17-feb BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

18-feb BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

19-feb BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

23-feb BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%

24-feb BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

25-feb BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

27-feb BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

28-feb BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

29-feb BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

02-mar BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

03-mar BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%

22-mar BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

23-mar BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

28-mar BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

31-mar BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

01-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

02-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%

12-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

13-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

14-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%

16-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

17-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%

18-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%

19-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.50 76%

22-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

23-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

24-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

25-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

26-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

29-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

30-abr BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

01-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%

02-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%

03-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.50 76%

04-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

05-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%

06-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

07-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

08-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

09-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

165

10-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%

11-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%

13-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

14-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%

15-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

16-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

17-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

18-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

21-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%

22-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

23-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

25-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%

26-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.50 76%

27-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

28-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%

29-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

30-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

31-may BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

01-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

02-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%

03-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.50 76%

04-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

09-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

10-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%

11-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%

14-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%

19-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

20-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

23-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.50 76%

26-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

28-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

29-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

30-jun BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

01-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

02-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%

07-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.50 76%

08-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

09-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%

10-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

12-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

13-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

16-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.50 76%

17-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

18-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%

19-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

20-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

166

21-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

27-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

28-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%

29-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%

31-jul BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

30-ago BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

31-ago BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%

01-sep BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

01-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

02-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

03-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

04-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%

06-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

07-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

08-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

09-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%

10-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%

12-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

13-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

14-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%

15-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%

16-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.50 76%

19-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

20-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

21-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

22-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

23-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%

24-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

25-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.50 76%

28-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

29-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

30-oct BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

01-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.50 76%

02-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

03-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.60 79%

04-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

07-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%

08-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

09-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

10-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

11-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.80 85%

14-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.00 91%

15-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

16-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%

17-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 2.70 82%

18-nov BAJA 4.0 x 4.0 Frente Jumbo Rp 462N 3.3 3.10 93%

167

Anexo 2: Términos comerciales

Términos Comerciales

Zinc Plomo Plata Oro

Trafigura Pagable % 85.00 85 95.00 95 Pagable % 95.00 95 95 95

Deducción mínima % 8.00 8 3.00 3 Deducción mínima (g/t) 50.00 50 1 1

Cargo por refinación $/oz 0.6 0.60 8.00 8.00

Escalador $/oz 0.1 0.10 Precio base $/oz 16 16.00

Maquila US$/t -256 -256 -30 -30 Escalador1 US$/t -0.20 -0.20 -0.18 -0.18 Escalador2 US$/t -0.25 -0.25 -0.23 -0.23 Precio Base 1 US$/t 2,700 2,700 2,100 2,100 Precio Base 2 US$/t 2,850 2,850 2,250 2,250

Maquila US$/t -256 -30 Escalador1 US$/t -12.6 Escalador2 US$/t Cargos totales -256 -256 -43 -43

0% 0%

168

Anexo 3: Resumen de precios de plata por meses

(US$/Oz)

Ene. 2018 17,13 Dic. 2018 14,77

Feb. 2018 16,58 Ene. 2019 15,62

Mar. 2018 16,47 Feb. 2019 15,82

Abr. 2018 16,65 Mar. 2019 15,30

May. 2018 16,49 Abr. 2019 15,06

Jun. 2018 16,54 May. 2019 14,66

Jul. 2018 15,72 Jun. 2019 15,04

Ago. 2018 14,99 Jul. 2019 15,79

Sep. 2018 14,27 Ago. 2019 17,22

Oct. 2018 14,60 Sep. 2019 18,16

Nov. 2018 14,35 Oct. 2019 17,65

Anexo 4: Resumen de precios de oro por meses

(US$/Oz)

Ene. 2018 1.331,30 Dic. 2018 1.250,40

Feb. 2018 1.330,73 Ene. 2019 1.291,75

Mar. 2018 1.324,66 Feb. 2019 1.320,07

Abr. 2018 1.334,76 Mar. 2019 1.300,90

May. 2018 1.303,45 Abr. 2019 1.285,91

Jun. 2018 1.281,57 May. 2019 1.283,70

Jul. 2018 1.237,71 Jun. 2019 1.359,04

Ago. 2018 1.201,71 Jul. 2019 1.412,89

Sep. 2018 1.198,39 Ago. 2019 1.500,41

Oct. 2018 1.215,39 Sep. 2019 1.510,58

Nov. 2018 1.220,65 Oct. 2019 1.494,81

169

Anexo 5: Resumen de precios de plomo por meses

US$/TM

Ene. 2018 2.584,09 Dic. 2018 1.972,32

Feb. 2018 2.581,06 Ene. 2019 1.997,14

Mar. 2018 2.390,00 Feb. 2019 2.062,79

Abr. 2018 2.352,41 Mar. 2019 2.046,46

May. 2018 2.360,93 Abr. 2019 1.938,99

Jun. 2018 2.436,29 May. 2019 1.815,19

Jul. 2018 2.207,02 Jun. 2019 1.899,70

Ago. 2018 2.053,53 Jul. 2019 1.975,64

Sep. 2018 2.022,91 Ago. 2019 2.044,55

Oct. 2018 1.987,55 Sep. 2019 2.071,85

Nov. 2018 1.937,11 Oct. 2019 2.184,09

Anexo 6: Resumen de precios de zinc por meses

US$7TM

Ene. 2018 3.441,52 Dic. 2018 2.616,29

Feb. 2018 3.532,90 Ene. 2019 2.569,70

Mar. 2018 3.269,18 Feb. 2019 2.707,19

Abr. 2018 3.188,05 Mar. 2019 2.850,60

May. 2018 3.059,87 Abr. 2019 2.932,65

Jun. 2018 3.088,57 May. 2019 2.742,81

Jul. 2018 2.656,13 Jun. 2019 2.601,22

Ago. 2018 2.512,00 Jul. 2019 2.446,51

Sep. 2018 2.434,68 Ago. 2019 2.273,01

Oct. 2018 2.673,67 Sep. 2019 2.331,56

Nov. 2018 2.595,69 Oct. 2019 2.451,65

170

Anexo 7: Hoja de registros de extracción de mineral

MINERA BATEAS SAC-UNIDAD CAYLLOMA

Hoja de registro de extracción de mineral

Veta Nivel Tolva TMS NSR (US$/TM)

171

Anexo 8: Reporte diario de operación 2019

MINERA BATEAS SAC – UNIDAD CAYLLOMA

Reporte diario de operación

DATOS GENERALES SECCIÓN PERFORACIÓN TOTAL

Mes Fecha

Gu

ard

ia

Nv Labor Tipo de

operación A H

Área M²

Sección Incl /hz Equipo

Perf.

Mat

eria

l

Tip

o d

e ro

ca

N°

TAL

PER

F N

° TA

L

CA

RG

AD

Per

f. t

al

(pie

s)

Ava

nce

Pie

s P

erf

M3

Ro

tos

Toneladas rotas

Abril 01-abr.

A 15 RP

462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 DESQUINCHE J20 D IIIA 35 35 10 350 46.330 111.191

Abril 02-abr.

B 15 RP

462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 DESQUINCHE J20 D IIIA 9 9 12 108 55.596 133.429

Abril 12-abr.

B 15 RP

462N AVANCE 0.6 18.6 10.7136

0.6 x 18.6

CUNETA JACK LEG

D IIIA 40 40 3 120 9.694 23.267

Abril 13-abr.

A 15 RP

462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 FRENTE J20 D IIIA 48 44 11 3.1 528 50.963 122.310

Abril 14-abr.

B 15 RP

462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 FRENTE J20 D IIIA 48 44 12 3.2 576 55.596 133.429

Abril 16-abr.

A 15 RP

462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 FRENTE J20 D IIIA 48 44 11 3.2 528 50.963 122.310

Abril 17-abr.

A 15 RP

462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 FRENTE J20 D IIIA 48 44 11 3.2 528 50.963 122.310

Abril 18-abr.

A 15 RP

462N AVANCE 0.6 10.0 5.76

0.6 X 10

CUNETA JACK LEG

D IIIA 25 25 3 75 5.212 12.509

Abril 19-abr.

A 15 RP

462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 FRENTE J20 D IIIA 38 34 8 3 304 37.064 88.953

Abril 22-abr.

B 15 RP

462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 FRENTE J20 D IIIA 48 44 12 3.2 576 55.596 133.429

172

Abril 23-abr.

C 15 RP

462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 FRENTE J20 D IIIA 48 44 11 3 528 50.963 122.310

Abril 24-abr.

C 15 RP

462N AVANCE 3.5 3.0 10.08 3.5 X 3 DESQUINCHE J18 D IIIAG 38 34 8 304 24.323 58.375

Abril 25-abr.

A 15 RP

462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 FRENTE J20 D IIIA 38 34 8 3 304 37.064 88.953

Abril 26-abr.

A 15 RP

462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 FRENTE J20 D IIIA 48 44 11 3.2 528 50.963 122.310

Abril 29-abr.

A 15 RP

462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 FRENTE J20 D IIIA 48 44 11 3.2 528 50.963 122.310

Abril 30-abr.

A 15 RP

462N AVANCE 4.0 4.0 15.36 4 x 4 FRENTE J20 D IIIA 48 44 11 3.2 528 50.963 122.310

173

Anexo 9: Informe mensual de producción

MINERA BATEAS SAC - 2019

Informe Mensual de Producción

Valores ene feb mar abr may jun jul ago sep oct nov dic

Tonnes 43,500 42,000 46,500 42,000 46,500 45,000 43,500 46,500 45,000 43,500 45,000 46,500

Ag (g/t) 66 65 64 64 64 63 63 61 62 63 65 65

Au (g/t) 0.17 0.17 0.16 0.16 0.16 0.17 0.17 0.18 0.17 0.18 0.18 0.18

Pb (%) 2.78 2.74 2.78 2.62 2.60 2.58 2.53 2.38 2.44 2.45 2.44 2.48

Zn (&) 3.90 3.95 4.00 3.95 3.95 3.99 4.01 3.87 3.91 3.94 3.96 3.88

Cu (%) 0.18 0.19 0.18 0.19 0.19 0.19 0.19 0.18 0.19 0.20 0.21 0.21

Conc.Pb 1,806 1,716 1,932 1,644 1,804 1,729 1,627 1,633 1,623 1,574 1,618 1,700

Conc.Zn 2,881 2,819 3,161 2,816 3,117 3,050 2,962 3,058 2,991 2,910 3,025 3,067

Ag_oz 77,443 73,800 80,599 72,038 79,902 76,783 73,301 76,184 75,476 73,601 78,145 80,823

Au_oz 40 40 41 37 41 41 40 45 42 42 44 45

Pb_tms 1,101 1,046 1,178 1,003 1,101 1,055 992 996 990 960 987 1,037

Zn_tms 69 70 67 73 68 67 65 63 64 71 68 67

Dil (%) 18% 18% 17% 18% 18% 17% 17% 17% 17% 17% 18% 18%

174

Anexo 10: Ensayos de Mecánica de rocas

PR

OYE

CTO

RESULTADOS: ENSAYOS DE MECANICA DE ROCAS EN LABORATORIOS_U.E. A SAN CRISTOBAL_VETA ANIMAS

ENSAYO PROPIEDADES

FISICAS COMPRESION

UNIAXIAL CARGA

PUNTUAL CORTE

DIRECTO COMPRESION

TRIAXIAL CONSTANTES

ELASTICAS TRACCION INDIRECTA

NORMA ASTM-

2216-02 ASTM-D2938

ASTM- D5731

ASTM- D5607-95

ASTM-2664-95 ASTM-D3148 ASTM-D3967

PROPIEDADES Y (KN/m3) σ (Mpa) σ (Mpa) Kpa f (°) σ

(Mpa) f (°) mi E (Gpa)

v

(poisson) σt (Mpa)

UN

I-2

013

CODIGO

A-1 25.71 72.28 - - - - - - - - -

A-2 31.94 193.49 - - - - - - 12.81 0.3 -

A-3 29.58 210.61 - - - - - - 12.28 0.3 -

B-1 23.7 27.95 - - - - - - - - -

B-2 28 194.17 - - - - - - - - -

C-1 28.8 93.13 - - - - - - 10.9 0.29 -

C-2 32.1 - - - - - - - - - -

C-3 27.33 - - - - - - - - - -

PU

CP

-20

15

CODIGO

M1-MN 111.85 - - - - - - - - -

M2-CT 167.29 - - - - - - - - -

M3-MN 173.99 - - - - - - - - -

M4-MN 33.91 165.71 - - - - - - - - -

M5-CP 32.2 188.08 - - - - - - - - -

M6-CP 145.82 - - - - - - - - -

GLS

A

UN

I- CODIGO

Nª1-R 25.75 84.90 - 92.00 29.58 12.31 54.23 25.66 10.15 0.27 10.80

175

Nª2-N1 32.30 140.50 - 107.00 29.72 23.02 57.13 26.72 30.69 0.19 10.10

Nª3-J 24.60 - - - - 13.23 52.50 23.07 16.98 0.24 -

Nª4-S 24.79 133.70 - - - - - - 17.52 0.22 -

Nª5-CT 30.97 157.10 - - - 20.28 58.83 31.83 33.28 0.17 8.20

Nª6-CP 27.17 - 126.00 - - 13.30 51.91 22.52 13.58 0.25 -

Nª7-N 26.06 156.70 - - - 21.54 58.23 29.82 26.38 0.20 15.00

Nª8-CP 26.02 - 215.20 - - 21.51 55.63 25.15 - - -

Nª9-J 25.74 - 160.20 - - 8.97 48.81 19.53 - - -

Nª10-T 25.13 - 51.40 - - - - - 6.73 0.31 -

Nª11-L 25.93 - 135.30 - - - - - 24.41 0.22 -

Nª12-NP 25.34 - 181.20 - - - - - 18.77 0.24 -

Nª13-CT 26.32 - 148.30 - - - - - 24.38 0.21 -

Nª14-R 25.18 - 121.20 - - 16.96 53.15 22.55 15.30 0.27 -

NOTA: Resultados de ensayo realizados en los laboratorios de mecánica de rocas "Universidad Nacional de Ingeniería y Pontificia Universidad Católica del Perú".

176

Anexo 11: Diagrama estereográfico de diaclasas – Caja piso

Anexo 12: Diagrama estereográfico de diaclasas – Veta Animas

177

Anexo 13: Diagrama estereográfico de diaclasas – Caja Techo

Anexo 14: Diagrama estereográfico de Fallas – Caja piso

178

Anexo 15: Diagrama estereográfico de Fallas – Veta Animas

Anexo 16: Diagrama estereográfico de Fallas – Caja techo

179

Anexo 17: Ensayos de campo, discontinuidades

DIS

CO

NTI

NU

IDA

D

ESTR

UC

TUR

AL

PROPIEDADES DE RESISTENCIA EN DISCONTINUIDADES

JRC

OC

(M

pa)

An

gulo

de

fric

ció

n

resi

du

al (

º)

Pre

sió

n

hid

ráu

lica

(Hw

) On

du

laci

ón

(*)

Res

iste

nci

a a

ten

sió

n (

Mp

a)

Co

hes

ión

(M

pa)

An

gulo

de

fric

ció

n

(º)

1 17 120 25 0.001 0.1 0 - -

2 15 70 24 0.0098 0.0075 0 - -

3 13 50 23 0.0098 0.075 0 - -

4 - 0.98 0 0 1.30 25.00

5 - 0.98 0 0 0.64 22.00

6 - 0.98 0 0 0.12 18.00

Notas: Resultados de ensayos de mecánica de rocas en campo (usando el rugometro, martillo de rebote, penetrómetro de bolsillo, ensayos de till test).

Anexo 18: Resultados del análisis de estabilidad de ventanas y cruceros

RESULTADOS DEL ANALISIS DE ESTABILIDAD, SEGÚN METODOS DE EQUILIBRIO (ANALISIS PROBABILISTICO)

TIPO DE EXCAVACION ROCA FACTOR DE SEGURIDAD DEL SOSTENIMIENTO APLICADO

CUÑAS ANALIZADAS 4 5 6 8

VENTANAS, CRUCEROS: 3.0x3.0, 3.5x3.5, 4.0x4.0

IV B

SIN SOSTENIMIENTO 0.68 0.67 1.69 0.61

PH 1.5 x 1.5 0.68 0.67 1.69 0.61

SHT 2"+PH1.25x1.25+SHT2 3.27 3.27 5.70 ESTBL

III B

SIN SOSTENIMIENTO 0.87 1.40 0.85

PH 1.5 x 1.5 0.93 1.44 0.94

PH 1.5x1.5+SHT2" 2.97 1.82 2.98

III A

SIN SOSTENIMIENTO 0.00 0.91 0.00

PH 1.5 x 1.5 2.61 1.57 2.60

PH 1.5x1.5+SHT1.5" ESTBL 2.05 ESTBL

III B SIN SOSTENIMIENTO 0.17 1.42 0.17

PH1.75x1.75 ESTBL 1.85 ESTBL

Nota: Específicamente según estándar de sostenimiento (cartilla de sostenimiento). El análisis considera estable F.S.>1.5 restricción incorporada al software por el usuario (también se pueden considerar estables valores mayores a 1.4 para fines de este estudio).

180

Anexo 19: Registro geotécnico de sondajes

Hole_Id From To RESISTENCIA RQD ESPAC. PERSIST. APERT. RUGOS. RELL. METEORIZ. AGUA RMR

ANIM051317 0 6.21 12 13 10 1 1 5 2 6 10 60

ANIM051317 6.21 9.46 12 13 10 1 1 6 2 6 10 61

ANIM051317 9.46 13.75 7 8 8 4 0 5 0 6 10 48

ANIM051317 13.75 21.3 7 13 10 1 1 5 2 5 10 54

ANIM051317 21.3 22.2 2 3 5 0 0 1 0 3 7 21

ANIM051317 22.2 29.2 7 8 8 2 1 5 2 5 10 48

ANIM051317 29.2 48.34 7 13 10 2 1 5 2 6 10 56

ANIM051317 48.34 51.04 2 3 5 0 0 1 0 3 7 21

ANIM051317 51.04 58.42 7 13 10 2 1 5 2 6 10 56

ANIM051317 58.42 60.9 4 3 5 4 0 1 0 3 7 27

ANIM051317 60.9 75.55 12 13 10 2 1 5 2 6 10 61

ANIM051317 75.55 92.8 12 13 10 1 1 5 2 6 10 60

ANIM051317 92.8 99.25 12 13 10 1 1 6 4 6 10 63

ANIM051317 99.25 103.9 7 8 10 2 1 5 2 6 10 51

ANIM051317 103.9 123.62 12 13 10 2 1 5 2 6 10 61

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ANIM051717A 18.2 26.33 7 8 8 4 1 3 2 5 10 48

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ANIM051717A 134.82 139.5 12 17 10 1 1 5 2 6 10 64

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ANIM051717A 175 177.36 4 3 5 6 0 3 0 5 10 36

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ANIM051717A 178.3 185.6 7 13 8 2 1 5 2 6 10 54

ANIM051717 0 17.46 12 17 10 1 4 5 2 6 10 67

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ANIM051717 20.63 33.6 12 13 10 1 1 5 2 6 10 60

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ANIM051717 43.46 46.67 7 13 10 1 1 5 2 6 10 55

ANIM051717 46.67 48.75 7 8 8 2 1 5 2 5 10 48

ANIM051717 48.75 53.4 7 13 10 2 1 5 2 6 10 56

ANIM046217 0 33.48 12 17 10 1 1 5 2 6 10 64

ANIM046217 33.48 64.4 12 13 10 1 1 5 2 6 10 60

ANIM046217 64.4 67.7 7 3 8 4 0 5 0 5 10 42

ANIM046217 67.7 71.37 7 13 8 4 1 5 2 6 10 56

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ANIM046217 79.5 86.4 7 17 10 1 1 5 2 6 10 59

ANIM045417 0 10.7 7 8 10 1 1 5 2 6 10 50

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181

ANIM045417 76.55 87.8 12 13 10 1 1 5 2 6 10 60

ANIM045417 87.8 89.5 1 3 5 0 0 1 0 3 7 20

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ANIM045417 103.9 106.7 4 3 8 4 0 3 0 3 7 32

ANIM044717 0 12.95 12 17 10 1 1 5 2 6 10 64

ANIM044717 12.95 15.63 7 13 8 2 1 5 2 6 10 54

ANIM044717 15.63 33.2 12 17 10 2 1 5 2 6 10 65

ANIM044717 33.2 41.8 7 8 10 1 1 5 2 5 10 49

ANIM044717 41.8 45.97 12 8 10 1 1 6 4 6 10 58

ANIM044717 45.97 49.9 4 8 8 4 0 3 2 3 10 42

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ANIM048817 3.6 9.7 7 3 8 2 1 5 2 5 7 40

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ANIS052517 0 30 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

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182

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ANIS052517 125.45 130.8 7 13 10 2 4 5 2 6 10 59

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ANIS052517 196.8 220.35 7 17 10 2 1 5 2 5 10 59

ANIS052517 220.35 226.35 4 13 10 2 0 3 0 3 7 42

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183

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NANS004117 149.9 154.08 7 8 10 2 0 6 0 6 10 49

NANS004117 154.08 162.36 4 3 5 6 0 3 0 3 7 31

NANS004117 162.36 165.28 4 8 5 6 1 6 2 3 10 45

NANS004117 165.28 170.2 4 8 8 2 0 6 0 5 10 43

NANS004117 170.2 174.74 12 13 10 1 4 6 2 6 10 64

NANS004117 174.74 175.6 4 8 5 0 0 5 0 5 10 37

NANS004117 175.6 180.1 12 13 10 1 1 5 2 6 10 60

NANS004117 180.1 242.4 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

NANS004117 242.4 246.02 4 8 8 2 4 3 6 5 10 50

NANS004117 246.02 256.35 4 8 10 2 0 3 1 6 10 44

NANS004117 256.35 258.8 2 3 5 0 0 1 0 5 10 26

NANS004117 258.8 265.24 7 13 10 2 4 3 2 6 10 57

NANS004117 265.24 266.45 4 3 5 1 0 1 0 5 10 29

NANS004117 266.45 274 4 13 10 2 1 3 2 5 10 50

NANS004117 274 288.2 4 3 8 4 1 3 2 5 10 40

NANS004117 288.2 311.9 2 3 5 6 0 1 0 3 7 27

NANS004117 311.9 330.2 4 8 8 4 1 5 2 5 10 47

NANS004117 330.2 340.6 2 3 5 6 0 1 0 3 10 30

NANS004117 340.6 348.4 7 8 10 2 1 3 2 6 10 49

NANS004117 348.4 352.05 4 3 5 4 0 3 0 3 10 32

NANS004117 352.05 358.09 7 13 10 2 1 2 2 4 7 48

NANS004117 358.09 361 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

NANS004117 361 366.05 4 13 8 2 0 2 2 3 7 41

NANS004117 366.05 369.64 2 13 10 2 1 3 2 3 7 43

NANS004117 369.64 382.8 4 13 10 2 1 3 2 5 7 47

NANS004117 382.8 411 7 13 8 2 1 3 2 3 7 46

NANS004117 411 426.95 7 17 10 1 1 3 2 3 7 51

NANS004117 426.95 482.8 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

NANS004117 482.8 485.5 4 13 8 4 1 3 2 3 7 45

NANS004117 485.5 495.1 7 8 10 2 1 3 2 6 10 49

NANS004117 495.1 497.1 4 8 8 4 1 1 2 3 10 41

NANS004117 497.1 510 7 17 10 2 1 3 2 5 10 57

NANS004117 510 514.6 4 8 10 4 1 3 2 5 10 47

NANS004117 514.6 521 7 13 10 2 1 3 2 6 10 54

NANS004117 521 531.76 4 13 8 4 1 3 2 5 10 50

ANIM052417 0 26.4 12 13 10 2 1 5 2 6 10 61

ANIM052417 26.4 32.4 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

ANIM052417 32.4 38.4 12 17 10 1 1 5 2 6 10 64

ANIM052417 38.4 47.2 0 0 0 0 0 0 0 0 0 0

184

Anexo 20: Cartilla geomecánica

185

Anexo 21: Cartilla de sostenimiento

186

Anexo 22: Registro de Leyes – 2019

Minera Bateas

Registro de Leyes de Mineral

Mes Labor Nivel Veta Ala Ag (g/t) Au (g/t) Pb (%) Zn (%) NSR(US$/t)

Feb TJ 512E 12 Animas W 28 0.00 0.00 0.00 -

Feb TJ 352E 10 Animas 0 94 0.14 4.34 3.91 182.27

Feb TJ 352E 10 Animas 0 158 0.09 7.19 4.54 264.12

Feb TJ 352E 10 Animas E 84 0.23 4.26 4.63 192.17

Feb TJ 352E 10 Animas E 84 0.29 4.10 4.74 192.07

Feb TJ 352E 10 Animas E 168 0.15 7.96 4.46 279.59

Feb TJ 352E 10 Animas W 63 0.26 2.93 3.42 139.21

Feb TJ 352E 10 Animas 0 68 0.29 3.01 3.90 151.74

Feb TJ 352E 10 Animas 0 0 0.00 0.00 0.00 -

Feb TJ 512E 0 Animas W 27 0.10 0.49 2.50 66.62

Feb TJ 512E 12 Animas W 38 0.15 1.02 3.25 94.16

Feb TJ 512E 12 Animas W 30 0.15 0.72 2.25 66.94

Feb TJ 110E 12 Cimoide ASNE

E 83 0.11 4.16 6.45 223.88

Feb TJ 110E 12 Cimoide ASNE

W 68 0.00 0.00 0.00 -

Feb TJ 111E 12 Cimoide ASNE

W 71 0.05 2.78 4.36 155.83

Feb TJ 626E 13 Animas E 41 0.16 2.01 6.02 165.20

Feb TJ 626E 13 Animas W 62 0.15 2.52 5.26 166.39

Feb TJ 626E 13 Animas W 54 0.15 2.25 5.44 162.67

Feb TJ 626E 13 Animas W 26 0.12 1.05 4.32 110.90

Feb TJ 626E 13 Animas E 39 0.06 2.08 5.34 151.60

Feb TJ 554E 12 Animas E 14 0.11 0.69 1.54 46.99

Feb TJ 727E 13 Animas W 0 0.00 0.00 0.00 -

Feb TJ 727E 13 Animas W 49 0.21 1.71 3.07 106.61

Feb TJ 612E 13 Animas W 27 0.12 1.86 3.74 113.74

Mar TJ 553E 12 Animas W 140 0.16 3.64 4.32 194.82

Mar TJ 553E 12 Animas W 0 0.00 0.00 0.00 -

Mar TJ 553E 12 Animas E 31 0.10 0.00 2.21 -

Mar TJ 553E 12 Animas E 0 0.00 0.00 0.00 -

Mar TJ 612E 13 Animas E 33 0.14 1.47 3.05 96.26

Mar TJ 612E 13 Animas E 31 0.10 1.34 2.62 84.49

Mar TJ 612E 13 Animas W 30 0.14 1.22 2.75 85.02

Mar TJ 612E 13 Animas W 0 0.00 0.00 0.00 -

187

Mar TJ 612E 13 Animas E 50 0.15 2.77 4.58 153.34

Mar TJ 612E 13 Animas E 42 0.15 2.16 3.99 128.81

Mar TJ 612E 13 Animas W 31 0.11 1.55 3.47 104.66

Mar TJ 612E 13 Animas W 38 0.13 2.10 4.13 129.08

Abr TJ 556E 12 Animas W 33 0.44 1.71 4.69 134.30

Abr TJ 556E 12 Animas E 60 0.15 2.91 5.55 178.04

Abr TJ 730E 14 Animas E 43 0.10 1.81 4.06 124.31

Abr TJ 730E 14 Animas E 60 0.12 3.23 4.98 172.31

Abr TJ 627E 13 Animas E 41 0.15 2.41 5.50 161.88

Abr TJ 111E 12 Cimoide ASNE

E 26 0.09 0.62 1.98 58.46

Abr TJ 111E 12 Cimoide ASNE

W 87 0.16 2.27 4.97 165.71

Abr TJ 352E 10 Animas W 40 0.18 1.68 2.99 101.16

Abr TJ 730E 14 Animas W 72 0.11 3.30 4.37 165.75

Abr TJ 730E 14 Animas E 110 0.13 5.77 7.78 286.08

Abr TJ 730E 14 Animas E 96 0.08 4.78 5.67 223.92

Abr TJ 730E 14 Animas W 79 0.10 4.67 5.07 204.56

Abr TJ 730E 14 Animas W 79 0.09 4.39 4.73 193.22

Abr TJ 111E 12 Cimoide ASNE

E 85 0.12 3.88 7.21 234.80

Abr TJ 436E 9 Animas W 73 0.42 2.24 1.81 101.43

Abr TJ 434E 9 Animas W 104 0.78 3.67 2.53 153.40

Abr TJ 712E 13 Animas W 32 0.17 1.43 2.96 93.68

Abr TJ 612E 13 Animas W 30 0.10 0.95 2.76 80.35

Abr TJ 436E 9 Animas E 107 0.20 4.71 4.20 199.34

Abr TJ 203E 12 Animas W 101 0.00 0.00 0.00 -

May TJ 203E 12 Ramal Techo ASNE

W 120 0.04 1.44 2.79 120.13

May TJ 204E 12 Animas E 32 0.05 1.69 4.17 120.17

May TJ 204E 12 Ramal Techo ASNE

E 40 0.06 2.02 3.87 122.75

May TJ 352E 0 Animas W 34 0.17 1.06 2.53 79.83

May TJ 352E 10 Animas W 61 0.14 2.59 2.92 122.24

May TJ 352E 10 Animas W 34 0.20 1.39 3.20 98.38

May TJ 352E 10 Animas E 80 0.28 3.66 4.57 179.96

May TJ 553E 12 Animas W 81 0.11 4.66 5.56 214.44

May TJ 553E 12 Animas W 86 0.00 0.00 0.00 -

May TJ 553E 12 Animas E 0 0.00 0.00 0.00 -

May TJ 553E 12 Animas E 0 0.00 0.00 0.00 -

May TJ 111E 12 Cimoide ASNE

0 85 0.14 1.46 3.40 121.03

188

May TJ 460E 12 Animas 0 13 0.06 0.55 2.30 58.55

May TJ 460E 12 Animas 0 21 0.35 0.69 2.44 68.71

May TJ 760E 13 Animas W 0 0.00 0.00 0.00 -

May TJ 470E 12 Nancy 0 0 0.00 0.00 0.00 -

May TJ 470E 12 Nancy 0 32 0.05 1.68 4.12 118.97

May TJ 626E 13 Animas W 41 0.00 0.00 3.51 -

May TJ 626E 13 Animas W 45 0.12 1.40 4.13 119.61

May TJ 626E 13 Animas E 35 0.13 1.61 4.02 117.57

May TJ 626E 13 Animas E 46 0.14 1.61 4.05 121.97

May TJ 627E 13 Animas E 35 0.14 1.48 7.03 173.62

May TJ 627E 13 Animas E 34 0.11 1.77 5.39 146.28

May TJ 556E 12 Animas E 58 0.63 2.67 4.95 165.82

May TJ 556E 12 Animas E 0 0.00 0.00 0.00 -

May TJ 556E 12 Animas W 40 0.54 1.48 4.46 129.37

May TJ 556E 12 Animas W 0 0.00 0.00 0.00 -

Jun TJ 111E 12 Cimoide ASNE

E 38 0.10 0.88 2.41 75.38

Jun TJ 111E 12 Cimoide ASNE

E 0 0.00 0.00 0.00 -

Jun TJ 111E 12 Cimoide ASNE

E 47 0.12 2.30 5.14 154.98

Jun TJ 111E 12 Cimoide ASNE

E 62 0.07 2.88 5.63 179.02

Jun TJ 111E 12 Cimoide ASNE

W 83 0.14 3.43 5.24 188.64

Jun TJ 111E 12 Cimoide ASNE

W 68 0.08 2.63 4.62 157.43

Jun TJ 111E 12 Cimoide ASNE

W 77 0.12 2.40 3.91 143.63

Jun TJ 111E 12 Cimoide ASNE

W 60 0.00 0.00 0.00 -

Jun TJ 203E 12 Ranal Techo ASNE

E 73 0.14 2.26 4.85 157.68

Jun TJ 203E 12 Ramal Techo ASNE

E 45 0.04 2.00 3.90 124.49

Jun TJ 554E 12 Animas W 36 0.07 2.10 4.07 126.77

Jun TJ 554E 12 Animas W 0 0.00 0.00 0.00 -

Jun TJ 626E 13 Animas E 34 0.12 1.85 4.00 120.99

Jun TJ 626E 13 Animas E 26 0.09 1.34 4.35 115.91

Jun TJ 512E 12 Animas W 26 0.24 0.55 2.72 72.80

Jun TJ 512E 12 Animas W 0 0.00 0.00 0.00 -

Jun TJ 554E 12 Animas E 0 0.00 0.00 0.00 -

Jun TJ 554E 12 Animas E 67 0.06 2.45 6.32 186.54

189

Jun TJ 554E 12 Animas E 63 0.03 3.28 3.83 151.03

Jun TJ 554E 12 Animas W 94 0.03 5.98 3.22 195.50

Jun TJ 554E 12 Animas W 91 0.05 4.65 5.93 224.39

Jun TJ 554E 12 Animas W 61 0.04 3.81 4.23 167.24

Jun TJ 727E 14 Animas E 51 0.15 2.17 2.98 112.99

Jun TJ 727E 14 Animas E 40 0.01 2.13 3.77 122.37

Jun TJ 203E 12 Ramal Techo ASNE

0 50 0.01 0.72 2.26 73.27

Jun TJ 556E 12 Animas E 0 0.00 0.00 0.00 -

Jun TJ 556E 12 Animas E 88 0.00 0.00 0.00 -

Jun TJ 612E 13 Animas E 32 0.17 1.35 2.78 89.07

Jun TJ 612E 13 Animas E 30 0.00 0.00 0.00 -

Jun TJ 110E 12 Cimoide ASNE

W 36 0.26 1.49 5.47 145.03

Jul TJ 110E 12 Cimoide ASNE

W 49 0.09 1.56 4.58 132.20

Jul TJ 626E 13 Animas W 24 0.15 1.00 3.37 91.02

Jul TJ 626E 13 Animas W 41 0.18 2.24 4.80 145.86

Jul TJ 512E 12 Animas E 35 0.26 0.96 2.54 79.61

Jul TJ 512E 12 Animas E 35 0.23 1.29 2.65 86.86

Jul TJ 512E 12 Animas W 42 0.17 1.22 3.19 98.00

Jul TJ 512E 12 Animas W 46 0.16 1.98 3.42 116.65

Jul TJ 203E 12 Ramal Techo ASNE

E 65 0.04 1.70 4.32 134.60

Jul TJ 203E 12 Ramal Techo ASNE

W 78 0.02 0.99 2.85 99.15

Jul TJ 203E 12 Ramal Techo ASNE

W 134 0.04 2.00 4.30 163.72

Jul TJ 203E 12 Ramal Techo ASNE

0 112 0.00 0.00 0.00 -

Jul TJ 203E 12 Ramal Techo ASNE

0 122 0.05 1.58 2.71 122.06

Jul TJ 612E 13 Animas W 38 0.14 1.56 3.05 99.18

Jul TJ 612E 13 Animas W 36 0.12 1.57 3.20 101.80

Jul TJ 612E 13 Animas E 29 0.12 1.24 2.97 89.08

Jul TJ 612E 13 Animas E 27 0.13 1.31 2.45 79.82

Jul TJ 556E 12 Animas W 38 0.40 1.96 5.38 153.11

Jul TJ 556E 12 Animas W 34 0.15 1.76 4.26 124.76

Jul TJ 626E 13 Animas E 19 0.10 0.95 2.86 78.30

Jul TJ 626E 13 Animas E 47 0.11 2.14 4.78 145.23

Jul TJ 830E 14 Animas E 92 0.00 0.00 0.00 -

Jul TJ 830E 14 Animas E 58 0.07 2.89 3.97 145.87

Jul TJ 830E 14 Animas W 82 0.00 4.21 4.68 -

190

Ago TJ 830E 14 Animas W 27 0.10 1.23 2.98 88.29

Ago TJ 203E 12 Animas 0 83 0.03 1.42 3.63 123.00

Ago TJ 111E 12 Animas E 35 0.12 1.05 4.06 109.04

Ago TJ 556E 12 Animas E 34 0.31 1.72 5.36 146.64

Ago TJ 556E 12 Animas E 37 0.33 1.53 3.45 107.75

Ago TJ 556E 12 Animas W 36 0.62 1.48 4.62 131.50

Ago TJ 556E 12 Animas W 27 0.21 1.41 2.98 92.30

Ago TJ 553E 12 Animas W 92 0.16 5.47 3.62 195.30

Ago TJ 553E 12 Animas W 102 0.20 2.94 3.35 151.41

Ago TJ 553E 12 Animas E 15 0.02 0.67 0.90 33.97

Ago TJ 612E 13 Animas W 37 0.18 1.99 3.97 124.28

Ago TJ 612E 13 Animas E 35 0.12 1.69 3.78 114.33

Ago TJ 612E 13 Animas E 42 0.18 1.75 3.15 106.16

Ago TJ 470E 12 Nancy W 35 0.04 1.83 4.44 128.75

Ago TJ 110E 12 Cimoide ASNE

W 128 0.06 2.32 1.22 107.97

Ago TJ 360E 12 Nancy E 36 0.02 2.26 1.10 71.89

Ago TJ 360E 12 Nancy E 45 0.32 1.28 3.50 107.33

Ago TJ 554E 12 Animas W 23 0.05 1.23 3.48 96.21

Ago TJ 360E 12 Nancy W 21 0.07 0.77 2.85 75.64

Ago TJ 340E 12 Nancy W 45 0.10 1.62 3.41 109.40

Ago TJ 203E 12 Ramal Techo ASNE

E 117 0.03 1.05 2.47 106.56

Ago TJ 203E 12 Ramal Techo ASNE

W 75 0.06 0.95 2.27 86.47

Ago TJ 203E 12 Ramal Techo ASNE

E 54 0.11 2.31 5.89 171.94

Sep TJ 440E 12 Animas E 38 0.42 1.50 3.26 104.70

Sep TJ 827E 14 Animas W 33 0.09 1.79 2.03 81.62

Sep TJ 204E 12 Ramal Techo ASNE

E 54 0.08 2.56 4.32 145.56

Sep TJ 470E 0 Nancy 0 34 0.04 1.62 4.14 118.91

Sep TJ 554E 0 Animas 0 94 0.05 3.50 5.39 195.66

Sep TJ 612E 13 Animas 0 31 0.13 1.01 3.15 89.47

Sep TJ 470E 12 Nancy E 41 0.05 1.84 6.00 161.30

Sep TJ 553E 12 Animas W 45 0.06 2.23 2.59 103.50

Sep TJ 340E 12 Nancy W 36 0.33 2.06 2.43 96.91

Sep TJ 553E 12 Animas E 59 0.21 2.94 4.52 158.92

Sep TJ 660E 13 Animas W 11 0.05 0.55 0.95 31.84

191

Anexo 23: Registro para mapeo geomecánico – método Celdas y Líneas

Hole_Id Este Norte Elevación Profundidad Azimut Inclinación RMR

EG_MB-01 194749 8318024 4391 0 0 0 73

EG_MB-02 194715 8318022 4400 0 0 0 72

EG_MB-03 194755 8317849 4516 0 0 0 69

EG_MB-04 194674 8317840 4424 0 0 0 63

EG_MB-05 194014 8317524 4441 0 0 0 65

EG_MB-06 194026 8317532 4441 0 0 0 67

EG_MB-07 194080 8317559 4440 0 0 0 70

EG_MB-08 194128 8317486 4430 0 0 0 40

EG_MB-09 194132 8317476 4430 0 0 0 56

EG_MB-10 194100 8317673 4449 0 0 0 70

EG_MB-11 194214 8317532 4429 0 0 0 61

EG_MB-12 194212 8317533 4429 0 0 0 52

EG_MB-13 194208 8317547 4431 0 0 0 63

EG_MB-14 194315 8317815 4496 0 0 0 66

EG_MB-15 194160 8317693 4495 0 0 0 66

EG_MB-16 194212 8317727 4564 0 0 0 63

EG_MB-17 194145 8317667 4564 0 0 0 67

EG_MB-18 194186 8317701 4563 0 0 0 65

EG_MB-19 193965 8317566 4571 0 0 0 51

EG_MB-20 193945 8317564 4571 0 0 0 54

EG_MB-21 193945 8317575 4570 0 0 0 60

EG_MB-22 195702 8318933 4513 0 0 0 54

EG_MB-23 195710 8318932 4513 0 0 0 58

EG_MB-24 195605 8318894 4514 0 0 0 58

EG_MB-25 195553 8318834 4514 0 0 0 63

EG_MB-26 195468 8318972 4509 0 0 0 62

EG_MB-27 195463 8318979 4509 0 0 0 58

EG_MB-28 195502 8318986 4510 0 0 0 55

EG_MB-29 195552 8318932 4518 0 0 0 62

EG_MB-30 195446 8318931 4509 0 0 0 50

EG_MB-31 195336 8318717 4515 0 0 0 66

EG_MB-32 195265 8318591 4519 0 0 0 64

EG_MB-33 195265 8318591 4519 0 0 0 54

EG_MB-34 195265 8318591 4519 0 0 0 60

EG_MB-35 195260 8318651 4539 0 0 0 65

EG_MB-36 194969 8318553 4667 0 0 0 69

EG_MB-37 195025 8318626 4659 0 0 0 68

EG_MB-38 195129 8318606 4650 0 0 0 49

EG_MB-39 195059 8318636 4661 0 0 0 57

Hole_Id From To RMR Hole_Id From To RMR

LD - 01 0 3 63 LD - 14 0 2 65

192

LD - 01 3 4 44 LD - 14 2 3.5 45

LD - 01 4 15 52 LD - 14 3.5 4.3 35

LD - 01 15 18 45 LD - 14 4.3 6.35 65

LD - 01 18 25 53 LD - 14 6.35 7.35 35

LD - 01 25 37 62 LD - 14 7.35 8.85 45

LD - 02 0 1 34 LD - 14 8.85 9.25 35

LD - 02 1 3 62 LD - 14 9.25 9.4 25

LD - 02 3 6 33 LD - 14 9.4 14.4 45

LD - 02 6 16 43 LD - 14 14.4 16.4 65

LD - 02 16 18 64 LD - 15 0 11 55

LD - 02 18 27 52 LD - 15 11 12.36 45

LD - 02 27 30 41 LD - 15 12.36 13.16 55

LD - 02 30 32 52 LD - 15 13.16 18.16 65

LD - 02 32 40 62 LD - 15 18.16 19.12 55

LD - 03 0 3 62 LD - 15 19.12 19.52 45

LD - 03 3 5 44 LD - 15 19.52 23.18 55

LD - 03 5 9 53 LD - 16 0 2 65

LD - 03 9 11 65 LD - 16 2 7 55

LD - 03 11 21 55 LD - 16 7 9 45

LD - 03 21 23 45 LD - 16 9 9.1 35

LD - 03 23 25 53 LD - 16 9.1 11.49 45

LD - 03 25 31 64 LD - 16 11.49 11.69 35

LD - 07 0 13 65 LD - 16 11.69 12.89 55

LD - 07 13 18 55 LD - 16 12.89 12.99 35

LD - 07 18 20 33 LD - 16 12.99 13.39 45

LD - 07 20 21 44 LD - 17 25.5 28.5 55

LD - 07 21 22 64 LD - 17 28.5 29.3 45

LD - 07 22 24 43 LD - 17 29.3 30 35

LD - 07 24 27 55 LD - 17 30 30.5 15

LD - 07 27 40 64 LD - 17 30.5 32.5 35

LD - 06 0 16 65 LD - 17 32.5 37.5 45

LD - 06 16 22 55 LD - 18 0 0.8 35

LD - 06 22 23 24 LD - 18 0.8 1.1 25

LD - 06 23 24 44 LD - 18 1.1 2.1 35

LD - 06 24 26 55 LD - 18 2.1 3.8 45

LD - 06 26 27 47 LD - 18 3.8 4.58 35

LD - 06 27 30 55 LD - 18 4.58 5.28 25

LD - 06 30 46 64 LD - 18 5.28 5.58 15

LD - 05 0 13 62 LD - 18 5.58 6.48 25

LD - 05 13 17 54 LD - 18 6.48 6.58 35

LD - 05 17 21 44 LD - 18 6.58 8.58 25

LD - 05 21 22 23 LD - 18 8.58 9.38 35

LD - 05 22 24 52 LD - 18 9.38 11.38 25

LD - 05 24 25 44 LD - 18 11.38 11.58 35

LD - 05 25 26 55 LD - 18 11.58 12.48 45

LD - 05 26 38 62 LD - 18 12.48 13.53 55

193

LD - 04 0 19 63 LD - 18 13.53 14.26 45

LD - 04 19 22 54 LD - 18 14.26 16.59 55

LD - 04 22 23 44 LD - 18 16.59 19.59 65

LD - 04 23 24 23 LD - 19 0 2 35

LD - 04 24 25 44 LD - 19 2 2.2 25

LD - 04 25 26 34 LD - 19 2.2 2.6 35

LD - 04 26 27 55 LD - 19 2.6 6.2 45

LD - 04 27 38 66 LD - 19 6.2 12.5 25

LD - 08 0 21 62 LD - 19 12.5 13.66 35

LD - 08 21 26 34 LD - 19 13.66 14.16 45

LD - 08 26 30 24 LD - 19 14.16 14.96 15

LD - 08 30 33 44 LD - 19 14.96 15.96 25

LD - 08 33 43 54 LD - 19 15.96 16.16 35

LD - 08 43 46 44 LD - 19 16.16 17.66 25

LD - 08 46 60 52 LD - 19 17.66 18.86 35

LD - 08 60 80 44 LD - 19 18.86 20.06 25

LD - 08 80 85 23 LD - 19 20.06 20.36 35

LD - 08 85 92 55 LD - 19 20.36 21.36 45

LD - 08 92 94 44 LD - 19 21.36 23.16 55

LD - 08 94 96 52 LD - 19 23.16 24.36 45

LD - 08 96 98 34 LD - 19 24.36 25.13 55

LD - 08 98 100 56 LD - 19 25.13 30.13 65

LD - 08 100 115 62 LD - 20 0 2.5 35

LD - 09 0 13 63 LD - 20 2.5 3.9 25

LD - 09 13 20 34 LD - 20 3.9 4 35

LD - 09 20 23 24 LD - 20 4 4.5 25

LD - 09 23 29 44 LD - 20 4.5 6.5 35

LD - 09 29 36 58 LD - 20 6.5 6.65 25

LD - 09 36 40 44 LD - 20 6.65 10.95 35

LD - 09 40 56 53 LD - 20 10.95 11.05 25

LD - 09 56 88 44 LD - 20 11.05 12.73 35

LD - 09 88 93 25 LD - 20 12.73 13.03 25

LD - 09 93 99 33 LD - 20 13.03 15.03 35

LD - 09 99 102 44 LD - 20 15.03 18.03 45

LD - 09 102 106 56 LD - 20 18.03 28.03 55

LD - 09 106 107 35 LD - 21 0 29 65

LD - 09 107 109 66 LD - 21 29 32 55

LD - 09 109 119 65 LD - 21 32 33 45

LD - 10 0 26.46 65 LD - 21 33 34 25

LD - 10 26.46 42.34 55 LD - 21 34 35.2 45

LD - 10 42.34 51.66 65 LD - 21 35.2 44.2 55

LD - 10 51.66 51.98 35 LD - 21 44.2 63.2 65

LD - 10 51.98 52.35 25 LD - 22 0 3 65

LD - 10 52.35 54.57 45 LD - 22 3 8 55

LD - 10 54.57 57.64 55 LD - 22 8 9.2 35

LD - 10 57.64 59.4 45 LD - 22 9.2 9.7 45

194

LD - 10 59.4 62.24 55 LD - 22 9.7 11.4 55

LD - 10 62.24 62.61 45 LD - 22 11.4 12.2 45

LD - 10 62.61 63.14 35 LD - 22 12.2 13.15 55

LD - 10 63.14 63.46 45 LD - 22 13.15 13.85 45

LD - 10 63.46 64.31 55 LD - 22 13.85 14.15 25

LD - 11 0 2 65 LD - 22 14.15 15.65 35

LD - 11 2 5 55 LD - 23 0 3 55

LD - 11 5 9 45 LD - 23 3 3.4 35

LD - 11 9 10.5 35 LD - 23 3.4 4.9 45

LD - 11 10.5 10.8 25 LD - 23 4.9 8.15 45

LD - 11 10.8 11.6 35 LD - 23 8.15 9.35 35

LD - 11 11.6 12.8 45 LD - 23 9.35 9.65 55

LD - 11 12.8 16.94 35 LD - 23 9.65 10.35 35

LD - 11 16.94 17.44 25 LD - 23 10.35 12.85 45

LD - 11 20.64 22.64 55 LD - 23 14.95 17.05 45

LD - 12 0 2 65 LD - 23 17.05 20.05 55

LD - 12 2 4 55 LD - 24 0 5 65

LD - 12 4 9 45 LD - 24 5 7.5 55

LD - 12 9 10.3 35 LD - 24 7.5 8.3 45

LD - 12 10.3 10.35 25 LD - 24 8.3 8.91 35

LD - 12 10.35 11.15 35 LD - 24 8.91 12.81 55

LD - 12 11.15 12.85 45 LD - 24 12.81 15.81 45

LD - 12 12.85 13.71 35 LD - 24 15.81 17.21 55

LD - 12 13.71 14.71 25 LD - 24 17.21 17.51 35

LD - 12 14.71 15.21 35 LD - 24 17.51 18.11 45

LD - 12 15.21 18.71 45 LD - 24 18.11 20.11 55

LD - 12 18.71 21.71 55 LD - 24 20.11 24.11 65

LD - 13 0 0.8 65 LD - 25 0 5 65

LD - 13 0.8 2.8 55 LD - 25 5 9 55

LD - 13 2.8 5.8 45 LD - 25 9 12 45

LD - 13 5.8 5.9 25 LD - 25 12 12.4 35

LD - 13 5.9 7.9 35 LD - 25 12.4 13.7 45

LD - 13 7.9 9.4 25 LD - 25 13.7 16.41 55

LD - 13 9.4 11.7 35 LD - 25 16.41 17.51 45

LD - 13 11.7 12.2 25 LD - 25 17.51 19.51 55

LD - 13 12.2 13.2 35 LD - 25 19.51 24.51 65

LD - 13 13.2 13.4 25 LD - 26 0 4 65

LD - 13 13.4 15.4 35 LD - 26 4 6.1 55

LD - 13 15.4 15.45 25 LD - 26 6.1 6.7 35

LD - 13 15.45 20.35 45 LD - 26 6.7 9.6 45

LD - 13 20.35 22.35 55 LD - 26 9.6 13.1 55

LD - 13 22.35 23.85 65 LD - 26 13.1 13.3 45

LD - 14 0 2 65 LD - 26 13.3 15.3 55

LD - 14 2 3.5 45 LD - 26 15.3 15.4 45

LD - 14 3.5 4.3 35 LD - 26 15.4 18.4 55

LD - 14 4.3 6.35 65 LD - 26 18.4 23.4 65

195

Anexo 24: Diseño de puentes

DISEÑO DE PUENTES: SEGÚN EL CRITERIO DE CARTER, 1992

Crown Stability (C.S) DIMENSIONES DEL PUENTE MINERALIZADO

Ancho del tajeo (m) S 5

Longitud del tajeo (m) L 20

Altura del puente (m) T 3

Densidad de la roca (gr/cm3) ϒ 3

Inclinación de la estructura respecto a la horizontal θ 54

Esfuerzo horizontal (Mpa) σh 9.5

CRITERIO DE ESTABILIDAD

Crown Stability (C.S) C.S.:>1.5, Sostenimiento estándar C.S.:1.0‐1.5, Sostenimiento especial (C.B., etc,) C.S.:<1.0, Antieconómico/ Cambiar método

Estable Estable Inestable

C.S.= 4.28 Presión del agua la estabilidad 1.2

196

Anexo 25: Registro fotográfico

Estimación de resistencia a compresión de la roca

usando picota de geólogo (EG_MB-07).

Registro geomecánico de sondajes diamantinos.

Ensayo de resistencia a compresión en testigos de

roca obtenidos de los sondajes diamantinos.

registro geomecánico de testigos rocoso.

Pintado de malla de perforación RP 462.

Arranque de malla de perforación.

197

Control de fragmentación Rp462.

Control de fragmentación voladura RP 462.

Perforación de frente (RP 462), con equipo

jumbo.

Uso de cañasy carguío de taladros.

Taladros perforados - RP 462.

198

Anexo 26: Veta Zona Animas Nv-14_Nv-15

199

Anexo 27: Perfil Longitudinal Topográfico _ Veta Animas / Don Luis2

200

Anexo 28: Veta Zona Animas Nv 12 _ Plan anual 2019

201

Anexo 29: Veta Zona Animas Nv 13 _ Plan Anual 2019