DICIEMBRE 2016 - Consejo Departamental de Lima | CDLcdlima.org.pe/docs/minas/REVISTA92.pdf ·...

AÑO XX - N° 92 SETIEMBRE - DICIEMBRE 2016

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EDITORIALIng. Benjamín Jaramillo MolinaPresidente

CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

INNOVACIÓN Y DESARROLLO DE PROCESOS METALÚRGICOS, CÍA. DE MINAS BUENAVENTURAPercy Ponce Beoutis

OPTIMIZACIÓN DE SOBREROTURA EN LONG HOLE DE VETAS ANGOSTAS, BASADO EN CONTROL DE VIBRACIONES Y DECK INNOVADORESEduardo Malpartida Espinoza Jaime Guillermo FalcónVíctor Villamares Mariño

SIMBIOSIS ENTRE EL MANEJO DE RESIDUOS Y EL CIERRE DE MINAS EN CIA. MINERA COIMOLACHEAngel Benjamín Fernández Canchos

ESTUDIO LITOGEOQUÍMICO COMPARATIVO ENTRE LA SUPERUNIDAD LINGA Y SUPERUNIDAD TIABAYA EN EL SECTOR DE ACARÍ Y JAQUÍ Y SU COMPORTAMIENTO RESPECTO A LA MINERALIZACIÓNCesar Augusto Calderón Cossio

CAPÍTULO DE INGENIERÍA DE MINASConsejo Departamental de LimaColegio de Ingenieros del PerúCalle Marconi 210, San Isidro

Telf.: [email protected]

EL INGENIERO DE MINAS

Revista del Capítulo de Ingeniería de Minas

Director Fundador

Ing. CIP Mario Cedrón Lassús

Director General

Ing. CIP Juan Jara Céspedes

Edición General

Carlos Rivero

Hecho el Depósito Legal en la Biblioteca Nacionaldel Perú N° 2005-7060

El Ingeniero de Minas no se responsabiliza porlas opiniones vertidas en los artículos publicados,

los mismos que son de responsabilidadexclusiva de los autores.

PresidenteIng. CIP Benjamín Jaramillo

Vice - PresidenteIng. CIP Walter Casquino

SecretarioIng. CIP Henry Luna

Pro SecretarioIng. CIP Neil Ramírez

VocalesIng. CIP Carlos Guzmán

Ing. CIP Fortunato RamírezIng. CIP Mariano Pacheco

Ing. CIP Rudi Uver ClementeIng. CIP Juan Jara

CUARENTA AÑOS FORJANDO MINEROS

METODOLOGÍA LEAN SIX SIGMA PARA OPTIMIZAR PROCESOS EN MINERÍAElvis Arias Quispe

LA MINERÍA, EL COMERCIO INTERNACIONAL Y EL DESARROLLO DEL PERÚIng. Amado Rolando Yataco Medina

SISTEMA DE GESTIÓN DEL RIESGO DE GASEAMIENTO EN MINAS SUBTERRÁNEASDaniel Ibrahim Naupari Escobar

SOCIETY OF MINING PROFESSORS (SOMP)Ing. Mario Cedrón Lassús

LIXIVIACIÓN ECOLÓGICA DE MINERALES DE ORO SIN UTILIZACIÓN DE CIANUROJulio Tremolada PayanoJuan Menéndez Aguado

ESPECIAL DÍA DEL TRABAJADOR MINERO

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EL INGENIERO DE MINAS Revista del Capítulo de Ingeniería de Minas

El sector minero es un factor clave para comprender el pasado, presente y futuro de nuestro país ya que sólo

puede vislumbrarse el destino histórico de la patria entendiendo que la minería siempre ha estado, está y estará llamada a desempeñar un rol preponderante en el desarrollo de la economía nacional. En ese sentido, debemos entender que el ingeniero de minas, caracterizado en su actuación profesional por sólidos principios de integridad, responsabilidad, laboriosidad y solidaridad, está destinado a continuar desempeñando un importante papel como empresario, directivo, funcionario, profesional, técnico y/o consultor en el ámbito minero.

En este editorial presentamos tres aspectos que consideramos medulares en la gestión de nuestra orden profesional: Visión de futuro, compromiso institucional y actuación profesional. Esta tríada de valores, compromisos y actuaciones en nuestra gestión se explica por la necesidad de seguir fortaleciendo nuestro liderazgo institucional y prestigio social ante la comunidad nacional e internacional, basándonos en los principios tutelares. De esta manera reconocemos que nuestro preclaro pasado institucional está escrito en piedra, e igualmente valoramos que el desafiante presente institucional es la piedra en la que escribimos nuestra historia, y comprendemos que el promisorio futuro institucional es una piedra en la que todavía deberemos escribir.

Nuestra visión de futuroNuestra orden profesional reconoce que, en nuestra visión de futuro las actividades minero-metalúrgicas, vinculadas con la exploración, explotación, transformación y comercialización de los recursos mineros y productos metalúrgicos, continuarán presentes en la economía nacional porque el Perú es un país minero importante en el concierto mundial. Esta visión empresarial y acción económica deberán ser plenamente comprendidas y aceptadas

por la comunidad nacional porque nuestro crecimiento y desarrollo como nación requieren de la actividad minera presente y de su proyección futura.

Igualmente se comprende que las actividades mineras son generadas en el contexto de organizaciones empresariales productivas y responsables que contribuyen aportando a la economía nacional, empleo, producción, ingresos y tributos; beneficiando a sus clientes internos y externos. Así, la minería seguirá siendo una actividad económica fundamental para movilizar y sostener el crecimiento y desarrollo económico nacional, basada en personas y trabajo productivo, en sustentabilidad sólida y operaciones con nuevas tecnologías inteligentes.

En la visión de futuro se forja una alianza muy prometedora entre las organizaciones mineras con las comunidades sociales, contando con el reconocimiento de los estamentos gubernamentales. Todo esto ayuda a comprender que el ejercicio profesional de sus miembros, identificados con el mejoramiento continuo de la productividad minera, calidad organizacional, seguridad minera, responsabilidad social y medio ambiente, lograrán posicionar a la minería con mucha mayor competitividad en el ámbito mundial. Se valora la presencia activa de las comunidades representativas del medio social. En su rol como actores sociales en el mundo de la minería, nuestros profesionales siempre podrán actuar con la necesaria competencia e integridad para generar acuerdos inteligentes mutuamente provechosos. Así, la relación de las empresas mineras con las comunidades siempre deberá estar enmarcada por el pleno respeto a la legislación vigente, con suma comprensión ante las expectativas generadas y por la mutua colaboración ante demandas realistas y razonables.

La visión de futuro refleja el liderazgo social

con sensibilidad humana, mediante sus principios institucionales de participación, comunicación, formación, integridad, cooperación, responsabilidad, gremialismo y conciliación, comprometiéndose con toda firmeza en la preservación del medio ambiente para impulsar su filosofía y práctica de desarrollo sustentable. De esta manera el vínculo de las entidades mineras con el medio ambiente siempre estará enmarcado al respeto a la legislación vigente, por la comprensión de que la explotación minera debe proteger el medio ambiente y por asumir que el futuro económico de las próximas generaciones seguirá sosteniéndose en la minería.

Nuestra actuación profesionalNuestra orden profesional representa un importante colectivo social, el pensamiento técnico minero y el liderazgo principista de varios miles de profesionales, formados en la disciplina de la Ingeniería de Minas, con sólidos fundamentos científicos, adquiridos en importantes universidades del Perú y el extranjero, y reflejados en su práctica en empresas mineras, sociedades consultoras, asociaciones gremiales e instituciones estatales. Estos actuarán siempre con responsabilidad y tecnicismo, confiando en los destinos históricos del país que aparece indisolublemente ligado con el desarrollo de la actividad minera.

Existe un gran interés en continuar impulsando y desarrollando nuestra institución, porque constituye un importante colectivo profesional que tiene por misión estudiar y aplicar la más moderna tecnología para explorar y explotar los recursos minero-metalúrgicos, actuando siempre con responsabilidad social y tecnicismo competitivo, ya que constituyen una base fundamental de la economía nacional. En tal sentido, también comprende y valora que el profesional de Ingeniería de Minas está llamado a desempeñar un significativo rol como empresario, directivo, profesional, técnico y/o consultor en el ámbito minero nacional e internacional.

EDITORIAL

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Nuestra orden profesional se desenvuelve en una coyuntura internacional desafiante por su misma dinámica, pero también por el momento nacional que logra impactarla. Estas constituyen una poderosa fuente de oportunidades y beneficios, así como de graves riesgos y desafíos para el sector minero. En este escenario nuestra tarea esencial es consolidar la unidad institucional en sus principios, sus programas y sus prácticas, sabiendo que siempre existirán diferencias en los estilos directivos, pero no en sus fundamentos institucionales que son la base de su cohesión social, su fuerza intelectual y su integridad moral. Las identificaciones con credos políticos y doctrinas religiosas son temas respetables e importantes, pero por la misma naturaleza de nuestra institución son totalmente ajenos a nuestro quehacer institucional.

Debemos aspirar a convertirnos en un reconocido instituto de liderazgo social y formación técnica, donde sus asociados aprenderán a servir productiva y responsablemente a su comunidad, así como a perfeccionar sus conocimientos técnicos y habilidades profesionales. En suma, nuestra orden profesional deberá dar la oportunidad a sus asociados de convertirse en sus mejores colaboradores. Por otra parte, corresponderá a los propios asociados participar responsable, competente y creativamente en todos sus ámbitos de actuación.

Tenemos la desafiante responsabilidad de seguir creando consciencia y compromiso ante la ciudadanía sobre la importancia que reviste la minería en el desarrollo de la economía nacional. Igualmente tenemos la tarea de asumir el apoyo a la comunidad ante la preocupación que mantiene frente a los temas de productividad minera, calidad organizacional, seguridad minera, responsabilidad social y medio ambiente.

Nuestro compromiso institucional Nuestra orden profesional, ante la comunidad nacional, deberá dar a conocer

de manera principista, representativa y técnica, la urgente necesidad de seguir explorando, explotando, transformando y comercializando los ingentes recursos mineros y productos metalúrgicos en beneficio del país. Los cuadros de mayor profesionalismo y liderazgo deberán contribuir con sus brillantes aportes científicos y técnicos para informar, promocionar y orientar a la comunidad sobre la necesidad de continuar por un camino que se inició hace miles de años en nuestra historia, que se ha proyectado hacia nuestro presente y que continuará sobre nuestro porvenir, dada su trascendencia para impulsar el crecimiento y desarrollo económico del Perú.

Se deberá promocionar ante la comunidad nacional que la actividad minera constituye una de las fuentes más importantes de empleo, producción, ingresos y tributos. Estos benefician a accionistas, directivos, profesionales, técnicos y trabajadores, proyectándose también hacia gobiernos locales, regionales y nacional, contratistas, proveedores, comunidades y sus clientes. Todo esto también significa que la minería continuará siendo una actividad económica decisiva para impulsar el crecimiento y desarrollo económico de nuestro país.

Se continuará difundiendo, en alianza con organizaciones empresariales, comunidades sociales y las entidades gubernamentales, las bondades de un ejercicio profesional sustentado en la mejora constante de la productividad minera, la calidad organizacional, la seguridad minera, la responsabilidad social y el medio ambiente. Debido a que la actividad minera se desarrolla en un mercado nacional e internacional altamente competitivos, se hace necesario el incremento sustantivo de los índices de producción, la mejora en la calidad de los productos y servicios, el logro de resultados en seguridad reveladores de pleno respeto a la persona humana, el liderazgo representativo de los profesionales del sector minero y el compromiso firme y

decidido en defensa del medio ambiente. Todo esto incorpora la idea de que la esencia de estas cinco dimensiones de la actividad minera es precisamente la prevención, la misma que deberá enraizarse en la mente de todos los profesionales de la minería, así como también en la cultura empresarial de las organizaciones, para poder superar los retos del presente y asumir los desafíos del mañana.

Nuestra orden profesional, reconociendo la presencia activa de las comunidades sociales como actores importantes en el mundo de la minería, sabrá actuar con profesionalismo e integridad para que puedan generarse acuerdos que sean mutuamente beneficiosos. Siendo así, la relación con las comunidades siempre deberá estar enmarcada por el respeto a la legislación vigente, por la comprensión ante las nuevas expectativas generadas y por la colaboración frente a demandas realistas y razonables. Todo esto representa la idea de que la actividad minera siempre deberá continuar negociando bajo un espíritu ganar-ganar, única premisa que permitirá alcanzar acuerdos que signifiquen concordia, comprensión, colaboración y compromiso con todas las fuerzas vivas representativas del país.

Finalmente, expresando su liderazgo social con honda sensibilidad humana, nuestra orden profesional, siempre se hará presente para defender la preservación de nuestro medio ambiente. Todo esto personifica la idea de que el mundo en el que vivimos, y en el que vivirán las generaciones futuras, tendrá garantizado un espacio acorde con las exigencias propias de una sociedad sinérgica, es decir creativa, productiva, solidaria, sana y feliz en un mundo sustentable.

Ing. BENJAMÍN JARAMILLO MOLINA

Presidente

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CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES

“La Minería somos Todos”22 - 26 de Agosto de 2016

Universidad Nacional de Piura

1. La integración del país depende, en gran parte, del desarrollo de su infraestructura vial para conectar a las poblaciones con las ciudades y mercados facilitando los flujos económicos. Debido a lo agreste de nuestra geografía, una infraestructura ferrocarrilera se vuelve una solución eficiente, si se utiliza la fuerza productiva de la agricultura, minería, industria, turismo y comercio. La minería puede ser el motor de inicio de las zonas más alejadas del país.

2. La minería y la agricultura deben verse como sectores hermanados y no opciones de desarrollo excluyentes. Históricamente ha convivido el agro con el sector minero. Es falso el mito de que ambos sectores compiten por el agua o por la tierra. No hay frase más cruel que dice: “Agua sí, mina no”. Los países desarrollados conviven sin dificultades, entre el agro, industria, minería y turismo. Esos mitos que afectan deben ser desterrados.

3. Las empresas e instituciones deben alinearse con el gobierno en que el objetivo país, es derrotar la extrema pobreza, desnutrición infantil y analfabetismo, y dar el salto a ser un país desarrollado. Se propone no sólo obras por impuestos, sino además, salud, educación y familia por impuestos. La empresa se suma así al desarrollo, no sólo económico, sino también social que el país requiere.

4. Con ese fin se requiere una visión de desarrollo económico territorial integral, a partir de grandes clúster económicos en el norte, centro y sur del país, cuya característica común es que son jalados por los proyectos y operaciones mineras con proyectos de integración vial a partir de

ferrocarriles que integran energía y se complementan con otros desarrollos industriales (fosfatos-agricultura, refinería en el norte; centro industrial en el centro, norte y sur).

5. Los grandes proyectos que jalarían los clúster serán principalmente proyectos de cobre, el metal líder del país para las próximas décadas, sin dejar de lado los proyectos polimetálicos, que existen multiplicados en todo lo ancho y largo del país.

6. Los pequeños proyectos mineros, que son más polimetálicos y de oro, harán el mismo efecto a nivel de cada región del país.

7. El contexto de la industria minera en el cual vamos a desarrollar esta visión constituye grandes desafíos como una gran urbanización de gran cantidad de población a nivel mundial, el cambio climático, su impacto sobre el recurso hídrico, donde el país tiene dos caras: la que mira al Atlántico, muy poco utilizada y la que mira al Pacífico, que deben ser unidas por obras de ingeniería buscando el desarrollo sostenible de todos. Igualmente, los yacimientos con menores leyes y cada vez más profundos, hacen ver un acelerado desarrollo tecnológico para afrontar estos retos.

8. En el campo de la exploración, que es de alto riesgo, es indispensable simplificar los trámites a uno solo, ya que sin exploración no hay futuro minero y no hay soporte económico al país. La exploración utiliza la más alta tecnología, ya que los yacimientos en superficie todos son conocidos, por tanto el riesgo es mayor al buscar los yacimientos ciegos o escondidos.

9. Para destrabar los proyectos paralizados se recomienda informar a la sociedad que los mitos emitidos de “agua sí, minería no”, no son ciertos, la minería sólo utiliza en producción y exploración el 1.2% del territorio nacional, el Estado tiene protegido el 65% y el uso del agua que dispone la nación, la minería solo utiliza el 0.01%. Esto demuestra la falsedad de la política anti minera que existe y que se debe combatir en forma conjunta entre instituciones, universidades, empresarios, colegios profesionales, regiones y Estado. Los gobiernos regionales y el central deben atender a las comunidades antes que la inversión minera se realice, explicando el desarrollo sostenible que significa a la comunidad, la oportunidad de tener una operación minera cercana. No existe personal capacitado que pueda dialogar por parte del Estado y las regiones frente a las comunidades, lo que dificulta más la comunicación que es vital entre la empresa, comunidad y Estado.

10. Para alcanzar la visión de desarrollo territorial se requiere promover las inversiones en los diferentes sectores económicos, pero principalmente en el minero que es el motor de cada uno de los tres grandes clúster. Esto debe realizarse, en primer lugar, con una presencia institucionalizada del Estado que lleve esa visión integral de desarrollo y cambiar el concepto de dejar a los privados que se arreglen solos. La relación Estado, empresa y sociedad (comunidad) debe ser real.

11. Las acciones que debe fortalecer el Estado para tener un marco donde

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la inversión se desarrolle y se capte inversiones extranjeras son:

a. Mejorar la competitividad del país.b. Llevar adelante una lucha

implacable contra la corrupción y la inseguridad ciudadana.

c. Preservar la estabilidad jurídica y la justa resolución de controversias. Ser geológicamente competitivos y un país de bajos costos no será suficiente en la competencia por capital de inversión.

d. Simplificar el sistema regulatorio.e. Agilizar trámites burocráticos,

simplificando administración pública, utilización de las TICs y sistemas computarizados.

f. Separar las labores regulatorias de las fiscalizadoras.

g. Reducir los organismos fiscalizadores a uno solo.

h. Crear una oficina de gestión de grandes proyectos (modelo canadiense).

i. Priorizar los objetivos del MINAM orientándolos a:

- Fortalecer el inicio de la producción.- Amenazas a la salud pública.- Protección a la biodiversidad.- Convenios internacionales

firmados y seguimiento a indicadores ambientales internacionales.

j. Convertir a INGEMMET en el Servicio Geológico Nacional y darle el encargo de la tarea del ordenamiento del Desarrollo Territorial.

k. La comunicación del Estado, no debe ser de bajo perfil, la sociedad debe saber el verdadero rol que tiene la actividad minera en el mundo y en el país. En las comunidades la comunicación debe ser puerta a puerta.

l. Alinearse en un mensaje común: que la minería es el principal impulsor de la reducción y erradicación de la pobreza, que trae modernidad e integración del país.

m. Así se debe enfrentar al anti extractivismo cuya meta es paralizar la actividad extractiva.

12. Tenemos experiencias de otros países que han sido o son mineros, que el Perú puede tomar como referencia: Canadá, Alemania y Suecia. Estos dos últimos no disponen de operaciones mineras

en la actualidad, sus recursos son escasos, pero lograron su desarrollo industrial y social sobre la base de una visión que su minería era la fuente para poder ser los países que hoy en día son. China nos da el mismo ejemplo de su desarrollo industrial, la base de su crecimiento es la minería.

13. La exploración minera debe ser libre de operar, sujetándose a respetar el medio ambiente, las comunidades no deberían obstaculizar su actividad.

14. En la etapa de prospecto, de exploración o de cálculo de inventario de recursos y reservas, es conveniente que los informes que se emitan estén sujetos a estándares internacionales para poder tener acceso a créditos internacionales. Los profesionales que emiten estos informes deben pertenecer no sólo al Colegio de Ingenieros sino a sistemas de estandarización tipo CRIRSCO que es la entidad mundialmente aceptada.

15. Que el Capítulo de Ingeniería de Minas del CD Lima CIP tome la iniciativa de crear una comisión de estandarización de informes de recursos y reservas y de creación del registro de personas competentes que se encargue de coordinar con otros capítulos, con el IIMP, con el INGEMMET, con el Sociedad Geológica y con otras entidades públicas y privadas, la elaboración de un proyecto de ley que debe alcanzarse a la Comisión de Minería del Congreso de la República para que llegue a ser promulgada.

16. Temas cruciales: Conflictividad minera, minería a pequeña escala, energía y otros.

a. No existe una minería sin conflictos -como la vida misma-, pero es necesario manejarlos y no clasificarlos o llamarlos conflictos, llamémoslo minería y comunidad en proceso de entendimiento, seamos proactivos y no busquemos la confrontación sino el desarrollo.

b. Se debe tener un manual o cartilla que indique qué acciones debe tomar el Estado cuando

una empresa está en etapa de exploración, de manera que desde un inicio, se prevé un contacto entre sociedad (comunidades) y Estado. Además, debe existir un documento, que oriente a las empresas cómo debe ser su contacto con las comunidades, a efecto de que las experiencias de éxitos en otros proyectos de gran envergadura tengan una base a seguir. Las comunidades también deben disponer de una cartilla que oriente sus acciones, saber que si una empresa entra a explorar esto requerirá de un diálogo si la exploración es positiva, que permita un entendimiento entre las aspiraciones de ellos, con los beneficios que pueden percibir a corto, mediano y largo plazo con la participación de la actividad minera o energética. Si la exploración no es positiva, siempre debe ser realizada buscando la protección del medio ambiente y el desarrollo agrícola en caso existiera. El Estado debe estar siempre presente.

c. Trabajar en la prevención, es la mejor estrategia para evitar conflictos.

d. La respuesta a ¿Qué prevenir? y ¿Cómo prevenir? la encontramos en los actores donde se originan los conflictos: comunidad, Estado y empresa.

e. El Estado debe implementar una estrategia de Responsabilidad Social Corporativa (RSC) para el sector extractivo, con planes específicos de prevención de conflictos, cuyas directrices y normas sirvan a las empresas como guía para trabajar de manera económica, social y ambientalmente responsable. El MEM debe considerar un viceministerio para este propósito.

f. Las empresas deben integrar la RSC en sus estructuras de gestión para asegurar un desempeño responsable, consciente y coherente para la prevención de los riesgos medioambientales y sociales,

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incluso las que afectan a los derechos humanos.

g. Construir el entendimiento colectivo de la importancia de la minería desde la currícula educativa como política del Estado en el corto y mediano plazo. El país debe entender y apoyar que somos un país minero sin más discusiones.

h. La minería a pequeña escala y la informal, deben tener la atención del Estado y la sociedad porque involucra a muchas familias de pocos recursos que viven de esa actividad.

i. El Estado debe atender este sector con la promoción de la formalización y con una labor tutelar y de capacitación. Una manera de llevar adelante el proceso de formalización, en propiedades invadidas, es que la región con el propietario levanten un censo de los responsables de esas operaciones, de manera que estén identificados y se conozca cómo laboran. La relación entre los mineros que han invadido propiedad y el propietario debe llevarse delante de acuerdo a ley, siendo los mineros contratistas del propietario, bajo ciertas directivas que el Estado dicte, en caso no exista entendimiento entre las partes. Este proceso debe iniciarse primero experimentalmente en dos a tres regiones, a efecto de ver su proceso de integración y las dificultades que existen, para buscar soluciones y avanzar en esta tarea que es de carácter social, de derecho privado y económico.

j. El propietario junto con el Estado (región) debe ser el guía de este entendimiento técnico, y responsable de llevar adelante la marcha de la formalización en la propiedad que tienen con el soporte del Estado.

k. La formalización puede ser sustentable solo si a lo largo del tiempo los beneficios son mayores a los costos. El Estado debe exigir una contraprestación a cambio de sus servicios que no

deben ofrecerse gratuitamente (impuestos, tributos, pagos) en un rango compatible con el nivel socioeconómico de los pequeños mineros y que mantengan estándares ambientales y sociales acordes.

l. El Gobierno Central debe fortalecer técnica y económicamente a los gobiernos regionales para el cumplimiento eficaz de su rol competente en materia de pequeña minería y minería artesanal. El presupuesto asignado a las DREMs en las regiones es insignificante, y la alta rotación de sus encargados afecta la formalización, además de que deben ser personal calificado en minería, y no en medio ambiente, como lo es en la actualidad. Se trata de un tema de producción, donde el asesor debe ser el medio ambiente, no el que decide la operación.

m. Promover y orientar la asistencia técnica u otros servicios en manos de la oferta del sector privado, de las universidades y de los colegios profesionales en sus capítulos competentes en la materia.

n. En el aspecto financiero, recoger propuesta del presidente de la República, Pedro Pablo Kuczynski Godard, sobre la creación de un banco minero de carácter público-privado exclusivo para la pequeña minería formal.

o. Las regiones deben conocer el potencial geológico que tienen, y deberían fomentar la creación de plantas de beneficio del sector privado o asociados, con apoyo de Banca de Fomento o de inversión, vía cooperación técnica internacional de ser posible, y así facilitar la formalización y controlar eficientemente el medio ambiente.

p. Es fundamental transparentar todo el tema de la propiedad.

q. La minería formal está actualmente paralizada, a consecuencia de un sistema de permisos excesivos y que debe

ser destrabada de todas las exigencias que las diferentes leyes se han dictado. Existen más de 220 pasos para cumplir con el sistema actual que impiden operar, mientras en otros países como Canadá sólo tienen una entidad encargada de dar luz verde a las operaciones. La minería formal, debería iniciar sus operaciones, al igual que los informales, sobre la base de firmar un convenio de fiel cumplimiento.

r. La compra del oro debería ser canalizada vía Estado, a efecto de evitar la fuga de este metal fuera del país. Se le debe dar mejores condiciones de compra que faciliten al productor.

SUGERENCIAS DE LAS PRESENTACIONES TÉCNICAS

1. La industria minera es gran consumidora de energía. En el Perú la minería aún no utiliza Energías Renovables No Convencionales (ERNC) como ya lo hace Chile. En nuestro país, el mercado de energía está distorsionado por intervención del Estado. Otra política importante es el empleo de energías renovables (centrales hidroeléctricas, paneles solares fotovoltaicos y parques eólicos). El mundo tiende a usar energía eólica, cuya inversión es mayor, pero su costo de operación es mínimo.

2. El avance tecnológico ha permitido que los costos de inversión (USD/kW) y los costos medios de la energía eléctrica (USD/MWh), obtenidos de centrales eléctricas con ERNC bajen dramáticamente. Asimismo, la disponibilidad de estos Recursos Energéticos Renovables (RER) es abundante en el Perú, lo que ha permitido que ya se hagan realidad importantes parques eólicos en Marcona y Piura, además de centrales con paneles fotovoltaicos en el sur del país.

3. Las operaciones mineras en el Perú deberían poder utilizar preferentemente las ENRC para contar con independencia energética, precio estable, menor impacto ambiental y una herramienta para los temas sociales. Por tanto, es necesario implementar políticas

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públicas para mejorar y modernizar la legislación energética y así tener un estímulo para aumentar la proporción de ERNC en la matriz energética peruana con metas audaces en pocos años.

4. Los Residuos Electrónicos (REE) y los Residuos de la Construcción y Demolición (RCD), constituyen lo que se viene a denominar la “minería urbana” y para lo cual debe haber un cuidadoso protocolo de reciclaje por su impacto tóxico en las ciudades.

5. Los RCD se encuentran en grandes volúmenes, tienen poco valor económico y una gran heterogeneidad. Los REE en cambio, tienen poco volumen, un valor económico alto y son muy homogéneos. Los modernos equipos electrónicos que contienen Au, Cu, Ag, Fe, Al, Zn, Mn, Pb, Hg, Cd, As, entre algunos otros metales más, donde llegan a una concentración muy alta, por ejemplo hasta 2 gr y 3 gr de oro.

6. Los tipos de reciclaje son mecánicos, químicos y térmicos y se requiere evaluar cuál utilizar de la manera más eficiente, pero siempre preguntándose si es realmente más ecoeficiente hacer reciclaje. Es decir, si se va a gastar más en energía en reciclar, que no hacerlo.

7. Debe haber una política de estímulo al reciclaje para recuperar minerales metálicos y no metálicos.

8. La minería del futuro tiende a ser robotizada, utilizando una alta tecnología electrónica, donde los controles permitirán poder supervisar niveles de producción y calidad de una manera inmediata y a grandes distancias.

9. Los equipos a utilizarse serán automatizados, seguros, eficientes y más versátiles, así mismo la minería tenderá a minar a futuro más en el subsuelo usando taladros largos y reduciéndose las operaciones de open pit.

10. La utilización de los “drones” simplificará y facilitará la exploración en los campos de topografía por su versatilidad de recorrer fácilmente la superficie.

CONCLUSIONES.

1. EXPLORACIÓN Y GEOLOGÍA. 1.1. Tomando en cuenta que la

exploración para descubrir nuevos yacimientos minerales, son cada vez más difíciles y riesgosas porque las manifestaciones superficiales como sombreros de fierro, halos de alteración intensas, anomalías geoquímicas altas, van desapareciendo y sólo quedan áreas mineralizadas ciegas o enterradas con débiles manifestaciones superficiales, el reto es mayor. Desde el año 2000 se han ido incrementando nuevas tecnologías, como planos y/o fotografías satelitales, el uso del Aster y los nuevos conocimientos de la geociencia, la metalogenia (genética), las nuevas teorías de las placas tectónicas, el uso de isotopos, técnicas nuevas para edades radiométricas, nuevos aparatos de geofísica y perforaciones a mayores profundidades, nuevos métodos de análisis químicos directos, nuevos softwares para el manejo de datos, el avance de la metalurgia, etc. La aplicación de estas nuevas técnicas bien interpretadas, permitirán minimizar el riesgo exploratorio y diseñar mejor los diferentes modelos de yacimientos mineros.

1.2. El estudio litogeoquímico comparativo en el sector de Acarí y su comportamiento respecto a la mineralización presentado por INGEMMET, es el más destacado porque servirá como herramienta de exploración para la pequeña y mediana minería, destacando un área de estudio de 632 Km², utilizó imágenes satelitales Landsat B4, Aster B3, filtros direccionales y el modelo de sombras. Para el aspecto estructural, hizo la discriminación litológica de las facies existentes en cada unidad

(estudio litogeoquímico), llegando a la conclusión que la Superunidad Linga tiene un control de mineralización para el cobre, mientras que la Superunidad Tiabaya lo refleja en el oro.

1.3. La metodología para la valorización de áreas de No Admisión de Petitorios (ANAPs) presentada por INGEMMET, es un enfoque de costos y puede aplicarse a propiedades mineras que se encuentran en etapas tempranas de exploración. Primero se calcula un costo base y luego se realiza una evaluación cualitativa, teniendo en cuenta 10 variables (metalogenia, geología-alteración y mineralización, geoquímica, geofísica, propiedades vecinas, accesibilidad, prospectos cercanos, comodities, precios y comunidades).

2. OPERACIONES MINERAS. 2.1. Se observa la tendencia creciente

del mayor uso de la tecnología de minado semi masivo o masivo aplicado a vetas angostas, con apoyo de equipo versátil, de control del macizo rocoso, de técnicas de voladura con nuevos accesorios que el permiten mejor control de los impactos negativos como daños al macizo rocoso y reducción de la dilución. Esta tendencia resultará beneficiosa y tiene gran aplicación en los yacimientos de oro y polimetálicos en vetas angostas, que pueden ser explotados con rentabilidades razonables, es el caso del trabajo “Optimización de Sobrerotura en Long Hole de Vetas Angostas”, basado en control de vibraciones.

2.2. El otro aspecto que viene cobrando gran importancia y aplicación en la mediana minería subterránea, es la aplicación

Ing. CIP Miguel Angel Zúñiga CastilloPresidente del XI CONAMIN

TRABAJOS DE INVESTIGACIÓN Y TECNOLOGÍA MINERA

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exitosa de modelos, metodologías y controles estadísticos apoyados por softwares para el análisis, interpretación, simulación y optimización de datos para su inmediata utilización en ajustes y controles de las actividades en las operaciones unitarias como perforación, voladura, geomecánica, sostenimiento y en el diseño de nuevos parámetros operativos. Este hecho se observa en que un buen número de trabajos presentan los avances en el uso de las técnicas mencionadas.

3. GESTIÓN MINERA. 3.1. En la etapa de prospección,

de exploración o de cálculo de Inventario de Recursos y Reservas es conveniente que los informes que se emitan estén sujetos a estándares internacionales a efecto de poder tener acceso a créditos internacionales. Los profesionales que emiten estos informes deben pertenecer no sólo al Colegio de Ingenieros del Perú si no a sistemas de estandarización tipo CRIRSCO que es la entidad mundialmente aceptada.

3.2. Que el Capítulo de Ingeniería de Minas del CD Lima - CIP, tome la iniciativa de crear una “Comisión de Estandarización de Informes de Recursos y Reservas y de la Creación del Registro de Personas Competentes” que se encargue de coordinar con otros Capítulos, con el INGEMMET y con otras entidades, la elaboración de un Proyecto de Ley que debe alcanzarse a la Comisión de Minería del Congreso de la República para que llegue a la Promulgación de la Ley respectiva.

3.3. La metodología Lean Six Sigma es la fusión de dos poderosas herramientas de mejora continua. Toda organización minera puede aplicar estas herramientas basándose en una información estadística con alcances reales de campo.

La ejecución de los proyectos de mejora en la eficiencia operativa y de reducción de costos ha sido muy favorable para la Compañía

Minera Kolpa S.A., debido a que han impactado positivamente en la reducción de costos operativos, reflejando un ahorro significativo del 15 %.

4. SEGURIDAD MINERA. 4.1. El Reglamento de Seguridad

y Salud en Minería estipula la medición, registro y comunicación de los agentes físicos y químicos que determinan la calidad del ambiente y el nivel de exposición en interior mina en función de límites permisibles que deben ser cumplidos. Para cumplir con lo estipulado se debe contar con instrumentación, procedimientos, formularios y los medios de almacenamiento de la información que en su conjunto pueden ser integrados en un sistema de gestión.

4.2. Es posible analizar el riesgo de gaseamiento en un sistema de ventilación en función del índice de exposición, siempre cuando el muestreo sea significativo, lo cual puede ser usado como una herramienta de sustento para el requerimiento de mayores recursos.

4.3. La gestión de la comunicación para la seguridad se sostiene en tres elementos: infraestructura (cómo llego al trabajador), contenidos (qué comunico) y estrategia (definición y enfoque). Es importante contar con una infraestructura de comunicación que permita llegar a todos y cada uno de los trabajadores con diversos tipos de medios y herramientas de comunicación. Definir contenido también es clave, pues si no se tiene claro qué comunicar no se lograrán los objetivos de cambio de comportamiento. El cambio de comportamiento es un proceso vivo de largo plazo que requiere un trabajo permanente.

4.4. El cambio cultural requiere del progresivo cambio de comportamiento de los individuos y parte de la decisión de alta de dirección, soportado en un sistema de gestión. La comunicación para la seguridad requiere ser gestionada y debe

verse de manera estratégica y no de manera aislada.

5. PROCESOS METALÚRGICOS. 5.1. El trabajo “Innovación y Desarrollo

de Procesos Metalúrgicos en Cía. de Minas Buenaventura”, trata sobre un proceso que resolvería el problema de muchas minas de cobre del centro y norte del Perú que tienen alto contenido de arsénico, que no permite su comercialización; además muchas de estas minas también contienen importantes valores de plata. Esto demuestra que profesionales peruanos, apoyados por sus empresas, logran desarrollos similares o mejores.

5.2. El estudio de tratamiento de concentrados arsenicales tipo Brocal tiene un innegable mérito, ya que el proceso desarrollado tiene sólida base teórica y experimental, y trata el concentrado de cobre arsenical hasta la producción de cátodos de alta pureza (altas recuperaciones de cobre > 96%) y al mismo tiempo tiene como residuo final un compuesto insoluble de arsénico (escodorita) que no genera impacto ambiental (“único” compuesto de arsenato de fierro - escodorita sintética - aceptado mundialmente por normas tan exigentes como EPA de USA).

5.3. La necesidad y oportunidades de desarrollo tecnológico aplicado a la solución de nuestros problemas metalúrgicos sin el uso de tecnologías sofisticadas como autoclaves a alta temperatura/presión es posible.

5.4. Cabe destacar el aprovechamiento de la oportunidad que brinda el Estado para la conformación de Centros de Desarrollo Tecnológico o similares con la Ley Nº 30309, la cual otorga beneficios tributarios a empresas que inviertan en investigación. Esta ley que promueve proyectos de investigación, desarrollo tecnológico e innovación tecnológica considerando que la innovación es un elemento clave para la competitividad de países eminentemente mineros como el nuestro. La realidad con

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la aplicación de esta ley la dio CONCYTEC cuando presentó a Backus como la primera empresa en acceder a beneficios tributarios por innovación tecnológica.

5.5. El trabajo “Lixiviación Ecológica de Minerales de Oro sin utilización de Cianuro”, trata del uso del tiosulfato, tecnología bastante antigua, su aplicación se limita a materiales con contenidos sobre 1.5 g/t de oro y en caso de necesitarse la degradación del tiosulfato de los efluentes, se requiere usar sulfato de cobre.

5.6. El manejo responsable de las operaciones de cianuración y sobre todo su aplicabilidad a materiales con contenidos de oro < 1.5 g/t le quitan competitividad al uso de tiosulfato, sin embargo, para medianas y pequeñas operaciones mineras específicas se podrían desarrollar esquemas de tratamiento que consideren esta tecnología como una alternativa a la cianuración.

6. MEDIO AMBIENTE. 6.1. Hay cada vez mayor consciencia

de la importancia de cuidar la calidad del agua en la actividad minera y cumplir con las normas ambientales, lo que se evidencia porque la mayoría de trabajos de investigación presentados se refieren al tratamiento de efluentes de mina, gestión de recursos hídricos, incluyendo investigaciones hidrogeológicas.

6.2. En el sector minero se da importancia al problema de la contaminación por residuos sólidos orgánicos, habiendo investigaciones de métodos biológicos de tratamiento para producir suelo orgánico o fertilizantes, y en un caso, la actividad microbiana haría posible la reducción del drenaje ácido de mina.

7. RESPONSABILIDAD SOCIAL. 7.1. La experiencia de formalización de

la minería artesanal que impulsó Cía. Minera Poderosa con éxito en Pataz apuntó a disminuir los impactos negativos en el ambiente y la comunidad, formalizar la actividad minera artesanal y

disminuir la conflictividad social. Adicionalmente generó una fuente de ingresos formal para las familias que se dedican a la actividad minera, empleo para más de 2,000 hombres y mujeres, mejora de la economía local, un mayor bienestar económico y disminución de la pobreza. Esta experiencia de responsabilidad Social Empresarial es sostenible en la medida que las acciones realizadas generan beneficios directos e indirectos a los grupos de interés involucrados y a la operación de Cía. Minera Poderosa.

El desarrollo sostenible es solo posible con procesos de diálogo y negociación que permita alcanzar consensos a fin de incluir a los actores involucrados y al medio ambiente, como se dio en el caso de evitar el uso de cianuro. Las lecciones aprendidas son replicables adaptándose al contexto de cada empresa, pero lo más importante es seguir los principios del diálogo productivo.

7.2. El diálogo es una herramienta potente para el desarrollo sostenible si se usa de manera estratégica, respaldado por una decisión institucional, que funciona cuando la organización mejora sus procesos para alcanzar las soluciones. No se trata sólo de identificar el problema y llegar a un acuerdo, sino de cumplirlo. El consenso es el primer paso de una solución, determina qué hacer, pero los acuerdos deben hacerse realidad e implementarse para construir confianza.

7.3. Actualmente la minería nacional enfrenta serios conflictos socio-ambientales con sus grupos de interés, ya que estos conflictos son persistentes ocasionando el retraso o paralización de proyectos y operaciones mineras, afectando negativamente a la imagen y reputación de la minería formal del país. Frente a este escenario, se plantea la estrategia de establecer herramientas de evaluación para la implementación de comités de monitoreo y vigilancia ambiental que se conviertan en un modelo de gestión de las relaciones

comunitarias y las preocupaciones ambientales; siendo un factor clave para la recuperación de confianza de la población y la viabilidad de los proyectos y operaciones mineras, mostrado en experiencias reales en diferentes zonas mineras del país.

7.4. Estos sistemas de monitoreo socio ambiental participativo son actualmente la herramienta práctica y potente para desarrollo de la minería y el desarrollo comunitario. Pero exigen el involucramiento, alineamiento y compromiso, no sólo del área de Relaciones Comunitarias y Medio Ambiente, sino de toda la organización empresarial, apostando por la participación ciudadana local, a construir una relación de confianza, comunicación e intercambio de información con la institucionalidad estatal.

7.5. Hay una gran oportunidad de implementar con éxito los Comités de Vigilancia y Monitoreo Ambiental Participativos (CVMAP), y de medir los resultados del trabajo de las áreas de relaciones comunitarias no solo por la ausencia de conflictos. La herramienta de evaluación del funcionamiento de los CVMAP pretende ser un instrumento para evaluar el funcionamiento de esta estrategia.

7.6. La etapa de prospección y exploración debe aplicar un sistema de relacionamiento social que permita iniciar y concluir con la aceptación de los involucrados. La aceptación social es un valor intangible del proyecto que le permitirá continuar si se decide iniciar las siguientes etapas de ciclo de vida del proyecto. La aceptación social se convierte en la licencia social para operar lo que aumenta la credibilidad y confianza para permitir a la empresa nuevos emprendimientos.

8. DESARROLLO SOSTENIBLE. 8.1. La Eficiencia Energética e ISO 50001

son compatibles y herramientas de gestión de la energía para cualquier empresa, por lo que un diagnóstico

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o auditoría energética es oportuno y fundamental en una empresa. Los estudios de Eficiencia Energética establecen las acciones a seguir para contar con un programa de reducción de energía sin inversión y con inversión. Las inversiones que se realizan en Eficiencia Energética se cubren en tiempos muy cortos.

La Eficiencia Energética en la producción ya no es sólo un valor, sino también una obligación social y medio ambiental. Tampoco consiste en poseer las últimas tecnologías, también saber emplear y administrar los recursos energéticos disponibles.

8.2. La coyuntura que vive la actividad minera a nivel internacional requiere de innovación y generación de activos ambientales que le permita la reducción de costos de mantenimiento de actividades de cierre y la generación de activos ambientales sostenibles que

generen crédito de reputación en las empresas. Por ello, consideramos que la aplicación del concepto de biocarbón en minería, hará la diferencia en temas ambientales y sociales en los próximos años, haciendo interesante su aplicación en la gestión ambiental minera referente a la remediación de suelos, revegetación, cierre de minas y tratamiento de efluentes.

8.3. La alternativa de manejo de residuos orgánicos para mitigar potenciales impactos ambientales y remediar pasivos ambientales es una variable más a considerar en los Estudios de Impacto Ambiental Detallados (EIAd) y sus planes de manejo ambiental por su real potencial para generar impactos ambientales positivos durante la operación y el cierre de los proyectos mineros, así como su transferencia a las comunidades del área de influencia.

Nota: El Comité de Trabajos de Investigación y Tecnología Minera estuvo presidido por el Ing. Jaime Tumialán de la Cruz, y se determinaron 8 especialidades que fueron encargadas a los siguientes ingenieros:

1. Exploración y Geología: Norman Castillo Castillo.

2. Operaciones Mineras: Fortunato Ramírez Cortez, Dionisio Povis Portal.

3. Gestión Minera: Roberto Maldonado Astorga.

4. Seguridad Minera: Mariano Pacheco Ortiz.

5. Procesos Metalúrgicos: José Macassi Meza.

6. Medio Ambiente: José Vidalón Gálvez.

7. Responsabilidad Social: Lucio Ríos Quinteros.

8. Desarrollo Sostenible: Alfonso Campos Arteaga.

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1. RESUMEN.Cía. de Minas Buenaventura S.A.A. ha investigado, desarrollado e implementado en los últimos años una serie de procesos para generar valor agregado a los concentrados que produce. El desarrollo tecnológico ha significado la puesta en marcha de una planta industrial para el tratamiento de concentrados de Pb-Ag con altos contenidos de Mn, así como la construcción y operación de un centro de investigación para el desarrollo de procesos para el tratamiento de concentrados complejos CIDT – RIO SECO. En este último se ha desarrollado un proceso novel para el tratamiento de cobre arsenical – enargita, (Proceso BVN®).

El proceso desarrollado para la producción de MnSO4.H2O a partir de concentrados de Pb-Ag consiste en una limpieza química de los contenidos de Mn que principalmente se presentan como alabandita y rodocrosita, constituyendo un 25%-30% de peso en Mn. La lixiviación del manganeso se desarrolla en reactores horizontales que generan una solución rica en manganeso la cual es purificada y cristalizada para producir sales de MnSO4.H2O de alta calidad. La planta instalada consta de circuitos de lixiviación, flotación, purificación y cristalización así como de una planta de ácido sulfúrico que aprovecha los gases generados durante el proceso. Esta planta está produciendo, a la fecha, un total de 22,000 TM de MnSO4 y nos coloca como el tercer mayor productor a nivel mundial.

El Centro de Investigación y Desarrollo Tecnológico (CIDT) – RIO SECO es una facilidad diseñada y construida para el desarrollo y evaluación de nuevos procesos hidrometalúrgicos. Los concentrados de cobre con contenidos altos de arsénico debido a la presencia de enargita y tenantita son actualmente procesados por medios piro-metalúrgicos y sujetos a penalidades bastante altas ya que representan un problema de manejo ambiental para las fundiciones. La remoción de As de las

fundiciones requiere sistemas complejos para el manejo de los gases y tratamiento posteriores antes que el As sea dispuesto de una manera ambientalmente aceptable.

La oxidación hidrometalúrgica de sulfuros, incluyendo sulfuros arsenicales, han demostrado tener una cinética de lixiviación lenta a condiciones atmosféricas, esto se debe básicamente a la formación de azufre elemental durante el proceso, bajo estas condiciones se forma una capa pasivante que demora el proceso de lixiviación. Otra condición limitante es la presencia de arsénico contenido en estos concentrados que necesita ser liberado y estabilizado para poder ser dispuestos en forma segura.

El proceso desarrollado por BVN (Proceso BVN®) describe una tecnología novel para la recuperación de cobre a partir de concentrados de cobre arsenical, mediante el cual se obtiene cobre catódico grado LME y estabiliza los contenidos de arsénico como escorodita, compuesto aprobado por la EPA-USA para disposición de este elemento. El proceso consiste en una lixiviación atmosférica ferriga del cobre y al mismo tiempo el As es disuelto y estabilizado en forma de escorodita.El presente trabajo resume las etapas de investigación realizadas en la formulación del Proceso BVN® para el tratamiento de concentrados arsenicales.

Palabras claves: Enargita, lixiviación, cobre, arsénico, escorodita, desarrollo tecnológico.

2. INTRODUCCIÓN.La pirometalurgia ha sido usada por décadas como un método convencional de extracción de cobre a partir de minerales sulfurados de cobre. Las normativas ambientales restringen el uso de estas metodologías para el tratamiento de concentrados arsenicales. Esto debido a los problemas de emisión de componentes peligrosos de arsénico al medio ambiente.Adicionalmente, el arsénico presenta

INNOVACIÓN Y DESARROLLO DE PROCESOS METALÚRGICOS, CÍA. DE MINAS

BUENAVENTURAPercy Ponce Beoutis

Cía. de Minas Buenaventura S.A.A.

problemas en el producto final, reduce la conductividad eléctrica por la formación de grietas.

Entre los procesos pirometalúrgicos actualmente en operación están la planta de tostación de concentrados en Ministro Hales donde el concentrado de cobre con contenidos altos de As es tostado produciendo una calcina con bajo contenido de As y alta concentración de Cu, la cual es posteriormente tratada para recuperar cobre por métodos convencionales de SX-EW. De igual modo Dundee Precious Metals Tsumeb (Pty) Limited (“DPM Tsumeb”) localizada en Tsumeb, Namibia es una fundición con la capacidad de tratar concentrados de cobre arsenical, teniendo como producto final un cobre blíster y trióxido de arsénico. El cobre blíster es enviado a un proceso de electro-refinación para la obtención de cátodos y el trióxido es vendido al mercado.

Los procesos hidrometalúrgicos para el tratamiento de concentrados de enargita (Fig. 1) son una alternativa a usar, los principales desafíos que se tienen son básicamente lograr altas extracciones de cobre y al mismo tiempo asegurar que el arsénico extraído sea dispuesto en forma estable. Los procesos hidrometalúrgicos propuestos a la fecha para el tratamiento de concentrados arsenicales no han sido utilizados/probados comercialmente.

Diferentes intentos se han realizado para tratar cobre arsenical (enargita) mediante sistemas hidrometalúrgicos de lixiviación tanto a presión atmosférica como en autoclaves, a baja, mediana y altas temperaturas, de igual forma mediante biolixiviación o lixiviación alcalina. Respecto a lixiviación alcalina, bajo condiciones no oxidantes con soluciones NaOH or NaOH/Na2S, el objetivo es lixiviar selectivamente el arsénico dejando un residuo apropiado para ser tratado por procedimientos pirometalúrgicos convencionales. Un

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inconveniente con esta metodología es el tratamiento del licor cargado en arsénico que necesita ser tratado, algunos intentos han involucrado la precipitación de arsénico como arseniato de cobre mediante la adición de sulfato de cobre; otros procesos han sugerido la precipitación de arsénico con cal generando arseniato de calcio, el cual es mucho menos deseable ambientalmente que la escorodita. La escorodita, que es una forma cristalizada de arseniato de fierro, FeAsO4•2H2O, ocurre en forma natural y ha sido reconocido como un compuesto adecuado para disposición de arsénico. Es por lo tanto muy importante el diseño de un proceso que resuelva en forma económica y eficiente técnicamente los principales desafíos del procesamiento de concentrados de enargita/tenantita, que son básicamente una alta extracción de cobre y generar un residuo de arsénico ambientalmente (escorodita).

3. OBJETIVOS Y ALCANCES.

El objetivo de esta investigación llevada a cabo durante el periodo 2013-2016 ha sido el de desarrollar un proceso hidrometalúrgico para el tratamiento de concentrados arsenicales de cobre (Proceso BVN®) el mismo que permita obtener altas extracciones de cobre y fijar el arsénico en forma estable, logrando al mismo tiempo una recuperación

económica de los valores metálicos. El trabajo de Investigación y Desarrollo ha involucrado diferentes etapas (tabla 1), desde una escala de laboratorio en reactores de cuatro litros diseñados in-house, hasta un pilotaje batch y pilotaje continuo, ambos circuitos diseñados y operados íntegramente por Cía. de Minas Buenaventura.

La primera etapa llevada a cabo a nivel Laboratorio se realizó para determinar los parámetros óptimos de lixiviación, incluyendo variabilidad y límites del proceso. La segunda etapa desarrollada a nivel Piloto, se divide en dos fases, fase batch y fase continua, en la primera fase se repiten las mejores condiciones obtenidas a nivel laboratorio en un reactor de +6,000 litros, el objetivo principal de esta etapa es asegurar extracciones de Cu > 98%. El producto final de este proceso es un PLS de Cu que es enviado posteriormente a un circuito SX-EW para la producción de cobre metálico >99.999%. Asimismo, durante esta etapa se desarrolla el proceso y condiciones para precipitar el arsénico disuelto en forma de escorodita obteniendose un producto estable con resultados positivos a las pruebas de estabilidad TCLPs.

La segunda fase, pilotaje continuo, involucra la construcción de un circuito completo de lixiviación, separación líquido-sólido, manejo de soluciones, circuitos

de SX-EW, circuito de estabilización de arsénico, esto con el objetivo de producir en forma estable y continua cobre metálico 99.999% Cu, así como escorodita en forma cristalina. Las diferentes etapas de esta investigación se han desarrollado durante cuatro años.

3.1 Beneficios y oportunidades Proceso BVN® - Planta de Cobre Rio Seco.

1. Procesamiento de concentrados de cobre arsenical actualmente producidos con niveles de arsénico de hasta 8%, siendo un mejor escenario económico creando valor agregado con la producción de cátodos de cobre como producto final y evitando los costos de penalidades y transporte.

2. El proceso desarrollado podría hacer factible diferentes proyectos mineros en el Perú, que en la actualidad no están siendo evaluados debido a que no generan un escenario económico de negocios.

3. Generación de sub productos como sulfato de zinc, sulfato de cobre, oro, plata a partir de concentrados de cobre arsenical; los cuales son un mercado adicional a considerar.

4. La implementación comercial del Proceso BVN abre una nueva industria metalúrgica en el Perú haciéndonos pioneros en el desarrollo de este tipo de industrias.

4 EL INGENIERO DE MINAS – Revista del Capítulo de Ingeniería de Minas

3.2 Principales procesos propuestos para el tratamiento de concentrados de enargita.

Figura 1. Procesos que han sido propuestos para el tratamiento de concentrados de enargita (a comercial y b laboratorio o escala piloto), [2].

4. PROCEDIMIENTO EXPERIMENTAL.

En la siguiente tabla se presenta las etapas del desarrollo tecnológico, llevadas a cabo durante el desarrollo del proyecto. Esto es desde la etapa de laboratorio hasta la etapa de pilotaje.

Desarrollo tecnológico

1 Etapa: Pruebas a nivel de laboratorio

Pruebas de lixiviación de cobre

Pruebas de lixiviación de cobre y precipitación de arsénico

2 Etapa: Piloto batch

Pruebas batch ACCM 1-18

Pruebas batch ACCM 19 – 26

2 Etapa: Piloto continuo

1era campaña – 50% capacidad

2da campaña - 100% capacidad

Tabla 1. Etapas del desarrollo tecnológico.

4.1 Lixiviación de cobre y precipitación de arsénico.

El proceso propuesto se fundamenta en las reacciones de lixiviación que se producen por la acción del ion férrico y el ácido sulfúrico, esto juntamente con las condiciones proporcionadas por el

Proceso BVN®. La lixiviación atmosférica de concentrados de cobre arsenical con ácido sulfúrico tiene varias ventajas sobre otros procesos como la operación a temperaturas menores a 100 °C en tanques agitados y este proceso es compatible con SX-EW. Las siguientes reacciones están involucradas dentro del proceso:

Reacción de disolución de enargita

1 Cu3AsS4 + 3 H2SO4 + 2.75 O2 → 1 H3AsO4 + 3 CuSO4 + 4S + 1.5 H2O

Reacción de formación sulfato férrico

4 FeSO4 + 2 H2SO4 + O2 → 2 Fe2(SO4)3+ 2 H2O

Reacción de formación de escorodita

2 H3AsO4 + 1 Fe2(SO4)3 + 4 H2O → 2 FeAsO4.2H2O + 3H2SO4

Las reacciones secundarias del proceso son las siguientes:

Reacción de disolución de sulfuros:

1 Cu12Sb4S13(s) + 6 H2SO4(a) +20 O2(g) → 4 H3SbO4(a) +12 CuSO4(a) + 7 S(s)

2 PbS(s) + 2 H2SO4(a) + 1 O2(g) → 2 PbSO4(s) + 2 H2O(a) + 2 S(s)

2 ZnS(s) + 2 H2SO4(a) + 1 O2(g) → 2 ZnSO4(a) + 2 H2O(a) + 2 S(s)

Reacción de formación de Beudantita y Jarositas

2 PbSO4(a) + 3 Fe2(SO4)3(a) + 2 H3AsO4(a) +12 H2O(a) → 2 Pb-B(s) + 9 aH2SO4(a)

Procesos Hidrometalúrgicos

Proceso Albion (Molienda fina y lixiviación) a Oxidación Total a Presión (TPO) a,b Proceso PLATSOL® b Oxidación a Presión a Altas Temperaturas

(HTPOX) b CESL b HydroCopperTM a,b GalvanoxTM NSC , Cianuración Intec, , Dynatec

Procesos que disuelven Ambos cobre y arsénico

Procesos que disuelven arsénico selectivamente

Proceso Sunshine (Lixiviación atmosférica en soluciones de sulfuros alcalinos) a

Lixiviación alcalina en NaHS- NaOH medio b

Lixiviación con hipoclorito de sodio en soluciones alcalinas b

Lixiviación alcalina a presión en soluciones de Na2S

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El proceso propuesto se fundamenta en las reacciones de lixiviación que se producen por la acción del ion férrico y el ácido sulfúrico, esto juntamente con las condiciones proporcionadas por el Proceso BVN®. La lixiviación atmosférica de concentrados de cobre arsenical con ácido sulfúrico tiene varias ventajas sobre otros procesos como la operación a temperaturas menores a 100 °C en tanques agitados y este proceso es compatible con SX-EW. Las siguientes reacciones están involucradas dentro del proceso:

5. RESULTADOS Y DISCUSIÓN.

5.1 Pruebas a nivel de laboratorio.

Las pruebas en esta etapa se realizaron utilizando muestras de concentrados de cobre arsenical provenientes de Marcapunta, Sociedad Minera El Brocal. En la tabla 2 se muestra la composición de dos muestras, realizada por análisis ICP.

Tabla 2: Composición de muestras de concentrado de cobre arsenical

empleados en las pruebas metalúrgicas.

En las primeras pruebas se regularon los parámetros de operación hasta encontrar las mejores condiciones, se controlaron principalmente el porcentaje de sólidos, tiempo de residencia así como dosificaciones, teniendo como objetivo principal asegurar una máxima extracción de cobre. Cabe resaltar que las pruebas desarrolladas se llevarán a cabo hasta por un total de 180 horas como tiempo de residencia.

En la siguiente tabla se resume los resultados de las pruebas preliminares.

Tabla 3: Resumen de resultados de las pruebas metalúrgicas preliminares.

Figura 2. Efecto de la temperatura en la extracción de cobre. Condiciones A























4 FeSO4 + 2 H2SO4 + O2 → 2 Fe2(SO4)3+ 2 H2O









































4 FeSO4 + 2 H2SO4 + O2 → 2 Fe2(SO4)3+ 2 H2O





















5.1 Pruebas a nivel de laboratorio. Las pruebas en esta etapa se realizaron utilizando muestras de concentrados de cobre arsenical provenientes de Marcapunta, Sociedad Minera El Brocal. En la tabla 2 se muestra la composición de dos muestras, realizada por análisis ICP.

N° Prueba 1-15 16-50

Elemento Ensaye

Ag g/t 94 114

Cu % 25.7 29.5

Fe % 23.2 17.3

As % 7.90 9.29

S total % 40.1 39.1

Ins % 3.00 2.91

Tabla 2: Composición de muestras de concentrado de cobre arsenical empleados en las pruebas

metalúrgicas.

En las primeras pruebas se regularon los parámetros de operación hasta encontrar las mejores condiciones, se controlaron principalmente el porcentaje de sólidos, tiempo de residencia así como dosificaciones, teniendo como objetivo principal asegurar una máxima extracción de cobre. Cabe resaltar que las pruebas desarrolladas se llevarán a cabo hasta por un total de 180 horas como tiempo de residencia. En la siguiente tabla se resume los resultados de las pruebas preliminares.

ID Tiempo Residuo Lixiviación Solución Prueba (h) Extracción Cu (%) Cu (%)

101 32 44.24 55.10 102 32 23.66 29.00 103 114 40.76 54.50 104 144 41.79 49.90 105 30 21.24 31.60 106 90 78.21 83.80 107 32 35.04 0.80

108 155 37.02 51.90 109 155 42.03 37.50 110 69 26.72 23.00 111 69 89.77 88.90 112 187 94.30 93.20 113 117 37.30 37.00 114 180 88.70 88.20 115 152 60.30 59.35 116 187 73.10 72.60 117 180 95.30 94.60 118 180 92.80 92.20 119 180 94.60 93.90 120 180 91.90 91.60 121 180 14.80 14.70 122 75 93.80 93.10 123 75 94.70 94.30 124 70 95.50 65.70 125 75 89.90 89.40 126 48 90.90 90.02 127 48 90.50 89.70 128 75 92.80 92.50 129 48 93.30 92.90 130 48 82.30 81.70 131 75 91.80 91.50 132 48 91.50 90.80 133 75 92.30 91.90 134 80 94.40 94.40 135 75 95.50 95.50 136 48 95.50 49.80 137 75 95.50 48.00 138 48 87.90 87.90 139 75 89.10 89.10 140 48 92.20 92.20 141 75 93.80 93.80 Tabla 3: Resumen de resultados de las

pruebas metalúrgicas preliminares.




5.1 Pruebas a nivel de laboratorio. Las pruebas en esta etapa se realizaron utilizando muestras de concentrados de cobre arsenical


101 32 44.24 55.10 102 32 23.66 29.00 103 114 40.76 54.50 104 144 41.79 49.90 105 30 21.24 31.60 106 90 78.21 83.80 107 32 35.04 0.80 108 155 37.02 51.90 109 155 42.03 37.50 110 69 26.72 23.00 111 69 89.77 88.90 112 187 94.30 93.20 113 117 37.30 37.00 114 180 88.70 88.20 115 152 60.30 59.35 116 187 73.10 72.60 117 180 95.30 94.60 118 180 92.80 92.20 119 180 94.60 93.90 120 180 91.90 91.60 121 180 14.80 14.70 122 75 93.80 93.10 123 75 94.70 94.30 124 70 95.50 65.70 125 75 89.90 89.40 126 48 90.90 90.02 127 48 90.50 89.70 128 75 92.80 92.50 129 48 93.30 92.90 130 48 82.30 81.70 131 75 91.80 91.50 132 48 91.50 90.80 133 75 92.30 91.90 134 80 94.40 94.40 135 75 95.50 95.50 136 48 95.50 49.80 137 75 95.50 48.00 138 48 87.90 87.90 139 75 89.10 89.10 140 48 92.20 92.20 141 75 93.80 93.80

Tabla 3: Resumen de resultados de las pruebas metalúrgicas preliminares.


Figura 3. Efecto de la temperatura en la extracción de cobre. Condiciones B



5.1 Pruebas a nivel de laboratorio. Las pruebas en esta etapa se realizaron utilizando muestras de concentrados de cobre arsenical provenientes de Marcapunta, Sociedad Minera El Brocal. En la tabla 2 se muestra la composición de dos muestras, realizada por análisis ICP.

N° Prueba 1-15 16-50

Elemento Ensaye

Ag g/t 94 114

Cu % 25.7 29.5

Fe % 23.2 17.3

As % 7.90 9.29

S total % 40.1 39.1

Ins % 3.00 2.91

Tabla 2: Composición de muestras de concentrado de cobre arsenical empleados en las pruebas

metalúrgicas.

En las primeras pruebas se regularon los parámetros de operación hasta encontrar las mejores condiciones, se controlaron principalmente el porcentaje de sólidos, tiempo de residencia así como dosificaciones, teniendo como objetivo principal asegurar una máxima extracción de cobre. Cabe resaltar que las pruebas desarrolladas se llevarán a cabo hasta por un total de 180 horas como tiempo de residencia. En la siguiente tabla se resume los resultados de las pruebas preliminares.


101 32 44.24 55.10 102 32 23.66 29.00 103 114 40.76 54.50 104 144 41.79 49.90 105 30 21.24 31.60 106 90 78.21 83.80 107 32 35.04 0.80

108 155 37.02 51.90 109 155 42.03 37.50 110 69 26.72 23.00 111 69 89.77 88.90 112 187 94.30 93.20 113 117 37.30 37.00 114 180 88.70 88.20 115 152 60.30 59.35 116 187 73.10 72.60 117 180 95.30 94.60 118 180 92.80 92.20 119 180 94.60 93.90 120 180 91.90 91.60 121 180 14.80 14.70 122 75 93.80 93.10 123 75 94.70 94.30 124 70 95.50 65.70 125 75 89.90 89.40 126 48 90.90 90.02 127 48 90.50 89.70 128 75 92.80 92.50 129 48 93.30 92.90 130 48 82.30 81.70 131 75 91.80 91.50 132 48 91.50 90.80 133 75 92.30 91.90 134 80 94.40 94.40 135 75 95.50 95.50 136 48 95.50 49.80 137 75 95.50 48.00 138 48 87.90 87.90 139 75 89.10 89.10 140 48 92.20 92.20 141 75 93.80 93.80 Tabla 3: Resumen de resultados de las

pruebas metalúrgicas preliminares.




Figura 4. Efecto del tamaño de partícula en la remolienda en la extracción de cobre.

Condiciones A


Condiciones B

Figura 6. Efecto de la temperatura en la concentración de arsénico. Condiciones A

Figura 7. Efecto de la temperatura en la concentración de arsénico. Condiciones B

Figura 8. Efecto del tamaño de partícula en la remolienda sobre la concentración de arsénico.

Condiciones A

156

EL INGENIERO DE MINAS – Revista del Capítulo de Ingeniería de Minas



Condiciones A


Condiciones B

Figura 6. Efecto de la temperatura en la concentración de arsénico. Condiciones A

Figura 7. Efecto de la temperatura en la concentración de arsénico. Condiciones B


Condiciones A

De las pruebas realizadas se observa un efecto directo de la temperatura y tamaño de partícula en la remolienda, niveles de oxidación en la extracción del cobre. En las figuras 6 y 7 se muestra el efecto de la temperatura en la concentración de arsénico en la solución durante la lixiviación.

16


Figura 9. Efecto del tamaño de partícula en la remolienda sobre la concentración de arsénico. Condiciones B

En las figuras anteriores se observa que la velocidad de reacción aumenta a medida que se incrementa la temperatura, mejorando la recuperación de cobre en la solución PLS. Los mejores resultados de las pruebas se obtuvieron con una remolienda fina del concentrado. La remolienda ultrafina no produce un efecto significativo en el porcentaje de recuperación del cobre. Los niveles de potencial juegan un papel importante durante el proceso, en cada una de las etapas planteadas.

5.2 Pruebas piloto batch.

Luego de haber culminado las pruebas metalúrgicas preliminares a nivel de laboratorio y haber encontrado condiciones óptimas para la etapa de lixiviación, se procede a escalar las pruebas a nivel piloto batch. En marzo de 2014 se iniciaron estas pruebas en las instalaciones del CIDT – RIO SECO, empleando un reactor de 6m3

de capacidad. Se realizaron 26 pruebas Bath en total. Las muestras de concentrado corresponden a Marcapunta, pertenecientes a Sociedad Minera El Brocal S.A.A.En función a los resultados obtenidos, las pruebas batch realizadas pueden separarse en dos grupos:

• Batería de pruebas 1: Pruebas ACCM01 a ACCM18.• Batería de pruebas 2: Pruebas ACCM19 a ACCM26.

5.2.1 Batería de pruebas 1.La mineralogía promedio del concentrado se analizó por difracción de rayos X en cada una de las pruebas. Los resultados promedio se muestran en la tabla 5.

Tabla 4: Mineralogía promedio del concentrado de cobre arsenical empleado en la batería de pruebas 1.

En cada prueba se realizó el ensaye de ICP para el concentrado cabeza. En la tabla 6 se muestran los promedios obtenidos.

Tabla 5: Ensaye ICP de cabeza.

En la siguiente tabla se resume el resultado de la primera batería de pruebas.

Tabla 8: Resumen de resultados obtenidos en las pruebas piloto batch ACCM 01 al 18.

Figura 10. Extracción de cobre – pruebas batch ACCM 1-18.

De acuerdo a los resultados de esta primera etapa no se obtuvieron los resultados esperados tanto en recuperación de cobre como en precipitación de arsénico. Se replantean las condiciones de proceso y se realizan una segunda batería de pruebas.

5.2.2 Batería de pruebas 2.Teniendo en cuenta los resultados de la batería de pruebas 1, se reconfigura el proceso realizándose un grupo de 8 batchs adicionales. Las extracciones de cobre, arsénico y hierro, se presentan a continuación:

Tabla 9: % Extracción de cobre y consumo de H2SO4 y oxígeno en la batería de pruebas 2.



Condiciones B

En las figuras anteriores se observa que la velocidad de reacción aumenta a medida que se incrementa la temperatura, mejorando la recuperación de cobre en la solución PLS. Los mejores resultados de las pruebas se obtuvieron con una remolienda fina del concentrado. La remolienda ultrafina no produce un efecto significativo en el porcentaje de recuperación del cobre.

Los niveles de potencial juegan un papel importante durante el proceso, en cada una de las etapas planteadas.

5.2 Pruebas piloto batch. Luego de haber culminado las pruebas metalúrgicas preliminares a nivel de laboratorio y haber encontrado condiciones óptimas para la etapa de lixiviación, se procede a escalar las pruebas a nivel piloto batch. En marzo de 2014 se iniciaron estas pruebas en las instalaciones del CIDT – RIO SECO, empleando un reactor de 6m3 de capacidad. Se realizaron 26 pruebas Bath en total. Las muestras de concentrado corresponden a Marcapunta, pertenecientes a Sociedad Minera El Brocal S.A.A. En función a los resultados obtenidos, las pruebas batch realizadas pueden separarse en dos grupos:

Batería de pruebas 1: Pruebas ACCM01 a ACCM18.


5.2.1 Batería de pruebas 1. La mineralogía promedio del concentrado se analizó por difracción de rayos X en cada una de las pruebas. Los resultados promedio se muestran en la tabla 5.

Nombre Fórmula Porcentaje (%)

Pirita FeS2 41.8

Enargita Cu3AsS4 36.4

Colusita Cu26V2(As,Sn,Sb)6S32 9.6

Tenantita (Cu,Fe)12As4S13 3.7

Cuarzo SiO2 3.8

Esfalerita (Zn, Fe)S 1.9

Galena PbS 1.1

Grafito C 1.6

Otros --- 0.2 Tabla 4: Mineralogía promedio del concentrado de

cobre arsenical empleado en la batería de pruebas 1.


Laboratorio de pruebas metalúrgicas – BVN

Centro de Investigación y Desarrollo Tecnológico

CIDT – Rio Seco



CIDT – Rio Seco



Condiciones B

En las figuras anteriores se observa que la velocidad de reacción aumenta a medida que se incrementa la temperatura, mejorando la recuperación de cobre en la solución PLS. Los mejores resultados de las pruebas se obtuvieron con una remolienda fina del concentrado. La remolienda ultrafina no produce un efecto significativo en el porcentaje de recuperación del cobre.

Los niveles de potencial juegan un papel importante durante el proceso, en cada una de las etapas planteadas.

5.2 Pruebas piloto batch. Luego de haber culminado las pruebas metalúrgicas preliminares a nivel de laboratorio y haber encontrado condiciones óptimas para la etapa de lixiviación, se procede a escalar las pruebas a nivel piloto batch. En marzo de 2014 se iniciaron estas pruebas en las instalaciones del CIDT – RIO SECO, empleando un reactor de 6m3 de capacidad. Se realizaron 26 pruebas Bath en total. Las muestras de concentrado corresponden a Marcapunta, pertenecientes a Sociedad Minera El Brocal S.A.A. En función a los resultados obtenidos, las pruebas batch realizadas pueden separarse en dos grupos:



5.2.1 Batería de pruebas 1. La mineralogía promedio del concentrado se analizó por difracción de rayos X en cada una de las pruebas. Los resultados promedio se muestran en la tabla 5.

Nombre Fórmula Porcentaje (%)

Pirita FeS2 41.8

Enargita Cu3AsS4 36.4

Colusita Cu26V2(As,Sn,Sb)6S32 9.6

Tenantita (Cu,Fe)12As4S13 3.7

Cuarzo SiO2 3.8

Esfalerita (Zn, Fe)S 1.9

Galena PbS 1.1

Grafito C 1.6

Otros --- 0.2 Tabla 4: Mineralogía promedio del concentrado de

cobre arsenical empleado en la batería de pruebas 1.




CIDT – Rio Seco


Cu Fe As Pb Zn Au Ag

% % % % % ppm ppm

Promedio 25.8 19.4 7.1 0.9 1.6 2.5 160.5 Tabla 5: Ensaye ICP de cabeza.

En la siguiente tabla se resume el resultado de la primera

batería de pruebas.

Prueba

Residuo Solución de

Lixiviación (PLS

Extracción

Cu

% Concentración

(g/l)

%

Cu Cu As Fe Cu

ACCM 001 0.2 16.4 4.2 24.4 93.2

ACCM 002 0.7 22.6 6.3 31.7 90.2

ACCM 003 0.8 28.0 8.8 36.6 91.1

ACCM 004 0.7 27.4 5.5 30.2 92.2

ACCM 005 0.7 33.9 9.4 40.9 90.5

ACCM 006 1.1 37.0 2.5 47.6 87.4

ACCM 007 0.4 42.3 1.4 56.1 94.2

ACCM 008 1.0 32.3 0.8 35.8 86.8

ACCM 009 0.8 45.7 1.7 50.8 89.3

ACCM 010 0.9 40.0 1.0 40.4 89.6

ACCM 011 0.9 50.6 1.1 44.5 90.3

ACCM 012 0.5 63.8 2.0 58.4 93.7

ACCM 013 0.7 46.3 1.1 40.7 93.5

ACCM 014 4.6 37.1 0.5 22.0 88.0

ACCM 015 1.1 41.3 1.0 34.3 86.4

ACCM 016 1.0 50.9 2.7 58.1 85.6

ACCM 017 1.0 48.2 2.1 53.7 86.7

ACCM 018 1.4 35.2 3.7 33.5 88.0




5.2.2 Batería de pruebas 2. Teniendo en cuenta los resultados de la batería de pruebas 1, se reconfigura el proceso realizándose un grupo de 8 batchs adicionales. Las extracciones de cobre, arsénico y hierro, se presentan a continuación:

Prueba % Extracción

Cu As Fe

ACCM 019 97.8 72.7 54.4

ACCM 020 97.8 86.5 56.9

ACCM 021 94.7 86.7 51.8

ACCM 022 98.0 79.4 63.1

ACCM 023 99.4 79.0 41.2

ACCM 024 96.4 73.5 69.0

ACCM 025 96.6 78.8 60.2

ACCM 026 97.8 89.8 68.4





% % % % % ppm ppm




Prueba


Lixiviación (PLS

Extracción

Cu

% Concentración

(g/l)

%

Cu Cu As Fe Cu

ACCM 001 0.2 16.4 4.2 24.4 93.2

ACCM 002 0.7 22.6 6.3 31.7 90.2

ACCM 003 0.8 28.0 8.8 36.6 91.1

ACCM 004 0.7 27.4 5.5 30.2 92.2

ACCM 005 0.7 33.9 9.4 40.9 90.5

ACCM 006 1.1 37.0 2.5 47.6 87.4

ACCM 007 0.4 42.3 1.4 56.1 94.2

ACCM 008 1.0 32.3 0.8 35.8 86.8

ACCM 009 0.8 45.7 1.7 50.8 89.3

ACCM 010 0.9 40.0 1.0 40.4 89.6

ACCM 011 0.9 50.6 1.1 44.5 90.3

ACCM 012 0.5 63.8 2.0 58.4 93.7

ACCM 013 0.7 46.3 1.1 40.7 93.5

ACCM 014 4.6 37.1 0.5 22.0 88.0

ACCM 015 1.1 41.3 1.0 34.3 86.4

ACCM 016 1.0 50.9 2.7 58.1 85.6

ACCM 017 1.0 48.2 2.1 53.7 86.7

ACCM 018 1.4 35.2 3.7 33.5 88.0






Cu As Fe

ACCM 019 97.8 72.7 54.4

ACCM 020 97.8 86.5 56.9

ACCM 021 94.7 86.7 51.8

ACCM 022 98.0 79.4 63.1

ACCM 023 99.4 79.0 41.2

ACCM 024 96.4 73.5 69.0

ACCM 025 96.6 78.8 60.2

ACCM 026 97.8 89.8 68.4





% % % % % ppm ppm




Prueba


Lixiviación (PLS

Extracción

Cu

% Concentración

(g/l)

%

Cu Cu As Fe Cu

ACCM 001 0.2 16.4 4.2 24.4 93.2

ACCM 002 0.7 22.6 6.3 31.7 90.2

ACCM 003 0.8 28.0 8.8 36.6 91.1

ACCM 004 0.7 27.4 5.5 30.2 92.2

ACCM 005 0.7 33.9 9.4 40.9 90.5

ACCM 006 1.1 37.0 2.5 47.6 87.4

ACCM 007 0.4 42.3 1.4 56.1 94.2

ACCM 008 1.0 32.3 0.8 35.8 86.8

ACCM 009 0.8 45.7 1.7 50.8 89.3

ACCM 010 0.9 40.0 1.0 40.4 89.6

ACCM 011 0.9 50.6 1.1 44.5 90.3

ACCM 012 0.5 63.8 2.0 58.4 93.7

ACCM 013 0.7 46.3 1.1 40.7 93.5

ACCM 014 4.6 37.1 0.5 22.0 88.0

ACCM 015 1.1 41.3 1.0 34.3 86.4

ACCM 016 1.0 50.9 2.7 58.1 85.6

ACCM 017 1.0 48.2 2.1 53.7 86.7

ACCM 018 1.4 35.2 3.7 33.5 88.0






Cu As Fe

ACCM 019 97.8 72.7 54.4

ACCM 020 97.8 86.5 56.9

ACCM 021 94.7 86.7 51.8

ACCM 022 98.0 79.4 63.1

ACCM 023 99.4 79.0 41.2

ACCM 024 96.4 73.5 69.0

ACCM 025 96.6 78.8 60.2

ACCM 026 97.8 89.8 68.4





% % % % % ppm ppm




Prueba


Lixiviación (PLS

Extracción

Cu

% Concentración

(g/l)

%

Cu Cu As Fe Cu

ACCM 001 0.2 16.4 4.2 24.4 93.2

ACCM 002 0.7 22.6 6.3 31.7 90.2

ACCM 003 0.8 28.0 8.8 36.6 91.1

ACCM 004 0.7 27.4 5.5 30.2 92.2

ACCM 005 0.7 33.9 9.4 40.9 90.5

ACCM 006 1.1 37.0 2.5 47.6 87.4

ACCM 007 0.4 42.3 1.4 56.1 94.2

ACCM 008 1.0 32.3 0.8 35.8 86.8

ACCM 009 0.8 45.7 1.7 50.8 89.3

ACCM 010 0.9 40.0 1.0 40.4 89.6

ACCM 011 0.9 50.6 1.1 44.5 90.3

ACCM 012 0.5 63.8 2.0 58.4 93.7

ACCM 013 0.7 46.3 1.1 40.7 93.5

ACCM 014 4.6 37.1 0.5 22.0 88.0

ACCM 015 1.1 41.3 1.0 34.3 86.4

ACCM 016 1.0 50.9 2.7 58.1 85.6

ACCM 017 1.0 48.2 2.1 53.7 86.7

ACCM 018 1.4 35.2 3.7 33.5 88.0






Cu As Fe

ACCM 019 97.8 72.7 54.4

ACCM 020 97.8 86.5 56.9

ACCM 021 94.7 86.7 51.8

ACCM 022 98.0 79.4 63.1

ACCM 023 99.4 79.0 41.2

ACCM 024 96.4 73.5 69.0

ACCM 025 96.6 78.8 60.2

ACCM 026 97.8 89.8 68.4



17


El contenido de cobre en el residuo de lixiviación varió entre 0.3% (ACCM 023) y 2.8% (ACCM 021- ACCM 024). Las extracciones promedio de cobre, arsénico y hierro obtenidas en las pruebas fueron 97.3%, 80.8% y 58.1% respectivamente. Los resultados obtenidos bajo el nuevo planteamiento de condiciones aseguran una alta extracción de cobre y de igual forma una alta extracción de arsénico como escorodita, las condiciones noveles planteadas configuran el Proceso BNV® para el tratamiento de cobre arsenical.

5.3 Pruebas piloto circuito continuo.

Habiendo concluido con las pruebas a nivel batch y confirmándose las condiciones del Proceso BVN® se decide realizar un pilotaje continuo para lo cual se construye una planta de demostración completa, la cual incluye un sistema de alimentación, acondicionado, lixiviación, separación sólido/líquido, extracción por solventes y electrowining. El pilotaje se realizado en dos campañas de trabajo, la primera de julio – diciembre 2015 con una capacidad de tratamiento de 400 kg/día y la segunda de febrero a abril 2016 con una capacidad de 800 kg/día. Los resultados de ambas campañas se presentan a continuación:

Primera campaña: • Fecha: 01 Ago. – 21 Dic. 2015. • Capacidad: 360 – 440kg/día. • % solidos = 7% – 9%. • Reactores: 50% capacidad. • Extracción Cu: 96%. • Recuperación a Cu metálico: 93%.• Precipitación As: 80%.

Los niveles de extracción de cobre están por encima de 96%, de igual manera los niveles de precipitación de As como escorodita están sobre 80% al final de la campaña.

Segunda campaña: • 21 Ene. – 31 Mar. 2015.• Capacidad: 800 kg/día.• % solidos = 9%.• Tanques: 100% capacidad.• Extracción Cu: 95%.• Recuperación Cu: 92%.Los niveles de extracción de cobre están por encima de 95%, de igual manera los niveles de precipitación de As como escorodita están sobre 80% al final de la campaña.



% % % % % ppm ppm




Prueba


Lixiviación (PLS

Extracción

Cu

% Concentración

(g/l)

%

Cu Cu As Fe Cu

ACCM 001 0.2 16.4 4.2 24.4 93.2

ACCM 002 0.7 22.6 6.3 31.7 90.2

ACCM 003 0.8 28.0 8.8 36.6 91.1

ACCM 004 0.7 27.4 5.5 30.2 92.2

ACCM 005 0.7 33.9 9.4 40.9 90.5

ACCM 006 1.1 37.0 2.5 47.6 87.4

ACCM 007 0.4 42.3 1.4 56.1 94.2

ACCM 008 1.0 32.3 0.8 35.8 86.8

ACCM 009 0.8 45.7 1.7 50.8 89.3

ACCM 010 0.9 40.0 1.0 40.4 89.6

ACCM 011 0.9 50.6 1.1 44.5 90.3

ACCM 012 0.5 63.8 2.0 58.4 93.7

ACCM 013 0.7 46.3 1.1 40.7 93.5

ACCM 014 4.6 37.1 0.5 22.0 88.0

ACCM 015 1.1 41.3 1.0 34.3 86.4

ACCM 016 1.0 50.9 2.7 58.1 85.6

ACCM 017 1.0 48.2 2.1 53.7 86.7

ACCM 018 1.4 35.2 3.7 33.5 88.0






Cu As Fe

ACCM 019 97.8 72.7 54.4

ACCM 020 97.8 86.5 56.9

ACCM 021 94.7 86.7 51.8

ACCM 022 98.0 79.4 63.1

ACCM 023 99.4 79.0 41.2

ACCM 024 96.4 73.5 69.0

ACCM 025 96.6 78.8 60.2

ACCM 026 97.8 89.8 68.4



Planta piloto batch 2013-2014CIDT Rio Seco

Reactor de lixiviación Capacidad: 6m3

Controles principales: - Temperatura.- Niveles de agitación.- Potencial.- Eficiencia en consumos.

Circuito extracción por solventes:

Controles principales: - Temperatura.- Relación O/A. - Configuración óptima. - Niveles de acidez.

Circuito electrowining:

Controles principales: - Temperatura.- Densidad de corriente. - Eficiencia de corriente.


• Capacidad: 360 – 440kg/día.

• % solidos = 7% – 9%.

• Reactores: 50% capacidad.

• Extracción Cu: 96%.

• Recuperación a Cu metálico:

93%.

• Precipitación As: 80%.


Figura 12. Extracción de cobre – primera campaña.

Figura 13. Precipitación de As – primera campaña.

Segunda campaña: • 21 Ene. – 31 Mar. 2015.

• Capacidad: 800 kg/día.

• % solidos = 9%.

• Tanques: 100% capacidad.


• Recuperación Cu: 92%.

Los niveles de extracción de cobre están por encima de 95%, de igual manera los niveles de precipitación de

As como escorodita están sobre 80% al final de la campaña.

Figura 14. Extracción de cobre – segunda campaña.

Figura 15. Precipitación de As – segunda campaña.

Resumen cobre:

211 días de operación (1ra

campaña 144, 2da campaña 67).

Proceso BVN® probado en

sistema continuo “Steady State”.

Extracción de cobre es de 95% en

base sólidos.

Recuperación a metal: 92%.

Cátodos producidos: 19.5TM.

Cátodo de cobre 99.999% CIDT – Rio Seco



• % solidos = 7% – 9%.




93%.







• % solidos = 9%.








Resumen cobre:






base sólidos.






• % solidos = 7% – 9%.




93%.







• % solidos = 9%.








Resumen cobre:






base sólidos.






• % solidos = 7% – 9%.




93%.







• % solidos = 9%.








Resumen cobre:






base sólidos.








18


Resumen cobre:• 211 días de operación (1ra campaña

144, 2da campaña 67). • Proceso BVN® probado en sistema

continuo “Steady State”.• Extracción de cobre es de 95% en base

sólidos.• Recuperación a metal: 92%.• Cátodos producidos: 19.5TM.


Producción de Escorodita – CIDT Rio SecoResumen arsénico: • Proceso BVN® para precipitación de

As probado. • Precipitación de arsénico como

escorodita es de 80%.

CIDT – Centro de investigacion y desarrollo – Rio Seco.

CONCLUSIONES

- El Proceso BVN® desarrollado por Cía. de Minas Buenaventura S.A.A. es técnicamente factible para el tratamiento de concentrados de cobre arsenical, alcanzando extracciones altas de cobre >96% y asegurando la formación de una corriente limpia de escorodita, la cual es estable y puede ser dispuesta en forma segura.

- El desarrollo del proceso ha significado un trabajo continuo en diferentes etapas y desde nivel de laboratorio hasta un pilotaje industrial, los mismos que han significado una serie de desafíos constantes que se han ido resolviendo hasta llegar a la formulación del Proceso BVN®, el cual representa una gran innovación tecnológica para la minería y la industria del país.

- El desarrollo del Proceso BVN® justifica técnica y económicamente

Sistema automatico de alimentación.

Circuito de lixiviación.

Circuito de extraccion de solventes y EW.

Espesamiento Zona de filtrado

la construcción de una refinería de cobre para el tratamiento de cobre arsenical de Sociedad Minera El Brocal, la misma que tendrá una capacidad inicial de 30,000TM de cobre catódico 99.999%.

- El desarrollo del proceso BNV® ha significado la formulación de dos patentes las cuales están siendo aplicadas al PCT (Patent Cooperation Treaty) y en fase nacional en diversos países.

AGRADECIMIENTOS

El autor agradece el esfuerzo y dedicación de todo el Equipo del Centro de Investigación y Desarrollo CIDT – Río Seco, en el desarrollo de este nuevo proceso, así como a la gerencia de Cía. de Minas Buenaventura S.A.A. por el incansable apoyo a lo largo del desarrollo de este proyecto y por su apuesta constante por la innovación y el desarrollo de nuevas tecnologías y procesos metalúrgicos en el Perú.

Mensaje de saludo al Trabajador Minero Peruano

En el Día del Trabajador Minero Peruano y en representación del Instituto Geológico, Minero y Metalúrgico -INGEMMET- expreso mi cordial saludo a todos los trabajadores mineros de nuestra Patria que prestan servicios en la minería metálica, no metálica, y a los trabajadores metalúrgicos, reconociendo en ellos la importancia de su esmerada labor y su contribución a la grandeza del Perú.

Nuestro país destaca en el mundo por su producción y potencial de sus recursos mineros y entre estos es reconocido por la diversidad y riqueza de sus minerales. La actividad minera en nuestro país es fundamental para el desarrollo económico y social de la Nación.

Gracias a la minería, nuestro país ha tenido un crecimiento notable en los últimos veinte años, tal como lo han demostrado las entidades calificadoras de riesgo internacionales, quienes consideran al Perú como un país estable, seguro para las inversiones y con decisión para impulsar sus grandes proyectos mineros.

El Perú es un país históricamente minero. Ya en el siglo I los mochicas eran fundidores de metales y actualmente lideramos el ranking de la región con las mayores reservas de oro; tenemos el segundo puesto a nivel mundial en producción de plata y el cobre alcanzó en los últimos meses un crecimiento de 29,97% respecto al año anterior, por citar algunos ejemplos.

Esta realidad compromete al gobierno, sector privado, ciudadanía y muy especialmente al Trabajador Minero Peruano, a quien en su Día Jubilar, reiteramos nuestro justo reconocimiento al esfuerzo generoso que despliega; gracias al cual se ha logrado mejorar la calidad de vida de los peruanos y ser reconocidos en el mundo por nuestra competitividad minera.

¡Feliz día, Trabajador Minero Peruano!

Ing. Oscar Bernuy VerandPresidente del Consejo Directivo

INGEMMET

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OPTIMIZACIÓN DE SOBREROTURA EN LONG HOLE DE VETAS ANGOSTAS,

BASADO EN CONTROL DE VIBRACIONES Y DECK INNOVADORES

RESUMEN

La explotación por Long Hole en vetas angostas en la Unidad Alpamarca – Río Pallanga, es uno de los métodos de explotación que genera menores costos y mayor rentabilidad, su aplicación en minería subterránea data de la década del 90, y se decía que sólo se podía efectuar en rocas cuyas cajas fueran bastante competentes y con inclinaciones máximas de 70°; paradigmas que se han ido rompiendo a lo largo del tiempo, y en la actualidad se aplica a rocas con cajas no tan competentes y en vetas con hasta 50° de inclinación, por la diversidad de explosivos (de mayor y menor energía) y los diversificados accesorios de sostenimiento innovados con los que contamos en el mercado.

La perforación y voladura de Long Hole en vetas angostas posee una particularidad, ya que por el mismo nivel de preparación y explotación del tajo se realiza la limpieza y relleno, esto no solo dinamiza el proceso sino que lo optimiza en costo y tiempo. Aquí una de las variables más críticas es la efectividad de la perforación y voladura, y están basadas en la experiencia de los ingenieros, pericia de los perforistas y cargadores, apoyados con el explosivo que mejores resultados les ofrecen. A partir del 01-01-2011 el D.S. 055-2010-EM incluye por primera vez el término de vibraciones y obliga al titular minero al monitoreo de sus voladuras, basándonos en este reglamento, desarrollamos alternativas de solución para poder disminuir el daño al macizo rocoso y obtener óptimos resultados.

El trabajo consistió en la recolección de datos de campo (monitoreo de vibraciones) a los diseños usuales para obtener información de respuesta

sísmica de la roca. Cabe señalar que los registros se tomaron en medio geológico de la veta San José y Ramal 01, en función a los parámetros obtenidos nuestro objetivo fue optimizar el método de explotación de Long Hole en vetas angostas, para ello se procedió a replantear el diseño efectuando cambios a los diseños originales como trazos de perforación, sincronización de la voladura y carga operante explosiva.

Con estas pruebas y modificaciones que también involucraba el uso e implementación de decks intermedios innovadores (mezcla de arena calcárea, sílice y relave polimetálico Pb-Zn). Cada una de estas pruebas se monitoreo con vibraciones y cuantifico el daño a las cajas con el fin de reducir la dilución y optimizar el proceso.

La aplicación del nuevo diseño en base a la respuesta sísmica de la roca responde en forma oportuna a los requerimientos y recomendaciones del organismo de fiscalización de seguridad y salud ocupacional OSINERGMIN y al Ministerio de Trabajo y Promoción Social, de la misma forma nos ayudó a estandarizar y optimizar este método.

Con el desarrollo del presente trabajo se logró resultados positivos, las mismas que se detallan a continuación:

- En términos de dilución, al variar el diseño de perforación tomando como límite el ancho de veta y optimizar la carga explosiva con una buena sincronización de retardos, se logró reducir la dilución de 20% a 8%, con un ahorro significativo de US$260,000 por cada 1% de dilución reducida y mayor tiempo de autosoporte, mejor ciclado, zonas más seguras para el personal y

equipo asignados para esta tarea.

- Con el uso e implementación de decks intermedios, no sólo se logró reducir la carga operante de 26 a 19 kg/retardo, también se logró un menor factor de potencia de 0.92 a 0.81 kg/tn minimizando el daño a las rocas remanentes.

- Finalmente, el costo - beneficio logrado con el presente trabajo fue un ahorro de 8.74 $/taladro en perforación y voladura, sin considerar el beneficio en los subsiguientes procesos del ciclo de minado que concierne al Long Hole en vetas angostas.

Por los buenos resultados alcanzados, se desarrolló un control periódico a cargo de la Jefatura de Perforación y Voladura del área mina en la unidad Alpamarca – Río Pallanga con el objetivo de sostener en el tiempo los beneficios obtenidos.

1. INTRODUCCIÓN.Mina Alpamarca - Río Pallanga cuenta con dos vetas definidas San José y Ramal 01, el ancho máximo es de 0.8 ̴ 1.2m y sus característica geomecánica poseen un RMR 36 para las vetas y las rocas encajonantes un RMR 46, a pesar de estas restricciones se optó explotar estas vetas angostas, por el método de taladros largos, para minimizar nuestros costos y mejor rentabilidad del negocio.1Desde los reinicios de la explotación, enero del 2009, se trabajó por el método de taladros largos con alturas de banco 10 ̴ 13 m. Para ello se prepara un nivel inferior y otro superior, de este último se realiza la perforación de acuerdo al diseño de malla, distribución y carguío de los taladros, aquí se innovó la limpieza y relleno por el mismo tajeo en producción sin elaborar otras secciones para el desarrollo de estos procesos,

Eduardo Malpartida Espinoza Volcan Cía. Minera S.A.A.

Jaime Guillermo FalcónEXSA S.A.

Víctor Villamares MariñoVolcan Cía. Minera S.A.A.

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esto abarata tiempo e inversión (ver figura 01). Así como lo anterior la explotación por vetas angostas ha ido evolucionando en función a pruebas y error de la siguiente manera: Tabla 1. Evolución del Long Hole explotado

por vetas angostas.

Tal como apreciamos la mejora del diseño de Long Hole en vetas angostas está en constante evolución y en este trabajo detallaremos las optimizaciones, rediseños, y la metodología que utilizamos para lograr como objetivo final un beneficio técnico – económico.

Referente a la reducción al radio de daño, debemos saber que toda detonación causa daño en el macizo rocoso, el objetivo del presente trabajo es mostrar los niveles de energía que alcanzan las voladuras normales, y como aporte de mejora plantear y estandarizar rediseños para minimizar el daño al macizo, ya que una de las causas principales de accidentes mortales en mina subterránea en los últimos diez años son el desprendimiento de roca, que alcanza un 30%.2

El trabajo no sólo tiene relevancia directa en garantizar soluciones a menor costo y mayor beneficio en el proceso de perforación y voladura, sino concatenar estos beneficios a los demás procesos consecutivos.

2. OBJETIVOS.• Reducir el porcentaje de dilución

a través de rediseños de la malla de perforación, distribución, optimización de consumo de explosivos, y voladuras más técnicas en el Long Hole de vetas angostas basado en el monitoreo de vibraciones respuesta sísmica de la interacción explosivo – roca, con el fin de obtener resultados óptimos como menor daño, control de la estabilidad de las cajas, minimizar la dilución por sobre rotura, zonas más estables y seguras cumpliendo con el D.S 055-2010-EM, a un menor costo de minado.

• Minimizar los niveles de daño a las rocas remanentes, a partir de los esfuerzos resultantes producto de la velocidad pico partícula (VPP), interpolando los datos con la velocidad crítica de fracturamiento, y a través de ello establecer diseños con niveles de menor daño.

• Es tab lecer y sostener el nuevo diseño a todos los involucrados en la explotación por Long Hole, aplicando una

voladura con menor carga operante y uso de deck intermedios (mezcla de: sílice 25%, área 25% y relave polimetálico 50%).

3. ALCANCE.A todo el personal de Compañía y ECMs inmersos a la explotación de Long Hole en vetas angostas.

Identificar los aspectos y parámetros significativos, enfatizando aquellos que pueden crear problemas para conjugar soluciones en el menor tiempo.

Implementar y gestionar en forma interna y externa los resultados obtenidos con el objeto de motivar a toda los involucrados hacia mejores resultados, en congruencia con la política de la mina.

4. PLANTEAMIENTO DEL PROBLEMA.En muchas minas subterráneas se realizan excavaciones con el empleo de explosivos que van del más denso al menos denso; con mayores velocidades de detonación a menores; voladuras convencionales y no controladas que repercuten en mayor costo de sostenimiento, mayor plazo de ejecución de la obra; así como la generación de daño por vibraciones en estructuras adyacentes; más aún en explotación por Long Hole en vetas angostas donde es crucial controlar la sobrerotura para evitar altas diluciones y zonas inseguras de trabajo.

Uno de los problema con la que tiene que lidiar la mayoría de las minas subterráneas y particularmente Alpamarca – Río Pallanga en Long Hole están ceñidas a los procesos de perforación (falta de paralelismo) y voladura (resultados efectivos),

fragmentación idónea y generar el menor daño al macizó rocoso, creando estabilidad y seguridad sostenible, optimizando sobrecostos de modo tal que minimicemos el costo combinado de las operaciones del ciclo de minado, llegando a chancado y molienda.3

5. METODOLOGÍA.Río Pallanga es un centro volcánico en cuyo cuello eruptivo se ve como un gran tapón, un intrusivo andesítico de 1.6 por 0.7 km., de rumbo N20°E, en cuyos límites SE y NW se ven dos estructuras de veta, la de SE es la veta San José y Ramal I de Río Pallanga de 1.3 km. de longitud aproximadamente.

El método de explotación que se aplica está enfocado de acuerdo al ancho de las vetas San José y Ramal I, aplicando el método Long Hole en vetas angostas, que se efectúa con dos sub niveles, inferior y superior, con una altura máxima de 15.5 m. de banco, en rocas cuyas características predominantes estén dentro de un RMR = 40-50, (Piro clastos-Veta) roca de calidad regular. En su mayoría estas vetas presentan familias de juntas y pliegues estratificados el cual dificulta la perforación. El ciclo del minado es muy particular y se desarrolla de la siguiente manera:

1. Se realiza la perforación del Slot, así como del tajeo en producción, luego se procede a retirar el equipo.

2. Se realiza el carguío y voladura del Slot, después realizar la ventilación del nivel superior e inferior, para luego proceder a la limpieza.

3. Se realiza el carguío y voladura del tajo en primer ciclo de acuerdo a la altura del tajo teniendo como resultado total una longitud de 10.0 a 13.0 m. de abertura, después de realizar la ventilación del nivel superior e inferior, se procede a la limpieza.

4. Se realiza el relleno de la cavidad del tajo que tiene una longitud de 12.00m. de abertura.

5. Se realiza la perforación del Slot y filas del siguiente tramo dejando un pilar de 2.50 m. (sólo si se crea inestabilidad del tajo) después del relleno detrítico (luego se repiten los ciclos del 02 al 04).


09.05.10 2 0.45 0.50 1.10 32 34.15 3.409.05.12 2 0.45 0.50 0.95 28 30.10 4.220.12.14 2 ½ 0.50 0.50 0.90 20 29.20 4.815.03.15 2 ½ 0.60 0.60 0.81 12 20.46 5.4

Costo Vol. ($/tal.)

F. Perforación (m/tn)

Fecha Ø perf. (pulg.)

Burden (mts.)

Espaciam. (mts.)

F. Potencia (kg/tn)

Dilusión (%)

de malla, distribución y carguío de los taladros, aquí se innovó la limpieza y relleno por el mismo tajeo en producción sin elaborar otras secciones para el desarrollo de estos procesos, esto abarata

tiempo e inversión (ver figura 01). Así como lo anterior la explotación por vetas angostas ha ido evolucionando en función a pruebas y error de la siguiente manera:

Tabla 1. Evolución del Long Hole explotado por vetas angostas.

Tal como apreciamos la mejora del diseño de Long Hole en vetas angostas está en constante evolución y en este trabajo detallaremos las optimizaciones, rediseños, y la metodología que utilizamos para lograr como objetivo final un beneficio técnico – económico.

Referente a la reducción al radio de daño, debemos saber que toda detonación causa daño en el macizo rocoso, el objetivo del presente trabajo es mostrar los niveles de energía que alcanzan las voladuras normales, y como aporte de mejora plantear y estandarizar rediseños para minimizar el daño al macizo, ya que una de las causas principales de accidentes mortales en mina subterránea en los últimos diez años son el desprendimiento de roca, que alcanza un 30%.2

El trabajo no sólo tiene relevancia directa en garantizar soluciones a menor costo y mayor beneficio en el proceso de perforación y voladura, sino concatenar estos beneficios a los demás procesos consecutivos.

2. OBJETIVOS.

Reducir el porcentaje de dilución a través de rediseños de la malla de perforación, distribución, optimización de consumo de explosivos, y voladuras más técnicas en el Long Hole de vetas angostas basado en el monitoreo de vibraciones respuesta sísmica de la interacción explosivo – roca, con el fin de obtener resultados óptimos como menor daño, control de la estabilidad de las cajas, minimizar la dilución por sobre rotura, zonas más estables y seguras cumpliendo con el D.S 055-2010-EM, a un menor costo de minado.

Minimizar los niveles de daño a las rocas remanentes, a partir de los esfuerzos resultantes producto de la velocidad pico partícula (VPP), interpolando los datos con la velocidad crítica de fracturamiento, y a través de ello establecer diseños con niveles de menor daño.

Establecer y sostener el nuevo diseño a todos los

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Con todo lo descrito del Long Hole explotado por vetas angostas, para el desarrollo del trabajo de reducción de la dilución se aplicó la metodología del monitoreo de vibraciones para control de daño, generalmente las vibraciones excesivas del terreno son causadas ya sea por colocar demasiada carga explosiva dentro del taladro o por el inapropiado diseño de la voladura, especialmente en lo referente a la secuencia de salidas, de manera que si se detona simultáneamente varios taladros ocasiona más daño al macizo rocoso o porque parte de la energía no es utilizada en fragmentación.Existen varios métodos y modelos experimentales que representan la velocidad de la partícula en función del explosivo utilizado y la distancia a la que se registra dicha detonación, para el presente trabajo hicimos uso de los de mayor aceptación como el modelo general y el de regresión múltiple, pero en términos de distancia escalar y cantidad

de explosivo, es el criterio de DEVINE4

tal como se muestra a continuación:

….. Eq. (1)

Dónde:

Vpp = Velocidad de partícula (mm/s). d = Distancia escalar (m/kg). K = Factor de amplitud. a = Factor de atenuación. W = Peso máximo del explosivo por retardo (kg).

La metodología implica analizar los sismogramas obtenidos en las diferentes voladuras en iguales condiciones de roca primero con las mallas de perforación utilizados usualmente o de línea base y luego con los diseños replanteados que actualmente son los estándares de la operación.

La secuencia seguida para este trabajo fue conocer lo siguiente:

• Geología local.• Geología estructural.• Geomecánica - Propiedades de la

roca.• Velocidad Pico Partícula Crítica

VPPC.• Propiedades del explosivo.• Geometría de la voladura y secuencia

de iniciación.

Geología local. La mina Río Pallanga está compuesta por dos estructuras de veta, denominado San José y Ramal 01, en contacto con intrusivo y volcánico piro clástico. En la caja techo está la andesita.

Geología estructural. El área es un centro volcánico de tipo ESTRATO VOLCÁN, presentando dos fracturas casi paralelas con Rumbo N30°E, Buzamiento 83° a 90°SE, otra estructura de Rumbo N50°a 60°E, Buzamiento 75°- 80° NW.


particular y se desarrolla de la siguiente manera:

1. Se realiza la perforación del Slot, así como del tajeo en producción, luego se procede a retirar el equipo.

2. Se realiza el carguío y voladura del Slot, después realizar la ventilación del nivel superior e inferior, para luego proceder a la limpieza.

3. Se realiza el carguío y voladura del tajo en primer ciclo de acuerdo a la altura del tajo teniendo como resultado

total una longitud de 10.0 a 13.0 m. de abertura, después de realizar la ventilación del nivel superior e inferior, se procede a la limpieza.

4. Se realiza el relleno de la cavidad del tajo que tiene una longitud de 12.00m. de abertura.

5. Se realiza la perforación del Slot y filas del siguiente tramo dejando un pilar de 2.50 m. (sólo si se crea inestabilidad del tajo) después del relleno detrítico (luego se repiten los ciclos del 02 al 04).

Figura 01. Ciclo de minado del Long Hole explotado por vetas angostas.

Con todo lo descrito del Long Hole explotado por vetas angostas, para el desarrollo del trabajo de reducción de la dilución se aplicó la metodología

del monitoreo de vibraciones para control de daño, generalmente las vibraciones excesivas del terreno son causadas ya sea por colocar

Figura 01. Ciclo de minado del Long Hole explotado por vetas angostas.


demasiada carga explosiva dentro del taladro o por el inapropiado diseño de la voladura, especialmente en lo referente a la secuencia de salidas, de manera que si se detona simultáneamente varios taladros ocasiona más daño al macizo rocoso o porque parte de la energía no es utilizada en fragmentación.

Existen varios métodos y modelos experimentales que representan la velocidad de la partícula en función del explosivo utilizado y la distancia a la que se registra dicha detonación, para el presente trabajo hicimos uso de los de mayor aceptación como el modelo general y el de regresión múltiple, pero en términos de distancia escalar y cantidad de explosivo, es el criterio de DEVINE4 tal como se muestra a continuación:

…………. Eq.

(1) Dónde:

Vpp = Velocidad de partícula (mm/s).

d = Distancia escalar (m/kg). K = Factor de amplitud. a = Factor de atenuación. W = Peso máximo del explosivo

por retardo (kg).

La metodología implica analizar los sismogramas obtenidos en las diferentes voladuras en iguales condiciones de roca primero con las mallas de perforación utilizados usualmente o de línea base y luego con los diseños replanteados que actualmente son los estándares de la operación. La secuencia seguida para este trabajo fue conocer lo siguiente: Geología local. Geología estructural. Geomecánica - Propiedades

de la roca. Velocidad Pico Partícula

Crítica VPPC. Propiedades del explosivo. Geometría de la voladura y

secuencia de iniciación. Geología local. La mina Río Pallanga está compuesta por dos estructuras de veta, denominado San José y Ramal 01, en contacto con intrusivo y volcánico piro clástico. En la caja techo está la andesita.

Geología estructural. El área es un centro volcánico de tipo ESTRATO VOLCÁN, presentando dos fracturas casi paralelas con Rumbo N30°E, Buzamiento 83° a 90°SE, otra estructura de Rumbo N50°a 60°E, Buzamiento 75°- 80° NW.

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Geomecánica. Aspectos estructurales: Las fallas están espaciadas de 5 a 10 m. Con similar orientación e inclinación, la superficie de las fallas son rugosas a lizas y espejos de fallas con cierta ondulación, rellenados con panizo, arcillas alteradas.

Clasificación de la masa rocosa: Para la clasificación se consideró el criterio de clasificación Geomecánica de Bieniawski – RMR = 40 - 45, Cajas (Regular) y RMR=30-35, Veta mineralizada (Mala).

Propiedades de la roca: Las características de la roca encajantes y vetas en estudio poseen las siguientes características:

Tabla 2. Clasificación geomecánica de la veta San José y Ramal 1.

Cálculo de Velocidad Pico Partícula Crítica. Con la información anterior se determinó la velocidad crítica de la roca (Vcrit.), que es cuando la roca alcanza daño y se obtiene aplicando la siguiente ecuación.

………. Eq. (2)

Dónde: Vppc = Velocidad de partícula crítica (mm/s). σt = Resistencia a la tracción (MPa). Vs = Velocidad sónica de la roca (m/s). E = Módulo de Young (GPa).

VPPC = 1188.65 mm/seg.

Equipos de medición y monitoreo. Para el desarrollo del trabajo se contó con el soporte de instrumentación, software y tecnología innovadora, como son:

- Tres sismógrafos Instantel de dos canales, con el Software BlastWare 10 III (análisis de vibraciones).

- MicroTrap MREL VOD Recorders (Medición de VOD de los explosivos).

- Software Split-Desktop® versión 3.1 (Análisis asistido de fragmentación).

Principio de vibraciones.La vibración es captada en función de las características del medio rocoso, y la distancia de la voladura al geófono.

Para determinar la energía es necesario registrar la amplitud, frecuencia dominante, duración de la vibración, distancia de la fuente y las características de la roca:5

…………Eq. 3.

Dónde: d : Distancia al punto de monitoreo (m). ρr : Densidad roca (Kg/m3). C : Velocidad del sonido en la roca (m/s). A : Amplitud de la vibración (m). F : Frecuencia de la vibración (Hz). Tv : Duración de la vibración (s).6

6. DESARROLLO DEL TRABAJO.El trabajo realizado comprende el estudio de vibraciones en la producción por Long Hole en vetas angostas del diseño actual y el rediseño propuesto con la finalidad de reducir el radio de daño a las rocas encajantes y optimizar los costos en perforación & voladura.

Para ello debemos obtener información sísmica de la interrelación «explosivo-roca» y llegar a las condiciones reales de la voladura, por lo tanto se exige una recolección de datos de campo (monitoreos) limpios.

A partir de estos registros, el análisis se efectúa mediante la “Ley de Atenuación de Vibración de Partícula” integrando las variables:

• Distancia. • Carga operante. • Velocidad pico de la partícula.

Obteniendo la curva exponencial y la función regresión y = k*x-α conociendo los valores: k = factor de amplitud.α = factor de atenuación.

Estos factores son propios de la regresión y son constantes representativos del medio geológico y del explosivo; del que se logra obtener la VPP en el entorno inmediato de la voladura interpolando estos datos con la velocidad crítica de fracturamiento de la roca, determinando el nivel de daño en la roca remanente detrás del límite final de la excavación.7


RMR 46 51GSI 41 46

Clasifiación Geomecanica

Unidad Vetas Caja techo/piso

Resistencia Compresión

Mpa 150 210

Modulo Elasticidad

Gpa 28 34

56723022MpaYoungs modulus

Figura 02. Plano Geológico de la veta San José y Ramal 1. Geomecánica. Aspectos estructurales: Las fallas están espaciadas de 5 a 10 m. Con similar orientación e inclinación, la superficie de las fallas son rugosas a lizas y espejos de fallas con cierta ondulación, rellenados con panizo, arcillas alteradas.

Clasificación de la masa rocosa: Para la clasificación se

consideró el criterio de clasificación Geomecánica de Bieniawski – RMR = 40 - 45, Cajas (Regular) y RMR=30-35, Veta mineralizada (Mala). Propiedades de la roca: Las características de la roca encajantes y vetas en estudio poseen las siguientes características:


Figura 02. Plano Geológico de la veta San José y Ramal 1.


RMR 46 51GSI 41 46

Clasifiación Geomecanica

Unidad Vetas Caja techo/piso

Resistencia Compresión

Mpa 150 210

Modulo Elasticidad

Gpa 28 34

56723022MpaYoungs modulus

Figura 02. Plano Geológico de la veta San José y Ramal 1. Geomecánica. Aspectos estructurales: Las fallas están espaciadas de 5 a 10 m. Con similar orientación e inclinación, la superficie de las fallas son rugosas a lizas y espejos de fallas con cierta ondulación, rellenados con panizo, arcillas alteradas.

Clasificación de la masa rocosa: Para la clasificación se

consideró el criterio de clasificación Geomecánica de Bieniawski – RMR = 40 - 45, Cajas (Regular) y RMR=30-35, Veta mineralizada (Mala). Propiedades de la roca: Las características de la roca encajantes y vetas en estudio poseen las siguientes características:



Cálculo de Velocidad Pico Partícula Crítica. Con la información anterior se determinó la velocidad crítica de la roca (Vcrit.), que es cuando la roca alcanza daño y se obtiene aplicando la siguiente ecuación. ………….

Eq. (2) Dónde: Vppc = Velocidad de partícula

crítica (mm/s). σ = R i ia a la tracción

(MPa). Vs = Velocidad sónica de la

roca (m/s). E = Módulo de Young (GPa).






Principio de vibraciones. La vibración es captada en función de las características del medio rocoso, y la distancia de la voladura al geófono.


…………Eq. 3.

Dónde:

d : Distancia al punto de monitoreo (m). ρ : Densidad roca (Kg/m3). C : Velocidad del sonido en la roca (m/s). A : Amplitud de la vibración (m). F : Frecuencia de la vibración (Hz). Tv : Duración de la vibración (s).6

6. DESARROLLO DEL TRABAJO. El trabajo realizado comprende el estudio de vibraciones en la producción por Long Hole en vetas angostas del diseño actual y el rediseño propuesto con la finalidad de reducir el radio de daño a las rocas encajantes y optimizar los costos en perforación & voladura. Para ello debemos obtener información sísmica de la interrelación «explosivo-roca» y llegar a las condiciones reales de la voladura, por lo tanto se exige una recolección de datos de campo (monitoreos) limpios.

A partir de estos registros, el análisis se efectúa mediante la “L y Atenuación de Vibración de Partícula” integrando las variables:


Cálculo de Velocidad Pico Partícula Crítica. Con la información anterior se determinó la velocidad crítica de la roca (Vcrit.), que es cuando la roca alcanza daño y se obtiene aplicando la siguiente ecuación. ………….

Eq. (2) Dónde: Vppc = Velocidad de partícula

crítica (mm/s). σ = R i ia a la tracción

(MPa). Vs = Velocidad sónica de la

roca (m/s). E = Módulo de Young (GPa).






Principio de vibraciones. La vibración es captada en función de las características del medio rocoso, y la distancia de la voladura al geófono.


…………Eq. 3.

Dónde:

d : Distancia al punto de monitoreo (m). ρ : Densidad roca (Kg/m3). C : Velocidad del sonido en la roca (m/s). A : Amplitud de la vibración (m). F : Frecuencia de la vibración (Hz). Tv : Duración de la vibración (s).6

6. DESARROLLO DEL TRABAJO. El trabajo realizado comprende el estudio de vibraciones en la producción por Long Hole en vetas angostas del diseño actual y el rediseño propuesto con la finalidad de reducir el radio de daño a las rocas encajantes y optimizar los costos en perforación & voladura. Para ello debemos obtener información sísmica de la interrelación «explosivo-roca» y llegar a las condiciones reales de la voladura, por lo tanto se exige una recolección de datos de campo (monitoreos) limpios.

A partir de estos registros, el análisis se efectúa mediante la “L y Atenuación de Vibración de Partícula” integrando las variables:

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Monitoreo del diseño actual. El diseño actual comprende una perforación dos uno dos y es disparado usando Semexsa 65 de 1 ½” x 12”.

La metodología de la toma de datos consistió colocar cuatro geófonos a lo largo de la veta Ramal 01, tal como se muestra en la siguiente figura.

Figura 04. Puntos de monitoreo de vibraciones.

DISEÑO 01. Los valores se obtuvieron de acuerdo a condiciones de operación actual, con el diseño habitual de perforación y sincronización de retardos. Tomándose 11 datos limpios. De acuerdo a los parámetros de malla de perforación dos uno, dos uno y usando

Semexsa 65 1 ½ x 12” como carga de columna e iniciador se tendría el siguiente radio de daño para el diseño 01. Radio de daño en Tajo San José. • Creación de Nuevas Fracturas: De

0.00 m a 0.54 m. después del límite de la sección.

• Leve propagación de fracturas prexistentes: Desde 0.54 m a 1.07 m.

Medición de velocidad de detonación.


Parametros - Veta San JoséDiametro de Perforación: 2 ½ pulg.Altura de banco: 13 mts.Tipo de Explosivo: Semexsa 65Longitud de carga explosiva: 11 mts.Explosivo por taladro: 15.5 kg.Iniciador: Semexsa 65Burden: 0.60 mtsEspaciamiento: 0.60 mts.Ancho de minado: 1.20 mts.Volumen roto por Taladro: 9.36 m3

Densidad: 2.74 Tn/m3

Tonelada rota por Taladro: 25.646 TnFactor de Potencia: 0.604 kg/TnCosto por taladro: 29.20 $/tal.

Altura de banco

13m

ts.

Taco

1.

0 m

.Ta

co

1.0

m.

DinamitaSemexsa 65

DNEExsanel

S/N 462 - NENV 4630

LONG. DEL TALADRO 13 m

CAJAPISO

CAJATECHO

3.5 m

3.5 m

3.5 m

3.5 m

S/N 462 - NENV 4643

0.8 m

VETA SAN JOSE

CARALIBRE

0.6 m

1.5 m

0.6 m

ALTERNAD

• Di i . • C . • V i i í .

Obteniendo la curva exponencial y la función regresión y = k*x-α conociendo los valores:

k = factor de amplitud. α = factor de atenuación.

Estos factores son propios de la regresión y son constantes representativos del medio geológico y del explosivo; del que

se logra obtener la VPP en el entorno inmediato de la voladura interpolando estos datos con la velocidad crítica de fracturamiento de la roca, determinando el nivel de daño en la roca remanente detrás del límite final de la excavación.7

Monitoreo del diseño actual. El diseño actual comprende una perforación dos uno dos y es disparado usando Semexsa 65 ½” x 2”.

Figura 03. Forma de preparación y minado de la veta San José.



NV

. 464

3

V E_427-SE

SN_4

62-N

E AREA DE ESTUDIO(Puntos de Monitoreo)



Parametros - Veta San JoséDiametro de Perforación: 2 ½ pulg.Altura de banco: 13 mts.Tipo de Explosivo: Semexsa 65Longitud de carga explosiva: 11 mts.Explosivo por taladro: 15.5 kg.Iniciador: Semexsa 65Burden: 0.60 mtsEspaciamiento: 0.60 mts.Ancho de minado: 1.20 mts.Volumen roto por Taladro: 9.36 m3



Altu

ra de

ban

co1

3m

ts.

Taco

1

.0 m

.Ta

co

1.0

m.

DinamitaSemexsa 65

DNEExsanel

S/N 462 - NENV 4630

LONG. DEL TALADRO 13 m

CAJAPISO

CAJATECHO

3.5 m

3.5 m

3.5 m

3.5 m

S/N 462 - NENV 4643

0.8 m

VETA SAN JOSE

CARALIBRE

0.6 m

1.5 m

0.6 m

ALTERNAD

• Di i . • C . • V i i í .

Obteniendo la curva exponencial y la función regresión y = k*x-α conociendo los valores:

k = factor de amplitud. α = factor de atenuación.

Estos factores son propios de la regresión y son constantes representativos del medio geológico y del explosivo; del que

se logra obtener la VPP en el entorno inmediato de la voladura interpolando estos datos con la velocidad crítica de fracturamiento de la roca, determinando el nivel de daño en la roca remanente detrás del límite final de la excavación.7

Monitoreo del diseño actual. El diseño actual comprende una perforación dos uno dos y es disparado usando Semexsa 65 ½” x 2”.




NV

. 4643

V E_427-SE

SN_462-NE AREA DE ESTUDIO

(Puntos de Monitoreo)


CRITERIO DE DAÑO

TIPO DE DAÑO VPP CRITICONivel Daño

Mayor 4 * VPPCritico

Intenso fracturamiento 4754.60 mm/s.


Creación de nuevas fracturas

1188.65 mm/s.

Mayor 1/4 * VPPCritico

Leve propagación de fracturas preexistentes

295.16 mm/s.

DISEÑO 01. Los valores se obtuvieron de acuerdo a condiciones de operación actual, con el diseño

habitual de perforación y sincronización de retardos. Tomándose 11 datos limpios.

D (m) W (kg) Distancia Escalar VPP (mm/seg)Disparo (fecha) Hora Disp. Dist. Monitoreo (peso max/retardo) De = (D/Raiz(W)) Vel. Pico Particula

23-feb. 18:45 hrs. 8 31 1.44 221.0023-feb. 18:45 hrs. 18.9 31 3.40 53.7023-feb. 18:45 hrs. 36 31 6.47 12.7723-feb. 18:45 hrs. 42 31 7.54 11.6324-feb. 18:45 hrs. 38 31 6.83 13.1924-feb. 18:45 hrs. 32 31 5.75 18.0924-feb. 18:45 hrs. 26 31 4.67 26.5024-feb. 18:45 hrs. 22 31 3.95 36.0325-feb. 18:45 hrs. 14 31 2.52 82.6825-feb. 18:45 hrs. 11 31 1.98 128.8025-feb. 18:45 hrs. 9 31 1.62 186.26

Voladura Tj. San JoseIN PUT datos de monitoreo Explosivos: Columnaexplosiva e iniciador Semexsa 65 1 ½ x 12

Figura 05. Monitoreo y análisis de vibraciones para determinar el radio de daño.

Análisis de la voladura basado en la respuesta sísmica de la roca mediante la ley de atenuación en el diseño 01

Para ello se tomó los datos de las VPP a diferentes distancias y rangos aplicado por Cameron Mackenzie que es el siguiente:

De acuerdo a los parámetros de malla de perforación dos uno, dos uno y usando Semexsa 65 ½ x 2” columna e iniciador se tendría el

siguiente radio de daño para el diseño 01.





CRITERIO DE DAÑO

TIPO DE DAÑO VPP CRITICONivel Daño


Intenso fracturamiento 4754.60 mm/s.


Creación de nuevas fracturas

1188.65 mm/s.

Mayor 1/4 * VPPCritico

Leve propagación de fracturas preexistentes

295.16 mm/s.

DISEÑO 01. Los valores se obtuvieron de acuerdo a condiciones de operación actual, con el diseño

habitual de perforación y sincronización de retardos. Tomándose 11 datos limpios.


23-feb. 18:45 hrs. 8 31 1.44 221.0023-feb. 18:45 hrs. 18.9 31 3.40 53.7023-feb. 18:45 hrs. 36 31 6.47 12.7723-feb. 18:45 hrs. 42 31 7.54 11.6324-feb. 18:45 hrs. 38 31 6.83 13.1924-feb. 18:45 hrs. 32 31 5.75 18.0924-feb. 18:45 hrs. 26 31 4.67 26.5024-feb. 18:45 hrs. 22 31 3.95 36.0325-feb. 18:45 hrs. 14 31 2.52 82.6825-feb. 18:45 hrs. 11 31 1.98 128.8025-feb. 18:45 hrs. 9 31 1.62 186.26

Voladura Tj. San JoseIN PUT datos de monitoreo Explosivos: Columnaexplosiva e iniciador Semexsa 65 1 ½ x 12




De acuerdo a los parámetros de malla de perforación dos uno, dos uno y usando Semexsa 65 ½ x 2” columna e iniciador se tendría el

siguiente radio de daño para el diseño 01.


Radio de daño en Tajo San José.

Creación de Nuevas Fracturas: De 0.00 m a 0.54

m. después del límite de la sección.

Leve propagación de fracturas prexistentes: Desde 0.54 m a 1.07 m.

Medición de velocidad de detonación. Medición de tamaño de fragmentos.

El resultado del análisis granulométrico nos determina que el 80% (F80) de los fragmentos de mineral pasa por una malla de 5.69 pulgadas.

DISEÑO 02. La primera alternativa fue reemplazar la columna explosiva por el Examon Q iniciados con el

i ( x 65 ½” x 2”) y i fueron los siguientes:

25

DISEÑO 02. La primera alternativa fue reemplazar la columna explosiva por el Examon Q






Medición de velocidad de detonación. Medición de tamaño de fragmentos.


DISEÑO 02. La primera alternativa fue reemplazar la columna explosiva por el Examon Q iniciados con el

i ( x 65 ½” x 2”) y i fueron los siguientes:

Medición de tamaño de fragmentos.



Parametros - Veta San JoséDiametro de Perforación: 2 ½ pulg.Altura de banco: 13 mts.Tipo de Explosivo: Examon QLongitud de carga explosiva: 11 mts.Explosivo por taladro: 22 kg.Iniciador - Semexsa 65 (2): 0.735 kgBurden: 0.60 mtsEspaciamiento: 0.60 mts.Ancho de minado: 1.20 mts.Volumen roto por Taladro: 9.36 m3



Taco

1.

0 m

.Ta

co

1.0

m.

ExplosivoExamon Q

DNEExsanel

Altu

ra de

ban

co1

3 m

ts.

IniciadorSemexsa 65


23-feb. 18:45 hrs. 34.4 44.42 5.16 19.7023-feb. 18:45 hrs. 40.4 44.42 6.06 19.9023-feb. 18:45 hrs. 18.2 44.42 2.73 110.0023-feb. 18:45 hrs. 35.8 44.42 5.37 8.6824-feb. 18:45 hrs. 20 44.42 3.01 79.0224-feb. 18:45 hrs. 22 44.42 3.30 65.3224-feb. 18:45 hrs. 25 44.42 3.75 50.5924-feb. 18:45 hrs. 30 44.42 4.50 35.1525-feb. 18:45 hrs. 46 44.42 6.90 14.9725-feb. 18:45 hrs. 52 44.42 7.80 11.7125-feb. 18:45 hrs. 58 44.42 8.70 9.4225-feb. 18:45 hrs. 68.6 44.42 10.29 6.73

Voladura Tj. San JoseIN PUT datos de monitoreo Explosivos: ColumnaexplosivaExamon Q, e iniciador Semexsa 65 1 ½ x 12

Figura 05. Nivel de vibraciones y radio de daño del diseño 02.

Análisis de la voladura basado en la respuesta sísmica de la roca mediante la ley de atenuación en el diseño 02. Radio de daño en Tajo San José.

Creación de Nuevas Fracturas: De 0.00 m a 0.76 m. después del límite de la sección.



iniciados con el mismo cebo (semexsa 65 1 ½” x 12”) y los resultados obtenidos fueron los siguientes:


Análisis de la voladura basado en la respuesta sísmica de la roca mediante la ley de atenuación en el diseño 02.


• Creación de Nuevas Fracturas: De 0.00 m a 0.76 m. después del límite de la sección.



Como era de presagiar el cambiar por un explosivo a granel, éste en la columna de carga se confinaría mejor por ende concentró mayor energía que concadenó mayor daño y perturbación en las rocas encajantes.

DISEÑO 03. La segunda alternativa fue introducir un deck intermedio con la finalidad de fraccionar la columna explosiva del Examon Q iniciados con el mismo cebo (semexsa 65 1 ½” x 12”) y los resultados obtenidos fueron los siguientes:

Deck Innovador.Fue una mezcla que colocamos justo a medio taladro con una altura de 0.80 – 1.0 m para fraccionar la carga operante.

Esta mezcla inerte contenía arena 25%, sílice 25% y relave polimetálico 50% que al momento de llevarse a cabo la detonación por las altas temperaturas que esta concentra logra petrificar esta mezcla evitando que la energía y onda de choque se adhiera o sume a la otra concentrada en la segunda parte del taladro, logrando fraccionar en dos



26-feb. 18:45 hrs. 14.70 37 2.42 174.8026-feb. 18:45 hrs. 22.20 37 3.65 70.4026-feb. 18:45 hrs. 29.47 37 4.85 51.8026-feb. 18:45 hrs. 37.20 37 6.12 35.1027-feb. 18:45 hrs. 15.00 37 2.47 157.4427-feb. 18:45 hrs. 16.00 37 2.63 141.1327-feb. 18:45 hrs. 18.00 37 2.96 115.5927-feb. 18:45 hrs. 20.00 37 3.29 96.68


Como era de presagiar el

cambiar por un explosivo a granel, éste en la columna de carga se confinaría mejor por ende concentró mayor energía que concadenó mayor daño y perturbación en las rocas encajantes.

DISEÑO 03. La segunda alternativa fue introducir un deck intermedio con la finalidad de fraccionar la columna explosiva del Examon Q iniciados con el mismo cebo ( x 65 ½” x 2”) y resultados obtenidos fueron los siguientes: Deck Innovador. Fue una mezcla que colocamos justo a medio taladro con una

altura de 0.80 – 1.0 m para fraccionar la carga operante. Esta mezcla inerte contenía arena 25%, sílice 25% y relave polimetálico 50% que al momento de llevarse a cabo la detonación por las altas temperaturas que esta concentra logra petrificar esta mezcla evitando que la energía y onda de choque se adhiera o sume a la otra concentrada en la segunda parte del taladro, logrando fraccionar en dos partes la energía concentrada para fragmentar la roca y evitar la detonación simultanea por simpatía. Con este segundo cambio procedimos a la evaluación de la voladura del diseño 03, y resulto lo siguiente:

26


partes la energía concentrada para fragmentar la roca y evitar la detonación simultanea por simpatía.



26-feb. 18:45 hrs. 14.70 37 2.42 174.8026-feb. 18:45 hrs. 22.20 37 3.65 70.4026-feb. 18:45 hrs. 29.47 37 4.85 51.8026-feb. 18:45 hrs. 37.20 37 6.12 35.1027-feb. 18:45 hrs. 15.00 37 2.47 157.4427-feb. 18:45 hrs. 16.00 37 2.63 141.1327-feb. 18:45 hrs. 18.00 37 2.96 115.5927-feb. 18:45 hrs. 20.00 37 3.29 96.68


Como era de presagiar el

cambiar por un explosivo a granel, éste en la columna de carga se confinaría mejor por ende concentró mayor energía que concadenó mayor daño y perturbación en las rocas encajantes.

DISEÑO 03. La segunda alternativa fue introducir un deck intermedio con la finalidad de fraccionar la columna explosiva del Examon Q iniciados con el mismo cebo ( x 65 ½” x 2”) y resultados obtenidos fueron los siguientes: Deck Innovador. Fue una mezcla que colocamos justo a medio taladro con una

altura de 0.80 – 1.0 m para fraccionar la carga operante. Esta mezcla inerte contenía arena 25%, sílice 25% y relave polimetálico 50% que al momento de llevarse a cabo la detonación por las altas temperaturas que esta concentra logra petrificar esta mezcla evitando que la energía y onda de choque se adhiera o sume a la otra concentrada en la segunda parte del taladro, logrando fraccionar en dos partes la energía concentrada para fragmentar la roca y evitar la detonación simultanea por simpatía. Con este segundo cambio procedimos a la evaluación de la voladura del diseño 03, y resulto lo siguiente:

Con este segundo cambio procedimos a la evaluación de la voladura del diseño 03, y resulto lo siguiente:

Análisis de la voladura basado en la respuesta sísmica de la roca mediante la ley de atenuación en el diseño 03.

Radio de daño en Tajo San José. • Creación de Nuevas Fracturas: De

0.00 m a 0.31 m. después del límite de la sección.










El resultado del análisis granulométrico nos determina que el 80% (F80) de los fragmentos de mineral pasa por una malla de 6.23 pulgadas. Como era de presagiar el fraccionar la carga operante y

reducir la masa explosiva por taladro de casi 2.5 kg, significaría menor energía que concadenó menor daño y perturbación en las rocas encajantes.



Como era de presagiar el fraccionar la carga operante y reducir la masa explosiva por taladro de casi 2.5 kg, significaría menor energía que concadenó menor daño y perturbación en las rocas encajantes.








El resultado del análisis granulométrico nos determina que el 80% (F80) de los fragmentos de mineral pasa por una malla de 6.23 pulgadas. Como era de presagiar el fraccionar la carga operante y

reducir la masa explosiva por taladro de casi 2.5 kg, significaría menor energía que concadenó menor daño y perturbación en las rocas encajantes.

7. ANÁLISIS COMPARATIVO DE COSTOS – BENEFICIO.

Después de haber realizado los trabajos en campo se procedió hacer un análisis de los costos y encontramos una diferencia favorable de 8.74 $/tal. En perforación y voladura.

TABLA 02. Cuadro comparativo de costos.

8. CONCLUSIONES. • Con los resultados obtenidos se

logró ofrecer mayor seguridad para el personal y equipos asignados para el laboreo minero.

• Se logró determinar el nivel de daño en las rocas encajonantes del tajo San José; comparando los tres diseños evaluados por separado a partir

de los modelos de atenuación obtenidos del monitoreo de vibraciones; el diseño 03 presenta menor nivel de daño detrás del límite final de la excavación, según se muestra en la tabla siguiente:


Parametros Medidos Und. Diseño 01 Diseño 02 Diseño 03Diametro de perf. pulg. 2 ½ 2 ½ 2 ½ Altura de banco mts. 13 13 13Tipo de explosivo Semexsa 65 Examon Q Examon QLong. de carga mts. 11 11 10.8Explosivo por taladro kg. 15.5 21 18.5Iniciador Semexsa 65 Semexsa 65 Semexsa 65Deck inerte und. 0 0 1Burden mts. 0.5 0.6 0.6Espaciamiento mts. 1.0 0.8 0.8Volumen roto taladro m3 9.36 8.78 8.78Densidad tn/m3 2.74 2.74 2.74Tn rota por taladro tn. 25.65 24.06 24.06Factor de potencia kg/tn 0.91 1.12 0.81

Factor de perforación m/tn. 4.80 4.10 4.10

Perforacion total mts. 390.00 364.00 364.00Costo de perforación $/mts. 11.05 11.05 11.05

Ancho de veta real mts. 1.50 1.60 1.20Costo de perf. por tal mts. 143.65 143.65 143.65Costo total de P&V por taladro

$/tal.

29.20

30.00

4309.50

172.85

Costo de Voladura por taladro

$/tal.

Nro. de tal. en 10 mts. de veta

und.

Costo de perforación por 10 mts. de veta

$ 4022.20

164.95

20.46

28.00

4022.20

164.11

21.30

28.00





$/tal.

29.20

30.00

4309.50

172.85


$/tal.


und.


$ 4022.20

164.95

20.46

28.00

4022.20

164.11

21.30

28.00

Diseño 01 0.00 m - 0.54 m 0.00 m - 0.54 mDiseño 02 0.00 m - 0.76 m 0.76 m - 1.47 mDiseño 03 0.00 m - 0.31 m 0.31 m - 0.70 m

CRITERIO DE DAÑO

CREACION DE NUEVAS FRACTURAS EN LA

LEVE PROPOGACION DE FRAGTURAS PRE EXISTENTES





$/tal.

29.20

30.00

4309.50

172.85


$/tal.


und.


$ 4022.20

164.95

20.46

28.00

4022.20

164.11

21.30

28.00

7. ANÁLISIS COMPARATIVO DE COSTOS – BENEFICIO. Después de haber realizado los trabajos en campo se procedió

hacer un análisis de los costos y encontramos una diferencia favorable de 8.74 $/tal. En perforación y voladura.


8. CONCLUSIONES.

Con los resultados obtenidos se logró ofrecer mayor seguridad para el personal y equipos asignados para el laboreo minero.

Se logró determinar el nivel de daño en las rocas encajonantes del tajo San José; comparando los tres

diseños evaluados por separado a partir de los modelos de atenuación obtenidos del monitoreo de vibraciones; el diseño 03 presenta menor nivel de daño detrás del límite final de la excavación, según se muestra en la tabla siguiente:






$/tal.

29.20

30.00

4309.50

172.85


$/tal.


und.


$ 4022.20

164.95

20.46

28.00

4022.20

164.11

21.30

28.00





$/tal.

29.20

30.00

4309.50

172.85


$/tal.


und.


$ 4022.20

164.95

20.46

28.00

4022.20

164.11

21.30

28.00


CRITERIO DE DAÑO







$/tal.

29.20

30.00

4309.50

172.85


$/tal.


und.


$ 4022.20

164.95

20.46

28.00

4022.20

164.11

21.30

28.00




8. CONCLUSIONES.




27

• Con variar el diseño de perforación sólo en función al ancho de veta y la optimización de la carga explosiva con una buena sincronización de retardos se obtuvo reducir la dilución de 20% a 8%, lo que significa un ahorro de US$260,000 por cada 1% de dilución reducida y mayor tiempo de autosoporte, mejor ciclo de minado.

• Al modificar el diseño de perforación a un burden 0.6 m y el espaciamiento llevado sólo con el ancho de veta 0.8 m. se logra recudir 2 taladros perforados cada 10 m. de longitud de veta minada.

• Con el uso e implementación de decks intermedios, no sólo se logró reducir la carga operante de 26 a 19 kg/retardo, sino que también se reduce el factor de potencia de 0.92 a 0.81 kg/tn. que, finalmente, significa menor daño a la roca remanente.

• Mediante el modelo predictivo y ley de atenuación se redujo la generación de bancos hasta en un 8%, y esto se ve evidenciado con el análisis de fragmentación (Software Split-Desktop®) que el tamaño de fragmentos de F80 promedio general subió de 5.69 a 6.23 pulgadas.






$/tal.

29.20

30.00

4309.50

172.85


$/tal.


und.


$ 4022.20

164.95

20.46

28.00

4022.20

164.11

21.30

28.00





$/tal.

29.20

30.00

4309.50

172.85


$/tal.


und.


$ 4022.20

164.95

20.46

28.00

4022.20

164.11

21.30

28.00


CRITERIO DE DAÑO







$/tal.

29.20

30.00

4309.50

172.85


$/tal.


und.


$ 4022.20

164.95

20.46

28.00

4022.20

164.11

21.30

28.00




8. CONCLUSIONES.





Con variar el diseño de perforación sólo en función al ancho de veta y la optimización de la carga explosiva con una buena sincronización de retardos se obtuvo reducir la dilución de 20% a 8%, lo que significa un ahorro de US$260,000 por cada 1% de dilución reducida y mayor tiempo de autosoporte, mejor ciclo de minado.

Al modificar el diseño de perforación a un burden 0.6 m y el espaciamiento llevado sólo con el ancho de veta 0.8 m. se logra recudir 2 taladros perforados cada 10 m. de longitud de veta minada.

Con el uso e implementación

de decks intermedios, no sólo

se logró reducir la carga operante de 26 a 19 kg/retardo, sino que también se reduce el factor de potencia de 0.92 a 0.81 kg/tn. que, finalmente, significa menor daño a la roca remanente.

Mediante el modelo predictivo

y ley de atenuación se redujo la generación de bancos hasta en un 8%, y esto se ve evidenciado con el análisis de fragmentación (Software Split-Desktop®) que el tamaño de fragmentos de F80 promedio general subió de 5.69 a 6.23 pulgadas.

Figura 07. Mejor control de daño y dilución.

Finalmente, el costo – beneficio logrado con el presente trabajo fue un ahorro de 8.74 $/taladro en perforación y voladura, sin considerar el beneficio en los subsiguientes procesos del ciclo de minado que concierne

al Long Hole en vetas angostas.

9. RECOMENDACIONES.

Realizar la selección adecuada de explosivos y accesorios a utilizar, considerando las características de las rocas,

• Finalmente, el costo – beneficio logrado con el presente trabajo fue un ahorro de 8.74 $/taladro en perforación y voladura, sin considerar el beneficio en los subsiguientes procesos del ciclo de minado que concierne al Long Hole en vetas angostas.

9. RECOMENDACIONES.• Realizar la selección adecuada de

explosivos y accesorios a utilizar, considerando las características de las rocas, diámetros de perforación, fragmentación deseada, presencia de agua y otros para escoger al más idóneo, económico, eficiente y seguro para cada caso, entendiéndose como económico no al más barato, sino al que brinda mayor rendimiento.

• Buscar el involucramiento de todas las áreas operativas, compartiendo las responsabilidades enfocado en la mejora continua.

• Busquemos hacer lo necesario, utilizando lo necesario.

Figura 07. Mejor control de daño y dilución.

28


SIMBIOSIS ENTRE EL MANEJO DE RESIDUOS Y EL CIERRE DE MINAS EN CÍA. MINERA

COIMOLACHEAngel Benjamín Fernández Canchos

RESUMEN.

Según el Ministerio del Ambiente del total de residuos generados a nivel nacional, el 50.9% corresponden a residuos orgánicos. El manejo de estos residuos es arrojarlos en vertederos (solución peligrosa); disposición en rellenos sanitarios (costosa); o reciclar y convertir los residuos orgánicos en abono (solución ecológica). La industria minera no es ajena a la problemática y principalmente maneja los residuos orgánicos disponiéndolos en rellenos sanitarios autorizados dentro o fuera de la unidad, o produciendo abonos a través del compostaje, el cual es un proceso que demanda de 90 a 150 días. En Minera Coimolache se generan 700 Tn. de residuos sólidos al año, de los cuales el 50% corresponde a residuos orgánicos y a través de la fermentación anaeróbica con Microorganismos Eficaces se logra transformarlos en abono en la mitad de un mes. Estos abonos no solo son producidos en menor tiempo sino además han logrado mejorar la fertilidad del suelo transfiriendo nutrientes, incrementado la actividad microbiana y contribuyendo con la mineralización. Los microrganismos eficaces son bacterias fotosintéticas, acidolácticas y levaduras que notablemente han mejorado los procesos de siembra y por otro lado la actividad microbiana generada compiten por el oxígeno del suelo reduciendo de forma colateral la generación de drenaje acido de roca.

De los resultados obtenidos los abonos han logrado incrementar hasta un 361% la densidad poblacional de una siembra experimental, 93% de altura de sus tallos; y además el incremento del pH de 2 a 7. En el proceso de obtención de abono solido se obtiene un abono líquido o foliar el cual además de usarlo en etapa de floración se ha probado en el riego de vías incrementado en un 60 % la efectividad del riego con solo agua.

El trabajo realizado describe las herramientas utilizadas para ser más eficientes en el manejo de los residuos sólidos y la simbiosis con el plan de cierre de minas al utilizarlo como un producto reductor de la generación de drenajes ácidos de mina.

1. INTRODUCCIÓN.

a. Antecedentes.

Desde sus inicios la especie humana ha explotado los diversos recursos que la naturaleza ha puesto a su alcance. En un largo periodo que se extiende desde los orígenes hasta el Neolítico, hace unos 8000 años, el hombre vivió como cazador-recolector agrupado en pequeños grupos haciendo un uso muy extensivo de su medio. La huella que sus actividades dejaron en la naturaleza fue muy superficial. Posteriormente el abandono de la vida nómada dio origen a la agricultura y a la domesticación de las primeras especies animales y vegetales. Su relación con el medio natural cambió radicalmente. El hombre descubrió que podía modificar su entorno en provecho propio y alcanzar unas cotas de bienestar desconocidas hasta entonces. Se roturaron grandes superficies para crear campos de cultivo, y con la explosión económica y demográfica que el desarrollo de la agricultura llevó aparejada se pusieron las bases para la urbanización y la creación de las primeras sociedades organizadas.

Desde entonces se experimentaron grandes avances, pero durante un larguísimo periodo la tecnología disponible hizo imposible una explotación intensiva de los recursos de la naturaleza. En consecuencia su impacto sobre el medio natural fue muy limitado. En este periodo el problema de los residuos era prácticamente desconocido porque

las actividades humanas estaban integradas en los ciclos naturales, y los subproductos de la actividad humana eran absorbidos sin problemas por los ecosistemas naturales. No obstante, ya se plantearon problemas cuando la falta de planificación en la recogida de los residuos en los incipientes núcleos urbanos fue causa de plagas y epidemias que tuvieron un impacto terrible en la población.

A finales del siglo XVIII cuando se inicia la Revolución Industrial, gracias al desarrollo de la ciencia y la técnica, surgen nuevas actividades industriales y se desarrolla extraordinariamente el comercio. Se produce entonces una auténtica explosión demográfica y económica que se manifiesta en el imparable desarrollo de la urbanización. En esta época se empiezan a arbitrar las primeras medidas con vistas a tratar técnicamente el incipiente problema de los residuos, que se generan ahora en tal ritmo y son de tal naturaleza, como resultado de los nuevos procesos productivos, que ya no pueden asimilarse por los ciclos naturales como hasta entonces. Pero es a partir del siglo XX y especialmente de su segundo tercio, con la expansión de la economía basada en el consumo, la cultura del usar y tirar, y los extraordinarios avances técnicos experimentados cuando el problema empieza a tomar proporciones críticas y a generar un gravísimo impacto en el medio ambiente. (UNED, 2016) 1

b. Problema.

Según el Ministerio del Ambiente del total de residuos generados a nivel nacional, el 50.9% corresponden a residuos orgánicos. El manejo de estos residuos es arrojarlos en vertederos (solución peligrosa); disposición en rellenos sanitarios (costosa); o reciclar

1. http://www2.uned.es/biblioteca/rsu/pagina1.htm2. Sexto Informe Nacional De Residuos Sólidos De La Gestión Del

Ámbito Municipal Y No Municipal 2013 – Diciembre 2014

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y convertir los residuos orgánicos en abono (solución ecológica) (MINAM, 2012)2. La industria minera no es ajena a la problemática y principalmente maneja los residuos orgánicos disponiéndolos en rellenos sanitarios autorizados dentro o fuera de la unidad, o produciendo abonos a través del compostaje, el cual es un proceso que demanda de 90 a 150 días. El proceso de administrar un relleno es costos y peligroso ambientalmente, por otro lado el proceso compostaje requiere de un área extensa y es costoso por el tiempo que este demanda. c. Objetivos.

• Transformar los residuos orgánicos en abonos (sólido y líquido).

• Reducir el tiempo de transformación de producción de abonos a través de la fermentación anaerobia.

• Mejorar la fertilidad del suelo.• Incrementar producción de siembra

experimental.• Incrementar el pH en el suelo

con los abonos producidos de la fermentación anaerobia de residuos orgánicos.

• Mayor tiempo de saturación de humedad en el riego de vías con biol.

d. Alcances.

El alcance de estos procesos es para todas las industrias e inclusive el manejo municipal de las viviendas. Parte de los procesos ha sido copia, combinación y mejora a través de un benchmarking del proceso municipal colombiano, curso de elaboración de abonos mediante fermentación bacteriana a partir de residuos orgánicos dictado por el Dr. Víctor Meza Contreras, en la Universidad Agraria La Molina y Tecnología EM (Microorganismos Eficaces) descubierta por el Dr. Teruo Higa en Japón, en la Universidad de Ryukus.

2. TEXTO (MARCO TEÓRICO Y MÉTODO DE SOLUCIÓN).

a. Producción de bioabonos – Fermentación anaerobia.

A partir de la tecnología EM el cual tiene las propiedades de3:

• Eliminar malos olores.

• Acortar los periodos de descomposición.

• Crear un ambiente antioxidante.

Figura 1. Ambiente oxidado Vs. Ambiente antioxidante.

Adicional al uso de los microrganismos eficaces se ha diseñado tanques fermentadores para acelerar la reacción y evitar la producción de patógenos por el ambiente y el oxígeno.

Figura 2: Tanques fermentadores reciclados.

Las técnicas y pasos utilizados consistieron:

Paso 1: Proceso de fermentación anaeróbica de los residuos orgánicos

Se han preparado tres muestras de residuos sólidos orgánicos (sustratos) los cuales fueron sometidos a un proceso de fermentación durante 30 días calendarios, a los cuales se les han dosificados micro organismos eficaces en diferentes presentaciones llamados inóculos. Ver gráfico 7.

Inóculos:

Micro organismos eficaces líquidos (EM Activado)

Este inoculo se ha obtenido combinando 18 litros de agua + 1 litro de melaza + 1 litro de cepa madre de micro organismos eficaces obtenidos en el mercado nacional en su presentación liquida, los cuales estuvieron en fermentación anaeróbica durante 1 semana.

Micro organismos eficaces líquidos combinados con salvado de trigo (Bokashi).

Este inoculo se ha obtenido combinando 18 litros de agua + un litro de melaza + un litro de cepa madre de micro organismos eficaces obtenidos en el mercado nacional en su presentación liquida, los cuales estuvieron en fermentación anaeróbica durante una semana. Posteriormente 200 ml de EM Activado se mezcló con 4 Kg. de salvado de trigo.

Procesos de fermentación aplicando diferentes inóculos y sustratos:

Fermentación anaeróbica 01 – FA01: Se colocó 100 Kg. de residuos orgánicos homogenizados (picados en similares tamaños) en un tanque fermentador y se inoculó con 100 ml. EM Activado en 5 litros de agua.

Figura 3: Inoculación de EM

Activado en el residuo orgánico homogenizado.

Fermentación anaeróbica 02 – FA02: Se colocaran 100 Kg. de residuos orgánicos homogenizados (picados en similares tamaños) en un tanque fermentador y se le inoculó con 100 gr. de EM Bokashi.

3. www.em---la.com : Tecnología EM™


c. Objetivos.

Transformar los residuos

orgánicos en abonos (sólido y líquido).

Reducir el tiempo de transformación de producción de abonos a través de la fermentación anaerobia.

Mejorar la fertilidad del suelo. Incrementar producción de

siembra experimental. Incrementar el pH en el suelo con

los abonos producidos de la fermentación anaerobia de residuos orgánicos.

Mayor tiempo de saturación de humedad en el riego de vías con biol.

d. Alcances. El alcance de estos procesos es para todas las industrias e inclusive el manejo municipal de las viviendas. Parte de los procesos ha sido copia, combinación y mejora a través de un benchmarking del proceso municipal colombiano, curso de elaboración de abonos mediante fermentación bacteriana a partir de residuos orgánicos dictado por el Dr. Víctor Meza Contreras, en la Universidad Agraria La Molina y Tecnología EM (Microorganismos Eficaces) descubierta por el Dr. Teruo Higa en Japón, en la Universidad de Ryukus. 2. TEXTO (MARCO TEÓRICO Y

MÉTODO DE SOLUCIÓN). a. Producción de bioabonos –

Fermentación anaerobia.

A partir de la tecnología EM el cual tiene las propiedades de3: 3 www.em--‐la.com : Tecnología EM™

Eliminar malos olores. Acortar los periodos de

descomposición. Crear un ambiente antioxidante. Figura 1. Ambiente oxidado Vs. Ambiente antioxidante. Adicional al uso de los microrganismos eficaces se ha diseñado tanques fermentadores para acelerar la reacción y evitar la producción de patógenos por el ambiente y el oxígeno.

Figura 2: Tanques fermentadores reciclados. Las técnicas y pasos utilizados consistieron: Paso 1: Proceso de fermentación anaeróbica de los residuos orgánicos Se han preparado tres muestras de residuos sólidos orgánicos (sustratos)


c. Objetivos.

Transformar los residuos

orgánicos en abonos (sólido y líquido).

Reducir el tiempo de transformación de producción de abonos a través de la fermentación anaerobia.

Mejorar la fertilidad del suelo. Incrementar producción de

siembra experimental. Incrementar el pH en el suelo con

los abonos producidos de la fermentación anaerobia de residuos orgánicos.

Mayor tiempo de saturación de humedad en el riego de vías con biol.

d. Alcances. El alcance de estos procesos es para todas las industrias e inclusive el manejo municipal de las viviendas. Parte de los procesos ha sido copia, combinación y mejora a través de un benchmarking del proceso municipal colombiano, curso de elaboración de abonos mediante fermentación bacteriana a partir de residuos orgánicos dictado por el Dr. Víctor Meza Contreras, en la Universidad Agraria La Molina y Tecnología EM (Microorganismos Eficaces) descubierta por el Dr. Teruo Higa en Japón, en la Universidad de Ryukus. 2. TEXTO (MARCO TEÓRICO Y

MÉTODO DE SOLUCIÓN). a. Producción de bioabonos –

Fermentación anaerobia.

A partir de la tecnología EM el cual tiene las propiedades de3: 3 www.em--‐la.com : Tecnología EM™

Eliminar malos olores. Acortar los periodos de

descomposición. Crear un ambiente antioxidante. Figura 1. Ambiente oxidado Vs. Ambiente antioxidante. Adicional al uso de los microrganismos eficaces se ha diseñado tanques fermentadores para acelerar la reacción y evitar la producción de patógenos por el ambiente y el oxígeno.

Figura 2: Tanques fermentadores reciclados. Las técnicas y pasos utilizados consistieron: Paso 1: Proceso de fermentación anaeróbica de los residuos orgánicos Se han preparado tres muestras de residuos sólidos orgánicos (sustratos)


los cuales fueron sometidos a un proceso de fermentación durante 30 días calendarios, a los cuales se les han dosificados micro organismos eficaces en diferentes presentaciones llamados inóculos. Ver gráfico 7.

Inóculos:

Micro organismos eficaces líquidos (EM Activado) Este inoculo se ha obtenido combinando 18 litros de agua + 1 litro de melaza + 1 litro de cepa madre de micro organismos eficaces obtenidos en el mercado nacional en su presentación liquida, los cuales estuvieron en fermentación anaeróbica durante 1 semana.

Micro organismos eficaces líquidos combinados con salvado de trigo (Bokashi). Este inoculo se ha obtenido combinando 18 litros de agua + un litro de melaza + un litro de cepa madre de micro organismos eficaces obtenidos en el mercado nacional en su presentación liquida, los cuales estuvieron en fermentación anaeróbica durante una semana. Posteriormente 200 ml de EM Activado se mezcló con 4 Kg. de salvado de trigo.



Figura 3: Inoculación de EM Activado en el residuo

orgánico homogenizado. Fermentación anaeróbica 02 – FA02: Se colocaran 100 Kg. de residuos orgánicos homogenizados (picados en similares tamaños) en un tanque fermentador y se le inoculó con 100 gr. de EM Bokashi.

Figura 4 y 5: Inoculación de Bokashi en el residuo orgánico homogenizado.

Fermentación anaeróbica 03 – FA03: Se colocaran 100 Kg. de residuos orgánicos homogenizados (picados en similares tamaños) en un tanque fermentador y se mezcló con 2.5 Kg. de estiércol de ganado vacuno e inoculó con 20 ml. de EM Activado en un litro de agua.

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Figura 4 y 5: Inoculación de Bokashi en el residuo orgánico

homogenizado.



los cuales fueron sometidos a un proceso de fermentación durante 30 días calendarios, a los cuales se les han dosificados micro organismos eficaces en diferentes presentaciones llamados inóculos. Ver gráfico 7.

Inóculos:

Micro organismos eficaces líquidos (EM Activado) Este inoculo se ha obtenido combinando 18 litros de agua + 1 litro de melaza + 1 litro de cepa madre de micro organismos eficaces obtenidos en el mercado nacional en su presentación liquida, los cuales estuvieron en fermentación anaeróbica durante 1 semana.

Micro organismos eficaces líquidos combinados con salvado de trigo (Bokashi). Este inoculo se ha obtenido combinando 18 litros de agua + un litro de melaza + un litro de cepa madre de micro organismos eficaces obtenidos en el mercado nacional en su presentación liquida, los cuales estuvieron en fermentación anaeróbica durante una semana. Posteriormente 200 ml de EM Activado se mezcló con 4 Kg. de salvado de trigo.



Figura 3: Inoculación de EM Activado en el residuo

orgánico homogenizado. Fermentación anaeróbica 02 – FA02: Se colocaran 100 Kg. de residuos orgánicos homogenizados (picados en similares tamaños) en un tanque fermentador y se le inoculó con 100 gr. de EM Bokashi.

Figura 4 y 5: Inoculación de Bokashi en el residuo orgánico homogenizado.


Los datos a obtener en el paso 1 son los ingresos en el proceso como el residuo orgánico e inóculos.

Paso 2: Recolección de Biol o EM de segunda generación y residuo orgánico fermentado.

Biol o EM de segunda generación: Sustancia líquida que se obtiene producto de la fermentación anaeróbica de los residuos orgánicos sometidos a distintos inóculos y en diferentes sustratos.

Figura 8: Vista panorámica de los tanques fermentadores y galoneras para

almacenamiento del biol.

Residuo orgánico fermentado: Sustancia sólida que se obtiene producto de la fermentación anaeróbica de los residuos orgánicos sometidos a distintos inóculos y en diferentes sustratos.

Figura 10: Residuos orgánicos obtenidos posterior a los 30 días

calendarios de fermentación.

De cada uno de los tres tanques de fermentación anaeróbica se obtuvieron Biol o EM de segunda generación y residuo orgánico fermentado.


Figura 6: Residuo orgánico homogenizado mezclado con estiércol de ganado vacuno al cual se ha inoculado

EM Activado.

Figura 7: Esquema de la disposición de inóculos y sustratos. Los datos a obtener en el paso 1 son los ingresos en el proceso como el residuo orgánico e inóculos. Paso 2: Recolección de Biol o EM de segunda generación y residuo orgánico fermentado. Biol o EM de segunda generación: Sustancia líquida que se obtiene producto de la fermentación anaeróbica de los residuos orgánicos

sometidos a distintos inóculos y en diferentes sustratos.

Figura 8: Vista panorámica de los tanques

fermentadores y galoneras para almacenamiento del biol.

Capa 1

Capa 2

Capa 4

Capa 3

4 capas de residuo orgánico homogenizado de 20 cm de altura cada

uno

Dosificación de inoculo mediante riego por aspersión de EM Activado, o

esparcido de bokashi en toda la capa superficial

Separación tipo zaranda para recolectar los lixiviados de los

residuos orgánicos

Cámara de colección de lixiviados (Biol o micro organismos eficaces de

segunda generación).

Caño recolector de Biol



EM Activado.





Capa 1

Capa 2

Capa 4

Capa 3


uno




residuos orgánicos




Figura 6: Residuo orgánico homogenizado mezclado con estiércol de ganado vacuno al cual se ha inoculado EM

Activado.

Figura 7: Esquema de la disposición de inóculos y sustratos.



EM Activado.





Capa 1

Capa 2

Capa 4

Capa 3


uno




residuos orgánicos





Figura 9: Recolección de biol de cada uno de los tanques fermentadores. Residuo orgánico fermentado: Sustancia sólida que se obtiene producto de la fermentación anaeróbica de los residuos orgánicos sometidos a distintos inóculos y en diferentes sustratos.

Figura 10: Residuos orgánicos obtenidos posterior a los

30 días calendarios de fermentación. De cada uno de los tres tanques de fermentación anaeróbica se obtuvieron Biol o EM de segunda generación y residuo orgánico fermentado. La recolección del lixiviado a través del caño recolector de cada tanque se realizó en el quinto y décimo día del proceso de fermentación; asimismo, el residuo orgánico fermentado se retiró del tanque a los 30 días calendarios una vez finalizado el proceso de fermentación. Los datos a obtener en el paso 2 serán recopilar las salidas en peso de los datos del biol y del residuo orgánico fermentado obtenidos de la

fermentación aeróbica por cada muestra. Paso 3: Toma de muestras de biol o EM de segunda generación y residuo orgánico fermentado para análisis en laboratorio. Parte del proceso analítico implica el análisis de los productos recolectados (1) biol o EM de segunda generación y (2) residuo fermentado o bioabono tipo bokashi. La toma de muestras será en las siguientes cantidades por cada muestra (FA01, FA02 y FA03):

1 Lt. de biol o EM de segunda

generación. 1 Kg. de residuo fermentado o

bioabono tipo bokashi.

En total se habrá recolectado 3 Lt. de biol o EM de segunda generación y 3 Kg. de residuo fermentado o bioabono tipo bokashi respectivamente rotulados y bien diferenciados, para su envió a la Facultad de Agronomía – Departamento de Suelos de la Universidad Nacional Agraria La Molina para ejecutar el análisis de fertilidad. Los datos a obtener del análisis del biol o EM de segunda generación y del residuo fermentado o bioabono tipo bokashi para determinar la dosis y presentación de microorganismos eficaces más eficiente y eficaz para su aplicación de inoculación en la preparación de bioabonos a partir de residuos

FA01 FA02 FA03 Figura 9: Recolección de biol de cada uno de los tanques fermentadores.


Figura 9: Recolección de biol de cada uno de los tanques fermentadores. Residuo orgánico fermentado: Sustancia sólida que se obtiene producto de la fermentación anaeróbica de los residuos orgánicos sometidos a distintos inóculos y en diferentes sustratos.

Figura 10: Residuos orgánicos obtenidos posterior a los

30 días calendarios de fermentación. De cada uno de los tres tanques de fermentación anaeróbica se obtuvieron Biol o EM de segunda generación y residuo orgánico fermentado. La recolección del lixiviado a través del caño recolector de cada tanque se realizó en el quinto y décimo día del proceso de fermentación; asimismo, el residuo orgánico fermentado se retiró del tanque a los 30 días calendarios una vez finalizado el proceso de fermentación. Los datos a obtener en el paso 2 serán recopilar las salidas en peso de los datos del biol y del residuo orgánico fermentado obtenidos de la

fermentación aeróbica por cada muestra. Paso 3: Toma de muestras de biol o EM de segunda generación y residuo orgánico fermentado para análisis en laboratorio. Parte del proceso analítico implica el análisis de los productos recolectados (1) biol o EM de segunda generación y (2) residuo fermentado o bioabono tipo bokashi. La toma de muestras será en las siguientes cantidades por cada muestra (FA01, FA02 y FA03):

1 Lt. de biol o EM de segunda

generación. 1 Kg. de residuo fermentado o

bioabono tipo bokashi.

En total se habrá recolectado 3 Lt. de biol o EM de segunda generación y 3 Kg. de residuo fermentado o bioabono tipo bokashi respectivamente rotulados y bien diferenciados, para su envió a la Facultad de Agronomía – Departamento de Suelos de la Universidad Nacional Agraria La Molina para ejecutar el análisis de fertilidad. Los datos a obtener del análisis del biol o EM de segunda generación y del residuo fermentado o bioabono tipo bokashi para determinar la dosis y presentación de microorganismos eficaces más eficiente y eficaz para su aplicación de inoculación en la preparación de bioabonos a partir de residuos

FA01 FA02 FA03

31

La recolección del lixiviado a través del caño recolector de cada tanque se realizó en el quinto y décimo día del proceso de fermentación; asimismo, el residuo orgánico fermentado se retiró del tanque a los 30 días calendarios una vez finalizado el proceso de fermentación.

Los datos a obtener en el paso 2 serán recopilar las salidas en peso de los datos del biol y del residuo orgánico fermentado obtenidos de la fermentación aeróbica por cada muestra.

Paso 3: Toma de muestras de biol o EM de segunda generación y residuo orgánico fermentado para análisis en laboratorio.

Parte del proceso analítico implica el análisis de los productos recolectados (1) biol o EM de segunda generación y (2) residuo fermentado o bioabono tipo bokashi. La toma de muestras será en las siguientes cantidades por cada muestra (FA01, FA02 y FA03):

• 1 Lt. de biol o EM de segunda generación.

• 1 Kg. de residuo fermentado o bioabono tipo bokashi.

En total se habrá recolectado 3 Lt. de biol o EM de segunda generación y 3 Kg. de residuo fermentado o bioabono tipo bokashi respectivamente rotulados y bien diferenciados, para su envió a la Facultad de Agronomía – Departamento de Suelos de la Universidad Nacional Agraria La Molina para ejecutar el análisis de fertilidad. Los datos a obtener del análisis del biol o EM de segunda generación y del residuo fermentado o bioabono tipo bokashi para determinar la dosis y presentación de microorganismos eficaces más eficiente y eficaz para su aplicación de inoculación en la preparación de bioabonos a partir de residuos orgánicos serán para el caso de biol pH, CE, solidos totales, MO en solución, N Total, P total, K total, Ca Total, Mg total y Na total y para el caso de bioabono pH, CE, Hd, MO %, N %, P2O5 %, K2O %, CaO %, MgO % y Na %.

b. ¿ Fertilidad del suelo.

Paso 4: Aplicación y estabilización de los fermentados en parcelas demostrativasSe instalaron cuatro parcelas demostrativas:

Para determinar la fertilidad del suelo se preparó tres parcelas demostrativas considerando un área aproximada de 3 m2 (1 m2 por parcela), donde se aplicó 30 cm de residuo orgánico fermentado en la base y 30 cm. de suelo orgánico encapsulando dicho residuo fermentado, con ello incentivamos la estabilización del suelo orgánico y el incremento de los nutrientes por medio de la capilaridad. Además de las tres parcelas demostrativas se utilizara una parcela adicional como blanco a la cual solo se adicionara 60 cm. de suelo orgánico. El proceso para determinar el enriquecimiento del suelo se ha calculado en 1 mes para la toma de muestras (paso 5) y la siembra experimental (paso 6) la cual se aplicara posterior al proceso de estabilización.

Parcela blanco: De referencia o testigo, parcela de aprox. 3m2 de superficie, a la cual solo se adicionara suelo orgánico característico de la U.P. Tantahuatay en una capa de 60 cm.Parcela FA01: Parcela de aprox. 3m2 de superficie, se aplicará el fermentado de la muestra 1 en una capa de 30 cm. y encima suelo orgánico característico de la U.P. Tantahuatay en una capa de 30 cm. para su estabilización por un periodo mínimo de un mes.Parcela FA02: Parcela de aprox. 3m2 de superficie, se aplicara el fermentado de la muestra 2 en una capa de 30 cm. y encima suelo orgánico característico de la U.P. Tantahuatay en una capa de 30 cm. para su estabilización por un periodo mínimo de un mes.Parcela FA03: Parcela de aprox. 3m2 de superficie, se aplicara el fermentado de la muestra 3 en una capa de 30 cm. y encima suelo orgánico característico de la U.P. Tantahuatay en una capa de 30 cm. para su estabilización por un periodo mínimo de un mes.

Paso 5: Toma de muestras de suelo.

Parte del proceso analítico implica el análisis del suelo por cada parcela demostrativa (incluido el blanco).

La toma de muestras será en las siguientes cantidades por cada muestra (Parcela FA01, parcela FA02, parcela FA03 y blanco):

• 1 Kg de suelo.

En total se habrá recolectado 4 Kg. de suelo orgánico rotulados, embalados y bien diferenciados los cuales serán enviados a la Facultad de Agronomía – Departamento de Suelos de la Universidad Nacional Agraria La Molina para ejecutar el análisis de fertilidad.

Los datos a obtener del análisis de fertilidad de suelos en las cuatro parcelas servirán para verificar el aporte de nutrientes de los residuos orgánicos fermentados al suelo pH, CE, CaCO3, MO %, P ppm, K ppm, Clase textural, CIC, Ca +2, Mg +2, K +, Na +, Al +3+ H +, suma de cationes, suma de bases, Sat de bases %, B ppm, Cu ppm, Fe ppm, Mn ppm y Zn ppm.

c. Siembra experimental.

Paso 6: Siembra Experimental.

Para poder determinar el incremento de nutrientes en la fertilidad del suelo se ha sembrado de forma experimental dentro de las parcelas avena para monitorear su crecimiento y determinar la eficacia de la nutrición con bioabonos a partir de residuos fermentados, en este paso se medirá el crecimiento del tallo y la densidad de plantones por m2 al mes y medio de la siembra experimental.

Hay q tener en cuenta que la medición de la densidad se realizó el conteo de especies en 0.25 m2 de la parcela y de acuerdo a la siguiente ecuación se proyectó a 1 m2.

Total número de plantas PARCELA x m²: (1m²/0.25)*N° PP =TP

PP: Número de plantas parciales en 0.25 m2TT: Número de plantas totales en 1 m2

Para la medición de la altura de los plantones se muestreo en 50 individuos de la parcela y se obtendrá el promedio de los mismos.


orgánicos serán para el caso de biol pH, CE, solidos totales, MO en solución, N Total, P total, K total, Ca Total, Mg total y Na total y para el caso de bioabono pH, CE, Hd, MO %, N %, P2O5 %, K2O %, CaO %, MgO % y Na %.

b. Fertilidad del suelo. Paso 4: Aplicación y estabilización de los fermentados en parcelas demostrativas Se instalaron cuatro parcelas demostrativas:

Para determinar la fertilidad del suelo se preparó tres parcelas demostrativas considerando un área aproximada de 3 m2 (1 m2 por parcela), donde se aplicó 30 cm de residuo orgánico fermentado en la base y 30 cm. de suelo orgánico encapsulando dicho residuo fermentado, con ello incentivamos la estabilización del suelo orgánico y el incremento de los nutrientes por medio de la capilaridad. Además de las tres parcelas demostrativas se utilizara una parcela adicional como blanco a la cual solo se adicionara 60 cm. de suelo orgánico. El proceso para determinar el enriquecimiento del suelo se ha calculado en 1 mes para la toma de muestras (paso 5) y

la siembra experimental (paso 6) la cual se aplicara posterior al proceso de estabilización.

Parcela blanco: De referencia o testigo, parcela de aprox. 3m2 de superficie, a la cual solo se adicionara suelo orgánico característico de la U.P. Tantahuatay en una capa de 60 cm. Parcela FA01: Parcela de aprox. 3m2 de superficie, se aplicará el fermentado de la muestra 1 en una capa de 30 cm. y encima suelo orgánico característico de la U.P. Tantahuatay en una capa de 30 cm. para su estabilización por un periodo mínimo de un mes. Parcela FA02: Parcela de aprox. 3m2 de superficie, se aplicara el fermentado de la muestra 2 en una capa de 30 cm. y encima suelo orgánico característico de la U.P. Tantahuatay en una capa de 30 cm. para su estabilización por un periodo mínimo de un mes. Parcela FA03: Parcela de aprox. 3m2 de superficie, se aplicara el fermentado de la muestra 3 en una capa de 30 cm. y encima suelo orgánico característico de la U.P. Tantahuatay en una capa de 30 cm. para su estabilización por un periodo mínimo de un mes.

El modelo de las parcelas demostrativas se puede observar en el gráfico 3.

Figura 11: Modelo parcela demostrativa.

30 cm Suelo Orgánico. 30 cm Residuo fermentado o bioabono tipo bokashi

El modelo de las parcelas demostrativas se puede observar en el gráfico 3.

Figura 11: Modelo parcela demostrativa.

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Figura 12: Vista panorámica de las parcelas demostrativas.

d. Drenaje ácido de mina.

Como parte del análisis de la actividad microbiana se preparó suelos de varias capas como cobertura del material estéril de mina (material generador de drenaje acido de roca). Estas coberturas varían desde relativamente sencillas (dos estructuras en capas) hasta coberturas complejas. Un espesor típico de la cubierta varía entre 0,3 y 3 metros (Comisión Europea, 2009). En este paso, se realizarán análisis ABA modificados por Lawrence para determinar la cantidad de carbonato de calcio necesario para neutralizar el potencial de acidez (Jennings, 2010). Se realizará un diseño experimental completamente aleatorio que constará con 5 réplicas por tratamiento. El diseño consta de un control negativo (material inerte) y 9 tratamientos a los cuáles se evaluarán la calidad y cantidad de los drenajes y subdrenajes (mensual), para el presente trabajo solo se consideraran los resultados de las muestras 1, 3, 4, 7 y 10, los cuales están relacionados al bioabono producido. Las pruebas serán analizadas y comparadas a través de un ANOVA ONE WAY después de pasar las pruebas estadísticas de normalización. En este caso utilizaremos comparaciones con un test Fisher por ser réplicas de menor número a través del software MINITAB versión 15.

Tabla 1: Coberturas drenaje ácido de mina.

Figura 13: Pruebas drenaje ácido de roca y siembra experimental.

e. Riego de vías.

En Cía. Minera Coimolache como parte del compromiso social se ha dado soporte para la elaboración de la tesis del Señor Bravo de la Universidad Privada del Norte, la cual indica.

Al añadir el biol o subproducto de la obtención de bioabonos al agua de la cisterna, pasamos de tener una sustancia pura a una disolución. Por tanto, las bases teóricas del aumento del tiempo de evaporación de la mezcla hay que buscarlas en la química de las disoluciones, concretamente en la termodinámica asociada a los cambios de fase.

Usualmente para estudiar estos cambios de forma teórica se expresa la concentración de las disoluciones como fracción molar.

Equilibrio de fases en sistemas de un componente: Cuando estudiamos la evaporación del agua pura (despreciando las pequeñas cantidades de sales y otros compuestos siempre presentes en la naturaleza) estamos estudiando de hecho un sistema de un componente con dos fases (agua líquida y agua gaseosa o vapor). El paso de una sustancia de líquido a gas depende de la energía que recibe, que a su vez depende de la temperatura a la que se encuentre, pero también de la presión del entorno, en nuestro caso la presión atmosférica. (Bravo, 2016)4

Estos diagramas nos dan una idea del comportamiento de la sustancia en diversas condiciones de presión y temperatura. No obstante, se refieren a situaciones de equilibrio, las cuales no encontramos en la práctica en el sistema a estudiar (agua evaporándose en la atmósfera). Al mezclar el agua con el biol, pasamos a estar ante un sistema multicomponente, cuyo comportamiento resulta ser diferente al sistema de un solo componente. En este caso, se hacen presentes las propiedades coligativas, que son un grupo de propiedades interrelacionadas de las disoluciones: presión de vapor, punto de ebullición, punto de congelación y presión osmótica. En este caso, la que más nos interesa es la presión de vapor, ya que es la que nos da una idea de la facilidad con la que nuestra disolución se evapora. La adición del biol disminuirá la presión de vapor por el aumento de la concentración de soluto permitiendo que el agua mantenga la vía húmeda por más tiempo.


Paso 5: Toma de muestras de suelo.

Parte del proceso analítico implica el análisis del suelo por cada parcela demostrativa (incluido el blanco). La toma de muestras será en las siguientes cantidades por cada muestra (Parcela FA01, parcela FA02, parcela FA03 y blanco): 1 Kg de suelo. En total se habrá recolectado 4 Kg. de suelo orgánico rotulados, embalados y bien diferenciados los cuales serán enviados a la Facultad de Agronomía – Departamento de Suelos de la Universidad Nacional Agraria La Molina para ejecutar el análisis de fertilidad. Los datos a obtener del análisis de fertilidad de suelos en las cuatro parcelas servirán para verificar el aporte de nutrientes de los residuos orgánicos fermentados al suelo pH, CE, CaCO3, MO %, P ppm, K ppm, Clase textural, CIC, Ca +2, Mg +2, K +, Na +, Al +3+ H +, suma de cationes, suma de bases, Sat de bases %, B ppm, Cu ppm, Fe ppm, Mn ppm y Zn ppm. c. Siembra experimental.

Paso 6: Siembra Experimental. Para poder determinar el incremento de nutrientes en la fertilidad del suelo se ha sembrado de forma experimental dentro de las parcelas avena para monitorear su crecimiento y determinar la eficacia de la nutrición con bioabonos a partir de residuos fermentados, en este paso se medirá el crecimiento del tallo y la densidad de plantones por m2 al mes y medio de la siembra experimental. Hay q tener en cuenta que la medición de la densidad se realizó el

conteo de especies en 0.25 m2 de la parcela y de acuerdo a la siguiente ecuación se proyectó a 1 m2. Total número de plantas PARCELA x m²: (1m²/0.25)*N° PP =TP

PP: Número de plantas parciales en 0.25 m2 TT: Número de plantas totales en 1 m2

Para la medición de la altura de los plantones se muestreo en 50 individuos de la parcela y se obtendrá el promedio de los mismos.

Figura 12: Vista panorámica de las parcelas

demostrativas.

d. Drenaje ácido de mina.

Como parte del análisis de la actividad microbiana se preparó suelos de varias capas como cobertura del material estéril de mina (material generador de drenaje acido de roca). Estas coberturas varían desde relativamente sencillas (dos estructuras en capas) hasta coberturas complejas. Un espesor típico de la cubierta varía entre 0,3 y 3 metros (Comisión Europea, 2009). En este paso, se realizarán análisis ABA modificados por Lawrence para determinar la cantidad de carbonato de calcio necesario para neutralizar el potencial de acidez (Jennings, 2010). Se realizará un diseño

FA01

FA02 FA03

BLANCO


experimental completamente aleatorio que constará con 5 réplicas por tratamiento. El diseño consta de un control negativo (material inerte) y 9 tratamientos a los cuáles se evaluarán la calidad y cantidad de los drenajes y subdrenajes (mensual), para el presente trabajo solo se consideraran los resultados de las muestras 1, 3, 4, 7 y 10, los cuales están relacionados al bioabono producido. Las pruebas serán analizadas y comparadas a través de un ANOVA ONE WAY después de pasar las pruebas estadísticas de normalización. En este caso utilizaremos comparaciones con un test Fisher por ser réplicas de menor número a través del software MINITAB versión 15.


Tratamiento Descripción 1 Desmonte + cal (ABA-LAWRENCE)2 Desmonte+ Topsoil 3 Desmonte+topsoil+bioabono mezclado 4 Desmonte+hístico+topsoil bioabono5 Desmonte, hístico, lodos topsoil 6 Desmonte, hísitico, topsoil 7 Desmonte+hístico+bioabono8 Desmonte+lodos+topsoil 9 Desmonte+lodos+hístico10 Desmonte sin tratamiento


e. Riego de vías. En Cía. Minera Coimolache como parte del compromiso social se ha dado soporte para la elaboración de la tesis del Señor Bravo de la Universidad Privada del Norte, la cual indica. Al añadir el biol o subproducto de la obtención de bioabonos al agua de la cisterna, pasamos de tener una sustancia pura a una disolución. Por tanto, las bases teóricas del aumento del tiempo de evaporación de la mezcla hay que buscarlas en la química de las disoluciones, concretamente en la termodinámica asociada a los cambios de fase. Usualmente para estudiar estos cambios de forma teórica se expresa la concentración de las disoluciones como fracción molar.


4 Tesis “Uso De Biol Para Mejorar La Eficacia Del Riego De Vías En La Unidad Minera Tantahuatay.”. UPN.

3. www.em---la.com : Tecnología EM™4. Tesis “Uso De Biol Para Mejorar La Eficacia Del Riego De Vías En La Unidad Minera Tantahuatay.”. UPN.5. Ira N. Levine. (2004) Fisicoquímica. (quinta edición). Madrid, España. McGraw-Hill










Estos diagramas nos dan una idea del comportamiento de la sustancia en diversas condiciones de presión y temperatura. No obstante, se refieren a situaciones de equilibrio, las cuales no encontramos en la práctica en el sistema a estudiar (agua evaporándose en la atmósfera). Al mezclar el agua con el biol, pasamos a estar ante un sistema multicomponente, cuyo comportamiento resulta ser diferente al sistema de un solo componente. En este caso, se hacen presentes las propiedades coligativas, que son un

grupo de propiedades interrelacionadas de las disoluciones: presión de vapor, punto de ebullición, punto de congelación y presión osmótica. En este caso, la que más nos interesa es la presión de vapor, ya que es la que nos da una idea de la facilidad con la que nuestra disolución se evapora. La adición del biol disminuirá la presión de vapor por el aumento de la concentración de soluto permitiendo que el agua mantenga la vía húmeda por más tiempo.

Figura 14: Disminución de la presión de vapor - Levine, 20045.

5 Ira N. Levine. (2004) Fisicoquímica. (quinta edición). Madrid, España. McGraw-Hill









Figura 14: Disminución de la presión de vapor - Levine, 20045.

33

3. RESULTADOS.

a. Producción de bioabonos - Fermentación anaerobia.

Del ingreso a los tanques fermentadores se han recolectado los datos de cantidades de biol y bioabono recolectado

tan cómo se puede apreciar en la Tabla 1, cabe mencionar la composición de los inóculos son de acuerdo la composición a continuación:

• Inóculo FA01: 1 Lt. EM Madre + 18 Lt. agua + 1 Lt. melaza = EM líquido activado.

• Inóculo FA02: 200 ml EM líquido activado + 4 Kg. salvado de trigo = EM sólido activado o Bokashi de salvado de trigo.

• Inóculo FA03: 20 ml EM líquido activado + 2.5 Kg. estiércol + 1 Lt. agua = EM sólido activado o Bokashi de estiércol.

6. Abono foliar: solución producto del proceso de fermentación de los residuos orgánicos tratados con diferentes tipos de inóculos7. Bioabono: Materia orgánicos producto del proceso de fermentación de los residuos orgánicos tratados diferentes tipos de inóculos.8. Hd: Humedad disponible.

Tabla 1: Datos del biol y del residuo orgánico fermentado obtenidos.


3. RESULTADOS. a. Producción de bioabonos -

Fermentación anaerobia. Del ingreso a los tanques fermentadores se han recolectado los datos de cantidades de biol y bioabono recolectado tan cómo se puede apreciar en la Tabla 1, cabe mencionar la composición de los inóculos son de acuerdo la composición a continuación:

Inóculo FA01: 1 Lt. EM Madre + 18

Lt. agua + 1 Lt. melaza = EM líquido activado.

Inóculo FA02: 200 ml EM líquido activado + 4 Kg. salvado de trigo = EM sólido activado o Bokashi de salvado de trigo.

Inóculo FA03: 20 ml EM líquido activado + 2.5 Kg. estiércol + 1 Lt. agua = EM sólido activado o Bokashi de estiércol.


Código de Muestra

FA01 FA02 FA03

Fecha INGRESO SALIDA INGRESO SALIDA INGRESO SALIDA Residuo Orgánico

EM Activado

Femen- tado

Biol Residuo Orgánico

Bokashi

Fermen-tado


EM Activado

Estiércol Femen- tado

Biol

Kg. Lt. Kg. Lt. Kg. Kg. Kg. Lt. Kg. Lt. Kg. Kg. Lt. 19/08/2013 100 0.1 100 0.1 100 0.02 2.5 24/08/2013 9 12 9 30/08/2013 8 6 7 03/09/2013 18/09/2013 83 82 84 TOTAL 100 0.1 83 17 100 0.1 82 18 100 0.02 2.5 84 16

Del análisis realizado a las muestras líquidas y sólidas fermentadas se ha logrado obtener los siguientes resultados de macro y micronutrientes presente en nuestro abono al día 30 de la fermentación anaerobia, logrando reducir los 150 días de un proceso normal de compostaje a 4000 m.s.n.m. De los resultados presentados en la tabla 3

y 4 se puede inferir que los tres resultados son bastantes parecidos y que estos presentan una buena taza de nutrientes los cuales se compararan con investigaciones de abonos y estiércol de la Facultad de Agronomía y Ciencias de la Universidad Nacional Agraria la Molina.

Tabla 3: Resultados de análisis de Abono Foliar6.

Fuente: Propia 6 Abono foliar: solución producto del proceso de fermentación de los residuos orgánicos tratados con diferentes tipos de inóculos

Tipo de Inoculo Cantidad de residuo orgánico homogenizados (Kg)

Parámetros Físico químicos Macronutrientes Micronutrientes pH CE

(ds/m) Revisar unidades

Solidos Totales (g/L)

MO en solución (g/L)

N Total (mg/L)

P Total (mg/L)

K Total (mg/L)

Ca Total (mg/L)

Mg Total (mg/L)

Na Total (mg/L)

100 ml de Inoculo FA01

100 3.71 9.68 48.32 40.56 1159.2 330.18 1500 296 140 1500

100 gr de Inoculo FA02

100 3.75 9.08 52.5 45.14 1041.6 367.1 1620 300 159 1140


100 3.74 12.1 65.98 56.96 1198.4 474.92 1400 360 172 1540

Del análisis realizado a las muestras líquidas y sólidas fermentadas se ha logrado obtener los siguientes resultados de macro y micronutrientes presente en nuestro abono al día 30 de la fermentación anaerobia, logrando

Fuente: Propia

Fuente: Propia

Fuente: Propia

reducir los 150 días de un proceso normal de compostaje a 4000 m.s.n.m. De los resultados presentados en la tabla 3 y 4 se puede inferir que los tres resultados son bastantes parecidos y que estos presentan una buena taza

de nutrientes los cuales se compararan con investigaciones de abonos y estiércol de la Facultad de Agronomía y Ciencias de la Universidad Nacional Agraria la Molina.


Tabla 4: Resultados de análisis de bioabono7.

Si lo resultados de bioabonos sólidos de la tabla 4 son comparados con diferentes investigaciones de materiales como fuente de energía utilizada como


3. RESULTADOS. a. Producción de bioabonos -

Fermentación anaerobia. Del ingreso a los tanques fermentadores se han recolectado los datos de cantidades de biol y bioabono recolectado tan cómo se puede apreciar en la Tabla 1, cabe mencionar la composición de los inóculos son de acuerdo la composición a continuación:

Inóculo FA01: 1 Lt. EM Madre + 18

Lt. agua + 1 Lt. melaza = EM líquido activado.

Inóculo FA02: 200 ml EM líquido activado + 4 Kg. salvado de trigo = EM sólido activado o Bokashi de salvado de trigo.

Inóculo FA03: 20 ml EM líquido activado + 2.5 Kg. estiércol + 1 Lt. agua = EM sólido activado o Bokashi de estiércol.


Código de Muestra

FA01 FA02 FA03

Fecha INGRESO SALIDA INGRESO SALIDA INGRESO SALIDA Residuo Orgánico

EM Activado

Fermentado


Bokashi Fermentado


EM Activado

Estiércol Fermentado

Biol

Kg. Lt. Kg. Lt. Kg. Kg. Kg. Lt. Kg. Lt. Kg. Kg. Lt. 19/08/2013

100 0.1 100 0.1 100 0.02 2.5

24/08/2013

9 12 9

30/08/2013

8 6 7

03/09/2013

18/09/2013

83 82 84

TOTAL 100 0.1 83 17 100 0.1 82 18 100 0.02 2.5 84 16 Fuente: Propia


Fuente: Propia

6 Abono foliar: solución producto del proceso de fermentación de los residuos orgánicos tratados con diferentes tipos de inóculos


Parámetros Físico químicos Macronutrientes Micronutrientes pH CE

(ds/m) Revisar unidades

Solidos Totales (g/L)

MO en solución (g/L)

N Total (mg/L)

P Total (mg/L)

K Total (mg/L)

Ca Total (mg/L)

Mg Total (mg/L)

Na Total (mg/L)

100 ml de Inoculo FA01

100 3.71 9.68 48.32 40.56 1159.2 330.18 1500 296 140 1500


100 3.75 9.08 52.5 45.14 1041.6 367.1 1620 300 159 1140


100 3.74 12.1 65.98 56.96 1198.4 474.92 1400 360 172 1540


Tabla 4: Resultados de análisis de bioabono7.

Fuente: Propia Si lo resultados de bioabonos sólidos de la tabla 4 son comparados con diferentes investigaciones de materiales como fuente de energía utilizada como síntesis de sustancias vitales, podemos observar la cantidad del nitrógeno alta presente en el fermentado residuos orgánicos transformados en abono por los microorganismos benéficos, los cuales presentan porcentajes similares al abono proveniente del estiércol de ganado vacuno.

7 Bioabono: Materia orgánicos producto del proceso de fermentación de los residuos orgánicos tratados diferentes tipos de inóculos. 8 Hd: Humedad disponible.


Parámetros Físico químicos8 Macronutrientes Micronutrientes pH CE

(ds/m) Hd (%)

MO (%)

N (%)

P2O5 (%)

K2O (%)

CaO (%)

MgO (%)

Na (%)

100 ml de Inoculo FA01 100 3.75 12.5 86.1 78.66 2.1 0.97 1.84 0.92 0.26 0.57 100 gr de Inoculo FA02 100 3.71 12.2 84.86 82.75 2.26 0.92 1.62 0.71 0.25 0.72 3520 gr de Inoculo FA03 100 3.81 12.4 81.57 82.21 1.93 1.07 1.31 1.04 0.22 0.64

síntesis de sustancias vitales, podemos observar la cantidad del nitrógeno alta presente en el fermentado residuos orgánicos transformados en abono por

los microorganismos benéficos, los cuales presentan porcentajes similares al abono proveniente del estiércol de ganado vacuno.

34


Por otro lado, si los resultados de la tabla 3 del abono líquido son comparados con diversos productos de biol investigados en


Tabla 5: Resultados de diferentes investigaciones de estiércol de animales.

Especie animal N (%)

P2O5 (%)

K2O (%)

C (%)

C:N C.E. (dS/m)

pH Hd (%)

M.S (%)

Fuente

Vacuno (estiércol seco de la UNALM, promedio)

1.95 3.43 3.33 34.9 19 7.8 Según Guerrero (1993) citado por Peralta (2010)

Vacuno(estiércol fresco de la UNALM, promedio)


Ternero (expresados sobre materia seca )

2.4 1.5 3.14 14.6 4.72 7.9 23 Según Serra (1988); Vásquez y Oromi (1989) citados por

Iparraguirre (2007)

Vacuno (expresados sobre materia seca )

1.84 1.73 3.1 13.9 4 03 8.17 23 Según Serra (1988); Vásquez y Oromi (1989) citados por

Iparraguirre (2007)

Estiércol Vacuno 2.29 37.9 16.5 65.3 8.7 21.7 Según Iparraguirre (2007)

Deyección sólida 0.29 0.17 0.1 Según Tello (1998) citado por Sarmiento (1999)

Deyección líquido 0.58 0.01 0.49 Según Tello (1998) citado por Sarmiento (1999)

Elaborado: Castillo y Meza (2010)9. Por otro lado, si los resultados de la tabla 3 del abono líquido son comparados con diversos productos de biol investigados en la Universidad Nacional Agraria La Molina, los resultados de macronutrientes están dentro del rango de los mismos. Por otro lado el pH presentado es ácido debido a la fuerte taza de aminoácidos desprendidos en el proceso de fermentación.

Tabla 6: Análisis fisicoquímicos de diversos violes. Ensayos B V (1) B C (2) Biol con alfalfa (3) Biol con chicha jora (3) Biol 20 (4)

PARÁMETROS pH 7.89 8.2 6.8 6.8 3.75 C.E. dS/m 19.28 15.3 11.2 10.2 25.70 Sólidos en suspensión g/L 19.52 23.6 8.85 9.78 ND Solidos totales g/L ND ND ND ND 232.98 M.O. en solución g/L 5.28 5.4 2.86 3.75 181.10

MACRONUTRIENTES N total mg/L 1876 980 1064 1015 4200 P total mg/L 71.20 121 53.3 66.5 744.20 K total mg/L 1940 6760 1143 1045 17200 Ca total mg/L 104.80 220.4 755 707 5200 Mg total mg/L 27.60 53.4 348 353 1740 Na total mg/L 3400 542 463 500 1040

MICRONUTRIENTES Fe Total mg/L 0.16 ---- 5 12.5 516 Cu Total mg/L 2.28 ---- 0.3 0.4 14 Zn Total mg/L 1.36 ---- 1.9 2.9 60 Mn Total mg/L 14.08 ---- 1.8 2.7 28 B Total mg/L 5.20 ---- 124 93 19

Fuente: Elaborado: Castillo y Meza (2010)10. (1) Biol Ventanilla Ciudad Saludable.2008. Biol de origen porcino de porcino.

9 Curso: Elaboración de abonos mediante fermentación bacteriana de residuos sólidos UNALM 2013. 10 Curso: Elaboración de abonos mediante fermentación bacteriana de residuos sólidos UNALM 2013.


Tabla 6: Análisis fisicoquímicos de diversos violes.

Elaborado: Castillo y Meza (2010)9.

Fuente:Elaborado: Castillo y Meza (2010)10.(1) Biol Ventanilla Ciudad Saludable.2008. Biol de origen porcino de porcino.(2) Biol Casablanca citado por Siura y Dávila, 2008.(3) LASPAF 2001 citado por Mendizábal, 2003.(4) Biol UNALM Peralta et al. 2010.

la Universidad Nacional Agraria La Molina, los resultados de macronutrientes están dentro del rango de los mismos. Por otro

lado el pH presentado es ácido debido a la fuerte taza de aminoácidos desprendidos en el proceso de fermentación.



Especie animal N (%)

P2O5 (%)

K2O (%)

C (%)

C:N C.E. (dS/m)

pH Hd (%)

M.S (%)

Fuente

Vacuno (estiércol seco de la UNALM, promedio)


Vacuno(estiércol fresco de la UNALM, promedio)


Ternero (expresados sobre materia seca )

2.4 1.5 3.14 14.6 4.72 7.9 23 Según Serra (1988); Vásquez y Oromi (1989) citados por

Iparraguirre (2007)

Vacuno (expresados sobre materia seca )

1.84 1.73 3.1 13.9 4 03 8.17 23 Según Serra (1988); Vásquez y Oromi (1989) citados por

Iparraguirre (2007)

Estiércol Vacuno 2.29 37.9 16.5 65.3 8.7 21.7 Según Iparraguirre (2007)

Deyección sólida 0.29 0.17 0.1 Según Tello (1998) citado por Sarmiento (1999)

Deyección líquido 0.58 0.01 0.49 Según Tello (1998) citado por Sarmiento (1999)

Elaborado: Castillo y Meza (2010)9. Por otro lado, si los resultados de la tabla 3 del abono líquido son comparados con diversos productos de biol investigados en la Universidad Nacional Agraria La Molina, los resultados de macronutrientes están dentro del rango de los mismos. Por otro lado el pH presentado es ácido debido a la fuerte taza de aminoácidos desprendidos en el proceso de fermentación.

Tabla 6: Análisis fisicoquímicos de diversos violes. Ensayos B V (1) B C (2) Biol con alfalfa (3) Biol con chicha jora (3) Biol 20 (4)

PARÁMETROS pH 7.89 8.2 6.8 6.8 3.75 C.E. dS/m 19.28 15.3 11.2 10.2 25.70 Sólidos en suspensión g/L 19.52 23.6 8.85 9.78 ND Solidos totales g/L ND ND ND ND 232.98 M.O. en solución g/L 5.28 5.4 2.86 3.75 181.10

MACRONUTRIENTES N total mg/L 1876 980 1064 1015 4200 P total mg/L 71.20 121 53.3 66.5 744.20 K total mg/L 1940 6760 1143 1045 17200 Ca total mg/L 104.80 220.4 755 707 5200 Mg total mg/L 27.60 53.4 348 353 1740 Na total mg/L 3400 542 463 500 1040

MICRONUTRIENTES Fe Total mg/L 0.16 ---- 5 12.5 516 Cu Total mg/L 2.28 ---- 0.3 0.4 14 Zn Total mg/L 1.36 ---- 1.9 2.9 60 Mn Total mg/L 14.08 ---- 1.8 2.7 28 B Total mg/L 5.20 ---- 124 93 19

Fuente: Elaborado: Castillo y Meza (2010)10. (1) Biol Ventanilla Ciudad Saludable.2008. Biol de origen porcino de porcino.



35

Posterior a la aplicación y estabilización de 30 días de los fermentados en parcelas demostrativas y a la toma de muestras de la fertilidad de los suelos, en la tabla 7


(2) Biol Casablanca citado por Siura y Dávila, 2008. (3) LASPAF 2001 citado por Mendizábal, 2003. (4) Biol UNALM Peralta et al. 2010. Posterior a la aplicación y estabilización de 30 días de los fermentados en parcelas demostrativas y a la toma de muestras de la fertilidad de los suelos, en la tabla 7 se adjuntan los datos de fertilidad de las mismas, cabe mencionar que este análisis solo corresponde al suelo enriquecido y no al bioabono producido.

Tabla 7: Resultados de análisis de suelos. Muestra Blanco FA01 (

100 % EM Liquido)

FA02 (100% EM Solido)

FA03 (Estiércol + 20% EM Liquido)

pH 5.23 5.71 5.88 5.75 CE (dS/m) 0.36 0.48 0.7 0.96 CaCO3 % 0 0 0 0 M.O. % 7.81 7.98 5.04 5.01 P ppm 3.9 5.6 9.3 7.2 K ppm 88 429 538 498 Análisis Mecánico

Arena % 70 70 76 60 Limo 22 20 16 28 Arcilla 8 10 8 12

Clase Textural Fr.A. Fr.A. Fr.A. Fr.A. CIC meq/100g 27.2 27.52 25.6 26.24 Cationes Cambiables

Ca+2 12.4 10.9 11.3 12.4 Mg+2 0.35 0.48 0.58 0.62 K+ 0.44 0.88 1.27 1.06 Na+ 0.1 0.22 0.3 0.38 Al+3 + H+ 0.2 0.3 0.2 0.4

Suma de Cationes 13.5 12.78 13.65 14.86 Suma de Bases 13.3 12.48 13.45 14.46 Sat. De Bases % 48.88 45.36 52.56 55.09 B ppm 0 0 0.1 0.6 Cu ppm 2.7 2.7 2.7 4.1 Fe ppm 269.2 250.4 213.6 228.2 Mn ppm 3.6 5.8 5.2 4.8 Zn ppm 2.25 1.9 2.4 2.3

Fuente: Propia Definiciones Fr.A. = Franco Arenoso De los resultados obtenidos en la tabla 7 podemos determinar el incremento de nutrientes en el suelo por la aplicación del bioabono a diferencia del blanco. Por otro lado hemos comparado el suelo obtenido con las tablas 7, 8, 9, 10 y 11 los cuales presentan análisis de nutrientes para cítricos elaborado por la Dirección General de Investigación y Tecnología Agraria de España, ubicando los resultados en tasas de nutrientes muy altas a excepción del fósforo.

Tabla 7: Interpretación de los análisis de materia orgánica del suelo.

Tabla 8: Interpretación de los análisis de fósforo (P) en suelo (método Olsen).




100 % EM Liquido)






Ca+2 12.4 10.9 11.3 12.4 Mg+2 0.35 0.48 0.58 0.62 K+ 0.44 0.88 1.27 1.06 Na+ 0.1 0.22 0.3 0.38 Al+3 + H+ 0.2 0.3 0.2 0.4





se adjuntan los datos de fertilidad de las mismas, cabe mencionar que este análisis solo corresponde al suelo enriquecido y no al bioabono producido.

Tabla 7: Resultados de análisis de suelos.

Fuente: PropiaDefinicionesFr.A. = Franco Arenoso

De los resultados obtenidos en la tabla 7 podemos determinar el incremento de nutrientes en el suelo por la aplicación del bioabono a diferencia del blanco. Por otro lado hemos comparado el suelo obtenido con las tablas 7, 8, 9,

10 y 11 los cuales presentan análisis de nutrientes para cítricos elaborado por la Dirección General de Investigación y Tecnología Agraria de España, ubicando los resultados en tasas de nutrientes muy altas a excepción del fósforo.






100 % EM Liquido)






Ca+2 12.4 10.9 11.3 12.4 Mg+2 0.35 0.48 0.58 0.62 K+ 0.44 0.88 1.27 1.06 Na+ 0.1 0.22 0.3 0.38 Al+3 + H+ 0.2 0.3 0.2 0.4






Tabla 9: Interpretación de los análisis de potasio (K) en suelo (extracto acetato amónico 1 N).

Tabla 10: Interpretación de los análisis de magnesio (Mg) en suelo (extracto acetato amónico 1 N).

Tabla 11: Interpretación de los análisis de calcio en suelo (extracto acetato amónico 1 N).

Posteriormente se procedió a analizar la densidad y altura del tallo de la siembra experimental con los siguientes resultados.

Tabla 12: Resultados de siembra experimental.

Muestra Resultados: Día 42 de ejecutar

siembra experimental Promedio altura de plántulas (cm)

Total número de plántulas x m²

Blanco 20 456 FA01 34 1524 FA02 33 1736 FA03 38 2100

Los resultados en comparación al blanco están muy por encima a las mimas inclemencias del clima, incrementando hasta en un 361% la densidad poblacional de una siembra experimental y 93% la altura de sus tallos. b. Drenaje ácido de mina. De los resultados obtenidos podemos visualizar que las coberturas empleadas con bioabonos han disminuido de manera similar como al adicionar cal en capas el cual es un proceso conocido para el cierre de minas en depósitos generadores de drenaje acido de roca pero su costo es relativamente alto a diferencia del uso de bioabonos orgánicos a partir de la transformación de residuos. Del blanco se puede observar reducción en las muestras 3, 4 y 7 en la presencia de metales de Cu, Fe, Pb e incremento del pH, adicionalmente la muestra 3 y 4 también presentan reducciones de Zn.

Elaboración: Propia

Tabla 13: Resultados de drenaje ácido de roca. MUESTRA CÓDIGO

DE MUESTRA

ABRIL MAYO

Cu (ppm)

Fe (ppm)

Zn (ppm)

Pb (ppm)

PH Cu (ppm)

Fe (ppm)

Zn (ppm)

Pb (ppm)

pH

1 DRENAJE

1M1-A <0.010 0.109 <0.010 <0.020 7.5 <0.010 0.297 <0.010 0.056 8.44

1M2-A 0.01 0.444 <0.010 <0.020 7.53 0.017 1.431 0.015 0.12 8.47

1M3-A <0.010 0.249 <0.010 <0.020 7.5 0.012 1.559 <0.010 0.16 9.21

1M4-A NHM NHM NHM NHM NHM <0.010 1.112 <0.010 0.119 8.55

1M5-A 0.01 0.341 <0.010 <0.020 7.9 0.012 2.054 <0.010 0.209 8.15

3 DRENAJE

3M1-A NHM NHM NHM NHM NHM 0.042 0.467 0.03 0.153 6.62


3M3-A <0.010 0.032 <0.010 <0.020 6.88 0.091 0.781 0.037 0.151 6.96


3M5-A <0.010 0.05 <0.010 <0.020 7.01 0.069 1.33 0.056 0.142 7.24

4 DRENAJE

4M1-A <0.010 0.105 <0.010 <0.020 7.32 0.244 6.364 0.052 0.284 7.36

4M2-A <0.010 0.083 <0.010 <0.020 7.05 0.113 1.914 0.071 0.19 7.34

4M3-A <0.010 0.129 <0.010 <0.020 5.52 0.213 4.919 0.035 0.215 7.35













Blanco 20 456 FA01 34 1524 FA02 33 1736 FA03 38 2100




DE MUESTRA

ABRIL MAYO

Cu (ppm)

Fe (ppm)

Zn (ppm)

Pb (ppm)

PH Cu (ppm)

Fe (ppm)

Zn (ppm)

Pb (ppm)

pH

1 DRENAJE

1M1-A <0.010 0.109 <0.010 <0.020 7.5 <0.010 0.297 <0.010 0.056 8.44

1M2-A 0.01 0.444 <0.010 <0.020 7.53 0.017 1.431 0.015 0.12 8.47

1M3-A <0.010 0.249 <0.010 <0.020 7.5 0.012 1.559 <0.010 0.16 9.21


1M5-A 0.01 0.341 <0.010 <0.020 7.9 0.012 2.054 <0.010 0.209 8.15

3 DRENAJE



3M3-A <0.010 0.032 <0.010 <0.020 6.88 0.091 0.781 0.037 0.151 6.96


3M5-A <0.010 0.05 <0.010 <0.020 7.01 0.069 1.33 0.056 0.142 7.24

4 DRENAJE

4M1-A <0.010 0.105 <0.010 <0.020 7.32 0.244 6.364 0.052 0.284 7.36

4M2-A <0.010 0.083 <0.010 <0.020 7.05 0.113 1.914 0.071 0.19 7.34

4M3-A <0.010 0.129 <0.010 <0.020 5.52 0.213 4.919 0.035 0.215 7.35



Los resultados en comparación al blanco están muy por encima a las mimas inclemencias del clima, incrementando hasta en un 361% la densidad poblacional de una siembra experimental y 93% la altura de sus tallos.

b. Drenaje ácido de mina.

De los resultados obtenidos podemos visualizar que las coberturas empleadas con bioabonos han disminuido de manera similar como al adicionar cal en capas el cual es un proceso conocido para el cierre de minas en depósitos generadores de drenaje acido de roca pero su costo es relativamente alto a diferencia del uso de bioabonos orgánicos a partir de la transformación de residuos. Del blanco se puede observar reducción en las muestras 3, 4 y 7 en la presencia de metales de Cu, Fe, Pb e incremento del pH, adicionalmente la muestra 3 y 4 también presentan reducciones de Zn.


36


Tabla 13: Resultados de drenaje ácido de roca.

Tabla N° 14: Tiempos en el riego de vías










Blanco 20 456 FA01 34 1524 FA02 33 1736 FA03 38 2100




DE MUESTRA

ABRIL MAYO

Cu (ppm)

Fe (ppm)

Zn (ppm)

Pb (ppm)

PH Cu (ppm)

Fe (ppm)

Zn (ppm)

Pb (ppm)

pH

1 DRENAJE

1M1-A <0.010 0.109 <0.010 <0.020 7.5 <0.010 0.297 <0.010 0.056 8.44

1M2-A 0.01 0.444 <0.010 <0.020 7.53 0.017 1.431 0.015 0.12 8.47

1M3-A <0.010 0.249 <0.010 <0.020 7.5 0.012 1.559 <0.010 0.16 9.21


1M5-A 0.01 0.341 <0.010 <0.020 7.9 0.012 2.054 <0.010 0.209 8.15

3 DRENAJE



3M3-A <0.010 0.032 <0.010 <0.020 6.88 0.091 0.781 0.037 0.151 6.96


3M5-A <0.010 0.05 <0.010 <0.020 7.01 0.069 1.33 0.056 0.142 7.24

4 DRENAJE

4M1-A <0.010 0.105 <0.010 <0.020 7.32 0.244 6.364 0.052 0.284 7.36

4M2-A <0.010 0.083 <0.010 <0.020 7.05 0.113 1.914 0.071 0.19 7.34

4M3-A <0.010 0.129 <0.010 <0.020 5.52 0.213 4.919 0.035 0.215 7.35


4M4-A <0.010 0.115 <0.010 <0.020 7.01 0.139 4.292 0.064 0.206 7.55

4M5-A <0.010 0.12 <0.010 <0.020 6.79 0.26 2.679 0.128 0.165 6.81

7 DRENAJE

7M1-A 0.028 1.927 0.052 0.206 9.03 0.06 0.306 11.574 0.186 4.48


7M3-A 0.02 0.903 0.207 <0.020 4.33 0.143 0.277 25.584 0.378 4.22


7M5-A 0.022 0.907 <0.010 <0.020 5.75 0.246 0.698 22.284 0.254 4.14

10 DRENAJE






Fuente: CMC, 2016 c. Riego de Vías. De los resultados obtenidos en las 16 mediciones realizadas son los siguientes:

Tabla N° 14: Tiempos en el riego de vías Tabla código Mediciones en Campo Prueba Fecha Hora riego Hora

secado Tiempo de secado

Clima Lugar Biol/l

1 01/09/2015 10:20 10:47 00:27 Sol Poza 40000 0 2 01/09/2015 16:30 16:59 00:29 Sol Poza 40000 0 3 04/09/2015 09:48 10:21 00:33 Sol/nubes Poza 40000 0 4 07/09/2015 16:08 16:28 00:20 Sol La Posada 0 5 11/09/2015 09:41 10:03 00:22 Sol/viento Casa Rosada 0 6 11/09/2015 13:18 13:29 00:11 Sol/viento Casa Rosada 0 7 16/09/2015 10:41 11:55 01:14 Nublado Casa Rosada 0 8 16/09/2015 13:28 14:31 01:03 Nublado Casa Rosada 0 9 17/09/2015 09:13 09:43 00:30 Sol/nubes Casa Rosada 500 10 17/09/2015 14:16 15:41 01:25 Nublado Casa Rosada 500 11 24/09/2015 14:01 14:30 00:29 Sol/nubes Casa Rosada 1000 12 29/09/2015 10:01 11:19 01:18 Sol/nubes Casa Rosada 1000 13 20/10/2015 09:58 11:06 01:08 Nublado Casa Rosada 0 14 20/10/2015 08:14 08:39 00:25 Sol/viento Casa Rosada 750 15 20/10/2015 10:35 10:59 00:24 Sol Casa Rosada 1000 16 20/10/2015 09:18 09:49 00:31 Sol Casa Rosada 0 Fuente: Bravo, 2016 En las pruebas realizadas se observa claramente un incremento en el tiempo de secado en las pruebas con biol. No obstante, a fin de cuantificar este aumento correctamente se deben considerar la influencia de otras variables, a fin de comparar valores adecuados. Las pruebas 1, 2, 4 y 16 nos indican que el lugar donde se realiza la medición tiene una influencia importante, por lo que deben

compararse valores obtenidos en el mismo punto. Este será el punto “Casa Rosada”. Las pruebas 16 y 8 demuestran una enorme influencia del clima, por lo que las pruebas deberán realizarse con el mismo clima. Por ello, se compararán las pruebas 7,8 y 13 (punto Casa Rosada, clima nublado, sin biol) con la prueba 10 (punto Casa Rosada, clima nublado,


4M4-A <0.010 0.115 <0.010 <0.020 7.01 0.139 4.292 0.064 0.206 7.55

4M5-A <0.010 0.12 <0.010 <0.020 6.79 0.26 2.679 0.128 0.165 6.81

7 DRENAJE

7M1-A 0.028 1.927 0.052 0.206 9.03 0.06 0.306 11.574 0.186 4.48


7M3-A 0.02 0.903 0.207 <0.020 4.33 0.143 0.277 25.584 0.378 4.22


7M5-A 0.022 0.907 <0.010 <0.020 5.75 0.246 0.698 22.284 0.254 4.14

10 DRENAJE






Fuente: CMC, 2016 c. Riego de Vías. De los resultados obtenidos en las 16 mediciones realizadas son los siguientes:

Tabla N° 14: Tiempos en el riego de vías Tabla código Mediciones en Campo Prueba Fecha Hora riego Hora

secado Tiempo de secado

Clima Lugar Biol/l

1 01/09/2015 10:20 10:47 00:27 Sol Poza 40000 0 2 01/09/2015 16:30 16:59 00:29 Sol Poza 40000 0 3 04/09/2015 09:48 10:21 00:33 Sol/nubes Poza 40000 0 4 07/09/2015 16:08 16:28 00:20 Sol La Posada 0 5 11/09/2015 09:41 10:03 00:22 Sol/viento Casa Rosada 0 6 11/09/2015 13:18 13:29 00:11 Sol/viento Casa Rosada 0 7 16/09/2015 10:41 11:55 01:14 Nublado Casa Rosada 0 8 16/09/2015 13:28 14:31 01:03 Nublado Casa Rosada 0 9 17/09/2015 09:13 09:43 00:30 Sol/nubes Casa Rosada 500 10 17/09/2015 14:16 15:41 01:25 Nublado Casa Rosada 500 11 24/09/2015 14:01 14:30 00:29 Sol/nubes Casa Rosada 1000 12 29/09/2015 10:01 11:19 01:18 Sol/nubes Casa Rosada 1000 13 20/10/2015 09:58 11:06 01:08 Nublado Casa Rosada 0 14 20/10/2015 08:14 08:39 00:25 Sol/viento Casa Rosada 750 15 20/10/2015 10:35 10:59 00:24 Sol Casa Rosada 1000 16 20/10/2015 09:18 09:49 00:31 Sol Casa Rosada 0 Fuente: Bravo, 2016 En las pruebas realizadas se observa claramente un incremento en el tiempo de secado en las pruebas con biol. No obstante, a fin de cuantificar este aumento correctamente se deben considerar la influencia de otras variables, a fin de comparar valores adecuados. Las pruebas 1, 2, 4 y 16 nos indican que el lugar donde se realiza la medición tiene una influencia importante, por lo que deben

compararse valores obtenidos en el mismo punto. Este será el punto “Casa Rosada”. Las pruebas 16 y 8 demuestran una enorme influencia del clima, por lo que las pruebas deberán realizarse con el mismo clima. Por ello, se compararán las pruebas 7,8 y 13 (punto Casa Rosada, clima nublado, sin biol) con la prueba 10 (punto Casa Rosada, clima nublado,

Fuente: CMC, 2016

Fuente: Bravo, 2016

c. Riego de Vías.

De los resultados obtenidos en las 16 mediciones realizadas son los siguientes:

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En las pruebas realizadas se observa claramente un incremento en el tiempo de secado en las pruebas con biol. No obstante, a fin de cuantificar este aumento correctamente se deben considerar la influencia de otras variables, a fin de comparar valores adecuados.Las pruebas 1, 2, 4 y 16 nos indican que el lugar donde se realiza la medición tiene una influencia importante, por lo que deben compararse valores obtenidos en


con biol). El motivo de utilizar estas pruebas como base del estudio es que se han logrado controlar los factores externos como el clima, por lo que podemos establecer una causalidad entre la presencia o no de

biol en el agua y el tiempo que la vía permanece húmeda. Con estos datos se realiza la prueba de hipótesis, calculando la diferencia entre las pruebas con biol y sin biol.

Tabla 15: Cálculo de incremento de tiempos de secado.

Prueba Tiempo de secado Clima Lugar Biol 7 01:14 Nublado Casa Rosada 0 8 01:03 Nublado Casa Rosada 0 13 01:08 Nublado Casa Rosada 0 Promedio 01:08 Prueba Tiempo de secado Clima Lugar Biol

10 01:25 Nublado Casa Rosada 1000 Diferencia 00:16 % Diferencia 24.39

Fuente: Bravo, 2016 En los resultados se observa que hay una diferencia positiva atribuible al uso del biol, que es un poco mayor en el caso del clima soleado. 4. CONCLUSIONES. Se ha logrado reciclar el 100% de

residuos orgánicos. Se ha reducido el tiempo a 30 días

para producir abonos a partir de residuos orgánicos.

Se ha logrado conseguir abonos ricos en macro y micro nutrientes de similar composición como los comercializables en el mercado agrícola.

Se ha logrado mejorar la fertilidad del suelo de similar manera como un suelo fértil para el cultivo de cítricos.

Los resultados de la siembra experimental en comparación al blanco están muy por encima a las mismas inclemencias del clima, incrementando hasta en un 361% la densidad poblacional de la siembra y en 93% la altura de sus tallos.

Se ha logrado incrementar el pH desde 2.02 hasta 7.55 para la

prevención del drenaje acido de roca con resultados similares al uso de cal agrícola en capas, además de reducir metales como el Fe, Pb, Cu y Zn.

El biol además de ser un abono foliar ha logrado mejorar el rendimiento en el riego de las vías aumentando en un 24% su eficiencia.

el mismo punto. Este será el punto “Casa Rosada”.

Las pruebas 16 y 8 demuestran una enorme influencia del clima, por lo que las pruebas deberán realizarse con el mismo clima.

Por ello, se compararán las pruebas 7,8 y 13 (punto Casa Rosada, clima nublado, sin biol) con la prueba 10 (punto Casa

Rosada, clima nublado, con biol). El motivo de utilizar estas pruebas como base del estudio es que se han logrado controlar los factores externos como el clima, por lo que podemos establecer una causalidad entre la presencia o no de biol en el agua y el tiempo que la vía permanece húmeda.

Con estos datos se realiza la prueba de hipótesis, calculando la diferencia entre las pruebas con biol y sin biol.

En los resultados se observa que hay una diferencia positiva atribuible al uso del biol, que es un poco mayor en el caso del clima soleado.

4. CONCLUSIONES.

• Se ha logrado reciclar el 100% de residuos orgánicos.

• Se ha reducido el tiempo a 30 días para producir abonos a partir de residuos orgánicos.

• Se ha logrado conseguir abonos ricos en macro y micro nutrientes de similar composición como los comercializables en el mercado agrícola.

• Se ha logrado mejorar la fertilidad del suelo de similar manera como un suelo fértil para el cultivo de cítricos.

• Los resultados de la siembra experimental en comparación al blanco están muy por encima a las mismas inclemencias del clima, incrementando hasta en un 361% la densidad poblacional de la siembra y en 93% la altura de sus tallos.

• Se ha logrado incrementar el pH desde 2.02 hasta 7.55 para la prevención del drenaje acido de roca con resultados similares al uso de cal agrícola en capas, además de reducir metales como el Fe, Pb, Cu y Zn.

• El biol además de ser un abono foliar ha logrado mejorar el rendimiento en el riego de las vías aumentando en un 24% su eficiencia.

Fuente: Bravo, 2016

38


ESTUDIO LITOGEOQUÍMICO COMPARATIVO ENTRE LA SUPERUNIDAD LINGA Y

SUPERUNIDAD TIABAYA EN EL SECTOR DE ACARÍ Y JAQUÍ Y SU COMPORTAMIENTO

RESPECTO A LA MINERALIZACIÓN

RESUMEN.

El área de estudio se encuentra localizada entre los departamentos de Arequipa y Ayacucho. Comprende el Segmento Arequipa del Batolito de la Costa (Pitcher et al, 1985) y se han enfocado dos zonas de trabajo: Cobrepampa y Canchete con una extensión aproximada de 623 Km2.

El objetivo fue establecer parámetros petrográficos y firmas geoquímicas entre la Superunidad Linga y Superunidad Tiabaya, en base al estudio litogeoquímico y de análisis con secciones delgadas y pulidas, para contribuir al conocimiento de las características geoquímicas de las mencionadas Superunidades.

La metodología consistió en la recolección de 112 muestras. Se hizo la selección de 27 muestras para roca total, 54 muestras de mena y 31 muestras para secciones delgadas y pulidas. Con el uso de las imágenes satelitales Landsat B4, Aster B3, Filtros Direccionales (N-S, NO-SE, NE-SO y E-O) y el modelo de sombras se realizaron las interpretaciones estructurales y se hizo la discriminación litológica de las facies existentes en el área de estudio.

El contexto geológico regional está definido básicamente por las rocas intrusivas de la Superunidad Linga cuya edad oscila entre los 97 Ma y La Superunidad Tiabaya con una edad aproximada de 82 Ma que son limitadas a su vez por fallas regionales de dirección NO-SE y E-O. La petrografía nos indicó que la Superunidad Linga presenta 03 facies litológicas (monzodioritas, monzonitas con cuarzo y monzogranitos) y la Superunidad Tiabaya presenta cuatro facies litológicas (dioritas, monzodioritas, tonalitas-granodioritas y monzogranitos) cada una de estas con características propias.

El estudio litogeoquímico determinó que son rocas calcoalcalinas con rangos de 55 a 70wt% de sílice y se encuentran en un ambiente transicional a potásico. Dichas Superunidades presentan controles de mineralización muy marcados, donde la Superunidad Linga lo es para el cobre mientras que la Superunidad Tiabaya lo refleja en el oro.

INTRODUCCIÓN.

El área de estudio se localiza en la costa sur media del Perú. Comprende el Segmento Arequipa del Batolito de la Costa (Pitcher et al, 1985), entre los cuadrángulos de Jaquí (31-ñ) y Acarí (31-n). La zona es explotada desde el siglo pasado. La mayor concentración de labores mineras se encuentra en los sectores de Cobrepampa (Acarí) con mineralización de cobre y Canchete (Jaquí) con mineralización de oro. Los yacimientos son de tipo filoniano de origen hidrotermal relacionados a intrusivos del Cretáceo Superior.

En la franja aurífera Nasca-Ocoña, afloran predominantemente rocas ígneas plutónicas del Batolito de la Costa (cretáceo superior) de la Superunidad Tiabaya (dioritas, tonalitas, granodioritas) y la Superunidad Linga (monzonitas, monzodioritas).

El área de estudio está controlado básicamente por dos sistemas estructurales regionales con direcciones NO-SE y E-O, éstas últimas relacionadas al sistema de fallas corticales Iquipi-Clavelinas y que dividen

dos dominios corticales denominados Paracas y Arequipa; por donde fluidos magmáticos ascendieron subverticalmente, desde las profundidades que corresponderían a la corteza inferior-media y al manto superior probablemente por un sistema tectónico, el que representaría un ambiente favorable para el emplazamiento de depósitos minerales (Mamani & Rivera, 2011).

UBICACIÓN Y EXTENSIÓN.

El área de estudio se encuentra ubicada en la costa sur media del Perú, entre los departamentos de Arequipa y Ayacucho, abarcando principalmente los distritos de Acarí, Jaquí (Provincia de Caravelí-Arequipa) y Sancos (Lucanas-Ayacucho). Comprenden los cuadrángulos de Jaquí (31-ñ) y Acarí (31-n).

La extensión del área de estudio es aproximadamente 623 Km², abarcando las zonas de Cobrepampa, La Purísima y Canchete básicamente limitando con los centros poblados de Otapara y Huarato.

Cesar Augusto Calderón CossioINGEMMET


(Jaquí) con mineralización de oro. Los yacimientos son de tipo filoniano de origen hidrotermal relacionados a intrusivos del Cretáceo Superior. En la franja aurífera Nasca-Ocoña, afloran predominantemente rocas ígneas plutónicas del Batolito de la Costa (cretáceo superior) de la Superunidad Tiabaya (dioritas, tonalitas, granodioritas) y la Superunidad Linga (monzonitas, monzodioritas). El área de estudio está controlado básicamente por dos sistemas estructurales regionales con direcciones NO-SE y E-O, éstas últimas relacionadas al sistema de fallas corticales Iquipi-Clavelinas y que dividen dos dominios corticales denominados Paracas y Arequipa; por donde fluidos magmáticos ascendieron subverticalmente, desde las profundidades que corresponderían a la corteza inferior-media y al manto superior

probablemente por un sistema tectónico, el que representaría un ambiente favorable para el emplazamiento de depósitos minerales (Mamani & Rivera, 2011). UBICACIÓN Y EXTENSIÓN. El área de estudio se encuentra ubicada en la costa sur media del Perú, entre los departamentos de Arequipa y Ayacucho, abarcando principalmente los distritos de Acarí, Jaquí (Provincia de Caravelí-Arequipa) y Sancos (Lucanas-Ayacucho). Comprenden los cuadrángulos de Jaquí (31-ñ) y Acarí (31-n). La extensión del área de estudio es aproximadamente 623 Km², abarcando las zonas de Cobrepampa, La Purísima y Canchete básicamente limitando con los centros poblados de Otapara y Huarato.

Figura 1. Mapa de ubicación y accesos.

39

GEOLOGÍA REGIONAL.

Estratigrafía.

El Mesozoico está representado por el Grupo Yura (Formación Labra) del Jurásico Superior que ocupa el sector NE del cuadrángulo de Acarí y está compuesto por una secuencia de bancos de areniscas de grano fino de color gris claro que se intercala con lutitas y limolitas de color gris verdoso a marrón y además de la formación Hualhuani del Cretáceo Inferior representado por areniscas cuarzosas maduras blancas con intercalaciones menores de limolitas pizarrosas. El Complejo Santa Rita del cretáceo superior está representado por un complejo de rocas metamorfizadas, en la cual se observan rocas sedimentarias y metamórficas afectadas por metamorfismo de contacto de los intrusivos que forman el Batolito de la Costa y se extiende al extremo suroeste del cuadrángulo de Jaquí.

El Cenozoico está representado por la Formación Moquegua del Mioceno inferior que está ubicada en el sector suroeste del cuadrángulo de Jaquí y en la cual se han reconocido depósitos continentales que pertenecen a esta formación. La Formación Maure ocupa una mínima porción en el área de estudio y cuya litología es variable, consiste de una intercalación de brechas, conglomerados, areniscas, tufitas, limolitas de naturaleza volcánica. La Formación Huaylillas del Mioceno Medio está compuesta por flujos piroclásticos que ocupan el sector noroeste del cuadrángulo de Jaquí. El Grupo Nasca del Mioceno Medio está compuesto por tobas de cristales de naturaleza riolítica de color blanquecino, aglomerados y tobas de lapilli encontrándose hacia el sector sureste del cuadrángulo de Acarí.

Depósitos fluviales, eólicos, aluviales y coluviales del Cuaternario completan la secuencia.

Rocas ígneas.

El Batolito de la Costa es una intrusión múltiple y compleja que está formada predominantemente por tonalitas y granodioritas que ocupan el núcleo de la cordillera occidental. Pero aun así existe gran variedad de rocas expuestas en el Batolito de la Costa. El porcentaje de área que ocupan estas rocas son: gabrodioritas (15.9 %), tonalitas-granodioritas (57.9%), monzonitas (25.6%) y granitos (0.6%). El orden de intrusión de básico a ácido es también regular, aunque se pueden

distinguir dos tipos de ritmos básico-ácido: Un primer ritmo principal que da lugar a los cuerpos más extensos como son gabros, diorita y diorita cuarcífera; y el segundo ritmo tardío de tonalita-granodiorita y sienogranitos.

En el suelo peruano el Batolito de la Costa tiene 1,600 km de largo y más de 65 km de ancho. Está constituido por cientos de plutones individuales, agrupados en un número limitado de superunidades (Pitcher, 1972). Por su composición se le ha dividido en cinco segmentos: Piura, Trujillo, Lima, Arequipa y Toquepala. Cada uno de estos se caracteriza por un ensamble litológico particular (Cobbing et al, 1977); el segmento de mayor longitud es el de Arequipa con 900 km de largo.

El segmento Arequipa del Batolito de la Costa está constituido por cuerpos de algunos kilómetros hasta afloramientos individuales. El porcentaje areal para este segmento según Jenks y Harris (1979) es: gabrodiorita (7%), tonalita (55%), granodiorita y monzonita (32%) y granito (4%). Sus características mineralógicas indican la pertenencia de estas rocas a una serie calcoalcalina, confirmada por análisis químicos en el sur del Perú (Bearth 1938; Jenks y Harris, 1953). Según estudios, está compuesto por las siguientes superunidades: Superunidad Patap, Superunidad Linga, Superunidad Pampahuasi, Superunidad Incahuasi y Superunidad Tiabaya (Cobbing, 1980).

Para el área de estudio se exponen la Superunidad Linga y la Superunidad Tiabaya. La primera muestra una variación litológica de monzogabros a monzonitas, se distribuye desde Arequipa hasta Ica, las dataciones Rb-Sr determinaron una edad de 96±3 Ma (Beckinsale et al, 1985) y edades K-Ar entre 94 y 97 Ma (Beckinsale, ref.cit.). La Superunidad Tiabaya está compuesta por granodioritas a monzogranitos, aflora entre Arequipa y el Valle de Cañete, llegando incluso algunos afloramientos, a Pachacamac. Muestras obtenidas en el río Cháparra reportan edades de 78 Ma determinadas por el método Rb-Sr (Beckinsale, ref.cit.), en el valle de Ica edades K-Ar entre 77 y 85 Ma (Beckinsale, ref.cit.) y por último, en el río San Juan con 76 Ma (Beckinsale, ref.cit.).

GEOLOGÍA ESTRUCTURAL.

Las estructuras del área están relacionadas principalmente con los movimientos tectónicos del ciclo andino. 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 las rocas. En general, el Sistema Andino en el Perú presenta una orientación NO-SE.

Pliegues, fallas y diaclasas ponen de manifiesto la variada intensidad de los esfuerzos que han actuado en el área de estudio y han diferenciado básicamente dos zonas estructurales: zona de fallamiento en bloques y zona de emplazamiento del Batolito de la Costa (Olchauski, 1980). Por medio del estudio de las imágenes satelitales Landsat B4 y Áster B3, así como los filtros direccionales NE-SO, NO-SE, N-S, E-O y el modelo de sombras SRTM90, se han podido delimitar los lineamientos estructurales y resaltar con mayor exactitud las estructuras existentes.


porcentaje areal para este segmento según Jenks y Harris (1979) es: gabrodiorita (7%), tonalita (55%), granodiorita y monzonita (32%) y granito (4%). Sus características mineralógicas indican la pertenencia de estas rocas a una serie calcoalcalina, confirmada por análisis químicos en el sur del Perú (Bearth 1938; Jenks y Harris, 1953). Según estudios, está compuesto por las siguientes superunidades: Superunidad Patap, Superunidad Linga, Superunidad Pampahuasi, Superunidad Incahuasi y Superunidad Tiabaya (Cobbing, 1980). Para el área de estudio se exponen la Superunidad Linga y la Superunidad Tiabaya. La primera

muestra una variación litológica de monzogabros a monzonitas, se distribuye desde Arequipa hasta Ica, las dataciones Rb-Sr determinaron una edad de 96±3 Ma (Beckinsale et al, 1985) y edades K-Ar entre 94 y 97 Ma (Beckinsale, ref.cit.). La Superunidad Tiabaya está compuesta por granodioritas a monzogranitos, aflora entre Arequipa y el Valle de Cañete, llegando incluso algunos afloramientos, a Pachacamac. Muestras obtenidas en el río Cháparra reportan edades de 78 Ma determinadas por el método Rb-Sr (Beckinsale, ref.cit.), en el valle de Ica edades K-Ar entre 77 y 85 Ma (Beckinsale, ref.cit.) y por último, en el río San Juan con 76 Ma (Beckinsale, ref.cit.).

Figura 2. Mapa geológico. Geología Estructural. Las estructuras del área están relacionadas principalmente con los movimientos tectónicos del ciclo andino. 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

Figura 2. Mapa geológico.

Figura 3. Mapa estructural.


actuado, materializados ellos por pliegues, fallas y diaclasas que se observan en todas las rocas. En general, el Sistema Andino en el Perú presenta una orientación NO-SE. Pliegues, fallas y diaclasas ponen de manifiesto la variada intensidad de los esfuerzos que han actuado en el área de estudio y han diferenciado básicamente dos zonas estructurales:

zona de fallamiento en bloques y zona de emplazamiento del Batolito de la Costa (Olchauski, 1980). Por medio del estudio de las imágenes satelitales Landsat B4 y Áster B3, así como los filtros direccionales NE-SO, NO-SE, N-S, E-O y el modelo de sombras SRTM90, se han podido delimitar los lineamientos estructurales y resaltar con mayor exactitud las estructuras existentes.

Figura 3. Mapa estructural. ESTUDIO PETROGRÁFICO. Se han analizado 14 muestras de rocas intrusivas de la Superunidad Linga que varían entre monzogranitos, monzonitas con cuarzo y monzodioritas, ocupando cerca del 35% del área de estudio. Se reconocieron litológicamente como rocas gris claras compactas, algo porfiríticas con venillas de cuarzo blanco débilmente silicificadas. Ocupan los sectores E del cuadrángulo de Acarí y NO del cuadrángulo de Jaquí en una franja NO.

Se han analizado 17 muestras de la Superunidad Tiabaya que varían desde monzogranitos, granodioritas-tonalitas, cuarzo monzodioritas y dioritas, ocupando cerca del 50% del área de estudio. Se reconocieron litológicamente como rocas intrusivas cuyos colores varían entre el gris claro a oscuro, de textura holocristalina y en algunos casos porfirítica, existen sectores donde las encontramos bastante compactas como en otros muy alteradas y fracturadas. Presentan venilleo de cuarzo blanco hialino.

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ESTUDIO PETROGRÁFICO.

Se han analizado 14 muestras de rocas intrusivas de la Superunidad Linga que varían entre monzogranitos, monzonitas con cuarzo y monzodioritas, ocupando cerca del 35% del área de estudio. Se reconocieron litológicamente como rocas gris claras compactas, algo porfiríticas


Figura 4. Distribución petrográfica de las superunidades Linga y Tiabaya.

LITOGEOQUÍMICA DE LAS SUPERUNIDADES LINGA Y TIABAYA. Con los datos obtenidos de la petrografía, la geoquímica, el cartografiado y las relaciones de campo establecidas de las muestras recolectadas de la Superunidad Linga y Tiabaya se podría identificar cual ha sido el proceso que ha dado origen al emplazamiento de los intrusivos. A través de la composición química de los mismos se puede ligar al ambiente en donde se han generado los magmas. Para ello es importante el estudio de los elementos mayores, elementos traza y tierras raras. Los análisis químicos realizados nos permitirán confirmar las observaciones de campo y además establecer las firmas geoquímicas de las mencionadas Superunidades.

En base al estudio petrológico y de los elementos mayores se han reconocido tres facies litológicas para la Superunidad Linga (monzodioríticas, monzoníticas y monzograníticas) cuyo contenido de SiO2 varía entre 61 a 70 wt% encontrándose en el grupo de rocas intermedias a ácidas (figura 5 a). De la misma manera la Superunidad Tiabaya presenta cuatro facies litológicas (diorítico, monzodiorítico, tonalítico-granodiorítico y monzogranítico) con intervalos de SiO2 entre 55 a 68 wt% definiéndose como rocas intermedias a ácidas (figura 5 b). Las rocas en estudio son propias de un ambiente calcoalcalino-alcalino (figura 6 a), lo que indicaría que estos magmas se han generado en una zona de subducción (Rubiolo et al, 2000).

con venillas de cuarzo blanco débilmente silicificadas. Ocupan los sectores E del cuadrángulo de Acarí y NO del cuadrángulo de Jaquí en una franja NO.

Se han analizado 17 muestras de la Superunidad Tiabaya que varían desde monzogranitos, granodioritas-tonalitas, cuarzo monzodioritas y dioritas, ocupando

cerca del 50% del área de estudio. Se reconocieron litológicamente como rocas intrusivas cuyos colores varían entre el gris claro a oscuro, de textura holocristalina y en algunos casos porfirítica, existen sectores donde las encontramos bastante compactas como en otros muy alteradas y fracturadas. Presentan venilleo de cuarzo blanco hialino.

LITOGEOQUÍMICA DE LAS SUPERUNIDADES LINGA Y TIABAYA.

Con los datos obtenidos de la petrografía, la geoquímica, el cartografiado y las relaciones de campo establecidas de las muestras recolectadas de la Superunidad Linga y Tiabaya se podría identificar cual ha sido el proceso que ha dado origen al emplazamiento de los intrusivos. A través de la composición química de los mismos se puede ligar al ambiente en donde se han generado los magmas. Para ello es

Figura 4. Distribución petrográfica de las superunidades Linga y Tiabaya.

importante el estudio de los elementos mayores, elementos traza y tierras raras. Los análisis químicos realizados nos permitirán confirmar las observaciones de campo y además establecer las firmas geoquímicas de las mencionadas Superunidades.

En base al estudio petrológico y de los elementos mayores se han reconocido tres facies litológicas para la Superunidad Linga (monzodioríticas, monzoníticas y monzograníticas) cuyo contenido de SiO2 varía entre 61 a 70 wt% encontrándose

en el grupo de rocas intermedias a ácidas (figura 5 a). De la misma manera la Superunidad Tiabaya presenta cuatro facies litológicas (diorítico, monzodiorítico, tonalítico-granodiorítico y monzogranítico) con intervalos de SiO2 entre 55 a 68 wt% definiéndose como rocas intermedias a ácidas (figura 5 b). Las rocas en estudio son propias de un ambiente calcoalcalino-alcalino (figura 6 a), lo que indicaría que estos magmas se han generado en una zona de subducción (Rubiolo et al, 2000).


Figura 5 a. Diagrama R1-R2 (De la Roche et al, 1980) utilizando cationes para la Superunidad Linga. Figura 5 b. Diagrama

R1-R2 (De la Roche et al, 1980) utilizando cationes para la Superunidad Tiabaya Con respecto al contenido de Na2O y K2O (figura 6 b) este va casi proporcional por lo que se determina que las rocas se encuentran en un ambiente transicional a potásico, siendo las rocas de la Superunidad

Linga más próximas a los valores altos por su contenido de alteración potásica, mientras que rocas de la Superunidad Tiabaya presentan los rangos más bajos.

Figura 6 a. Diagrama TAS. Figura 6 b. Diagrama de cristalización de feldespatos por el enriquecimiento de Na-K Los magmas más profundos según el contenido de FeO total son los de la Superunidad Tiabaya que ostentan además por lo tanto un mayor contenido de Fe respecto a las de la Superunidad Linga (figura 7 a). La confrontación de las abundancias de Y vs Nb nos indican que el origen de estas rocas son de granitos de arco volcánico. (Figura 7 b). Mc Court & Taylor (1978) precisan que los

procesos de fraccionamiento cristalino que controlaron la tendencia calcoalcalina de los plutones del Batolito de la Costa se discuten a la luz del comportamiento de Y. El Niobio (Nb) se ha concentrado en las últimas etapas de cristalización durante la cristalización magmática. Esta concentración es muy pronunciada en las rocas graníticas (Rankama, 1954).

Figura 7 a. Diagrama de determinación del contenido de FeO total. Figura 7 b. Diagrama de origen de los granitos Y vs Nb.

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Figura 5 a. Diagrama R1-R2 (De la Roche et al, 1980) utilizando cationes para la Superunidad Linga. Figura 5 b. Diagrama R1-R2 (De la Roche et al, 1980) utilizando cationes para la Superunidad Tiabaya

Figura 6 a. Diagrama TAS. Figura 6 b. Diagrama de cristalización de feldespatos por el enriquecimiento de Na-K

Con respecto al contenido de Na2O y K2O (figura 6 b) este va casi proporcional por lo que se determina que las rocas se encuentran en un ambiente transicional a potásico, siendo las rocas de la Superunidad Linga más próximas a los valores altos

por su contenido de alteración potásica, mientras que rocas de la Superunidad Tiabaya presentan los rangos más bajos. Los magmas más profundos según el contenido de FeO








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total son los de la Superunidad Tiabaya que ostentan además por lo tanto un mayor contenido de Fe respecto a las de la Superunidad Linga (figura 7 a). La confrontación de las abundancias de Y vs Nb nos indican que el origen de estas rocas son de granitos de arco volcánico. (Figura 7 b). Mc Court & Taylor (1978) precisan que los procesos

de fraccionamiento cristalino que controlaron la tendencia calcoalcalina de los plutones del Batolito de la Costa se discuten a la luz del comportamiento de Y. El Niobio (Nb) se ha concentrado en las últimas etapas de cristalización durante la cristalización magmática. Esta concentración es muy pronunciada en las rocas graníticas (Rankama, 1954).

La sílice (55 a 70 wt%) en las rocas va en aumento proporcional así como el K2O (0.6 a 6 wt%) lo que no se observa en los demás óxidos de los diagramas Harker (TiO2, MnO, MgO y CaO) que van disminuyendo, lo cual según Araña (1984) es válido en el desarrollo de un proceso de cristalización fraccionada en el magma (figura 8).



La sílice (55 a 70 wt%) en las rocas va en aumento proporcional así como el K2O (0.6 a 6 wt%) lo que no se observa en los demás óxidos de los diagramas Harker (TiO2, MnO, MgO y

CaO) que van disminuyendo, lo cual según Araña (1984) es válido en el desarrollo de un proceso de cristalización fraccionada en el magma (figura 8).

Figura 8. Diagramas de Harker.

El comportamiento de los elementos traza incompatibles respecto a los compatibles queda establecido con la correlación negativa de Rb vs V (figura 9 a) y V vs Zr (figura 9 b). Los elementos compatibles como el V indican que las rocas provienen de magmas parentales, su disminución progresiva hace referencia a la cristalización fraccionada. Los elementos incompatibles como el Rb muestran su tendencia en algunas muestras hacia la fusión parcial. El Rb se encuentra casi siempre en los feldespatos potásicos (Rankama, 1954) y su incremento se da

básicamente en la Superunidad Linga. Por su parte el Zr, presenta una correlación negativa con tendencia hacia la cristalización fraccionada. Según estos datos obtenidos se sugiere que las rocas de la Superunidad Linga y Tiabaya han sido producto de la cristalización fraccionada a partir de un magma parental. La razón Ce/Y presenta valores no muy altos lo que corresponde que estos magmas no se han formado a altas profundidades fluctuando entre 20 a 50 km (figura 9 c).



















Figura 8. Diagramas de Harker. 41

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El comportamiento de los elementos traza incompatibles respecto a los compatibles queda establecido con la correlación negativa de Rb vs V (figura 9 a) y V vs Zr (figura 9 b). Los elementos compatibles como el V indican que las rocas provienen de magmas parentales, su disminución progresiva hace referencia a la cristalización fraccionada.

La razón de los elementos de tierras raras de Sm/Y, La/Sm Sm/Yb y Dy/Yb (Mamani et al, 2012) versus SiO2 (figura 10) muestran una diferenciación marcada y tendencia hacia la cristalización fraccionada. El diagrama Spider (figura 11 a) muestra un enriquecimiento de los elementos móviles LILE y bajo contenido de HFSE. Las anomalías reflejadas en Nb (negativas) y en Pb, K, Rb, Th y U (positivas) nos indican un típico marco tectónico de subducción (Martínez & Cervantes, 2003 citando a Wilson & Winter). El diagrama de tierras raras (figura 11 b) muestra el enriquecimiento de las LREE y empobrecimiento de las HREE con un marcado subparalelismo indica menor grado de fusión parcial por lo que los magmas son poco contaminados.

De todo esto podemos deducir que la cristalización fraccionada es el proceso genético por el cual se han generado esta serie de rocas.


Figura 9 a. Diagrama de variación de Rb vs V. Figura 9 b. Diagrama de variación de V vs Zr. Figura 9 c. Diagrama de profundidad de generación de Magmas.

La razón de los elementos de tierras raras de Sm/Y, La/Sm Sm/Yb y Dy/Yb (Mamani et al, 2012) versus

SiO2 (figura 10) muestran una diferenciación marcada y tendencia hacia la cristalización fraccionada.

Figura 10. Diagrama de razones de elementos traza.

El diagrama Spider (figura 11 a) muestra un enriquecimiento de los elementos móviles LILE y bajo contenido de HFSE. Las anomalías reflejadas en Nb (negativas) y en Pb, K, Rb, Th y U (positivas) nos indican un típico marco tectónico de subducción (Martínez & Cervantes, 2003 citando a Wilson & Winter). El diagrama de tierras raras (figura 11 b) muestra el enriquecimiento de las

LREE y empobrecimiento de las HREE con un marcado subparalelismo indica menor grado de fusión parcial por lo que los magmas son poco contaminados. De todo esto podemos deducir que la cristalización fraccionada es el proceso genético por el cual se han generado esta serie de rocas.

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Los elementos incompatibles como el Rb muestran su tendencia en algunas muestras hacia la fusión parcial. El Rb se encuentra casi siempre en los feldespatos potásicos (Rankama, 1954) y su incremento se da básicamente en la Superunidad Linga. Por su parte el Zr, presenta una correlación negativa con tendencia hacia la cristalización

fraccionada. Según estos datos obtenidos se sugiere que las rocas de la Superunidad Linga y Tiabaya han sido producto de la cristalización fraccionada a partir de un magma parental. La razón Ce/Y presenta valores no muy altos lo que corresponde que estos magmas no se han formado a altas profundidades fluctuando entre 20 a 50 km (figura 9 c).



La razón de los elementos de tierras raras de Sm/Y, La/Sm Sm/Yb y Dy/Yb (Mamani et al, 2012) versus

SiO2 (figura 10) muestran una diferenciación marcada y tendencia hacia la cristalización fraccionada.


El diagrama Spider (figura 11 a) muestra un enriquecimiento de los elementos móviles LILE y bajo contenido de HFSE. Las anomalías reflejadas en Nb (negativas) y en Pb, K, Rb, Th y U (positivas) nos indican un típico marco tectónico de subducción (Martínez & Cervantes, 2003 citando a Wilson & Winter). El diagrama de tierras raras (figura 11 b) muestra el enriquecimiento de las

LREE y empobrecimiento de las HREE con un marcado subparalelismo indica menor grado de fusión parcial por lo que los magmas son poco contaminados. De todo esto podemos deducir que la cristalización fraccionada es el proceso genético por el cual se han generado esta serie de rocas.

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Figura 11 a. Diagrama de composición del manto primitivo. Figura 11 b. Diagrama de normalización de condritos.


Figura 11 a. Diagrama de composición del manto primitivo. Figura 11 b. Diagrama de normalización de condritos. El diagrama Eu/Eu* vs FeO total (figura 12) nos dan un indicativo acerca de la mineralización de las rocas. Indica la relación genética entre los magmas y ocurrencias

metálicas, donde la Superunidad Tiabaya tiende a la mineralización Cu-Au mientas que la Superunidad Linga hacia la mineralización Cu-Mo.

Figura 12. Diagrama de oxidación vs el contenido de agua. RELACIONES CON LA MINERALIZACIÓN. A través del estudio litogeoquímico se han comprobado que las Superunidades Linga y Tiabaya se presentan como facies litológicas con características singulares y cuyo proceso magmático ha sido dado por la cristalización fraccionada. Los resultados de las menas analizadas nos proporcionaron información de la mineralización relacionada a cada evento magmático.

La Superunidad Linga presenta valores para el caso de los monzogranitos de 25.32 %Cu en sus rangos más elevados con dirección de rumbo andino de N50°O hacia los sectores de San José y Cuchilla con longitudes mayores a los 45m y un ancho promedio de 1 m. La mineralización viene siendo dada por una zona de oxidación (malaquita, crisocola, hematita, cuprita), zona de enriquecimiento secundario (bornita, covelita, calcopirita) y zona de sulfuros primarios (calcopirita y pirita). Las monzonitas con cuarzo se encuentran abarcando casi toda la

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El diagrama Eu/Eu* vs FeO total (figura 12) nos dan un indicativo acerca de la mineralización de las rocas. Indica la relación genética entre los magmas y ocurrencias metálicas, donde la Superunidad Tiabaya tiende a la mineralización Cu-Au mientas que la Superunidad Linga hacia la mineralización Cu-Mo.

Figura 12. Diagrama de oxidación vs el contenido de agua.

RELACIONES CON LA MINERALIZACIÓN.

A través del estudio litogeoquímico se han comprobado que las Superunidades Linga y Tiabaya se presentan como facies litológicas con características singulares y cuyo proceso magmático ha sido dado por la cristalización fraccionada. Los resultados de las menas analizadas nos proporcionaron información de la mineralización relacionada a cada evento magmático.

La Superunidad Linga presenta valores para el caso de los monzogranitos de 25.32 %Cu en sus rangos más elevados con dirección de rumbo andino de N50°O hacia los sectores de San José y Cuchilla con longitudes mayores a los 45m y un ancho promedio de 1 m. La mineralización viene siendo dada por una zona de oxidación (malaquita, crisocola, hematita, cuprita), zona de enriquecimiento secundario (bornita, covelita, calcopirita) y zona de sulfuros primarios (calcopirita y pirita). Las monzonitas con cuarzo se encuentran abarcando casi toda la zona de estudio en donde se han emplazado las vetas paralelas a sub paralelas con direcciones N46-60°O cuyo valor promedio es de 19. 26%Cu y dirección E-O con 16.34%Cu. La mayor cantidad de labores se encuentran actualmente en la zona de enriquecimiento secundario (covelita, calcosita, bornita, atacamita) y están algunos ya en la zona de sulfuros primarios (calcopirita, pirita). Las

vetas en esta zona presentan un ancho promedio de 1.00 m y una longitud de 55m. Las monzodioritas se ubican hacia la parte central de la zona de Cobrepampa. El muestreo sistemático en esas rocas han determinado valores promedios de 16.87 %Cu cuya dirección de las vetas es de N50°O con una ancho promedio

de las mismas de 1 m y una longitud aproximada de 45 m. Básicamente se encuentra en la explotación de minerales de enriquecimiento secundario (cuprita, calcosita, bornita) con presencia de carbonatos de cobre (malaquita, crisocola). La mayoría de las labores son piques de 70m. En base a los resultados obtenidos podemos determinar que los mejores valores (leyes) de las menas de Cu se ven reflejando en las rocas de composición monzogranítica.

Las rocas de la Superunidad Tiabaya son las que se relacionan básicamente a la mineralización de oro. Sin embargo, es importante mencionar que sus Monzogranitos albergan vetas de Cu, con valores promedios de 15. 78 %Cu que a diferencia de los monzogranitos de la Superunidad Linga, estas presentan un ancho promedio de 0.25 m y una longitud de 50m y presentan cuarzo blanco hialino con hilos de sulfuros (calcopirita y pirita). Las tonalitas-granodioritas actúan como rocas estériles puesto que no son receptoras de mineralización. Abundan en la zona de Canchete, pero sin embargo sus valores de Au son menores a 3 ppm. Las monzodioritas tienen una tendencia casi E-O, se han hecho trincheras y presenta mineralización de cuarzo blanco con óxidos de fierro. Las vetas presentan valores menores a 3 ppm con un ancho casi de 1m y una longitud aproximada de 40m. Las dioritas presentan las mejores leyes de Au en la Zona de Canchete, más

relacionadas a las estructuras E-O hacia la zona de Santa Elisa y Norte Canchete con una ley de 701.19 ppm de Au cuyas vetas presentan un ancho de 0.30m y una longitud de 35m donde la roca caja se encuentra alterada y presenta carbonatos de Cu como malaquita.

CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES.

• La Superunidad Linga presenta tres facies litológicas: monzodioritas, monzonitas con cuarzo y monzogranitos en la zona de Cobrepampa, mientras que la Superunidad Tiabaya presenta cuatro facies litológicas: dioritas, monzodioritas, tonalitas-granodioritas y monzogranitos en la zona de Canchete.

• A través del estudio petrográfico y geoquímico se puedo determinar que las rocas de la Superunidad Linga y Tiabaya presentan un carácter calco-alcalino.+

• El proceso magmático por el cual se han originado las rocas de la Superunidad Linga y Tiabaya ha sido de cristalización fraccionada según los diagramas Harker y las relaciones Rb vs V y V vs Zr. El ambiente tectónico esta relacionados con zonas de subducción.

• La minería que se desarrolla en las zonas de Cobrepampa y Canchete básicamente es de carácter informal, algunos sectores en Canchete están cubiertos por la gran minería.

• La Superunidad Linga es la que lleva el control litológico en la zona de Cobrepampa, con estructuras de rumbo andino (NO-SE) básicamente donde la mineralización está representada por vetas de cobre en tres zonas de mineralización (oxidación, enriquecimiento secundario e hipógena). La Superunidad Tiabaya es la que lleva el control litológico en la zona de Canchete presentando un fuerte fallamiento con sistemas de orientación NO-SE y E-O donde se forman interesantes trampas estructurales. El cuarzo aurífero es el que lleva el control mineralógico en esta zona donde como excepción se consideran a los monzogranitos que albergan mineralización de Cu.

• Los mejores valores en las menas de Cu se ven reflejados en los Monzogranitos Linga, mientras que los de Au se encuentran en las Dioritas Tiabaya.


Figura 11 a. Diagrama de composición del manto primitivo. Figura 11 b. Diagrama de normalización de condritos. El diagrama Eu/Eu* vs FeO total (figura 12) nos dan un indicativo acerca de la mineralización de las rocas. Indica la relación genética entre los magmas y ocurrencias

metálicas, donde la Superunidad Tiabaya tiende a la mineralización Cu-Au mientas que la Superunidad Linga hacia la mineralización Cu-Mo.

Figura 12. Diagrama de oxidación vs el contenido de agua. RELACIONES CON LA MINERALIZACIÓN. A través del estudio litogeoquímico se han comprobado que las Superunidades Linga y Tiabaya se presentan como facies litológicas con características singulares y cuyo proceso magmático ha sido dado por la cristalización fraccionada. Los resultados de las menas analizadas nos proporcionaron información de la mineralización relacionada a cada evento magmático.

La Superunidad Linga presenta valores para el caso de los monzogranitos de 25.32 %Cu en sus rangos más elevados con dirección de rumbo andino de N50°O hacia los sectores de San José y Cuchilla con longitudes mayores a los 45m y un ancho promedio de 1 m. La mineralización viene siendo dada por una zona de oxidación (malaquita, crisocola, hematita, cuprita), zona de enriquecimiento secundario (bornita, covelita, calcopirita) y zona de sulfuros primarios (calcopirita y pirita). Las monzonitas con cuarzo se encuentran abarcando casi toda la

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b)


zona de estudio en donde se han emplazado las vetas paralelas a sub paralelas con direcciones N46-60°O cuyo valor promedio es de 19. 26%Cu y dirección E-O con 16.34%Cu. La mayor cantidad de labores se encuentran actualmente en la zona de enriquecimiento secundario (covelita, calcosita, bornita, atacamita) y están algunos ya en la zona de sulfuros primarios (calcopirita, pirita). Las vetas en esta zona presentan un ancho promedio de 1.00 m y una longitud de 55m. Las monzodioritas se ubican hacia la parte central de la zona de Cobrepampa. El muestreo sistemático en esas rocas han determinado valores promedios de 16.87 %Cu cuya dirección de las vetas es de N50°O con una ancho promedio de las mismas de 1 m y una longitud aproximada de 45 m. Básicamente se encuentra en la explotación de minerales de enriquecimiento secundario (cuprita, calcosita, bornita) con presencia de carbonatos de cobre (malaquita, crisocola). La mayoría de las labores son piques de 70m. En base a los resultados obtenidos podemos determinar que los mejores valores (leyes) de las menas de Cu se ven reflejando en las rocas de composición monzogranítica.

Las rocas de la Superunidad Tiabaya son las que se relacionan básicamente a la mineralización de oro. Sin embargo, es importante mencionar que sus Monzogranitos albergan vetas de Cu, con valores promedios de 15. 78 %Cu que a diferencia de los monzogranitos de la Superunidad Linga, estas presentan un ancho promedio de 0.25 m y una longitud de 50m y presentan cuarzo blanco hialino con hilos de sulfuros (calcopirita y pirita). Las tonalitas-granodioritas actúan como rocas estériles puesto que no son receptoras de mineralización. Abundan en la zona de Canchete, pero sin embargo sus valores de Au son menores a 3 ppm. Las monzodioritas tienen una tendencia casi E-O, se han hecho trincheras y presenta mineralización de cuarzo blanco con óxidos de fierro. Las vetas presentan valores menores a 3 ppm con un ancho casi de 1m y una longitud aproximada de 40m. Las dioritas presentan las mejores leyes de Au en la Zona de Canchete, más relacionadas a las estructuras E-O hacia la zona de Santa Elisa y Norte Canchete con una ley de 701.19 ppm de Au cuyas vetas presentan un ancho de 0.30m y una longitud de 35m donde la roca caja se encuentra alterada y presenta carbonatos de Cu como malaquita.

Figura 13. Mapa metalogenético local. Figura 13. Mapa metalogenético local.

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El Ing. Mario Cedrón cumplió 40 años como docente en

Minería (Agosto 2016)

Mario Cedrón Lassús nació en Lima en 1951, se educó en los colegios Nuestra Señora del

Carmen en San Antonio – Miraflores (primaria) y Santa María en Monterrico (secundaria). Al término de sus estudios escolares ingresó a la Facultad de Ciencias e Ingeniería de la Pontificia Universidad Católica del Perú (PUCP), en donde todavía se ofrecía solo la carrera de Ingeniería Civil. Al abrirse la especialidad de Ingeniería de Minas e influenciado por Don Alberto Benavides, quien tenía a su cargo, se trasladó a ésta. En 1974 recibió una beca del British Council para culminar sus estudios de pregrado en el University Collegue Cardiff en Gales, en donde se graduó con honores en 1976.

De retorno al Perú, ingresó a la docencia universitaria en la PUCP el 1 de Agosto de 1976, en donde laboró como contraparte de la Misión Minera Británica destacada en dicha universidad hasta su término en 1980. En 1981 ingresó a trabajar en el grupo Atlas Copco, manteniendo su cátedra universitaria por horas. Luego de 20 años en Atlas Copco y tras haber alcanzado el alto cargo de Gerente General de dicho grupo en Colombia se reintegró a la docencia a tiempo completo en su alma mater, desempeñando durante 6 años la dirección de la especialidad, tiempo en el cual se firmaron importantes convenios con prestigiosas universidades del exterior y con empresas nacionales y extranjeras que proveyeron de equipamiento de laboratorio, becas y prácticas para los alumnos. En la actualidad es profesor principal en la PUCP y el docente más antiguo de la especialidad. Todos los ingenieros de minas egresados de esta universidad, que son más de 600, han sido sus alumnos.

Su actividad docente en minería no se ha limitado a la PUCP. En 1985 fue invitado a integrarse como docente por horas en la recientemente formada Escuela Académico Profesional de Ingeniería de Minas de la Universidad Nacional Mayor

de San Marcos, la decana de América. en la que llegó a ser nombrado director y en la que continua impartiendo sus enseñanzas. En San Marcos realizó sus estudios de doctorado en Ciencias Ambientales como en la PUCP obtuvo su maestría en Gestión y Política de la Innovación y Tecnología.

En el 2012 fue llamado por la UPC para colaborar en la creación de la maestría en Gestión Minera a cuyo Consejo Consultivo pertenece. También ha sido asesor de la UPN en el desarrollo de la especialidad de Ingeniería de Minas, es profesor invitado de diversas universidades nacionales y extranjeras, conferencista especializado en temas de educación y minería y ex presidente de la Asociación Iberoamericana de Enseñanza Superior de la Minería (AIESMIN) y de la Society of Mining Professors.

Su actividad en la educación en minería no se ha limitado a la universitaria. En el 2003 se unió al esfuerzo de Isaac Ríos, ex decano de la FIGMM de la UNI, y Jorge Ayala en formar el Centro Tecnológico Minero (CETEMIN) que contó con el invalorable apoyo de Raúl Benavides Ganoza para formar técnicos y trabajadores calificados en minería. Hoy CETEMIN es la primera escuela técnica en minería en Latinoamérica y Cedrón es, a la vez, miembro de su directorio y director de Relaciones Institucionales.

La educación en minería ha estado siempre presente en todas las actividades profesionales e institucionales del Ing. Mario Cedrón. En Atlas Copco promovió activamente la capacitación de los mineros peruanos en todo nivel, igualmente cuando fue por cuatro periodos consecutivos director del Instituto de Ingenieros de Minas del Perú, entre 1989 y 1996, presidente del Capítulo de Ingenieros de Minas del CDL del CIP, el cual le otorgó el 2012, por única vez, el premio Santa Bárbara a la Educación e Investigación en Minería. Como presidente de la seccional peruana del SME promovió la creación del SME Student Chapter en la PUCP y la organización del Primer Congreso Internacional de Estudiantes de Minería en el marco de Perumin 2013. Su labor docente está ampliamente reconocida, es autor de diversos trabajos sobre educación en minería, la cual no se limita al aula. Es un convencido de la necesidad de educar a la población en los beneficios que aporta la minería y lo hace a través de diversos medios como radio, TV y las redes sociales.

Profundo conocedor de la historia de la minería en el Perú nos cuenta que en tiempos pre hispánico ya se enseñaba minería en “yachayhuasis”, en donde los maestros transmitían a los jóvenes sus técnicas. Marca también la diferencia entre un profesor y un maestro, el primero enseña, el segundo además forma y él se siente orgulloso de los miles de mineros peruanos que ha contribuido a formar.

CUARENTA AÑOS FORJANDO MINEROS

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METODOLOGÍA LEAN SIX SIGMA PARA OPTIMIZAR PROCESOS EN MINERÍA

RESUMEN.La situación económica actual complica la condición de muchas empresas mineras del Perú, Compañía Minera Kolpa S. A. no es ajena a este fenómeno; debido a ello, la competitividad reflejada en términos de productividad, costos y seguridad es fundamental para que la organización opere generando utilidades y permanezca activa durante el trance de la baja de precios de los metales en el mercado mundial.

Aspirando alcanzar ese nivel de competitividad, el equipo técnico de operaciones planteó las iniciativas y planes de acción para mejorar la calidad en los procesos y la reducción de costos operativos, aplicando la metodología Lean Six Sigma, cuyo objetivo principal es identificar y gestionar oportunidades de mejora en los procesos de minado subterráneo.

Lean Six Sigma es la combinación perfeccionada de dos metodologías científicas enfocadas en maximizar la productividad. Por un lado, la filosofía Lean orientada a optimizar la cadena de valor y eliminar los desperdicios, por otro lado, la metodología Six Sigma enfocada en la mejora de procesos para generar mayor valor a la calidad. En tal sentido, unidas bajo una misma metodología, han dado como resultado la maximización de la eficiencia en los procesos y la minimización de los costos, en consecuencia, la organización es más competitiva para afrontar la crisis debido a la caída de los precios.

Esta metodología la puede aplicar cualquier empresa sin importar el rubro o industria, que abarque diferentes procesos en su operación, pero con la iniciativa de buscar la rentabilidad en el negocio.

En el presente trabajo se detalla el impacto obtenido con la metodología Lean Six Sigma, en cada una de las fases de definir, medir, analizar, mejorar y controlar, consecuentemente se ha logrado mejorar la rentabilidad de las operaciones.

La ejecución de los proyectos de mejora en la eficiencia operativa y de reducción

de costos ha sido muy favorable para la organización debido a que han impactado positivamente en la reducción de costos operativos, reflejando un ahorro significativo del 15%.

En función de las necesidades de la operación, se han determinado las iniciativas clave de éxito, para cerrar el ciclo de la mecanización, racionalizar el consumo de suministros, gestionar las estrategias con los stakeholders, optimizar cada una de las operaciones unitarias, replantear la infraestructura de servicios en mina e implementar los mecanismos de control para garantizar la continuidad operativa buscando una gestión eficiente.

INTRODUCCIÓN.Las empresas mineras están preocupadas en sus ventas y utilidades que se generan durante el ciclo del proceso productivo, pero muy pocas son las que se detienen a analizar sus pérdidas en procesos (controlados). El presente trabajo analiza la aplicación de la metodología Lean Six Sigma en la Compañía Minera Kolpa ubicada en Huancavelica.

La metodología Lean Six Sigma es una fusión de dos metodologías orientada a la excelencia de la gestión operativa, abarcando la mejora de la calidad y la resolución de problemas. Six Sigma fue diseñada por Motorola en la década del 80 mejorando los procesos a través de métodos cuantitativos. La teoría indica que entre 1´000,000 de sucesos solo puede ocurrir 3,4 defectos, es ahí donde se alcanza un buen objetivo de calidad para cualquier proceso (reducir la variación) y la llegada a este nivel es la excelencia; se refleja con 6 veces la desviación estándar “s”. Lean fue diseñada por Toyota enfocada en la eliminación de desperdicios. Dichas mediciones están en función de variables cualitativas como cuantitativas.

Inicialmente daremos a conocer la ubicación y situación operacional de la Compañía Minera Kolpa, seguidamente se explica de manera concisa la teoría de las Metodologías Lean y Six Sigma, además de

una clara visión de la fusión perfecta entre estas dos herramientas, luego veremos la aplicación en cada una de las operaciones unitarias de la mina y su estrecha relación con sus resultados estadísticos, finalmente, demostramos alguno de los beneficiosos resultados alcanzados en su ejecución hasta la actualidad.

Se concluye con optimismo que los resultados se revierten a favor de la organización cuando se aplica Lean Six Sigma, siempre y cuando se maneje información de campo en tiempo real que permita tomar decisiones en función al análisis.

Esperamos, con el presente trabajo de investigación, cubrir las expectativas que merece el Congreso Nacional de Minería al dirigir la iniciativa que aplican muchas organizaciones de otras industrias de forma efectiva y sea de provecho para quienes aspiran a optimizar sus procesos y mejorar la calidad de su producto.

Antecedentes.En estos momentos en que la industria minera atraviesa por una etapa difícil, muchas organizaciones, determinados por el replanteo de un nuevo cut-off, buscan la forma de continuar operando ayudados de diferentes alternativas con eficiencia: bien optimizando sus procesos en distintas etapas o bien reajustando sus costos fijos y variables; todo esto con la intención de buscar la rentabilidad que pueda mantenerlos en la continuidad del negocio.

Una forma que Compañía Minera Kolpa atraviesa este momento de turbulencia en la industria es aplicando la metodología Lean Six Sigma en el proceso de minado, al cual le dedicaremos un amplio análisis en su aplicación al rubro de la minería subterránea. Problema a resolver.El cliente del proceso de minado es Planta Concentradora, el producto con valores cuantitativos irregulares hace que existan discrepancias mayores en cuanto a las leyes necesarias para generar menos pérdidas de mineral de valor dentro del

Elvis Arias QuispeCía. Minera Kolpa S.A.

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relave. Estos valores que determina la necesidad de planta para su tratamiento exigen una meta muy complicada sobre todo si se cuenta con un yacimiento tipo vetas angostas donde la dilución es un factor que altera el proceso, además que la característica del mineral va cambiando en elementos metálicos dependiendo de la profundización con respecto a la superficie, y otros factores geológicos que alteran el comportamiento de la calidad mineral roto como los caballos.

Ante estos desvíos de formación natural, se acompañan otra cantidad innumerable de desviaciones operativas como el paralelismo de taladros que pueden picar las cajas estériles de la veta, combinación durante el acarreo y transporte de mineral económico con materia sin valor producto del desate de rocas o generación de bancos que exceden la granulometría adecuada antes de iniciar en el chancado primario de planta, entre otros.

Estas desviaciones son típicas en todo proceso de Operaciones Mina (proveedor) en la generación de su mineral de cabeza (producto) a Planta Concentradora (cliente), pero identificando claramente se entiende que para maximizar el valor del cliente, debemos cerrar la brecha entre su necesidad y lo que hacemos para satisfacer esa misma necesidad.

Objetivos.- Demostrar que la aplicación de la

metodología Lean Six Sigma es una filosofía moldeable a una organización minera con método de minado subterráneo.

- Identificar alternativas de mejora en cada una de las operaciones unitarias de minado subterráneo aumentando la rentabilidad y buscando que el error sea cero.

- Entender que cada proceso de minado es cuantificable, debe ser registrado a una base de datos e interpretado mediante la estadística para encontrar alternativas de mejora.

Alcances.A las organizaciones mineras privadas, instituciones relacionadas a la calidad como al sector minero, y a todos los investigadores, profesionales, técnicos y estudiantes relacionados a la actividad minera.

Debemos de tener claro que el periodo de análisis y evaluación debe ser determinado en función a la importancia, dinámica y los resultados esperados en cada fase de la aplicación.

MARCO TEÓRICO.Compañía Minera Kolpa S. A..

Es una empresa dedicada a la exploración, explotación y beneficio de minerales polimetálicos con contenidos de plata, plomo, zinc y cobre. Las reservas probadas y probables en la Veta Bienaventurada permiten que Compañía Minera Kolpa S. A. continúe con actividades de exploración y explotación de recursos minerales; los que son transportados para su tratamiento a la Planta de Beneficio de la U.E.A. Huachocolpa Uno, propiedad de la referida empresa, la que opera a una capacidad instalada de 800 TMSD.

La explotación polimetálica se realizará de acuerdo al plan de minado, el método de explotación es Corte y Relleno Ascendente mecanizado con rampas basculantes. El relleno utilizado es detrítico y se proveerá de los avances (desarrollos y preparaciones).

El plan de minado se ha sustentado en el inventario de reservas de la mina Bienaventurada cubicadas al 28 de Junio de 2015, cuyos resultados por su valor en mena son: 1’282,656 TMS, con leyes de 3.29 oz Ag, 4.54% Pb, 4.31% Zn y 0.47% Cu. El programa de producción contempla una producción de 800 TMSD en el primer semestre, incrementándose a 1,000 TMSD para el segundo semestre. El avance programado total para el 2016 es

de 11,640 m, de los cuales 1,980 m son exploratorios; 2,590 m de desarrollo; 3,245 m en preparaciones y 3,825 m de inversión.La Unidad Huachocolpa Uno de Compañía Minera Kolpa S.A., geográficamente se ubica en el flanco este de la Cordillera Occidental de los Andes Centrales, en el distrito de Huachocolpa, provincia y región de Huancavelica, a una altitud promedio de 4480 msnm.

Sus coordenadas geográficas son:Longitud Oeste: 74º 53’ 43’’Latitud Sur: 13º 03’ 52’’.Sus coordenadas U.T.M. son:Este: 0502230.55 Norte: 8555752.86 Método de explotación.El esquema de minado Corte y Relleno Ascendente con Rampas Basculantes, es propio de un sistema trackless con operaciones unitarias totalmente mecanizadas, que resulta en una mayor productividad al optimizar la cantidad de tareas usadas por tonelada explotada o preparada. - En la perforación se utilizan equipos de

perforación manuales y/o mini Jumbos.- El carguío de taladros es manual con

ANFO. - En la limpieza y carguío, se utilizan

Scooptram de 2.2 a 3.5 yd3. En toda aplicación del sostenimiento de las labores de la mina con pernos helicoidales, pernos Split set o la


avances (desarrollos y preparaciones). El plan de minado se ha sustentado en el inventario de reservas de la mina Bienaventurada cubicadas al 28 de Junio de 2015, cuyos resultados por su valor en mena son: 1’282,656 TMS, con leyes de 3.29 oz Ag, 4.54% Pb, 4.31% Zn y 0.47% Cu. El programa de producción contempla una producción de 800 TMSD en el primer semestre, incrementándose a 1,000 TMSD para el segundo semestre. El avance programado total para el 2016 es de 11,640 m, de los cuales 1,980 m son exploratorios; 2,590 m de desarrollo;

3,245 m en preparaciones y 3,825 m de inversión. La Unidad Huachocolpa Uno de Compañía Minera Kolpa S.A., geográficamente se ubica en el flanco este de la Cordillera Occidental de los Andes Centrales, en el distrito de Huachocolpa, provincia y región de Huancavelica, a una altitud promedio de 4480 msnm. Sus coordenadas geográficas son: Longitud Oeste: 74º 53' 43''Latitud Sur: 13º 03' 52''. Sus coordenadas U.T.M. son: Este: 0502230.55 Norte: 8555752.86

Figura 1. Ubicación y acceso a la Unidad Huachocolpa Uno.

Método de explotación El esquema de minado Corte y Relleno Ascendente con Rampas Basculantes, es propio de un sistema trackless con operaciones unitarias totalmente mecanizadas, que resulta en una mayor productividad al optimizar la

cantidad de tareas usadas por tonelada explotada o preparada. - En la perforación se utilizan

equipos de perforación manuales y/o mini Jumbos.

- El carguío de taladros es manual con ANFO.

Figura 1. Ubicación y acceso a la Unidad Huachocolpa Uno.

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combinación con malla electro soldada. - Se ha optimizado el transporte

de mineral migrando del uso de locomotoras al empleo de volquetes con capacidad de 25 toneladas, estos volquetes trasladan el mineral directamente del Ore Pass hasta la Planta Concentradora.

- El movimiento interno de desmonte para el relleno de los tajos emplea también volquetes de 25 Tn.

A los lados de las rampas basculantes se tiene la chimenea de echadero de mineral y al otro lado la chimenea de echadero de desmonte, las cuales estarán conectadas desde la rampa basculante mediante ventanas.

Las dimensiones para las rampas de acceso y basculantes serán de 3.0×3.0, las ventanas base de las chimeneas ore pass y fill pass serán de 3.0×3.0×6.0. La chimenea ore pass será de 1.5×1.5 y será levantada conforme avanza el minado. Los fill pass serán de 2.4×1.2 y una longitud de 90 m. Las labores de preparación y desarrollo se ejecutan con jumbo de 14 pies y scoops de 4.2 y 6.0 yd3.

Las chimeneas de servicio, de ventilación y acceso se encuentran espaciadas cada 100 m. y comunicadas al tajeo mediante ventanas de 2.4×2.4×6.0. Estas chimeneas tendrán la siguiente sección 2.4×1.2×100. Siendo todas las chimeneas de preparación en desmonte, de tal forma que se recupere el 100% de mineral.

La distribución de los servicios de aire y agua tendrán líneas troncales por chimeneas. El relleno para los tajos provendrá de labores de avance y preparación en desmonte, así como el relleno mecánico (relave clasificado) proveniente de la Planta Concentradora.

Vetas de la Unidad Huachocolpa Uno.Dentro de la Unidad Huachocolpa Uno se tiene interpretadas más de 30 vetas económicamente explotables, dentro de las cuales las que se vienen laborando o están contempladas a un corto plazo explotarse son:

Veta Bienaventurada-Bienaventurada Sur-2,- Bienaventurada Sur-2p.Estructura bandeada, irregular de 0.25 m. de ancho con relleno de esfalerita, galena, calcopirita, con ganga de cuarzo, pirita y oxido limonítico, con rumbo N 40° E y buzamiento de 77° SE. Al lado noreste a la altura de la quebrada Yanaorcco en la coordenada N 8’554,912 y E 502,658, aflora pequeñas estructuras con cuarzo-sericita, pirita, trazas de esfalerita, galena con rumbo N 55° E y buzamiento 60° SE, que se relaciona con labores de subsuelo. En general la estructura tiene un rumbo de N 40ºE, N58ºE, y al extremo este cambia en dirección E-W, buzamiento de 50º SE a 86ºSE, y al piso desde la coordenada 503,653-E; 8’555,509-N se emplaza un Ramal con rumbo N 63° E y buzamiento 70°NW. En general Bienaventurada es una veta falla, brechada de tipo dextral.

Veta Bienaventurada Sur-1. Estructura con afloramiento definido de 110 m. con potencia hasta de 4.00 m. con rumbo promedio N 52º E y 70º SE de buzamiento, es una estructura fallada brechada, con relleno de esfaleritas, galena, galena argentífera, calcopirita, tetraedrita, en forma de bandas irregulares, crustificadas, núcleos y diseminación; al microscopio se observan bournonita y boulangerita. Los minerales de ganga son el cuarzo, caolín, pirita, estibina, rejalgar, oropimente, baritina; al microscopio también se observan marcasita, pirrotita y milnikovita. Dentro de la mineralización hay clastos e inclusiones de roca volcánica argilizada y silicificada.

Figura 2. Delimitación del block económico de mineral mediante

chimeneas extremas.

Rp operativa: 3.00 x 3.00 m @ 15%

Rp basculante: 2.40 x 2.40 m @ 15%

Ch Ore Pass1.50 x 1.50 m

Se ha diseñado los tajos con dimensiones de 400 x 100 m. con una rampa central y sus respectivas rampas basculantes para el minado de los cortes.

Figura 3. Diseño de rampas de acceso y rampas

basculantes hacia la veta.

El mineral roto es depositado al Ore Pass, el relleno s

e aplica desde la descarga de los volquetes por el Fill Pass de nivel superior.

Figura 4. Diseño de Ore Pass y Fill Pass.

Se ha construido dos rampas principales de la mina y los niveles principales de extracción con una sección de 4x4 metros de tal manera que los volquetes puedan transitar sin ninguna dificultad. Se ha implementado el equipamiento necesario para las operaciones de minado en la Unidad tales como scoops, jumbo, volquetes, mini cargador y tractor con la finalidad de garantizar el ciclo normal y cumplimiento de los objetivos.

Según la evaluación geomecánica, el by pass 4.0×4.0 debe estar alejado de la veta a una distancia no menor de 20 m. A partir de este by pass y en la zona central del tajeo se inicia una rampa positiva con una pendiente de +15% que servirá como preparación y acceso al tajeo. En la cota correspondiente de ésta rampa de acceso se ejecutan las rampa basculantes dirigidas a la veta y que serán rebatidas en cada corte del tajeo, cada rampa basculante sirve para explotar 12 metros de altura en el tajeo (6 cortes).

La longitud de cada tajeo es de 400 m., altura de 100 m. La pendiente de la rampa de acceso y rampas basculantes es de 15%.

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Metodología Lean Six Sigma.

Es una combinación de dos métodos enfocados en generar más valor con menos recursos a través de su orientación a la eliminación de desperdicios y la reducción sistemática de defectos de manera efectiva.

Lean reduce desperdicios a través mejoramiento de procesos sistemáticos,

entendiéndose a los desperdicios como el consumo de recursos innecesarios asignados al producto que no genera valor al cliente; la herramienta Lean es rápida, eficiente, económica y satisfactoria. Six Sigma es un método estadístico para mejorar procesos, está enfocado para reducir la variabilidad dentro de un proceso, que implica disminuir defectos hasta alcanzar que por cada millón de productos sólo el 3.4 tienen defectos:

Tabla 1. Tabla de procesos de Sigma.

Figura 6. Distribución normal vs diferente desviación estándar.

El nombre de Six Sigma hace referencia a la desviación típica de la variabilidad. Six Sigma reduce defectos, incrementando los ingresos y generando mayor satisfacción del cliente mediante la resolución de problemas de forma efectiva. Pero el Lean acelera al Six Sigma.

Tabla 2. Comparación entre Lean ySix Sigma.

Estas dos metodologías pueden usarse por separado, pero suman mucho más valor si se combinan para formar a Lean Six Sigma: Lean (eliminación de actividades que no generen valor, acortamiento de tiempo de espera del proceso) y Six Sigma (calidad en cada paso del proceso, cero defectos).

Ambos se complementan y alcanzan una reducción de costos operativos, mejoramiento de la calidad y aumentan la


4.00 m. con rumbo promedio N 52º E y 70º SE de buzamiento, es una estructura fallada brechada, con relleno de esfaleritas, galena, galena argentífera, calcopirita, tetraedrita, en forma de bandas irregulares, crustificadas, núcleos y diseminación; al microscopio se observan bournonita y boulangerita.

Los minerales de ganga son el cuarzo, caolín, pirita, estibina, rejalgar, oropimente, baritina; al microscopio también se observan marcasita, pirrotita y milnikovita. Dentro de la mineralización hay clastos e inclusiones de roca volcánica argilizada y silicificada.

Secuencia de explotación Corte y Relleno Ascendente con Rampas Basculantes

Figura 5. Estándar del ciclo de minado de tajos.

Secuencia de explotación Corte y Relleno Ascendente con Rampas Basculantes.

Figura 5. Estándar del ciclo de minado de tajos.


Metodología Lean Six Sigma Es una combinación de dos métodos enfocados en generar más valor con menos recursos a través de su orientación a la eliminación de desperdicios y la reducción sistemática de defectos de manera efectiva. Lean reduce desperdicios a través mejoramiento de procesos sistemáticos, entendiéndose a los desperdicios como el consumo de

recursos innecesarios asignados al producto que no genera valor al cliente; la herramienta Lean es rápida, eficiente, económica y satisfactoria. Six Sigma es un método estadístico para mejorar procesos, está enfocado para reducir la variabilidad dentro de un proceso, que implica disminuir defectos hasta alcanzar que por cada millón de productos sólo el 3.4 tienen defectos:


Nivel

Sigma Tasa de defectos

2s 308,770 ppm 3s 66.811 ppm 4s 6,210 ppm 5s 233 ppm 6s 3,44 ppm

Figura 6. Distribución normal vs diferente desviación estándar





Nivel








Nivel





El nombre de Six Sigma hace referencia a la desviación típica de la variabilidad. Six Sigma reduce defectos, incrementando los ingresos y generando mayor

satisfacción del cliente mediante la resolución de problemas de forma efectiva. Pero el Lean acelera al Six Sigma.

Tabla 2. Comparación entre Lean y Six Sigma.

Metodología Lean Metodología Six Sigma

VELOCIDAD CALIDAD Procesos flexibles Solución de problemas

efectivos Respuesta rápida Reducción de variación Trabajo en equipo Análisis de causa-raíz Procesos estables Optimiza funciones de

procesos Flujo continuo Reducción de defectos Eliminación de desperdicios

Proceso estadístico

CAMBIO DE CULTURA COMPONENTE TEÓRICO Estas dos metodologías pueden usarse por separado, pero suman mucho más valor si se combinan para formar a Lean Six Sigma: Lean (eliminación de actividades que no generen valor, acortamiento de tiempo de espera del proceso) y Six

Sigma (calidad en cada paso del proceso, cero defectos). Ambos se complementan y alcanzan una reducción de costos operativos, mejoramiento de la calidad y aumentan la satisfacción del cliente.

Figura 7. Gráfica de fusión de las dos metodologías

Reduce desperdicios Reduce defectos Aumenta la velocidad y la eficiencia de cualquier proceso La metodología Lean Six Sigma puede aplicarse a cualquier tipo de organización, teniendo como objetivo, lograr calidad con la eliminación de los defectos mediante una adecuada definición del problema, midiendo y analizando sus causas raíces para

eliminarlas y de esta manera, poder asegurar el correcto funcionamiento de los procesos en la organización. Los elementos claves que soportan la filosofía Six Sigma son los siguientes: conocimiento de los requerimientos del cliente, dirección

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satisfacción del cliente.La metodología Lean Six Sigma puede aplicarse a cualquier tipo de organización, teniendo como objetivo, lograr calidad con la eliminación de los defectos mediante una adecuada definición del problema, midiendo y analizando sus causas raíces para eliminarlas y de esta manera, poder asegurar el correcto funcionamiento de los procesos en la organización.

Los elementos claves que soportan la filosofía Six Sigma son los siguientes: conocimiento de los requerimientos del cliente, dirección basada en datos y hechos, mejora de procesos e implicación en la dirección.

Un elemento básico del Six Sigma es la formación, para ello se definen diferentes roles para distintas personas en la organización, con denominaciones especiales. El directivo que va a definir, decidir, monitorear y apoyar los proyectos de mejora se designa “Champion”. Para desarrollar estos proyectos se escogen y preparan expertos conocidos con los nombres de “Master Black Belt”, “Black Belt” y “Green Belt”, quienes se convierten en los agentes del cambio, interactuando con el equipo de trabajo seleccionado para los mismos. Esquema de aumento de calidad e ingresos

Enfoque para la solución del problema.

Para los pasos 6 s, el proceso de filtrado es el siguiente:


El nombre de Six Sigma hace referencia a la desviación típica de la variabilidad. Six Sigma reduce defectos, incrementando los ingresos y generando mayor

satisfacción del cliente mediante la resolución de problemas de forma efectiva. Pero el Lean acelera al Six Sigma.

Tabla 2. Comparación entre Lean y Six Sigma.

Metodología Lean Metodología Six Sigma

VELOCIDAD CALIDAD Procesos flexibles Solución de problemas

efectivos Respuesta rápida Reducción de variación Trabajo en equipo Análisis de causa-raíz Procesos estables Optimiza funciones de

procesos Flujo continuo Reducción de defectos Eliminación de desperdicios

Proceso estadístico

CAMBIO DE CULTURA COMPONENTE TEÓRICO Estas dos metodologías pueden usarse por separado, pero suman mucho más valor si se combinan para formar a Lean Six Sigma: Lean (eliminación de actividades que no generen valor, acortamiento de tiempo de espera del proceso) y Six

Sigma (calidad en cada paso del proceso, cero defectos). Ambos se complementan y alcanzan una reducción de costos operativos, mejoramiento de la calidad y aumentan la satisfacción del cliente.


Reduce desperdicios Reduce defectos Aumenta la velocidad y la eficiencia de cualquier proceso La metodología Lean Six Sigma puede aplicarse a cualquier tipo de organización, teniendo como objetivo, lograr calidad con la eliminación de los defectos mediante una adecuada definición del problema, midiendo y analizando sus causas raíces para

eliminarlas y de esta manera, poder asegurar el correcto funcionamiento de los procesos en la organización. Los elementos claves que soportan la filosofía Six Sigma son los siguientes: conocimiento de los requerimientos del cliente, dirección



basada en datos y hechos, mejora de procesos e implicación en la dirección. Un elemento básico del Six Sigma es la formación, para ello se definen diferentes roles para distintas personas en la organización, con denominaciones especiales. El directivo que va a definir, decidir, monitorear y apoyar los proyectos

de mejora se designa “Champion”. Para desarrollar estos proyectos se escogen y preparan expertos conocidos con los nombres de “Master Black Belt”, “Black Belt” y “Green Belt”, quienes se convierten en los agentes del cambio, interactuando con el equipo de trabajo seleccionado para los mismos.

Esquema de aumento de calidad e ingresos Enfoque para la solución del problema.

y = f (x1; x2; x3;…;xn)

Tabla 3. Variables de entrada.

Variables x Variables y - E

Entrada - S

Salida - I

Independientes - D

Dependientes - C

Causas - E

Efectos - S

Con controlados - S

Con monitoreados PROACTIVO REACTIVO


Figura 8. Proceso de Filtrado del Six Sigma

Se complementan más rápido, más

eficientemente y sin medrar la calidad

Racionalización de procesos

X’s Potenciales – Herramienta cualitativa

X’s Vitales – Herramienta Cuantitativa

Definir Medir

Analizar Mejorar

Controlar

DEFECTO Y

DEFECTO Y

VARIABLES X VARIABLES VITALES X

VARIABLES CLAVES

VARIABLES CRÍTICAS

PROCESO OPTIMIZADO





y = f (x1; x2; x3;…;xn)



Entrada - S

Salida - I

Independientes - D

Dependientes - C

Causas - E

Efectos - S

Con controlados - S









Definir Medir

Analizar Mejorar

Controlar

DEFECTO Y

DEFECTO Y


VARIABLES CLAVES

VARIABLES CRÍTICAS

PROCESO OPTIMIZADO





y = f (x1; x2; x3;…;xn)



Entrada - S

Salida - I

Independientes - D

Dependientes - C

Causas - E

Efectos - S

Con controlados - S









Definir Medir

Analizar Mejorar

Controlar

DEFECTO Y

DEFECTO Y


VARIABLES CLAVES

VARIABLES CRÍTICAS

PROCESO OPTIMIZADO



Fases del Six Sigma Se conoce como el ciclo de mejora denominado DMAMC: Definir los problemas y situaciones a mejorar, Medir para obtener la información y

los datos, Analizar la información recogida, incorporar y emprender Mejorar en los procesos y, Controlar o rediseñar los procesos o productos existentes.

Figura 9. Fases del Six Sigma.

MÉTODO DE SOLUCIÓN – APLICACIÓN Fase 1: Definir En esta etapa inicial se tiene que revisar la declaración del problema y el objetivo. Es ahí donde nos preguntamos: ¿Qué es necesario para satisfacer al cliente? Para eso desarrollamos una introspección a nuestro proceso:

En esta etapa se pueden revisar contratos, estándares, precios unitarios e indicadores de gestión. Se identifican posibles proyectos de mejora y se seleccionan lo más prometedores. Este proceso puede durar de una a dos semanas. Aquí se determina el Project Charter (documento de constitución del proyecto), los factores críticos de la calidad CTQ y la herramienta denominada SIPOC (supplier, imput, process, output, costumer).


Fases del Six Sigma.Se conoce como el ciclo de mejora denominado DMAMC: Definir los

problemas y situaciones a mejorar, Medir para obtener la información y los datos, Analizar la información recogida, incorporar y emprender Mejorar en los procesos y, Controlar o rediseñar los procesos o productos existentes.

Figura 9. Fases del Six Sigma.

MÉTODO DE SOLUCIÓN – APLICACIÓN.

Fase 1: DefinirEn esta etapa inicial se tiene que revisar la

declaración del problema y el objetivo. Es ahí donde nos preguntamos: ¿Qué es necesario para satisfacer al cliente? Para eso desarrollamos una introspección a nuestro proceso:

En esta etapa se pueden revisar contratos, estándares, precios unitarios e indicadores de gestión. Se identifican posibles proyectos de mejora y se seleccionan lo más prometedores. Este proceso puede durar de una a dos semanas. Aquí se determina el Project Charter (documento de constitución del proyecto), los factores críticos de la calidad CTQ y la herramienta denominada SIPOC (supplier, imput, process, output, costumer).

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EL INGENIERO DE MINAS Revista del Capítulo de Ingeniería de Minas12 EL INGENIERO DE MINAS – Revista del Capítulo de Ingeniería de Minas

Figura 10. Mapeo de Procesos de Operaciones Mina.

En nuestras operaciones en Kolpa una de las desviaciones más grandes parten desde el proceso de perforación y voladura en los tajos y frentes, de ello depende la estabilidad de la nueva excavación, el tiempo efectivo de desate y limpieza, granulometría optima que

exige la Planta, elementos necesarios para el sostenimiento, tiempo de autosoporte por la generación de esfuerzos inducidos en roca, estandarización de elementos auxiliares.

EXTRACCIÓN

EXPLORACIÓN

PLANEAMIENTO

PREPARACIÓN

EXPLOTACIÓN

Si

Si

Si

Si

Si

Si

MINA

Sondajes DiamantinosExploración por Galerías

¿MineralEconómico?

PlaneamientoModelamiento/Diseño

Queda como Infraestructura

¿MétodoEconómico?

Preparación de Tajos

¿Se avanza Según

Cronograma?

Producción de Mineral

¿RecursosEficientes?

¿Resultados Óptimos?

Acarreo y Transporte

¿Pasa el control de Ca l idad?

PLANTA

No

Registro en la Base de Datos

Reajuste del Programa(Aumento de Costo

Busca Optimizar horas efectivas

Gestión de Optimización

Reunión de Calidad

Análisis de Pérdidas

Escogido y Fragmentación

No

No

No

No

No

Parámetros de Productividad:Potencia de veta: 1.50 mLargo de tajo: 400 m/corteAltura de tajo: 100 mVolumen mineral: 60,000 m3 mineral/tajoDensidad mineral: 3.00 ton/m3Tonelaje: 180,000 ton/tajoF. Esponjamiento: 30%1,560 m3 mineral suelto/corteDilución permisible: 10%Ancho de labor: 1.80 mVolumen roto: 72,000 m3 roto/tajeoVolumen desmonte: 12,000 m3 desm/tajo312 m3 desm. suelto/corteBurden: 0.80 mTaladros: 1.88 taladros /fila1.88 taladros/fila2.34 taladros/mTaladros corte: 937.50 tal/corteAltura corte 2 m/corteCortes/tajo: 50 cortes /tajoCapacidad de scoop 2.20 yd3/cucharaHoras /guardia 8 horas /guardiaVacío creado 1,440 m3/corteCompactibilidad: 70%Relleno requerido: 2,057 m3 relleno. suelto/corte.Rendimientos:Perforación 6 min/talCarguío voladura 2 min/talCiclo de limpieza 7 min/cucharaCiclo de relleno 8 min/cucharaColocación perno 6 min/tal+CiclosPerforación 11.72 guardias/corteVoladura 3.91 guardias/corteLimpieza 15.03 guardias/corteSostenimiento 7.50 guardias/corteRelleno 22.65 guardias/corteInfraestructura 10.00 guardias/corteOtros 2.00 guardias/corteTotal 72.80 guardias/corteF. Simultaneidad 0.80Total 58.24 guardias/corte29.12 días/corte0.97 mes/cortePersonal 2 hombres/guardia3 tareas/guardia3,600 Ton/corte61.81 Ton/guardiaProductividad 20.60 Ton/tareaExplosivo 1.20 kg/tal adro1,125 kg/corteFactor Potencia 0.31 Kg/TonRotura por tal adro 3.84 Ton/tal adroTon/mes 3,709 Ton/mes44,503 Ton/añoVida del tajo 48.54 meses/tajo4.04 años/tajoReserva 180,000 Ton/blockTiempo de minado 4.04 años /block

Figura 10. Mapeo de Procesos de Operaciones Mina.En nuestras operaciones en Kolpa una de las desviaciones más grandes parten desde el proceso de perforación y voladura en los tajos y frentes, de ello depende la estabilidad de la nueva excavación, el tiempo efectivo de desate y limpieza, granulometría optima que exige la Planta, elementos necesarios para el sostenimiento, tiempo de autosoporte por la generación de esfuerzos inducidos en roca, estandarización de elementos auxiliares.

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Figura 11. Diagrama SIPOC.


Figura 11. Diagrama SIPOC.

Fase 2: Medir Calificar la oportunidad de mejora a ser abordada, profundizado en el estudio del proceso. Se comienza a buscar la causa raíz, aplicando la recolección de datos.

Este proceso puede durar de uno a dos meses. En la Unidad se analizó el ciclo de minado: Perforación y voladura, ventilación, sostenimiento, limpieza, acarreo y transporte, servicios auxiliares analizados en una lluvia de ideas que se plasman en el diagrama de Ishikahua.

La lluvia de ideas conlleva a discriminar las relaciones múltiples de causa-efecto: Figura 12. Diagrama de Ishikawa.

Mina Técnica y Perforación Resultados Planta capacitación y Voladura del disparo Concentradora

Fase 2: Medir Calificar la oportunidad de mejora a ser abordada, profundizado en el estudio del proceso.

Se comienza a buscar la causa raíz, aplicando la recolección de datos.

Este proceso puede durar de uno a dos meses.

En la Unidad se analizó el ciclo de minado:Perforación y voladura, ventilación, sostenimiento, limpieza, acarreo y transporte, servicios auxiliares analizados en una lluvia de ideas que se plasman en el diagrama de Ishikahua.

La lluvia de ideas conlleva a discriminar las relaciones múltiples de causa-efecto:

Figura 12. Diagrama de Ishikawa.

En esta etapa se profundiza el origen de las fallas:

15


Figura 13. Gráfica del pastel según tipo de falla para jumbos en avances.

Figura 14. Gráfica del pastel según tipo de falla para tajos.

Figura 15. Estadísticas de pérdidas económicas.

Figura 16. Pareto 80-20 de fallas mecánicas en scoops.

15








Aplicación de horas equipo a relleno detríticoBaja e�ciencia de tiempo por guardia debido a excesivas reuniones Carga operanteContaminación de mineral por relleno detríticoControl efectivo de perforaciónCosto de energía en bombeoDilución por limpieza de mineralE�ciencia de bombeo por diámetro menor de impulsión Eventos por exposición del personal %

Generación de bancos de material roto y campaneo de echaderos (falta de parrillas)Horas adicionales de equipo dedicado a nivelar el material de descajeHoras efectivas de bombeo, control de tiempos de bombeoHoras efectivas de trabajo perdidas por traslado de personal a comedor en super�cieHoras equipo para limpieza de pozasHoras perdidas de volquete por fallas en el procesoInestabilidad por descaje en el minado

Perforación especi�ca (PP)

Rotura-paralelismo Sobre excavación de labor

Velocidad de perforación

Ventilación forzada en tajeosRetrazo en transito de equipos por rampas de doble sentido

Tiempo en el cambio del ciclo de minado, corte y relleno detritico Tiros fallados

Rendimiento de equipos por distancia económica hacia echaderos en cada ala

Malla de perforación

Falta de paralelismo de taladros tajeos y frentes

Productividad TM/HGVariabilidad en el ciclo de transporte

% diluciónBalance de caudales de aire

Cobertura de aire

Factor de cañaGranulometría % de bancos

Pérdida de presión de aire por red activa en zonas inoperativasPérdida de presión por estado de red de aire comprimidoProductividad en el carguío según granulometría de materialPruebas de capacidad de carga

Long. Efectiva de avanceLong. Efectiva de perforación

Acceso a infraestructuras tipo echadero incondusa (puertas, muros, etc.)Consumo de cable de energia por producciónConsumo de elementos de sostenimiento por producciónConsumo de mangas por metro de evanceConsumo de sostenimiento metálico vs sostenimiento con madera

Horas perdidas de equipo por abastecieminto de combustible en super�cie Red de tuberias de bombeo y serviciosUso de tacos de arcilla

Alta emisión de ruido

Falta de infraestructura (chimeneas ventilación OP, FP, cam de carguío)Excesivo consumo de energía

Falta de limpieza de equiposGestión de gases naturalesLimitación de altura por calidad de rocaLimitaciónes de producción por calidad de roca encajonanteNo de disparos perdidos por falta de ventilación Pérdida de capacidad de �ota por estado de víasRendimiento de equipo por de�ciente ventilaciónRendimiento perdido por estado de víasTiempo efectivo en reparación de equipos por lejania de taller

Capacidad de aire comprimido por estado de compresorasCapacidad operativa de �ota (volquetes)D.O y D.M. % Jumbo

Falta de equipos de monitoreo

Horas equipo para producción (Dimensionamiento �ota de

Horas equipo Scoop por relleno detrítico

No de equipos por encima de LMP, por antigüedad

Horas perdidas en cambio de mangas y ventiladores por usoInadecuado de equipos y personal (Scoop, etc.)

Paradas de equipo por caida de tensiónParadas de equipo por tipo de fallaPérdidas por fallas de equipo

Scoops)

Falta de mantenimiento de ventiladores

F.U. % Jumbo

52



15






16

Figura 17. Pareto 80-20 de fallas mecánicas en jumbos.

El principio de Pareto indica que el 80% del problema es ocasionado por un 20% de causas. La aplicación en Six Sigma busca que por cada X que impacta en las Y, cuáles de los elementos son los mayores responsables del valor de la Y (subdivisión del problema). Fase 3: Analizar En esta etapa se aplican las herramientas los datos recolectados en la segunda fase, se determinan cuáles de las X´s potenciales de la etapa de Medir son vitales y ameritan

un plan de acción para generar mayor impacto a las Y´s. El objetivo es analizar la data con la finalidad de determinar las relaciones causales existentes para definir los principales factores que afectan al indicador. Esta etapa puede durar entre 2 y 4 semanas. En la Unidad se analizó que la variabilidad de los resultados de producción y avances en el año 2014 era determinante para interpretar el origen de las desviaciones:

Figura 18. Medición de la tendencia central de la producción marzo 2014.


Figura 17. Pareto 80-20 de fallas mecánicas en jumbos.

El principio de Pareto indica que el 80% del problema es ocasionado por un 20% de causas.

La aplicación en Six Sigma busca que por cada X que impacta en las Y, cuáles de los elementos son los mayores responsables del valor de la Y (subdivisión del problema).Fase 3: Analizar

En esta etapa se aplican las herramientas los datos recolectados en la segunda fase, se determinan cuáles de las X´s potenciales de la etapa de Medir son

vitales y ameritan un plan de acción para generar mayor impacto a las Y´s.

El objetivo es analizar la data con la finalidad de determinar las relaciones causales existentes para definir los principales factores que afectan al indicador.

Esta etapa puede durar entre 2 y 4 semanas.

En la Unidad se analizó que la variabilidad de los resultados de producción y avances en el año 2014 era determinante para interpretar el origen de las desviaciones:

Figura 18. Medición de la tendencia central de la producción marzo 2014.

Figura 19. Medición de la tendencia central de avances mayo 2014.

Figura 20. Variación en los resultados de producción por mes del 2014.


17

18001600140012001000800600

12

10

8

6

4

2

0

Marzo

Frec

uenc

ia

Media 1334Desv.Est. 224.2N 33

Histograma de MarzoNormal



Diciem

bre

Novie

mbre

Octubre

Septi

embre

Agos

toJul

ioJun

ioMay

oAb

ril

Marzo

Febrero

Enero

1800

1600

1400

1200

1000

800

600

400

200

0

Prod

ucci

ón (

TMS)

Gráfica de caja de Producción 2014


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18001600140012001000800600

12

10

8

6

4

2

0

Marzo

Frec

uenc

ia





Diciem

bre

Novie

mbre

Octubre

Septi

embre

Agos

toJul

ioJun

ioMay

oAb

ril

Marzo

Febrero

Enero

1800

1600

1400

1200

1000

800

600

400

200

0

Prod

ucci

ón (

TMS)


Figura 21. Variación en los resultados de producción por mes del 2014. 17

18001600140012001000800600

12

10

8

6

4

2

0

Marzo

Frec

uenc

ia





Diciem

bre

Novie

mbre

Octubre

Septi

embre

Agos

toJul

ioJun

ioMay

oAb

ril

Marzo

Febrero

Enero

1800

1600

1400

1200

1000

800

600

400

200

0

Prod

ucci

ón (

TMS)



18

Figura 22. Medición de la tendencia central de avances julio 2014.


Figura 24. Pareto para iniciar con el plan de acción.

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18




18





19

Fase 4: Mejorar En esta fase se define los valores “óptimos” de nuestros factores X que han sido significativos para nuestro indicador, se identifican posibles soluciones y alternativas de mejora. Se pone en práctica la solución que resolverá el problema. La fase de mejorar en la Unidad se aplica desde agosto del 2015. Para nuestras operaciones se implementaron siete planes de acción vitales para alcanzar la efectividad de los resultados. - Utilización efectiva de flota de

equipos por puesta en servicio de infraestructura Trackless (tolvas hidráulicas, cámaras de carguío según distancia económica de acarreo, fill pass, taller de mantenimiento en interior mina Nv- 4230, construcción de chimeneas RC de ventilación). - Reducción del consumo de energía

en mina (por optimización del sistema de bombeo, cambio de circuito de ventilación, construcción de sub estaciones y re direccionamiento de longitud efectiva del sistema de cableado,

racionalización del uso de compresoras).

- Incremento de horas efectivas de mano de obra y equipos (comedor en interior mina, talleres en interior mina, horas de capacitación efectiva, mejora en la dinámica de despacho de guardia, servicio de transporte masivo del personal en interior mina).

- Renovación de flota de equipos trackless (implementación de equipo empernador Bolter a través de la contrata, equipos LHD con antigüedad no mayor a 10 años). - Reducción de costos en base a

técnicas modernas de sostenimiento y aplicación de relleno hidráulico en mina.

- Optimización de perforación y voladura (control de: fragmentación, carga operante, sobre excavación y consumo de aceros de perforación).

- Optimización del tránsito y proceso de transporte de mineral/desmonte, ordenando el sentido de ingreso/salida por Rp-1 y Rp-2. (Integración de rampas en el NV-4230).

se identifican posibles soluciones y alternativas de mejora. Se pone en práctica la solución que resolverá el problema.La fase de mejorar en la Unidad se aplica desde agosto del 2015.Para nuestras operaciones se implementaron siete planes de acción vitales para alcanzar la efectividad de los resultados.

- Utilización efectiva de flota de equipos por puesta en servicio de infraestructura Trackless (tolvas hidráulicas, cámaras de carguío según distancia económica de acarreo, fill pass, taller de mantenimiento en interior mina Nv-

4230, construcción de chimeneas RC de ventilación).- Reducción del consumo de energía en mina (por optimización del sistema de bombeo, cambio de circuito de ventilación, construcción de sub estaciones y re direccionamiento de longitud efectiva del sistema de cableado, racionalización del uso de compresoras).- Incremento de horas efectivas de mano de obra y equipos (comedor en interior mina, talleres en interior

mina, horas de capacitación efectiva, mejora en la dinámica de despacho de guardia, servicio de transporte masivo del personal en interior mina).

- Renovación de flota de equipos trackless (implementación de equipo empernador Bolter a través de la contrata, equipos LHD con antigüedad no mayor a 10 años).

- Reducción de costos en base a técnicas modernas de sostenimiento y aplicación de relleno hidráulico en mina.

- Optimización de perforación y voladura (control de: fragmentación, carga operante, sobre excavación y consumo de aceros de perforación).

- Optimización del tránsito y proceso de transporte de mineral/desmonte, ordenando el sentido de ingreso/salida por Rp-1 y Rp-2. (Integración de rampas en el NV-4230).

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Tabla 4. Estatus del plan de acción a abril del 2016.

Priorizados Qué hacer Cómo Hacer StatusCosto elevado de producción Reajuste de los Precios Unitarios COMICIV Evaluación técnico económica de parámetros de voladura 100%

Ejecución de Infraestructura de la mina Construcción de tolvas hidráulicas 90%Taller de mantenimiento en interior mina Nv-4230 Construcción de talleres trackless en interios mina 20%Construcción de chimeneas RC de ventilación Excavación chimenea alimak de 360 metros 40%Construcción del Sistema de Bombeo NV-4230 Construcción de cámaras de bombeo integrales 35%Cambio del circuito de ventilación Modificación del sistema de ventilación en mina 100%Construcción de sub estaciones eléctricas Implementación de S.E. cercanas a las labores 100%Racionalización del uso de compresoras Monitoreo y modificación de compresoras a encender 100%Implementación del comedor en interior mina Rp-2 Construcción de comedor en la Rampa 2 100%Mejora en la dinámica de despacho de guardia Horas adecuadas y forma didáctica de reuniones 80%Transporte masivo del personal en interior mina Asignación de unidades vehiculares efectivos 100%Construcción de sala de reuniones en interior mina Implementar reuniones de coordinación en interior mina 80%Negociación para implementación de empernador Bolter por parte de E.E. Coordinación con COMICIV para su implementación

0%

Negociación para Implementación de equipos LHD con antigüedad no mayor a 10 años Coordinación con COMICIV para los reemplazos

0%

Aplicación de nuevas técnicas de sostenimiento Estudios geomecánicos con innovaciones técnicas 10%

Implementación de sistema de relleno hidráulico Construcción de planta y nueva red de relleno hidráulico 0%Pruebas de campo con la aplicación de nuevas técnicas y productos Implementación de nuevos suministros para voladura

80%

Análisis de resultados Seguimiento a la perforación y carguío 60%Estandarización Pruebas continuas para encontrar el modelo óptimo 40%Integración de rampas principales en el nivel 4230 Desarrollar las labores 4x4 para accesibilidad total 100%Mejora del circuito de transporte de mineral y desmonte Direccionar el tránsito para evitar encuentro de unidades 60%

Promedio 62%

Horas muertas en el transporte de mineral y la supervisión

Minado convencional con deficiencia de ventilación

Elevado costo de energía

Horas efectivas de trabajo perdidos

Baja disponibilidad de equipos que afecta al ciclo de minado

Clento ciclo de minado

Deficiencia en perforación y voladura

Fase 5: Controlar Una vez concluida la mejora en Y, se debe garantizar que la mejora sea sostenible en el tiempo y no retorne a la situación inicial. Finalmente, una vez que encontrada la manera de mejorar el desempeño del sistema, se necesita encontrar como asegurar que la solución pueda sostenerse sobre un período largo de tiempo. Para esto debe de diseñarse e implementarse una estrategia de control que asegure que los procesos

sigan corriendo de forma eficiente. En el caso de la unidad, un mecanismo eficiente de control es a través de los KPI’s Semanales, el cual es un reporte estadístico que permite monitorear los principales indicadores, generando alertas constantes ante posibles desvíos para su corrección inmediata. Los indicadores se reflejan a partir de agosto del 2015 debido a que se inició con la fase inicial en julio del mismo año.

Figura 25. Medición de la tendencia central de avances agosto y setiembre

2014



Fase 4: Mejorar.En esta fase se define los valores “óptimos” de nuestros factores X que han sido significativos para nuestro indicador,


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Fase 5: Controlar.Una vez concluida la mejora en Y, se debe garantizar que la mejora sea sostenible en el tiempo y no retorne a la situación inicial.

Finalmente, una vez que encontrada la manera de mejorar el desempeño del sistema, se necesita encontrar como

asegurar que la solución pueda sostenerse sobre un período largo de tiempo. Para esto debe de diseñarse e implementarse una estrategia de control que asegure que los procesos sigan corriendo de forma eficiente. En el caso de la unidad, un mecanismo eficiente de control es a través de los KPI’s Semanales, el cual es un reporte

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Priorizados Qué hacer Cómo Hacer StatusCosto elevado de producción Reajuste de los Precios Unitarios COMICIV Evaluación técnico económica de parámetros de voladura 100%

Ejecución de Infraestructura de la mina Construcción de tolvas hidráulicas 90%Taller de mantenimiento en interior mina Nv-4230 Construcción de talleres trackless en interios mina 20%Construcción de chimeneas RC de ventilación Excavación chimenea alimak de 360 metros 40%Construcción del Sistema de Bombeo NV-4230 Construcción de cámaras de bombeo integrales 35%Cambio del circuito de ventilación Modificación del sistema de ventilación en mina 100%Construcción de sub estaciones eléctricas Implementación de S.E. cercanas a las labores 100%Racionalización del uso de compresoras Monitoreo y modificación de compresoras a encender 100%Implementación del comedor en interior mina Rp-2 Construcción de comedor en la Rampa 2 100%Mejora en la dinámica de despacho de guardia Horas adecuadas y forma didáctica de reuniones 80%Transporte masivo del personal en interior mina Asignación de unidades vehiculares efectivos 100%Construcción de sala de reuniones en interior mina Implementar reuniones de coordinación en interior mina 80%Negociación para implementación de empernador Bolter por parte de E.E. Coordinación con COMICIV para su implementación

0%

Negociación para Implementación de equipos LHD con antigüedad no mayor a 10 años Coordinación con COMICIV para los reemplazos

0%

Aplicación de nuevas técnicas de sostenimiento Estudios geomecánicos con innovaciones técnicas 10%

Implementación de sistema de relleno hidráulico Construcción de planta y nueva red de relleno hidráulico 0%Pruebas de campo con la aplicación de nuevas técnicas y productos Implementación de nuevos suministros para voladura

80%

Análisis de resultados Seguimiento a la perforación y carguío 60%Estandarización Pruebas continuas para encontrar el modelo óptimo 40%Integración de rampas principales en el nivel 4230 Desarrollar las labores 4x4 para accesibilidad total 100%Mejora del circuito de transporte de mineral y desmonte Direccionar el tránsito para evitar encuentro de unidades 60%

Promedio 62%

Horas muertas en el transporte de mineral y la supervisión

Minado convencional con deficiencia de ventilación

Elevado costo de energía

Horas efectivas de trabajo perdidos

Baja disponibilidad de equipos que afecta al ciclo de minado

Clento ciclo de minado

Deficiencia en perforación y voladura

Fase 5: Controlar Una vez concluida la mejora en Y, se debe garantizar que la mejora sea sostenible en el tiempo y no retorne a la situación inicial. Finalmente, una vez que encontrada la manera de mejorar el desempeño del sistema, se necesita encontrar como asegurar que la solución pueda sostenerse sobre un período largo de tiempo. Para esto debe de diseñarse e implementarse una estrategia de control que asegure que los procesos

sigan corriendo de forma eficiente. En el caso de la unidad, un mecanismo eficiente de control es a través de los KPI’s Semanales, el cual es un reporte estadístico que permite monitorear los principales indicadores, generando alertas constantes ante posibles desvíos para su corrección inmediata. Los indicadores se reflejan a partir de agosto del 2015 debido a que se inició con la fase inicial en julio del mismo año.

Figura 25. Medición de la tendencia central de avances agosto y setiembre

2014

estadístico que permite monitorear los principales indicadores, generando alertas constantes ante posibles desvíos para su corrección inmediata.

Los indicadores se reflejan a partir de agosto del 2015 debido a que se inició con la fase inicial en julio del mismo año.

Figura 25. Medición de la tendencia central de avances agosto y setiembre 2014

Figura 26. Comportamiento de la D.M. del Jumbo Muki 2016.

21


Figura 27. KPI semanales

RESULTADOS Se puede visualizar los resultados de forma gráfica:


Se inicia a aplicar LSS

21







RESULTADOSSe puede visualizar los resultados de forma gráfica:


21






22

Figura 29. Ahorro en optimización de horas efectivas de trabajo en mano de obra.

AÑO 2014

AÑO 2015

AÑO 2016

PERSONAL

PERDIDA

DIA $

PERDIDA

AÑO $ PERSO

NAL PERDIDA

DIA $

PERDIDA

AÑO $ PERSONAL

AHORRO

DIA $

AHORRO

AÑO $

109 $

577.70

$ 210,86

0.50 107

$ 567.1

0

$ 206,991.50 109

$ 577.7

0

$ 210,860.50

Implementación de Comedor

Interior Mina (Rampa 1 y 2)

Figura 30. Ahorro en optimización del factor de potencia.

AÑO 2014 AÑO 2015 AÑO 2016 Kg/TMS Kg Explosivo

AHORRO MES

AHORRO AÑO

30,000.00 0.55 0.29 0.27 0.26 7,800.00 6,732.96$ 80,795.52$

Aplicando nueva malla de perforación y voladurade 60 x 60 cm. a 80 x 80 cm.Diferencia de 0.20 x Kg/TMS

FACTOR DE POTENCIA (Kg/TMS)PROGR. MES

DIFERENCIA 2014 - 2015

Figura 31. Ahorro en optimización del sistema de ventilación.

Número de ventiladores Total HPs Consumo de

energía/AñoNúmero de

ventiladores Total HPs Consumo de energía/Año

8 510 266,916.00$ 3 255 133,425.00$

Una vez comunicado la chimenea alimak tendremos un ahorro del 50%, equivalentea $133,491.00

AÑO 2014 AÑO 2016

55

El ahorro demostrado significa en suma US$ 976,207 al año, a esto se tiene que adicionar las medidas de control en efectividad de tiempos de respuesta a soluciones que se implementaron y otras aplicaciones que también abarcan las estadísticas en seguridad.

Sin embargo, ante esta significancia de aproximadamente un millón de dólares, nuestro espíritu de minero nos empuja a seguir buscando más alternativas que nos permitan eliminar los desperdicios, optimizar los procesos y mejorar la calidad de nuestro producto, que es el mineral con valores necesarios para la planta y sin accidentes ni pérdidas.

CONCLUSIONES.- La metodología Lean Six Sigma es la

fusión de dos poderosas herramientas de mejora continua.

- El Lean acelera al Six Sigma generando la eficiencia en cualquier proceso.

- El Lean Six Sigma reduce los costos eliminando residuos en el proceso, resolviendo problemas causados en pleno proceso y evitando que recursos valiosos sean utilizados en los reprocesos.

- El Lean Six Sigma mejora la eficiencia maximizando esfuerzos hacia el producto, optimizando la asignación de recursos y creando procesos eficientes para la satisfacción del cliente.

- El Lean Six Sigma desarrolla colaboradores eficientes involucrándolos al proceso de mejora, construyendo confianza en su desempeño y aumentando la eficacia de los colaboradores.

- Para la aplicación del cambio de cultura Lean Six Sigma, se requiere del compromiso de la alta dirección por ser una estrategia de la organización, pensar en función al cliente, el mensaje hacia el equipo de trabajo tiene que ser limpio y claro.

- Para alcanzar un buen resultados se debe comunicar los resultados y reconocer los errores. El esfuerzo es a corto plazo y los objetivos a largo plazo.

- Toda organización minera puede aplicar las herramientas del Lean Six Sigma basándose a una información estadística con alcances reales de campo.

- La ejecución de los proyecto de mejora en la eficiencia operativa y de reducción de costos ha sido muy favorable para la organización ya que el impacto se ha reflejado en la rentabilidad del negocio.

22


AÑO 2014

AÑO 2015

AÑO 2016

PERSONAL

PERDIDA

DIA $

PERDIDA

AÑO $ PERSO

NAL PERDIDA

DIA $

PERDIDA

AÑO $ PERSONAL

AHORRO

DIA $

AHORRO

AÑO $

109 $

577.70

$ 210,86

0.50 107

$ 567.1

0

$ 206,991.50 109

$ 577.7

0

$ 210,860.50

Implementación de Comedor

Interior Mina (Rampa 1 y 2)


AÑO 2014 AÑO 2015 AÑO 2016 Kg/TMS Kg Explosivo

AHORRO MES

AHORRO AÑO

30,000.00 0.55 0.29 0.27 0.26 7,800.00 6,732.96$ 80,795.52$

Aplicando nueva malla de perforación y voladurade 60 x 60 cm. a 80 x 80 cm.Diferencia de 0.20 x Kg/TMS

FACTOR DE POTENCIA (Kg/TMS)PROGR. MES

DIFERENCIA 2014 - 2015


Número de ventiladores Total HPs Consumo de


ventiladores Total HPs Consumo de energía/Año

8 510 266,916.00$ 3 255 133,425.00$

Una vez comunicado la chimenea alimak tendremos un ahorro del 50%, equivalentea $133,491.00

AÑO 2014 AÑO 2016

23

Figura 32. Ahorro en optimización del sistema de aire comprimido.

Número de Compresoras Total HPs Consumo de


Compresoras Total HPs Consumo de energía/Año

4 1285 563,446.00$ 3 904 396,385.00$

Se realizó un nuevo cálculo de cobertura en el cualse apagó la compresora GA 315 de 381 HP alcanzandoun ahorro del 30% en consumo de energía, equivalente a$167,061.00

AÑO 2014 AÑO 2016

Figura 33. Ahorro en optimización del sistema de extracción mecanizado.

Número de tolvas

Sobre costo en extracción

$/TM

Costo de extracción

convencional/Año

Número de tolvas

Hidráulicas

Ahorro por tolva

Ahorro en extracción/Año

0 1.1 396,000.00$ 5 6400 384,000.00$

Construcción de tolvas, mecanización del sistema de extracción,lo cual representa un ahorro de $384,000.00

AÑO 2014 AÑO 2016

El ahorro demostrado significa en suma US$ 976,207 al año, a esto se tiene que adicionar las medidas de control en efectividad de tiempos de respuesta a soluciones que se implementaron y otras aplicaciones que también abarcan las estadísticas en seguridad. Sin embargo, ante esta significancia de aproximadamente un millón de dólares, nuestro espíritu de minero nos empuja a seguir buscando más alternativas que nos permitan eliminar los desperdicios, optimizar los procesos y mejorar la calidad de nuestro producto, que es el mineral con valores necesarios para la planta y sin accidentes ni pérdidas.

CONCLUSIONES - La metodología Lean Six Sigma es

la fusión de dos poderosas herramientas de mejora continua.









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Número de Compresoras Total HPs Consumo de


Compresoras Total HPs Consumo de energía/Año

4 1285 563,446.00$ 3 904 396,385.00$

Se realizó un nuevo cálculo de cobertura en el cualse apagó la compresora GA 315 de 381 HP alcanzandoun ahorro del 30% en consumo de energía, equivalente a$167,061.00

AÑO 2014 AÑO 2016


Número de tolvas

Sobre costo en extracción

$/TM

Costo de extracción

convencional/Año

Número de tolvas

Hidráulicas

Ahorro por tolva

Ahorro en extracción/Año

0 1.1 396,000.00$ 5 6400 384,000.00$

Construcción de tolvas, mecanización del sistema de extracción,lo cual representa un ahorro de $384,000.00

AÑO 2014 AÑO 2016

El ahorro demostrado significa en suma US$ 976,207 al año, a esto se tiene que adicionar las medidas de control en efectividad de tiempos de respuesta a soluciones que se implementaron y otras aplicaciones que también abarcan las estadísticas en seguridad. Sin embargo, ante esta significancia de aproximadamente un millón de dólares, nuestro espíritu de minero nos empuja a seguir buscando más alternativas que nos permitan eliminar los desperdicios, optimizar los procesos y mejorar la calidad de nuestro producto, que es el mineral con valores necesarios para la planta y sin accidentes ni pérdidas.

CONCLUSIONES - La metodología Lean Six Sigma es

la fusión de dos poderosas herramientas de mejora continua.




56


A nuestra actividad minera se le reconoce por los distintos e importantes beneficios que

representa para nuestro país y que la identifican como columna vertebral de su crecimiento y desarrollo.

Gran participación en el pago de impuestos directos, en la generación del Producto Bruto Interno (PBI), generación de empleo directo e indirecto en la relación de 1 a 10, creación de infraestructura, la mayor fuente de inversión privada y una participación siempre superior al 50% en nuestras exportaciones, son los rubros más resaltantes.

Analicemos en detalle este último rubro para apreciar la tremenda importancia que tiene no sólo en el marco del comercio internacional de nuestro país, sino, fundamentalmente, en el apoyo determinante a otras actividades económicas y comerciales que no generan divisas, o muy pocas, pero que constituyen aportes importantes a la producción y economía del país según su participación en el PBI.

Así, se tiene en construcción (5% del PBI), manufactura (16.5%), comercio (10%), derechos de importación y afines (8%), transporte y almacenamiento (5%), servicios prestados a empresas (4%), administración pública y defensa (4.5%), servicios diferentes (24%). Estamos hablando de un 77% del PBI que, para su operatividad, recibe, en mayor o menor magnitud, el apoyo de la minería (12% del PBI), vía divisas.

No incluyo agropecuarios (6% del PBI) porque las cifras de exportación superan a las de importación.

En el siguiente cuadro (información del MINEM) se aprecia la evolución anual de las cifras de exportación nacional, exportación minera, importaciones y balanza comercial del 2004 al 2016. Se ha tomado los promedios mensuales para efectos de incluir el año 2016, cuyas cifras corresponden a su primer semestre. Se debe observar que la minería tradicional comprende el 52% a 62% de las exportaciones y la no tradicional está en el orden de 6% al 7%; esto sólo como referencia.

Este alto porcentaje de la minería prácticamente define la tendencia de la exportación nacional si observamos el gráfico siguiente. El coeficiente de determinación R2 se aproxima al valor perfecto de 1, demostrando que la exportación minera marca la pauta del total nacional. No hay otro sector que haga lo mismo. Por otro lado, si volvemos al cuadro anterior, observaremos en la línea final el porcentaje de cobertura que puede dar la exportación minera respecto de las importaciones. Según evolucione este rubro, la exportación minera será capaz de cubrir entre el 50% y el 99% de las importaciones incluyendo las propias. Es decir no hay, ni en el largo plazo, otro

LA MINERÍA, EL COMERCIO INTERNACIONAL Y EL DESARROLLO DEL PERÚ

Ing. Amado Rolando Yataco Medina


Se debe observar que la minería tradicional comprende el 52% a 62% de las exportaciones y la no tradicional está en el orden de 6% al 7%; esto sólo como referencia.

Este alto porcentaje de la minería prácticamente define la tendencia de la exportación nacional si observamos el gráfico siguiente. El coeficiente de determinación R2 se aproxima al valor perfecto de 1, demostrando que la exportación minera marca la pauta del total nacional. No hay otro sector que haga lo mismo.

Por otro lado, si volvemos al cuadro anterior, observaremos en la línea final el porcentaje de cobertura que puede dar la exportación minera

respecto de las importaciones. Según evolucione este rubro, la exportación minera será capaz de cubrir entre el 50% y el 99% de las importaciones incluyendo las propias. Es decir no hay, ni en el largo plazo, otro sector de la economía que pueda atender la demanda de divisas para la importación de bienes de consumo, insumos, bienes de capital y otros bienes que requieran actividades como construcción, manufactura, comercio, hidrocarburos, transporte y almacenamiento, servicios prestados a empresas, administración pública y defensa, servicios diferentes; así como el pago de derechos de importación y afines.

Esto ratifica el valor de las divisas mineras para garantizar la estabilidad de los demás sectores que participan en la generación de trabajo, riqueza, producción, salud, etc.; es decir crecimiento y desarrollo. En el Perú no existe otro sector económico que tenga la fortaleza del minero. Sin minería, el Perú no podría tener garantizado su crecimiento y desarrollo.

La minería no se agota. Se transforma en desarrollo.

Años 2004 2005 2006 2007 2008 2009 2010 2011 2012 2013 2014 2015 2016

Exportación Total 1,067 1,447 1,986 2,341 2,585 2,256 2,984 3,865 3,951 3,572 3,294 2,853 2,664

594 816 1,228 1,453 1,508 1,365 1,810 2,294 2,289 1,982 1,712 1,570 1,573

56% 56% 62% 62% 58% 61% 61% 59% 58% 56% 52% 55% 59%

Exportación Otros 474 632 758 888 1,077 891 1,173 1,571 1,662 1,589 1,582 1,283 1,091

Importaciones 817 1,007 1,237 1,633 2,371 1,751 2,401 3,096 3,418 3,530 3,420 3,115 2,794

Balanza Comercial 250 441 749 709 214 505 582 769 533 42 -126 -262 -130

Export Minera / Importac 0.73 0.81 0.99 0.89 0.64 0.78 0.75 0.74 0.67 0.56 0.50 0.50 0.56

COMERCIO INTERNACIONAL (MILLONES US$/MES) - PARTICIPACIÓN DE LA MINERÍA, AÑOS 2004 A JUNIO 2016

Exportación Minera

R² = 0.973

-

500

1,000

1,500

2,000

2,500

- 1,000 2,000 3,000 4,000 5,000

Expo

rtac

ión

Nac

iona

l

Exportación Minera

Exportación Nacional vs Exportación Minera 2004-2016 (MM$/mes)


Se debe observar que la minería tradicional comprende el 52% a 62% de las exportaciones y la no tradicional está en el orden de 6% al 7%; esto sólo como referencia.

Este alto porcentaje de la minería prácticamente define la tendencia de la exportación nacional si observamos el gráfico siguiente. El coeficiente de determinación R2 se aproxima al valor perfecto de 1, demostrando que la exportación minera marca la pauta del total nacional. No hay otro sector que haga lo mismo.

Por otro lado, si volvemos al cuadro anterior, observaremos en la línea final el porcentaje de cobertura que puede dar la exportación minera

respecto de las importaciones. Según evolucione este rubro, la exportación minera será capaz de cubrir entre el 50% y el 99% de las importaciones incluyendo las propias. Es decir no hay, ni en el largo plazo, otro sector de la economía que pueda atender la demanda de divisas para la importación de bienes de consumo, insumos, bienes de capital y otros bienes que requieran actividades como construcción, manufactura, comercio, hidrocarburos, transporte y almacenamiento, servicios prestados a empresas, administración pública y defensa, servicios diferentes; así como el pago de derechos de importación y afines.



Años 2004 2005 2006 2007 2008 2009 2010 2011 2012 2013 2014 2015 2016

Exportación Total 1,067 1,447 1,986 2,341 2,585 2,256 2,984 3,865 3,951 3,572 3,294 2,853 2,664

594 816 1,228 1,453 1,508 1,365 1,810 2,294 2,289 1,982 1,712 1,570 1,573

56% 56% 62% 62% 58% 61% 61% 59% 58% 56% 52% 55% 59%

Exportación Otros 474 632 758 888 1,077 891 1,173 1,571 1,662 1,589 1,582 1,283 1,091

Importaciones 817 1,007 1,237 1,633 2,371 1,751 2,401 3,096 3,418 3,530 3,420 3,115 2,794

Balanza Comercial 250 441 749 709 214 505 582 769 533 42 -126 -262 -130

Export Minera / Importac 0.73 0.81 0.99 0.89 0.64 0.78 0.75 0.74 0.67 0.56 0.50 0.50 0.56

COMERCIO INTERNACIONAL (MILLONES US$/MES) - PARTICIPACIÓN DE LA MINERÍA, AÑOS 2004 A JUNIO 2016

Exportación Minera

R² = 0.973

-

500

1,000

1,500

2,000

2,500

- 1,000 2,000 3,000 4,000 5,000

Expo

rtac

ión

Nac

iona

l

Exportación Minera

Exportación Nacional vs Exportación Minera 2004-2016 (MM$/mes)

sector de la economía que pueda atender la demanda de divisas para la importación de bienes de consumo, insumos, bienes de capital y otros bienes que requieran actividades como construcción, manufactura, comercio, hidrocarburos, transporte y almacenamiento, servicios prestados a empresas, administración pública y defensa, servicios diferentes; así como el pago de derechos de importación y afines.



57

Daniel Ibrahim Naupari EscobarMine & Flows – Ventilación de Minas

1. RESUMEN.Los requerimientos establecidos en el Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería respecto a la exposición a los agentes físicos y químicos en minas subterráneas estipulan que se debe monitorear, registrar y comunicar a los trabajadores los resultados de dichos monitoreos, asimismo, establece los límites permisibles para la caracterización de la calidad del ambiente. Por lo tanto, se deberá contar con la instrumentación, procedimientos y formularios, que compondrán un sistema de gestión que permita evidenciar el cumplimiento de tales requerimientos, sin embargo, muchas veces, dicha información no es aprovechada en toda su magnitud para lograr un adecuado direccionamiento de los recursos disponibles para el área de ventilación, debido a diversos factores, tales como pérdida de información, desconocimiento o dificultad para interpretar la información.

Por tales motivos, el presente trabajo plantea un sistema de gestión orientado no sólo al cumplimiento de lo establecido en la reglamentación vigente sino que va más allá al plantear un índice de exposición el cual permita analizar el efecto en conjunto de los diversos factores que afectan a la calidad del ambiente así como la correspondiente aplicación a un sistema de ventilación real en el cual se analizará las tendencias con respecto a la exposición a los gases así como el riesgo de gaseamiento.

Palabras ClavesVentilación, minas, gaseamiento, reglamento, seguridad, salud, minería, 055, sistema, gestión, monitoreo, riesgo.

2. INTRODUCCIÓN.

El Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería cuenta con directivas claves con respecto a la exposición a agentes físicos y químicos

SISTEMA DE GESTIÓN DEL RIESGO DE GASEAMIENTO EN MINAS

SUBTERRÁNEAS

en minas subterráneas para lo cual se destina una serie de recursos para el cumplimiento de dichas directivas, la cuales implican la medición, el registro y la comunicación de los parámetros que definen la calidad del ambiente en interior mina. Es así, que se debe contar con instrumentación, procedimientos y formularios los cuales agrupados forman parte de un sistema de gestión, la estructura del cual será indicado en el presente trabajo.

Sin embargo, puede ser aprovechado con varios fines, además, de cumplir con lo establecido en la reglamentación vigente, es por ello que el almacenamiento y procesamiento de la información recolectada son herramientas muy útiles para el direccionamiento de los recursos, siendo el procesamiento una etapa clave en el aprovechamiento de la información, ya que al considerar varios parámetros en simultáneo puede resultar complicado analizar sus efectos en conjunto siendo necesaria la implementación de un indicador que permita traducir los efectos de todas las variables características de la calidad del ambiente.

Finalmente en el presente trabajo se mostrarán los resultados obtenidos, producto de una adecuada recopilación y uso de la información para el direccionamiento de los recursos destinados al área de ventilación analizándose, también la probabilidad de gaseamiento en función del muestreo estadístico realizado. 3. REQUERIMIENTO LEGAL.

En el Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería se estipula en el artículo 103, referentes a los Agentes Químicos, que el titular minero deberá medir periódicamente y registrar los agentes químicos presentes en la operación minera,

sobre todo en los lugares susceptibles a mayor concentración, verificando que dichas concentraciones cumplan con los LMP de exposición. Asimismo, en el artículo 236, referente a la Ventilación en Minas Subterráneas se estipula que la calidad del aire deberá mantenerse dentro de los límites de exposición ocupacional para agentes químicos estipulándose en el inciso a que al inicio de cada jornada o antes de ingresar a cualquier labor, en especial labores ciegas programadas, se deberá realizar mediciones de gases tóxicos, las que deberán ser registradas y comunicadas a los trabajadores que tienen que ingresar a dicha labor.

4. SISTEMA DE GESTIÓN.

4.1. Ideación del sistema de gestión.

En esta etapa del sistema de gestión se definió el objetivo principal que es la guía fundamental, que permite direccionar nuestros esfuerzos, dicho objetivo es:

- “Cero accidentes por exposición a gases en interior mina y cero enfermedades ocupacionales debido a un sistema de ventilación de poca efectividad”.

4.2. Planeación del sistema de gestión.En esta etapa se definirán los objetivos secundarios, es decir, el cómo de nuestro sistema de gestión, asimismo, debemos considerar los requerimientos legales que necesitan ser cumplidos. Por ello, los objetivos secundarios considerados son:

- Llevar a cabo mediciones periódicas de agentes químicos.

- Registrar dichas mediciones periódicas de agentes químicos.

- Comunicar dichas mediciones a los trabajadores que ingresarán a dicha labor.

- Verificar que dichas mediciones se encuentren dentro de los LMP.

58


Para los cuales se han identificado las siguientes necesidades:

Detector de Gases El cual deberá contar con la configuración de gases más conveniente de acuerdo, a las condiciones que se presenten en la unidad minera. Una configuración normalmente usada es:- Oxígeno (O2).- Monóxido de Carbono (CO).- Gases Nitrosos (NO).- Gases Sulfurosos (H2S).- Dióxido de Carbono (CO2).- Nivel de Explosividad (CH4).

- Instrumentación: Los instrumentos mínimos

indispensables para el monitoreo de las condiciones ambientales en minería subterránea son:

AnemómetroEl cual deberá permitir un muestreo del factor clave velocidad:- Velocidad Promedio. Asimismo, se recomienda que permita

otras mediciones de importancia en la labor como son:

- Temperatura de bulbo seco.- Temperatura de bulbo húmedo.- Presión Barométrica.Factores claves para evaluar las condiciones termo-ambientales de la zona de trabajo.

-Procedimiento de Evaluación, Monitoreo y Comunicación:Se ha establecido el siguiente procedimiento que permita cumplir con los objetivos fijados:




- Instrumentación: Los instrumentos mínimos indispensables para el monitoreo de las condiciones ambientales en minería subterránea son:

Detector de Gases Anemómetro

El cual deberá contar con la configuración de gases más conveniente de acuerdo, a las condiciones que se presenten en la unidad minera. Una configuración normalmente usada es: - Oxígeno (O2). - Monóxido de Carbono (CO). - Gases Nitrosos (NO). - Gases Sulfurosos (H2S). - Dióxido de Carbono (CO2). - Nivel de Explosividad (CH4).

El cual deberá permitir un muestreo del factor clave velocidad: - Velocidad Promedio. Asimismo, se recomienda que permita otras mediciones de importancia en la labor como son: - Temperatura de bulbo seco. - Temperatura de bulbo húmedo. - Presión Barométrica. Factores claves para evaluar las condiciones termo-ambientales de la zona de trabajo.

- Procedimiento de Evaluación, Monitoreo y Comunicación: Se ha establecido el siguiente procedimiento que permita cumplir con los objetivos fijados:




- Instrumentación: Los instrumentos mínimos indispensables para el monitoreo de las condiciones ambientales en minería subterránea son:

Detector de Gases Anemómetro

El cual deberá contar con la configuración de gases más conveniente de acuerdo, a las condiciones que se presenten en la unidad minera. Una configuración normalmente usada es: - Oxígeno (O2). - Monóxido de Carbono (CO). - Gases Nitrosos (NO). - Gases Sulfurosos (H2S). - Dióxido de Carbono (CO2). - Nivel de Explosividad (CH4).

El cual deberá permitir un muestreo del factor clave velocidad: - Velocidad Promedio. Asimismo, se recomienda que permita otras mediciones de importancia en la labor como son: - Temperatura de bulbo seco. - Temperatura de bulbo húmedo. - Presión Barométrica. Factores claves para evaluar las condiciones termo-ambientales de la zona de trabajo.

- Procedimiento de Evaluación, Monitoreo y Comunicación: Se ha establecido el siguiente procedimiento que permita cumplir con los objetivos fijados:


Ilustración 1: Diagrama de Flujo de Evaluación, Monitoreo y Comunicación.

SI

NO

SI

NO

Ilustración 1: Diagrama de Flujo de Evaluación, Monitoreo y Comunicación.

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- Formulario de Registro y Evidencia de Comunicación:

El formulario de registro debe ubicar la medición en el tiempo y el espacio así como también, permitir recopilar la información


- Formulario de Registro y Evidencia de Comunicación:

El formulario de registro debe ubicar la medición en el tiempo y el espacio así como también, permitir recopilar la información necesaria para evaluar las condiciones ambientales en la labor y a su vez debe permitir realizar una identificación de los

principales problemas que pudiesen restar efectividad al sistema de ventilación de la labor, el cual se encuentra compuesto por dos elementos claves, el ventilador y los ductos de ventilación, por lo general mangas. Es así que se diseñó un formulario con las siguientes características:

Observaciones:

Monitoreado por: Trabajador presente:

FORMULARIO CODIGO FRM-VENT-01

MONITOREO Y EVALUACIÓN DE CONDICIONES TERMO-AMBIENTALES EN LABORES INTERIOR MINA

REVISION 01

Cond. Termo-Ambientales Conformidad de las InstalacionesAgente TWA Monitoreo Ventilador Conformidad Observaciones

# Monitoreo:Labor: Hora:

Sección: Nivel: Fecha:

CO 25ppm Ubicación SI( ) NO( )O2 19.50% Anclaje SI( ) NO( )

CO2 0.50% Conexión a manga SI( ) NO( )NO2 3ppm Recirculación SI( ) NO( )

LEL (Metano) 5.00%H2S 10ppm Mangas Conformidad Observaciones

Temp. Seca 35°C Agujeros y Acoples SI( ) NO( )Vel. Aire 82.02fpm Aire en la descarga SI( ) NO( )

# Ventilador: Estado: Operativo [ ] / Inoperativo [ ]Etapa del Minado: Perforación [ ] / Voladura[ ] / Desate [ ] / Acarreo [ ] / Sostenimiento [ ] / Otro [ ]Temperatura de la Roca: °C

P. Barom. hPa 15m del Frente SI( ) NO( )T. Húmeda 32.5°C L. Mensajera SI( ) NO( )

Imagen 1: Formulario de Registro de Información y Evidencia de Comunicación.

Registro de datos generales del monitoreo (azul): En esta sección del formulario se indicará la ubicación de la labor así como, la fecha y hora de realización del monitoreo. Asimismo, se contará

con el espacio correspondiente para la asignación del ID único de monitoreo. Registro de condiciones termo-ambientales (naranja): En esta sección se registrará todos los

necesaria para evaluar las condiciones ambientales en la labor y a su vez debe permitir realizar una identificación de los principales problemas que pudiesen restar efectividad al sistema de ventilación de la labor, el cual se encuentra compuesto

Registro de datos generales del monitoreo (azul): En esta sección del formulario se indicará la ubicación de la labor así como, la fecha y hora de realización del monitoreo. Asimismo, se contará con el espacio correspondiente para la asignación del ID único de monitoreo.

Registro de condiciones termo-ambientales (naranja): En esta sección se registrará todos los parámetros de interés que definen las condiciones termo-ambientales en la labor tales como la concentración de gases, velocidad del aire y parámetros psicrométricos.

Registro de evaluación de instalaciones (verde): En esta sección se registrará

la evaluación realizada al sistema de ventilación auxiliar asociado a la labor el cual se compone por el ventilador y las mangas de ventilación. En el caso del ventilador se tendrá en cuenta el anclaje, la ubicación, la presencia de recirculación y la conexión a la manga o ducto de ventilación. En el caso de la manga se verificará la cantidad de aire en la descarga del ducto, la presencia de agujeros y la calidad de los acoples, el uso de línea mensajera así como también, la distancia de la descarga de la manga al frente de trabajo.

Registro de otras observaciones (amarillo): Aquí se registrará el número o código de ventilador instalado en la labor así como su

estado actual de funcionamiento. Además, se registrará la etapa del ciclo de minado en la cual se llevó a cabo el monitoreo, se tomará la temperatura superficial de la roca como referencia y se podrá realizar un comentario adicional sobre la inspección realizada.

Registro de comunicación de monitoreo (rojo): En esta sección se dará conformidad al monitoreo realizado por parte del personal encargado del monitoreo así como también, la comunicación de dichos resultados al personal presente en la labor.

4.3. Control de los Resultados Obtenidos.Como se ha indicado anteriormente

por dos elementos claves, el ventilador y los ductos de ventilación, por lo general mangas. Es así que se diseñó un formulario con las siguientes características:

Imagen 1: Formulario de Registro de Información y Evidencia de Comunicación.

60


existen requerimientos legales que deben ser cumplidos con respecto a la calidad del ambiente dentro de las minas subterráneas, anexo 4 del Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería. Estos límites permisibles son nuestro patrón de comparación bajo el cual se definirá si la calidad del ambiente se encuentra dentro de lo requerido.

- Indicador de exposición a los gases:Sin embargo, la calidad del ambiente se encontrará caracterizada por varias variables las cuales en combinación representarán el riesgo de gaseamiento de una persona. Por lo tanto, es necesario elaborar un indicador que permita identificar de manera rápida y efectiva un elevado riesgo de gaseamiento.

Para ello se ha diseñado un indicador que permite relacionar cada parámetro de interés con su respectivo límite requerido y estos, a su vez, se relacionan entre sí para brindar así un solo valor el cual se encontrará acotado por rangos los cuales representarán diversos niveles de exposición desde un rango normal de exposición, un rango de alerta y hasta un rango crítico de exposición.

Ecuación 1: Índice de Exposición a los gases.

Para el cual se ha establecido los siguientes rangos de alerta:

o Rango de exposición normal: mayor a 0.5

o Rango de exposición de alerta: entre 0.25 y 0.5

o Rango de exposición crítico: menor a 0.25

5. APLICACIÓN EN UNA UNIDAD MINERA.

5.1. Recopilación de la información.

Tal como se ha indicado anteriormente se ha procedido a aplicar el correspondiente procedimiento de Evaluación, Monitoreo y Comunicación el cual ha sido registrado en el formulario de registro mostrado a continuación:

Dicha información fue recopilada y almacenada de forma diaria durante todo el año permitiendo así llevar a cabo dos tipos de verificación y análisis:- Reporte y análisis mensual de

exposición a los gases.- Reporte y análisis trimestral de exposición

a los gases con el correspondiente análisis de riesgo de gaseamiento.

5.2. Análisis de la información5.2.1. Análisis y reporte mensual de exposición a los gases:

Con la finalidad de mejorar la efectividad de las acciones tomadas por el área de ventilación, se hará una revisión diaria de los monitoreos realizados, de tal manera que se tome acción inmediata sobre las labores que presenten un índice de exposición en nivel crítico o de alerta. Para ello se actualiza de manera continua el reporte de monitoreos, el cual al final del mes será presentado como un reporte oficial para conocimiento de todo el personal tal como se puede observar a continuación:


parámetros de interés que definen las condiciones termo-ambientales en la labor tales como la concentración de gases, velocidad del aire y parámetros psicrométricos.

Registro de evaluación de instalaciones (verde): En esta sección se registrará la evaluación realizada al sistema de ventilación auxiliar asociado a la labor el cual se compone por el ventilador y las mangas de ventilación. En el caso del ventilador se tendrá en cuenta el anclaje, la ubicación, la presencia de recirculación y la conexión a la manga o ducto de ventilación. En el caso de la manga se verificará la cantidad de aire en la descarga del ducto, la presencia de agujeros y la calidad de los acoples, el uso de línea mensajera así como también, la distancia de la descarga de la manga al frente de trabajo.

Registro de otras observaciones (amarillo): Aquí se registrará el número o código de ventilador instalado en la labor así como su estado actual de funcionamiento. Además, se registrará la etapa del ciclo de minado en la cual se llevó a cabo el monitoreo, se tomará la temperatura superficial de la roca como referencia y se podrá realizar un comentario adicional sobre la inspección realizada.

Registro de comunicación de monitoreo (rojo): En esta sección se dará conformidad al monitoreo realizado por parte del personal encargado del monitoreo así como también, la comunicación de dichos resultados al personal presente en la labor.

4.3. Control de los Resultados Obtenidos.

Como se ha indicado anteriormente existen requerimientos legales que deben ser cumplidos con respecto a la calidad del ambiente dentro de las minas subterráneas, anexo 4 del Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería. Estos límites permisibles son nuestro patrón de comparación bajo el cual se definirá si la calidad del ambiente se encuentra dentro de lo requerido.

- Indicador de exposición a los

gases: Sin embargo, la calidad del ambiente se encontrará caracterizada por varias variables las cuales en combinación representarán el riesgo de gaseamiento de una persona. Por lo tanto, es necesario elaborar un indicador que permita identificar de manera rápida y efectiva un elevado riesgo de gaseamiento. Para ello se ha diseñado un indicador que permite relacionar cada parámetro de interés con su respectivo límite requerido y estos, a su vez, se relacionan entre sí para brindar así un solo valor el cual se encontrará acotado por rangos los cuales representarán diversos niveles de exposición desde un rango normal de exposición, un rango de alerta y hasta un rango crítico de exposición.

Ecuación 1: Índice de Exposición a los gases.


Para el cual se ha establecido los siguientes rangos de alerta: o Rango de exposición normal:

mayor a 0.5 o Rango de exposición de alerta:

entre 0.25 y 0.5 o Rango de exposición crítico:

menor a 0.25

5. APLICACIÓN EN UNA UNIDAD MINERA.

5.1. Recopilación de la

información.

Tal como se ha indicado anteriormente se ha procedido a aplicar el correspondiente procedimiento de Evaluación, Monitoreo y Comunicación el cual ha sido registrado en el formulario de registro mostrado a continuación:

Imagen 2: Aplicación del formulario de registro y comunicación.

Dicha información fue recopilada y almacenada de forma diaria durante todo el año permitiendo así llevar a cabo dos tipos de verificación y análisis:

- Reporte y análisis mensual de

exposición a los gases. - Reporte y análisis trimestral de

exposición a los gases con el correspondiente análisis de riesgo de gaseamiento.

5.2. Análisis de la información

5.2.1. Análisis y reporte mensual de exposición a los gases:

Con la finalidad de mejorar la efectividad de las acciones tomadas por el área de ventilación, se hará una revisión diaria de los monitoreos realizados, de tal

Imagen 2: Aplicación del formulario de registro y comunicación.


manera que se tome acción inmediata sobre las labores que presenten un índice de exposición en nivel crítico o de alerta. Para ello se actualiza de manera continua el

reporte de monitoreos, el cual al final del mes será presentado como un reporte oficial para conocimiento de todo el personal tal como se puede observar a continuación:

Imagen 3: Reporte mensual de monitoreo de exposición.

5.2.2. Análisis trimestral de exposición a los gases:

Con la información recolectada durante un periodo de tres meses se realizará el correspondiente

análisis y reporte trimestral de exposición a los gases, el cual, debido a que cuenta con una mayor cantidad de datos, permitirá observar las tendencias que se

Imagen 3: Reporte mensual de monitoreo de exposición.

5.2.2. Análisis trimestral de exposición a los gases:

Con la información recolectada durante un periodo de tres meses se realizará el correspondiente análisis y reporte

trimestral de exposición a los gases, el cual, debido a que cuenta con una mayor cantidad de datos, permitirá observar las tendencias que se presenten. Como consecuencia, se podrá tomar las acciones debidas desde el punto de vista

de la ventilación secundaria y principal.

Considerando los parámetros de mayor relevancia: el oxígeno, el monóxido de carbono y la velocidad del aire, podemos observar las siguientes tendencias:


presenten. Como consecuencia, se podrá tomar las acciones debidas desde el punto de vista de la ventilación secundaria y principal.


Imagen 4: Distribución de oxígeno por niveles, 1er trimestre (izquierda), 2do trimestre (centro), 3er trimestre (derecha).

Con respecto al oxígeno, en el primer trimestre observó que tres labores como mínimo presentaron un nivel de oxígeno menor o igual al LMP de 19.5%, lo cual fue mejorado en el segundo trimestre del año, mientras en el tercer trimestre se identificó al menos una labor por debajo del LMP. En general, se puede observar que en los niveles más inferiores de la

mina existió una concentración de oxígeno menor a la de los niveles superiores esto debido al incremento de equipos diésel en operación así como también, un ingreso de aire fresco de poca efectividad por lo que es necesario realizar modificaciones desde el punto de vista de la ventilación principal y/o secundaria.


presenten. Como consecuencia, se podrá tomar las acciones debidas desde el punto de vista de la ventilación secundaria y principal.



Con respecto al oxígeno, en el primer trimestre observó que tres labores como mínimo presentaron un nivel de oxígeno menor o igual al LMP de 19.5%, lo cual fue mejorado en el segundo trimestre del año, mientras en el tercer trimestre se identificó al menos una labor por debajo del LMP. En general, se puede observar que en los niveles más inferiores de la

mina existió una concentración de oxígeno menor a la de los niveles superiores esto debido al incremento de equipos diésel en operación así como también, un ingreso de aire fresco de poca efectividad por lo que es necesario realizar modificaciones desde el punto de vista de la ventilación principal y/o secundaria.


Imagen 5: Distribución de monóxido de carbono por niveles, 1er trimestre (izquierda), 2do trimestre (centro), 3er trimestre (derecha).

En el caso del CO, se observó que en el primer trimestre del año al menos cinco labores presentaron una concentración mayor o igual al LMP de 25ppm manteniéndose por debajo de lo 90ppm. En el segundo trimestre se observó que hubo un incremento considerable de los máximos identificados superándose los 100ppm e incluso alcanzando los 200ppm de concentración. En general no se observó una tendencia con respecto al primer trimestre por lo que es posible considerar que se tratase de casos

aislados debido a la operación incorrecta del sistema de ventilación auxiliar, en el tercer trimestre se observó que los máximos identificados se mantuvieron por debajo de los 90ppm, sin embargo, se observó que uno de los niveles presentó un promedio por encima del LMP por lo que las acciones tomadas involucraron medidas de mayor consideración tales como: la modificación del circuito principal y secundario considerando el tiempo de operación restante de las labores en ejecución.

Imagen 6: Distribución de la velocidad por niveles, 1er trimestre (izquierda), 2do trimestre (centro), 3er trimestre (derecha).

En el caso de la velocidad del aire no se observó una tendencia entre

los tres trimestres, esto debido a que los valores obtenidos

Con respecto al oxígeno, en el primer trimestre observó que tres labores como mínimo presentaron un nivel de oxígeno menor o igual al LMP de 19.5%, lo cual fue mejorado en el segundo trimestre del año, mientras en el tercer



trimestre se identificó al menos una labor por debajo del LMP. En general, se puede observar que en los niveles más inferiores de la mina existió una concentración de oxígeno menor a la de los niveles superiores esto debido

al incremento de equipos diésel en operación así como también, un ingreso de aire fresco de poca efectividad por lo que es necesario realizar modificaciones desde el punto de vista de la ventilación principal y/o secundaria.

En el caso del CO, se observó que en el primer trimestre del año al menos cinco labores presentaron una concentración mayor o igual al LMP de 25ppm manteniéndose por debajo de lo 90ppm. En el segundo trimestre se observó que hubo un incremento considerable de los máximos identificados superándose los 100ppm e incluso alcanzando los

200ppm de concentración. En general no se observó una tendencia con respecto al primer trimestre por lo que es posible considerar que se tratase de casos aislados debido a la operación incorrecta del sistema de ventilación auxiliar, en el tercer trimestre se observó que los máximos identificados se mantuvieron por debajo de los

90ppm, sin embargo, se observó que uno de los niveles presentó un promedio por encima del LMP por lo que las acciones tomadas involucraron medidas de mayor consideración tales como: la modificación del circuito principal y secundario considerando el tiempo de operación restante de las labores en ejecución.

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En el caso de la velocidad del aire no se observó una tendencia entre los tres trimestres, esto debido a que los valores obtenidos dependían de las



En el caso del CO, se observó que en el primer trimestre del año al menos cinco labores presentaron una concentración mayor o igual al LMP de 25ppm manteniéndose por debajo de lo 90ppm. En el segundo trimestre se observó que hubo un incremento considerable de los máximos identificados superándose los 100ppm e incluso alcanzando los 200ppm de concentración. En general no se observó una tendencia con respecto al primer trimestre por lo que es posible considerar que se tratase de casos

aislados debido a la operación incorrecta del sistema de ventilación auxiliar, en el tercer trimestre se observó que los máximos identificados se mantuvieron por debajo de los 90ppm, sin embargo, se observó que uno de los niveles presentó un promedio por encima del LMP por lo que las acciones tomadas involucraron medidas de mayor consideración tales como: la modificación del circuito principal y secundario considerando el tiempo de operación restante de las labores en ejecución.


En el caso de la velocidad del aire no se observó una tendencia entre

los tres trimestres, esto debido a que los valores obtenidos


Imagen 7: Distribución del índice de exposición por niveles, 1er trimestre (izquierda), 2do trimestre (centro), 3er trimestre (derecha).

Imagen 8: Histograma de Índice de Exposición (1er Trimestre).

consideraciones operacionales tales como: el estado de la manga, la distancia de descarga con respecto al área de trabajo, la capacidad del ventilador,


dependían de las consideraciones operacionales tales como: el estado de la manga, la distancia de descarga con respecto al área de trabajo, la capacidad del ventilador,

entre otros. Por ello es necesario realizar un control constante de la calidad de la instalación para asegurar que la velocidad del aire sea la requerida.

Imagen 7: Distribución del índice de exposición por niveles, 1er trimestre (izquierda), 2do trimestre (centro), 3er trimestre (derecha).

Finalmente, analizando la tendencia del índice de exposición se observó que los tres trimestres presentaron al menos una labor con un indicador ya sea en rango de alerta o en rango crítico, así mismo, es notorio que existe una mayor exposición en los niveles inferiores de la mina que en los niveles superiores debido a una menor cantidad de ingresos de aire fresco y salidas de aire viciado; la planificación del sistema de ventilación deberá ser enfocada en mejorar el ingreso y extracción de aire de los niveles inferiores de la mina.

En conclusión, si bien el análisis trimestral de exposición a los gases permitió identificar la tendencia de exposición orientada hacia la efectividad de los circuitos principales y secundarios, esto no

involucra la distribución de frecuencias ni la cantidad de veces que un personal a estado expuesto a niveles críticos de concentración de gases, como consecuencia no representa el riesgo de gaseamiento en una labor, por lo tanto debemos analizar la probabilidad considerando el índice de exposición en los rangos característicos anteriormente mencionados.

5.3. Riesgo de gaseamiento. Aplicando herramientas estadísticas, se analizó la frecuencia de exposición en los rangos establecidos para el índice de exposición a los gases, el cual observamos a continuación:

entre otros. Por ello es necesario realizar un control constante de la calidad de la instalación para asegurar que la velocidad del aire sea la requerida.

Finalmente, analizando la tendencia del índice de exposición se observó que los tres trimestres presentaron al menos una labor con un indicador ya sea en rango de alerta o en rango crítico, así mismo, es notorio que existe una mayor exposición en los niveles inferiores de la mina que en los niveles superiores debido a una menor cantidad de ingresos de aire fresco y salidas de aire viciado; la planificación del sistema de ventilación deberá ser enfocada en mejorar el ingreso y extracción de aire de los niveles inferiores de la mina.

En conclusión, si bien el análisis trimestral de exposición a los gases permitió identificar la tendencia de exposición orientada hacia la efectividad de los circuitos principales y secundarios, esto no involucra la distribución de frecuencias ni la cantidad de veces que un personal a estado expuesto a niveles



#Muestras: 249 Media: 1.10 Desviación Estándar: 0.74 P(>0.5): 79.22% P(0.25-0.5): 8.28% P(0.25>):12.49%

Imagen 9: Histograma de Índice de Exposición (2do Trimestre).


Imagen 10: Histograma de Índice de Exposición (3er

Trimestre).


críticos de concentración de gases, como consecuencia no representa el riesgo de gaseamiento en una labor, por lo tanto debemos analizar la probabilidad considerando el índice de exposición en los rangos característicos anteriormente mencionados.

5.3. Riesgo de gaseamiento.Aplicando herramientas estadísticas, se analizó la frecuencia de exposición en los rangos establecidos para el índice de exposición a los gases, el cual observamos a continuación:

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Imagen 10: Histograma de Índice de Exposición (3er

Trimestre).



Imagen 11: Histograma de índice de exposición (4to trimestre).


De los parámetros mostrados concluimos lo siguiente:

- En todos los trimestres alrededor del 80% de los monitoreos realizados se encontraron en un rango normal de exposición.

- En todos los trimestres alrededor del 8.5% de los monitoreos realizados se encontraron en un rango de alerta de exposición.

- En todos los trimestres alrededor del 11.5% de los monitoreos realizados se encontraron en un rango crítico de exposición, esto significa que el personal fue expuesto a un ambiente inadecuado, el cual pudo haber generado algún tipo de enfermedad ocupacional temporal o pudiese ocasionar una enfermedad ocupacional relacionada en el futuro en caso no se tomase las medidas preventivas y correctivas correspondientes.

- El riesgo de exposición crítico del 11.5% debe ser tratado mediante otras herramientas administrativas tales como: capacitación, supervisión continua entre otros, previniendo los accidentes por exposición.

6. CONCLUSIONES. En función de la información presentada y el caso analizado podemos llegar a las siguientes conclusiones:

- El Reglamento de Seguridad y

Salud en Minería estipula la medición, registro y comunicación de los agentes físicos y químicos que determinan la calidad del ambiente y el nivel de exposición en interior mina en función de límites permisibles que deben ser cumplidos.

- Para cumplir con lo estipulado en el reglamento se debe contar con instrumentación, procedimientos, formularios y medios de almacenamiento de la información que en su conjunto pueden ser integrados en un sistema de gestión.

- La información recopilada, en la cual se ha invertido recursos, para cumplir con lo requerido en el reglamento puede ser aprovechada para direccionar adecuadamente las acciones a ejecutar de tal manera que sean efectivas en el corto y mediano plazo.

De los parámetros mostrados concluimos lo siguiente: - En todos los trimestres alrededor del

80% de los monitoreos realizados se encontraron en un rango normal de exposición.

- En todos los trimestres alrededor del 8.5% de los monitoreos realizados se encontraron en un rango de alerta de exposición.

- En todos los trimestres alrededor del 11.5% de los monitoreos realizados se encontraron en un rango crítico de exposición, esto significa que el personal fue expuesto a un ambiente inadecuado, el cual pudo haber generado algún

tipo de enfermedad ocupacional temporal o pudiese ocasionar una enfermedad ocupacional relacionada en el futuro en caso no se tomase las medidas preventivas y correctivas correspondientes.

- El riesgo de exposición crítico del 11.5% debe ser tratado mediante otras herramientas administrativas tales como: capacitación, supervisión continua entre otros, previniendo los accidentes por exposición.

6. CONCLUSIONES.

En función de la información presentada y el caso analizado podemos llegar a las siguientes conclusiones:

- El Reglamento de Seguridad y Salud en Minería estipula la medición, registro y comunicación de los agentes físicos y químicos que determinan la calidad del ambiente y el nivel de exposición en interior mina en función de límites permisibles que deben ser cumplidos.

- Para cumplir con lo estipulado en el reglamento se debe contar con instrumentación, procedimientos, formularios y medios de almacenamiento de la información que en su conjunto pueden ser integrados en un sistema de gestión.

- La información recopilada, en la cual se ha invertido recursos, para cumplir con lo requerido en el reglamento puede ser aprovechada para direccionar adecuadamente las acciones a ejecutar de tal manera que sean efectivas en el corto y mediano plazo.

- La implementación de un índice de exposición permite analizar los efectos en conjunto de las variables que afectan la calidad del ambiente en interior mina, facilitando la identificación de zonas críticas desde el punto de vista micro y macro del sistema de ventilación.

- Es posible analizar el riesgo de gaseamiento en un sistema de ventilación en función del índice de exposición, siempre cuando el muestreo sea significativo, lo cual puede ser usado como una herramienta de sustento para el requerimiento de mayores recursos.

- El sistema de gestión presentado ha demostrado cumplir con lo requerido en el reglamento vigente además de ser una herramienta de ayuda para la gestión de los recursos invertidos en ventilación de minas.

7. RECOMENDACIONES.Tomando en cuenta la información presentada, el caso analizado y las conclusiones mencionadas se consideran las siguientes recomendaciones:

- Dar cumplimiento a lo establecido en el Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería.

- Establecer un sistema de gestión que permita obtener información fiable dándole el mayor uso posible para el direccionamiento de los recursos disponibles.

- Establecer herramientas administrativas adicionales que permitan un manejo adecuado del riesgo de exposición crítico.



Imagen 11: Histograma de índice de exposición (4to trimestre).

64


La Sociedad de Profesores Mineros, conocida como SOMP por sus siglas en

inglés, fue fundada en octubre de 1990, en una reunión de unos 20 profesores de minería convocada en la Universidad de Leoben, en Austria, por el profesor Gunter Feittweis quien asumiría la primera presidencia de la institución.

La sociedad se considera la heredera de la “Societat der Berbaukunde” fundada en 1762 en Schemnitz, hoy Eslovaquia, y que fuera la primera sociedad científica en minería. Agrupa a unos 300 profesores de ingeniería de minas de unas 120 universidades de unos 50 países que representan a lo más selecto del mundo académico minero. Su propósito es garantizar el conocimiento científico, técnico, académico y profesional necesario para asegurar el suministro sostenible de minerales a la humanidad. La sociedad facilita el intercambio de información, investigación y enseñanza de la minería y fomenta actividades colaborativas entre ellos. Organiza anualmente una reunión general y reuniones regionales en diversas partes del mundo, la primera reunión regional latinoamericana se llevó a cabo en mayo último, en Medellín, Colombia, con la asistencia de representantes de unas 28 universidades.

El Perú fue la sede de la reunión anual en el 2011 que tuve el honor de presidir y que fue llevada a cabo en Arequipa con ocasión de la convención minera Perumin. En la última reunión anual efectuada en Washington DC, en setiembre, me fue otorgado el máximo galardón de la institución, el premio Gunter Feittweis, por mis contribuciones a la comunidad académica minera internacional, mi compromiso con prácticas mineras sostenibles y liderazgo en el desarrollo del SOMP, en particular en América Latina.

Los profesores mineros peruanos que pertenecemos a dicha institución somos Isaac Rios Quinteros en representación

SOCIETY OF MINING PROFESSORS (SOMP)Ing. Mario Cedrón Lassús

Director fundador de “El Ingeniero de Minas”

de Cetemin, Jorge Soto Yen de la PUCP y el suscrito. A la última reunión asistió también Edgard Gonzales, decano de minas de Santa María de Arequipa. Gracias al SOMP se consiguen convenios de colaboración con las universidades representadas, intercambio de alumnos, proyectos conjuntos de investigación y sobre todo un valioso intercambio de experiencias.

Así, en la reunión de Washington causó impacto la presentación de la Universidad de Pretoria de Sudáfrica la que recientemente inaugurara el Kumba Virtual Reality Centre for Mine Design, un centro de enseñanza de la minería que incorpora lo último en tecnología digital como el uso de lentes 3D con software de aplicación en el diseño y operación de minas, el empleo de la realidad aumentada, hologramas, impresión 3D y otras modernas tecnologías que están revolucionando las metodologías de enseñanza. La sociedad viene desarrollando un proyecto de nombre Minería del Futuro (Future Mining) del que formo parte. El

objetivo es identificar cómo será la minería del 2025 al 2050, el informe final será presentado en febrero del 2017 en Denver en la reunión anual del SME. No solo comprende aspectos que ya se dan hoy como la automatización y robotización, el funcionamiento de equipos sin operador, también las nuevas tecnologías para minado a gran profundidad en condiciones extremas, minado submarino e inclusive minería espacial.

La mina del futuro será la mina inteligente, totalmente autónoma sin personal en la zona de operaciones, controlada desde grandes distancias y concebida bajo el concepto de minería verde (Green Mining) o minería de bajo impacto con huellas energéticas e hídricas mínimas. Debemos empezar a considerar cómo debemos preparar a nuestros futuros ingenieros de minas, la tecnología nunca reemplazará al profesor, pero profesor que no use tecnología pronto quedará obsoleto.

Aunque otorgado por las razones ya mencionadas, el premio Gunter Feittweis coincidió con el aniversario de mis 40 años dedicados a la actividad docente universitaria por los que fui objeto de un reconocimiento organizado por mis alumnos y ex alumnos en la PUCP. http://www.tecnologiaminera.com/tm/d/actualidad.phpid=1468

Mayor información sobre el SOMP está disponible en http://www.miningprofs.org/


como el uso de lentes 3D con software de aplicación en el diseño y operación de minas, el empleo de la realidad aumentada, hologramas, impresión 3D y

otras modernas tecnologías que están revolucionando las metodologías de enseñanza.

Kumba VR Centre for Mine Design: 3D Theatre

La sociedad viene desarrollando un proyecto de nombre Minería del Futuro (Future Mining) del que formo parte. El objetivo es identificar cómo será la minería del 2025 al 2050, el informe final será presentado en febrero del 2017 en Denver en la reunión anual del SME. No solo comprende aspectos que ya se dan

hoy como la automatización y robotización, el funcionamiento de equipos sin operador, también las nuevas tecnologías para minado a gran profundidad en condiciones extremas, minado submarino e inclusive minería espacial.

Espacios de Trabajo – SiguienteGeneración


La mina del futuro será la mina inteligente, totalmente autónoma sin personal en la zona de operaciones, controlada desde grandes distancias y concebida bajo el concepto de minería verde (Green Mining) o minería de bajo impacto con huellas energéticas e

hídricas mínimas. Debemos empezar a considerar cómo debemos preparar a nuestros futuros ingenieros de minas, la tecnología nunca reemplazará al profesor, pero profesor que no use tecnología pronto quedará obsoleto.

Ing. Mario Cedrón recibiendo el premio Gunter Feittweis

Aunque otorgado por las razones ya mencionadas, el premio Gunter Feittweis coincidió con el aniversario de mis 40 años dedicados a la actividad docente universitaria por los que fui objeto de un reconocimiento organizado por mis alumnos y ex alumnos en la PUCP. http://www.tecnologiaminera.com/tm/d/actualidad.phpid=1468 Mayor información sobre el SOMP está disponible en http://www.miningprofs.org/



La mina del futuro será la mina inteligente, totalmente autónoma sin personal en la zona de operaciones, controlada desde grandes distancias y concebida bajo el concepto de minería verde (Green Mining) o minería de bajo impacto con huellas energéticas e

hídricas mínimas. Debemos empezar a considerar cómo debemos preparar a nuestros futuros ingenieros de minas, la tecnología nunca reemplazará al profesor, pero profesor que no use tecnología pronto quedará obsoleto.


Aunque otorgado por las razones ya mencionadas, el premio Gunter Feittweis coincidió con el aniversario de mis 40 años dedicados a la actividad docente universitaria por los que fui objeto de un reconocimiento organizado por mis alumnos y ex alumnos en la PUCP. http://www.tecnologiaminera.com/tm/d/actualidad.phpid=1468 Mayor información sobre el SOMP está disponible en http://www.miningprofs.org/

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Julio Tremolada Payano Instituto Iberoamericano de

Metalurgia Extractiva

Juan Menéndez Aguado Universidad de Oviedo, España

LIXIVIACIÓN ECOLÓGICA DE MINERALES DE ORO SIN UTILIZACIÓN DE CIANURO

RESUMEN.El tiosulfato de amonio se presenta como una alternativa ecológica viable para la lixiviación de metales preciosos con respecto al proceso convencional de la cianuración. El tiosulfato es un reactivo no tóxico, y de costo unitario menor que el cianuro y usado mayormente como fertilizante en la agricultura donde auxilia con la fijación de nitrógeno en el suelo. El aumento de la cantidad de minerales refractarios y carbonosos así como las restricciones ambientales al uso del cianuro hicieron renacer el interés por otros reactivos, donde el tiosulfato se destaca entre los reactivos alternativos por la alta estabilidad de su complejo con el oro.

Amonio tiosulfato es un lixiviante alternativo en la lixiviación del oro para remplazar al cianuro. Y específicamente en minerales refractarios de oro que no son adecuados al proceso convencional de la cianuracion debido a la presencia de impurezas (tales como cobre, arsénico, antimonio, teluro, y manganeso), sulfuros, y minerales de características preg robbing, los cuales son los causantes de la baja recuperación del oro y de altos consumos de cianuro. Minerales refractarios de oro se están incrementando a nivel mundial como una fuente importante de yacimientos auríferos por causa de la disminución de yacimientos minerales auríferos de características dóciles al proceso de lixiviación con cianuro. El problema común de la lixiviación de oro con tiosulfato es el alto consumo de reactivo. Para comprensión de la química de descomposición del tiosulfato test de estabilidad de soluciones en circuitos abiertos y cerrados a condiciones de temperatura y presión normales fueron realizados. Un mineral aurífero asociado a carbón fue seleccionado para confirmar los resultados de la tecnología ATS.

Los principales compuestos del lixiviante tiosulfato son amonio tiosulfato, sulfato de amonio, ion cúprico y metabisulfito. El ion cobre es un catalizador en la disolución del oro y el mayor componente causante

de la descomposición del tiosulfato. La concentración de cobre a un ratio de 0.6 Kg /TM proporciona una óptima extracción de oro de 76.68% con 9.70 Kg/TM de consumo de tiosulfato a escala piloto en pads de lixiviación.

PALABRAS CLAVES: Lixiviación con tiosulfato de amonio, oro, mineral cobre-oro, mineral oro-carbón.

1.- INTRODUCCIÓN.

A nivel mundial existen preocupaciones ambientales en el procesamiento hidrometalúrgico de minerales de oro cuando es usado el cianuro de sodio, lo que ha dado lugar a la búsqueda de un lixiviante alternativo al cianuro. Investigación y desarrollo de la lixiviación con tiosulfato ha sido promovida por ambientalistas internacionales para su uso industrial en lugar del cianuro, motivo por el cual el tiosulfato ha recibido mucha atención en los recientes años.

El tiosulfato de amonio se presenta como una alternativa ecológica viable para la lixiviación de metales preciosos con respecto al proceso convencional de la cianuración. El tiosulfato es un reactivo no tóxico, y de costo unitario menor que el cianuro y usado mayormente como fertilizante en la agricultura donde auxilia con la fijación de nitrógeno en el suelo. El aumento de la cantidad de minerales refractarios y carbonosos así como las restricciones ambientales al uso del cianuro hicieron renacer el interés por otros reactivos, donde el tiosulfato se destaca entre los reactivos alternativos por la alta estabilidad de su complejo con el oro.

La lixiviación con tiosulfato permite una disminución de la interferencia de cationes

extraños y un resultado en un menor impacto ambiental, la solución de tiosulfato amoniacal solubiliza oro en forma de un complejo aniónico estable en un amplio rango de pH y valores de Eh.

2.- LIXIVIACIÓN DE ORO CON TIOSULFATO.

El proceso de lixiviación con tiosulfato:

• Efectivo para la extracción de metales preciosos, especialmente de minerales difíciles de cianurar, refractarios.

• Requiere de Cu como catalizador.• El NH3 es necesario para mantener pH

y acomplejar al Cu.• (S2O3)2- necesario para complejar a los

metales preciosos.• Las principales variables del proceso

son las concentraciones de amonia, tiosulfato, Cu+2, pH, Eh y temperatura.

Figura 1. El modelo de mecanismo electroquímico-catalítico de lixiviación de tiosulfato amoniacal de oro.

QUÍMICA DEL SISTEMA DE LIXIVIACIÓN.

Las reacciones anódicas son las siguientes:


el tiosulfato ha recibido mucha atención en los recientes años.

El tiosulfato de amonio se presenta como una alternativa ecológica viable para la lixiviación de metales preciosos con respecto al proceso convencional de la cianuración. El tiosulfato es un reactivo no tóxico, y de costo unitario menor que el cianuro y usado mayormente como fertilizante en la agricultura donde auxilia con la fijación de nitrógeno en el suelo. El aumento de la cantidad de minerales refractarios y carbonosos así como las restricciones ambientales al uso del cianuro hicieron renacer el interés por otros reactivos, donde el tiosulfato se destaca entre los reactivos alternativos por la alta estabilidad de su complejo con el oro. La lixiviación con tiosulfato permite una disminución de la interferencia de cationes extraños y un resultado en un menor impacto ambiental, la solución de tiosulfato amoniacal solubiliza oro en forma de un complejo aniónico estable en un amplio rango de pH y valores de Eh.



Efectivo para la extracción de

metales preciosos, especialmente de minerales difíciles de cianurar, refractarios.

Requiere de Cu como catalizador. El NH3 es necesario para mantener

pH y acomplejar al Cu. (S2O3)2- necesario para complejar a

los metales preciosos. Las principales variables del proceso


Figura 1. El modelo de mecanismo

electroquímico-catalítico de lixiviación de tiosulfato amoniacal de oro.



3)-(2 )OAu(S2NHO2S)Au(NH

2)-(2 )Au(NH2NHAu1)-(2 eAuAu

-32323

-23223

233

-

En el área catódica, el ion cúprico complejo de amina se reduce a ión cuproso y el oxígeno en la solución amonio oxida el complejo cuproso al complejo cúprico. Las reacciones catódicas son las siguientes:

Tanto amoníaco y amina cúprico se reciclan en el sistema. Las reacciones en el área anódica y catódica se podrían resumir de la siguiente manera:

Esta reacción es la misma que la reacción de lixiviación de oro en la solución de cianuro. Todas las reacciones anteriores pueden explicarse simplemente por la Figura 2.

5)-(2 4OH)4Cu(NHOH2O8NH)4Cu(NH

4)-(2 2NH)Cu(NHe)Cu(NH-2

4322323

323243

6)-(2 4OH)O4Au(SO2HOO8S4Au --323222

-232


















-32323

-23223

233

-






4322323

323243

6)-(2 4OH)O4Au(SO2HOO8S4Au --323222

-232

66


En el área catódica, el ion cúprico complejo de amina se reduce a ión cuproso y el oxígeno en la solución amonio oxida el complejo cuproso al complejo cúprico.

Las reacciones catódicas son las siguientes:




Figura 2. El modelo electroquímica de la lixiviación y catálisis del oro.

3.- APLICACIÓN EXPERIMENTAL.

Figura 3. Stock pile con mineral contaminado, de alta ley de oro.

Figura 4. Stock pile con mineral contaminado de alta ley oro.

Figura 5. Stock pile con mineral contaminado de alta ley de oro.

Figura 6. Pads de lixiviación para la prueba piloto con ATS.

ANÁLISIS ICP.

Tabla 1. Resultados obtenidos por la prueba ICP de diferentes elementos.

PRUEBAS PRELIMINARES DE LIXIVIACIÓN.

Lixiviación en columnas.

Tabla 2. Resultados de la prueba delixiviación en columnas.

Figura 7. Representación de la cinética de lixiviacion del oro y la plata.


















-32323

-23223

233

-






4322323

323243

6)-(2 4OH)O4Au(SO2HOO8S4Au --323222

-232


















-32323

-23223

233

-






4322323

323243

6)-(2 4OH)O4Au(SO2HOO8S4Au --323222

-232


Au Ag As Cu Fe Zn Mn Mg Pb Sb Hg S= Corgppm ppm ppm ppm % ppm ppm % ppm ppm ppm % %

5 0.3 3 0.5 0.01 0.5 2 0.01 2 5 0.005 0.01 10

11.69 2.2 439 80 4.24 33.00 49 0.15 126 92 0.53 0.04 0.36

ElementUnit

Detec. Limit

Head


Figura 2. El modelo electroquímica de la lixiviación y

catálisis del oro.


Figura 3. Stock pile con mineral contaminado, de alta ley

de oro.




ANÁLISIS ICP.

Tabla 1. Resultados obtenidos por la prueba ICP de

diferentes elementos.



Tabla 2. Resultados de la prueba delixiviación en

columnas.

Figura 7. Representación de la cinética de lixiviacion del

oro y la plata.



5 0.3 3 0.5 0.01 0.5 2 0.01 2 5 0.005 0.01 10

11.69 2.2 439 80 4.24 33.00 49 0.15 126 92 0.53 0.04 0.36

ElementUnit

Detec. Limit

Head



catálisis del oro.



de oro.




ANÁLISIS ICP.






columnas.


oro y la plata.



5 0.3 3 0.5 0.01 0.5 2 0.01 2 5 0.005 0.01 10

11.69 2.2 439 80 4.24 33.00 49 0.15 126 92 0.53 0.04 0.36

ElementUnit

Detec. Limit

Head



catálisis del oro.



de oro.




ANÁLISIS ICP.






columnas.


oro y la plata.



5 0.3 3 0.5 0.01 0.5 2 0.01 2 5 0.005 0.01 10

11.69 2.2 439 80 4.24 33.00 49 0.15 126 92 0.53 0.04 0.36

ElementUnit

Detec. Limit

Head



catálisis del oro.



de oro.




ANÁLISIS ICP.






columnas.


oro y la plata.



5 0.3 3 0.5 0.01 0.5 2 0.01 2 5 0.005 0.01 10

11.69 2.2 439 80 4.24 33.00 49 0.15 126 92 0.53 0.04 0.36

ElementUnit

Detec. Limit

Head



catálisis del oro.



de oro.




ANÁLISIS ICP.






columnas.


oro y la plata.



5 0.3 3 0.5 0.01 0.5 2 0.01 2 5 0.005 0.01 10

11.69 2.2 439 80 4.24 33.00 49 0.15 126 92 0.53 0.04 0.36

ElementUnit

Detec. Limit

Head



catálisis del oro.



de oro.




ANÁLISIS ICP.






columnas.


oro y la plata.



5 0.3 3 0.5 0.01 0.5 2 0.01 2 5 0.005 0.01 10

11.69 2.2 439 80 4.24 33.00 49 0.15 126 92 0.53 0.04 0.36

ElementUnit

Detec. Limit

Head



catálisis del oro.



de oro.




ANÁLISIS ICP.






columnas.


oro y la plata.



5 0.3 3 0.5 0.01 0.5 2 0.01 2 5 0.005 0.01 10

11.69 2.2 439 80 4.24 33.00 49 0.15 126 92 0.53 0.04 0.36

ElementUnit

Detec. Limit

Head



catálisis del oro.



de oro.




ANÁLISIS ICP.






columnas.


oro y la plata.

Muestreo stock pile 2.

Figura 8. Ubicación del mineral fino carbonáceos con oro.

Tabla 3. Ley promedio de Au en el stock pile 2.84 gr/tn. Ley de carbón orgánico

0.30 TCM.

Muestreo stock pile 3


Tabla 4. Ley promedio de Au en el stock pile 1.61 gr/tn. Ley de carbón orgánico

0.36%TCM.


Muestreo Stock Pile 2

Ubicación del mineral fino carbonaceo frente Botadero

Ley Promedio de Au en el stock pile 2.84 gr/tnLey de carbón orgánico 0.30% TCM

F E D C B A

1.68 4.36 3.02 1.52 1.83 2.33 1

2.52 2.52 1.85 1.13 1.02 5.00 2

2.01 2.01 1.68 2.69 1.42 2.25 3

2.35 2.85 3.52 2.69 3.92 2.33 4

3.19 2.35 2.69 2.35 3.92 2.83 5

3.02 2.85 2.52 3.75 2.58 6

3.19 2.35 2.35 4.17 4.00 7

4.03 3.02 4.08 5.00 8

4.00 9

BOTADERO CARBONACEO

8 7 6 5 4 3 2 1

1.32 1.51 1.49 1.37 1.88 1.54 2.12 1.48 A

1.67 2.69 1.74 2.69 1.59 2.69 1.19 1.90 B

1.24 1.13 2.12 1.63 1.69 1.58 2.50 0.86 C

1.44 1.08 3.03 3.60 1.80 1.79 2.12 1.87 D

1.06 1.10 2.08 1.99 1.35 1.60 1.61 1.35 E

1.13 1.64 1.35 1.16 1.49 1.10 0.81 1.23 F

1.17 2.21 1.16 1.89 1.13 1.20 1.01 0.62 G

QUEBRADA MALETA

BOTADERO

VIA SEDUCTORA

Au Ag Au Ag Au Ag Au Ag Au Ag

g/t g/t g/t g/t g/t g/t % % % %

Botella 1 2.11 1.18 0.56 0.65 2.28 1.15 81.75 23.46 75.53 43.16

Extracción por Cabeza Calculada

Extracción por Soluciones

Cabeza Ensayada

Residuo Ensayado

Muestra

Cabeza Calculada



Tabla 3. Ley promedio de Au en el stock pile 2.84 gr/tn. Ley de carbón orgánico 0.30 TCM.

Tabla 4. Ley promedio de Au en el stock pile 1.61 gr/tn. Ley de carbón orgánico 0.36%TCM.

PRUEBAS DE LIXIVIACIÓN CON ATS. Lixiviación en botellas.

Tabla 5. Resultados obtenidos en la prueba metalúrgica de lixiviacion enbotellas.



Kinetic of Lixiviation Gold and Silver

0

20

40

60

80

100

0 20 40 60 80 100Time(Hr)

% E

xtra

ctio

n

Au Ag Figura 10. Representación de la cinética de lixiviacion del oro y la

plata.





F E D C B A

1.68 4.36 3.02 1.52 1.83 2.33 1

2.52 2.52 1.85 1.13 1.02 5.00 2

2.01 2.01 1.68 2.69 1.42 2.25 3

2.35 2.85 3.52 2.69 3.92 2.33 4

3.19 2.35 2.69 2.35 3.92 2.83 5

3.02 2.85 2.52 3.75 2.58 6

3.19 2.35 2.35 4.17 4.00 7

4.03 3.02 4.08 5.00 8

4.00 9

BOTADERO CARBONACEO

8 7 6 5 4 3 2 1

1.32 1.51 1.49 1.37 1.88 1.54 2.12 1.48 A

1.67 2.69 1.74 2.69 1.59 2.69 1.19 1.90 B

1.24 1.13 2.12 1.63 1.69 1.58 2.50 0.86 C

1.44 1.08 3.03 3.60 1.80 1.79 2.12 1.87 D

1.06 1.10 2.08 1.99 1.35 1.60 1.61 1.35 E

1.13 1.64 1.35 1.16 1.49 1.10 0.81 1.23 F

1.17 2.21 1.16 1.89 1.13 1.20 1.01 0.62 G

QUEBRADA MALETA

BOTADERO

VIA SEDUCTORA


g/t g/t g/t g/t g/t g/t % % % %

Botella 1 2.11 1.18 0.56 0.65 2.28 1.15 81.75 23.46 75.53 43.16



Cabeza Ensayada

Residuo Ensayado

Muestra

Cabeza Calculada










0

20

40

60

80

100

0 20 40 60 80 100Time(Hr)

% E

xtra

ctio

n


plata.





F E D C B A

1.68 4.36 3.02 1.52 1.83 2.33 1

2.52 2.52 1.85 1.13 1.02 5.00 2

2.01 2.01 1.68 2.69 1.42 2.25 3

2.35 2.85 3.52 2.69 3.92 2.33 4

3.19 2.35 2.69 2.35 3.92 2.83 5

3.02 2.85 2.52 3.75 2.58 6

3.19 2.35 2.35 4.17 4.00 7

4.03 3.02 4.08 5.00 8

4.00 9

BOTADERO CARBONACEO

8 7 6 5 4 3 2 1

1.32 1.51 1.49 1.37 1.88 1.54 2.12 1.48 A

1.67 2.69 1.74 2.69 1.59 2.69 1.19 1.90 B

1.24 1.13 2.12 1.63 1.69 1.58 2.50 0.86 C

1.44 1.08 3.03 3.60 1.80 1.79 2.12 1.87 D

1.06 1.10 2.08 1.99 1.35 1.60 1.61 1.35 E

1.13 1.64 1.35 1.16 1.49 1.10 0.81 1.23 F

1.17 2.21 1.16 1.89 1.13 1.20 1.01 0.62 G

QUEBRADA MALETA

BOTADERO

VIA SEDUCTORA


g/t g/t g/t g/t g/t g/t % % % %

Botella 1 2.11 1.18 0.56 0.65 2.28 1.15 81.75 23.46 75.53 43.16



Cabeza Ensayada

Residuo Ensayado

Muestra

Cabeza Calculada










0

20

40

60

80

100

0 20 40 60 80 100Time(Hr)

% E

xtra

ctio

n


plata.





F E D C B A

1.68 4.36 3.02 1.52 1.83 2.33 1

2.52 2.52 1.85 1.13 1.02 5.00 2

2.01 2.01 1.68 2.69 1.42 2.25 3

2.35 2.85 3.52 2.69 3.92 2.33 4

3.19 2.35 2.69 2.35 3.92 2.83 5

3.02 2.85 2.52 3.75 2.58 6

3.19 2.35 2.35 4.17 4.00 7

4.03 3.02 4.08 5.00 8

4.00 9

BOTADERO CARBONACEO

8 7 6 5 4 3 2 1

1.32 1.51 1.49 1.37 1.88 1.54 2.12 1.48 A

1.67 2.69 1.74 2.69 1.59 2.69 1.19 1.90 B

1.24 1.13 2.12 1.63 1.69 1.58 2.50 0.86 C

1.44 1.08 3.03 3.60 1.80 1.79 2.12 1.87 D

1.06 1.10 2.08 1.99 1.35 1.60 1.61 1.35 E

1.13 1.64 1.35 1.16 1.49 1.10 0.81 1.23 F

1.17 2.21 1.16 1.89 1.13 1.20 1.01 0.62 G

QUEBRADA MALETA

BOTADERO

VIA SEDUCTORA


g/t g/t g/t g/t g/t g/t % % % %

Botella 1 2.11 1.18 0.56 0.65 2.28 1.15 81.75 23.46 75.53 43.16



Cabeza Ensayada

Residuo Ensayado

Muestra

Cabeza Calculada










0

20

40

60

80

100

0 20 40 60 80 100Time(Hr)

% E

xtra

ctio

n


plata.

67

PRUEBAS DE LIXIVIACIÓN CON ATS.

Lixiviación en botellas.

Tabla 5. Resultados obtenidos en la prueba metalúrgica de lixiviacion

enbotellas.

Figura 10. Representación de la cinética de lixiviacion del oro y la plata.

Lixiviación en columnas

Tabla 6. Resultados obtenidos de la lixiviación en columnas.

Figura 11. Cinética de lixiviación del oro y plata.





F E D C B A

1.68 4.36 3.02 1.52 1.83 2.33 1

2.52 2.52 1.85 1.13 1.02 5.00 2

2.01 2.01 1.68 2.69 1.42 2.25 3

2.35 2.85 3.52 2.69 3.92 2.33 4

3.19 2.35 2.69 2.35 3.92 2.83 5

3.02 2.85 2.52 3.75 2.58 6

3.19 2.35 2.35 4.17 4.00 7

4.03 3.02 4.08 5.00 8

4.00 9

BOTADERO CARBONACEO

8 7 6 5 4 3 2 1

1.32 1.51 1.49 1.37 1.88 1.54 2.12 1.48 A

1.67 2.69 1.74 2.69 1.59 2.69 1.19 1.90 B

1.24 1.13 2.12 1.63 1.69 1.58 2.50 0.86 C

1.44 1.08 3.03 3.60 1.80 1.79 2.12 1.87 D

1.06 1.10 2.08 1.99 1.35 1.60 1.61 1.35 E

1.13 1.64 1.35 1.16 1.49 1.10 0.81 1.23 F

1.17 2.21 1.16 1.89 1.13 1.20 1.01 0.62 G

QUEBRADA MALETA

BOTADERO

VIA SEDUCTORA


g/t g/t g/t g/t g/t g/t % % % %

Botella 1 2.11 1.18 0.56 0.65 2.28 1.15 81.75 23.46 75.53 43.16



Cabeza Ensayada

Residuo Ensayado

Muestra

Cabeza Calculada










0

20

40

60

80

100

0 20 40 60 80 100Time(Hr)

% E

xtra

ctio

n


plata.





F E D C B A

1.68 4.36 3.02 1.52 1.83 2.33 1

2.52 2.52 1.85 1.13 1.02 5.00 2

2.01 2.01 1.68 2.69 1.42 2.25 3

2.35 2.85 3.52 2.69 3.92 2.33 4

3.19 2.35 2.69 2.35 3.92 2.83 5

3.02 2.85 2.52 3.75 2.58 6

3.19 2.35 2.35 4.17 4.00 7

4.03 3.02 4.08 5.00 8

4.00 9

BOTADERO CARBONACEO

8 7 6 5 4 3 2 1

1.32 1.51 1.49 1.37 1.88 1.54 2.12 1.48 A

1.67 2.69 1.74 2.69 1.59 2.69 1.19 1.90 B

1.24 1.13 2.12 1.63 1.69 1.58 2.50 0.86 C

1.44 1.08 3.03 3.60 1.80 1.79 2.12 1.87 D

1.06 1.10 2.08 1.99 1.35 1.60 1.61 1.35 E

1.13 1.64 1.35 1.16 1.49 1.10 0.81 1.23 F

1.17 2.21 1.16 1.89 1.13 1.20 1.01 0.62 G

QUEBRADA MALETA

BOTADERO

VIA SEDUCTORA


g/t g/t g/t g/t g/t g/t % % % %

Botella 1 2.11 1.18 0.56 0.65 2.28 1.15 81.75 23.46 75.53 43.16



Cabeza Ensayada

Residuo Ensayado

Muestra

Cabeza Calculada










0

20

40

60

80

100

0 20 40 60 80 100Time(Hr)

% E

xtra

ctio

n


plata.


Au Ag Au Ag Au Ag Au Agg/t g/t g/t g/t % % % % kg/TM

Col 3 54 2.13 1.68 0.64 1.00 54.73 16.28 64.52 21.45 11.837

Col 4 54 2.44 1.49 0.77 1.00 55.30 16.77 63.78 20.03 13.391

Pad Días

Cabeza analizada

Residuo analizado

Extraccion por soluciones

Extraccion por cabeza

CalculadaRatio de

(NH4)2S2O3Au Ag Au Ag Au Ag Au Ag Au Agg/t g/t g/t g/t g/t g/t % % % %

Vat 1 9 4.01 1.74 1.60 1.14 4.01 1.66 60.23 29.90 60.13 31.46

Vat 2 9 5.00 1.96 1.50 1.02 4.94 1.61 68.71 29.89 69.61 36.38

Prueba Días

Cabeza analizada

Residuo analizado

Cabeza calculadaExtraccion por

soluciones


Calculada





Lixiviación en vat.

Tabla 7. Resultados obtenidos de la lixiviacion en vat.

Figura 13. Cinética del oro y plata.




Col 3 54 2.13 1.68 0.64 1.00 54.73 16.28 64.52 21.45 11.837

Col 4 54 2.44 1.49 0.77 1.00 55.30 16.77 63.78 20.03 13.391

Pad Días

Cabeza analizada

Residuo analizado



CalculadaRatio de


Vat 1 9 4.01 1.74 1.60 1.14 4.01 1.66 60.23 29.90 60.13 31.46

Vat 2 9 5.00 1.96 1.50 1.02 4.94 1.61 68.71 29.89 69.61 36.38

Prueba Días

Cabeza analizada

Residuo analizado


soluciones


Calculada








Figura 14. Cinética del oro y plata. Figura 12. Cinética de lixiviación del oro y plata.




Figura 14. Cinética del oro y plata.5 EL INGENIERO DE MINAS – Revista del Capítulo de Ingeniería de Minas


Col 3 54 2.13 1.68 0.64 1.00 54.73 16.28 64.52 21.45 11.837

Col 4 54 2.44 1.49 0.77 1.00 55.30 16.77 63.78 20.03 13.391

Pad Días

Cabeza analizada

Residuo analizado



CalculadaRatio de


Vat 1 9 4.01 1.74 1.60 1.14 4.01 1.66 60.23 29.90 60.13 31.46

Vat 2 9 5.00 1.96 1.50 1.02 4.94 1.61 68.71 29.89 69.61 36.38

Prueba Días

Cabeza analizada

Residuo analizado


soluciones


Calculada











Col 3 54 2.13 1.68 0.64 1.00 54.73 16.28 64.52 21.45 11.837

Col 4 54 2.44 1.49 0.77 1.00 55.30 16.77 63.78 20.03 13.391

Pad Días

Cabeza analizada

Residuo analizado



CalculadaRatio de


Vat 1 9 4.01 1.74 1.60 1.14 4.01 1.66 60.23 29.90 60.13 31.46

Vat 2 9 5.00 1.96 1.50 1.02 4.94 1.61 68.71 29.89 69.61 36.38

Prueba Días

Cabeza analizada

Residuo analizado


soluciones


Calculada









Prueba lixiviación pad piloto.

Tabla 8. Resultados de la lixiviacion del pad piloto.


Precipitación con polvo cobre.

Reacción de precipitación.

Cinética de primer orden.

Resultados de la prueba.

Figura 16. Efecto del tamaño de partícula sobre la reacción de cementación.


Au Ag Au Ag Au Agg/t g/t g/t g/t % % kg/TM kg/TM kg/TM kg/TM

Fine Seductora 45 1.91 1.56 0.49 1.28 76.68 20.42 9.705 0.624 1.014 0.773

Ratio de NH4SO4

Ratio de NaOH

Ratio de CuSO4Pad Días

Cabeza analizada

Residuo analizado


CalculadaRatio de

(NH4)2S2O3

200 M

325 M

400 M

0.0546

0.1711

0.1855

GRANULOMETRIA POLVO DE COBRE

CONSTANTE CINETICA DE PRECIPITACION

(Hr-1)

The Effect of Particle Size on the Cementation Reaction

y = -0.0546x - 0.0438R2 = 0.9917

y = -0.1711x - 0.0766R2 = 0.9894

y = -0.1855x - 0.0864R2 = 0.9422

-4

-3.5

-3

-2.5

-2

-1.5

-1

-0.5

0

0 10 20 30 40 50Time(min)

Ln(A

u/Au

o)

100%-200 M 100%-325 M100%-400M Lineal (100%-200 M)Lineal (100%-325 M) Lineal (100%-400M)

Prueba lixiviación pad piloto. Tabla 8. Resultados de la lixiviacion del pad piloto.







Figura 17. Diagrama de planta con el uso del tiosulfato de amonio. 5

332232

3232 OSCuAuOSCuOSAu

AuVAK

dtAud

S

o



Fine Seductora 45 1.91 1.56 0.49 1.28 76.68 20.42 9.705 0.624 1.014 0.773

Ratio de NH4SO4

Ratio de NaOH


Cabeza analizada

Residuo analizado


CalculadaRatio de

(NH4)2S2O3

200 M

325 M

400 M

0.0546

0.1711

0.1855



(Hr-1)


y = -0.0546x - 0.0438R2 = 0.9917

y = -0.1711x - 0.0766R2 = 0.9894

y = -0.1855x - 0.0864R2 = 0.9422

-4

-3.5

-3

-2.5

-2

-1.5

-1

-0.5

0

0 10 20 30 40 50Time(min)

Ln(A

u/Au

o)










332232

3232 OSCuAuOSCuOSAu

AuVAK

dtAud

S

o



Fine Seductora 45 1.91 1.56 0.49 1.28 76.68 20.42 9.705 0.624 1.014 0.773

Ratio de NH4SO4

Ratio de NaOH


Cabeza analizada

Residuo analizado


CalculadaRatio de

(NH4)2S2O3

200 M

325 M

400 M

0.0546

0.1711

0.1855



(Hr-1)


y = -0.0546x - 0.0438R2 = 0.9917

y = -0.1711x - 0.0766R2 = 0.9894

y = -0.1855x - 0.0864R2 = 0.9422

-4

-3.5

-3

-2.5

-2

-1.5

-1

-0.5

0

0 10 20 30 40 50Time(min)

Ln(A

u/Au

o)










332232

3232 OSCuAuOSCuOSAu

AuVAK

dtAud

S

o



Fine Seductora 45 1.91 1.56 0.49 1.28 76.68 20.42 9.705 0.624 1.014 0.773

Ratio de NH4SO4

Ratio de NaOH


Cabeza analizada

Residuo analizado


CalculadaRatio de

(NH4)2S2O3

200 M

325 M

400 M

0.0546

0.1711

0.1855



(Hr-1)


y = -0.0546x - 0.0438R2 = 0.9917

y = -0.1711x - 0.0766R2 = 0.9894

y = -0.1855x - 0.0864R2 = 0.9422

-4

-3.5

-3

-2.5

-2

-1.5

-1

-0.5

0

0 10 20 30 40 50Time(min)

Ln(A

u/Au

o)










332232

3232 OSCuAuOSCuOSAu

AuVAK

dtAud

S

o



Fine Seductora 45 1.91 1.56 0.49 1.28 76.68 20.42 9.705 0.624 1.014 0.773

Ratio de NH4SO4

Ratio de NaOH


Cabeza analizada

Residuo analizado


CalculadaRatio de

(NH4)2S2O3

200 M

325 M

400 M

0.0546

0.1711

0.1855



(Hr-1)


y = -0.0546x - 0.0438R2 = 0.9917

y = -0.1711x - 0.0766R2 = 0.9894

y = -0.1855x - 0.0864R2 = 0.9422

-4

-3.5

-3

-2.5

-2

-1.5

-1

-0.5

0

0 10 20 30 40 50Time(min)

Ln(A

u/Au

o)










332232

3232 OSCuAuOSCuOSAu

AuVAK

dtAud

S

o



Fine Seductora 45 1.91 1.56 0.49 1.28 76.68 20.42 9.705 0.624 1.014 0.773

Ratio de NH4SO4

Ratio de NaOH


Cabeza analizada

Residuo analizado


CalculadaRatio de

(NH4)2S2O3

200 M

325 M

400 M

0.0546

0.1711

0.1855



(Hr-1)


y = -0.0546x - 0.0438R2 = 0.9917

y = -0.1711x - 0.0766R2 = 0.9894

y = -0.1855x - 0.0864R2 = 0.9422

-4

-3.5

-3

-2.5

-2

-1.5

-1

-0.5

0

0 10 20 30 40 50Time(min)

Ln(A

u/Au

o)










332232

3232 OSCuAuOSCuOSAu

AuVAK

dtAud

S

o



Col 3 54 2.13 1.68 0.64 1.00 54.73 16.28 64.52 21.45 11.837

Col 4 54 2.44 1.49 0.77 1.00 55.30 16.77 63.78 20.03 13.391

Pad Días

Cabeza analizada

Residuo analizado



CalculadaRatio de


Vat 1 9 4.01 1.74 1.60 1.14 4.01 1.66 60.23 29.90 60.13 31.46

Vat 2 9 5.00 1.96 1.50 1.02 4.94 1.61 68.71 29.89 69.61 36.38

Prueba Días

Cabeza analizada

Residuo analizado


soluciones


Calculada











Col 3 54 2.13 1.68 0.64 1.00 54.73 16.28 64.52 21.45 11.837

Col 4 54 2.44 1.49 0.77 1.00 55.30 16.77 63.78 20.03 13.391

Pad Días

Cabeza analizada

Residuo analizado



CalculadaRatio de


Vat 1 9 4.01 1.74 1.60 1.14 4.01 1.66 60.23 29.90 60.13 31.46

Vat 2 9 5.00 1.96 1.50 1.02 4.94 1.61 68.71 29.89 69.61 36.38

Prueba Días

Cabeza analizada

Residuo analizado


soluciones


Calculada









68


Figura 17. Diagrama de planta con el uso del tiosulfato de amonio.

4.- CONCLUSIÓN.

• La lixiviación de tiosulfato puede ser considerada como una alternativa no tóxica a la cianuración convencional. La lixiviación por tiosulfato permite



Fine Seductora 45 1.91 1.56 0.49 1.28 76.68 20.42 9.705 0.624 1.014 0.773

Ratio de NH4SO4

Ratio de NaOH


Cabeza analizada

Residuo analizado


CalculadaRatio de

(NH4)2S2O3

200 M

325 M

400 M

0.0546

0.1711

0.1855



(Hr-1)


y = -0.0546x - 0.0438R2 = 0.9917

y = -0.1711x - 0.0766R2 = 0.9894

y = -0.1855x - 0.0864R2 = 0.9422

-4

-3.5

-3

-2.5

-2

-1.5

-1

-0.5

0

0 10 20 30 40 50Time(min)

Ln(A

u/Au

o)










332232

3232 OSCuAuOSCuOSAu

AuVAK

dtAud

S

o

una disminución de la interferencia a partir de cationes tales como plomo, zinc, y cobre. En algunos casos, las velocidades de disolución de oro puede ser más rápida que para el tratamiento con cianuro convencional. La principal desventaja de tiosulfato, sin embargo, ha sido el consumo de reactivo y el mismo que ha sido mejorado con el transcurrir de los años de evaluación.

• La lixiviación eficiente mediante la tecnología ATS se consigue mediante el mantenimiento de las concentraciones adecuadas de amoniaco y tiosulfato en solución con el cobre (II) que actúa como oxidante. El oxígeno es necesario para mantener el Eh requerido para lixiviar oro y convertir el ion cuproso reducido para el Estado cúprico para obtener más lixiviación de oro.

• La tecnología ATS se muestra como una potencial tecnología para la minería aurífera en el Perú y a nivel mundial para el tratamiento de minerales de oro asociados a cobre y en carbonáceos de oro, y desde la óptica costo beneficio minimizando el consumo de tiosulfato y reciclando el mismo lo máximo posible.

AGRADECIMIENTOS.

Los autores expresan su agradecimiento a la Dra. Rosa Dzioba de la Universidad de San Luis Argentina por sus importantes sugerencias, al Instituto Iberoamericano de Metalurgia Extractiva y a la Universidad de Oviedo, departamento de prospección y explotación de minas, por las facilidades brindadas para la presentación del presente trabajo técnico.

REPRESENTANTES DEL SECTOR SALUDAN AL TRABAJADOR

MINERO PERUANO Distinguidas autoridades de organismos del Estado,

directivos de instituciones gremiales y altos ejecutivos de compañías mineras y empresas contratistas, saludan a

continuación a los esforzados trabajadores mineros y los exhortan a continuar trabajando por el progreso del país

y el bienestar de la familia minera peruana.

Titanes de los Andes y generadores de desarrollo son nuestros Trabajadores

Mineros

ESPECIAL DÍA DEL TRABAJADOR MINERO

70


La naturaleza ha dotado al Perú de una inmensa riqueza mineral. Nuestro país tiene la ventaja de ser productor mundial de varios metales, todos ellos utilizados por la industria para la fabricación de una amplia gama de productos.

En este contexto, la minería representa el principal generador de divisas y su importancia es fundamental para el desarrollo nacional. Por eso, las empresas del sector se han convertido en el mejor aliado del Estado para mejorar la calidad de vida de pobladores de escasos recursos económicos. La minería formal y responsable ha sabido brindar a la población una serie de beneficios en los lugares donde opera, muchas veces en zonas inhóspitas de difícil acceso donde no se realiza otro tipo de inversión empresarial.

Con una filosofía inspirada en la Responsabilidad Social Empresarial en adición al canon minero, las compañías del sector promueven y desarrollan programas destinados a generar negocios comunales relacionados a la agricultura, ganadería, artesanía y otros rubros, con el objetivo de dinamizar las economías locales. La clave está en generar riqueza mediante la creación de cadenas productivas de bienes y servicios que permitan a los ciudadanos de las zonas de influencia de la minería, ser partícipes de los beneficios que esta actividad brinda en sus localidades.

Desde “El Ingeniero de Minas” consideramos importante mostrar los impactos positivos de la minería en la economía nacional: lleva infraestructura vial y eléctrica a las zonas donde opera, fomenta la creación de pequeñas empresas comunales, alienta las alianzas estratégicas entre empresas y comunidades, participa en la creación y desarrollo de servicios educativos y de salud, brinda capacitación a los pobladores en programas relacionados a preservación del medio ambiente, etc. En adición a ello, la minería moderna realiza audiencias públicas y trabaja estrechamente con las poblaciones los acuerdos para el otorgamiento de las licencias sociales y ambientales.

La contribución de las instituciones profesionales también ha sido de gran importancia. Así, el Capítulo de Ingeniería de Minas del CIP, mantiene un firme compromiso de apoyo al sector. Ha favorecido el desarrollo de programas orientados a la aplicación de tecnologías de punta mediante actividades de capacitación. Asimismo, ha trabajado en la promoción de la ciencia y en el desarrollo de infraestructura, nuevos procesos, energías renovables y de métodos destinados a preservar el medio ambiente.

Dentro de este amplio marco, el trabajador minero peruano sigue constituyendo el eslabón principal en esta larga cadena productiva.

DESDE LAS ENTRAÑAS DE LA CORDILLERA ANDINA NUESTROS MINEROS SON LOS

HÉROES ANÓNIMOS QUE CON SU TRABAJO DIARIO FORJAN EL PROGRESO ECONÓMICO

Y SOCIAL DEL PAÍS.

71

Uno de los artífices de estos importantes logros son los trabajadores mineros, a quienes deseamos, testimoniar nuestro saludo y congratulación con motivo de celebrarse este 5 de diciembre el Día del Trabajador Minero. Desde estas páginas, expresamos nuestro especial reconocimiento a la abnegada y eficiente labor que es esta actividad realizan hombres y mujeres a lo largo de nuestro país donde se desarrollan operaciones mineras.

El momento de hoy vive el sector minero peruano es muy expectante. Ello, nos impulsa a redoblar esfuerzos y reafirmar nuestro compromiso de seguir trabajando por el desarrollo minero del país y alentar la realización de nuevos proyectos.

“Southern Peru expresa su más afectuoso y cálido saludo a los trabajadores mineros en su día. Gracias a la concurrencia de su esfuerzo dedicado y responsable, así como del capital, podemos transformar un material inerte en una oportunidad económica para todos.

Que este día sea de reflexión, diálogo y comunicación sobre la labor que desarrollamos, respecto de la cual nos sentimos muy orgullosos, porque la realizamos respetando el entorno social y ambiental.”

Ing. Óscar González RochaPresidente del Directorio Southern Peru.

72


Eva Arias de SologurenPresidenta del Directorio

Compañía Minera Poderosa S.A.

Trabajar en minería una pasión; ser minero un orgullo.

Solo quien conoce el olor del socavón y vive el día a día del minero, entiende que el principal motor de la minería es el corazón entregado; el amor y paciencia para no rendirnos… y con pasión día a día, gramo a gramo, sudor y coraje cosechar nuestro trabajo. Ver nuestro esfuerzo brillar.

Un trabajador minero es fuerte, paciente, trabaja con pasión y seguridad. Vive con orgullo, el orgullo de ser minero.

Feliz día Trabajador Minero.

Expresamos nuestro cordial saludo a todos los trabajadores mineros del Perú y en especial a quienes laboran en nuestra empresa contratista. Todos ellos con su esfuerzo diario contribuyen decididamente al crecimiento y desarrollo económico sostenible de nuestro país; al reconocer su gravitante importancia en el progreso nacional, esperamos que su trabajo, enaltecido por todos, sirva de ejemplo en el objetivo de seguir construyendo un futuro mejor para nuestras familias y la sociedad peruana.

¡Viva el trabajador minero!

Ing. Elmer Orellana QuispeGerente General

Contrata VIC2 & ROM Morococha

COLEGIADOS

La Colegiación y su importancia en la profesión del ingeniero

Los profesionales de la rama de ingeniería se

incorporan al Colegio de Ingenieros del Perú (CIP), cumpliendo con la ley del ejercicio profesional Nº

16503 que indica que para ejercerla profesión en el país es indispensable la

inscripción del título en los registros de matrícula de

CIP.

Asimismo, la ley del Colegio de Ingenieros del

Perú Nº 24648 establece que,

para el ejercicio de la profesión de ingeniería en el país, es una obligación ser miembro habilitado del CIP, sea en calidad de colegiado ordinario,

vitalicio o temporal.

La ley Nº 28858 que regula el ejercicio

profesional de la ingeniería y complementa anteriores

normas, indica que para ejercer la ingeniería en el Perú es obligatorio estar colegiado y habilitado.

SETI

EMBR

EO

CTU

BRE

NO

VIE

MBR

E

191102 COPAIRA ORTIZ FERNANDO ELIAS UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERIA191131 GALLARDO GAMARRA SILVIO SOHANE UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERIA191171 LASTAUNAU MUÑOZ ALVARO UNIVERSIDAD NACIONAL MAYOR DE SAN MARCOS191194 MAUTINO SANCHEZ JOSÉ MANUEL UNIVERSIDAD NACIONAL SANTIAGO ANTUNEZ DE MAYOLO191212 MUÑOZ FLORES MARIA SIXTINA UNIVERSIDAD PRIVADA DEL NORTE191272 RIVERA CRESPO ANGEL JUNHIOR UNIVERSIDAD NACIONAL DANIEL ALCIDES CARRION191298 SANDIVAR ANAYA CHRISTIAN PAUL UNIVERSIDAD NACIONAL MAYOR DE SAN MARCOS191311 SULLA CARDENAS JOEL MOISES UNIVERSIDAD NACIONAL SAN LUI GONZAGA DE ICA191315 TAVARA ALMESTAR ERNESTO UNIVERSIDAD NACIONAL DE PIURA191324 TOVAR LLOCCLLA FRANKLIN ANDERSON UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ 192413 CARRION URRUTIA KATHERIN SUSUNA UNIVERSIDAD NACIONAL SAN CRISTOBAL DE HUAMANGA192416 CASTAÑEDA ALEJANDRO MARIA JESUS UNIVERSIDAD NACIONAL MAYOR DE SAN MARCOS192422 CHUJUTALLI VELASQUEZ FERNANDO MIGUEL UNIVERSIDAD NACIONAL MAYOR DE SAN MARCOS192429 DURAN MORALES JORGE TEDDY UNIVERSIDAD NACIONAL SANTIAGO ANTUNEZ DE MAYOLO192432 ESPINOZA MONTREUIL GILMAR ALEXANDER UNIVERSIDAD NACIONAL DANIEL ALCIDES CARRION192465 LUIS JULCA SAUL OBED UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERIA192476 PONCIANO REYES OSCAR JAIME UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERIA192477 QUINTO SOLANO STEFANY MARIEL UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ192479 RAMIREZ CERNA RAUL ROVER UNIVERSIDAD NACIONAL MAYOR DE SAN MARCOS192522 VELAZCO FLORES LIGTHMAN UNIVERSIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ

193292 AGUIRRE GONZALES YONATHAN AGAPITO UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERIA193297 ANGELES BAUTISTA TOLENTINO LUCIO UNIVERSIDAD NACIONAL SANTIAGO ANTUNEZ DE MAYOLO193319 CASTILLO GONZALES LUIS EMERZON UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN ANTONIO DE ABAD DEL CUSCO193322 CASTRO LEIVA EDWIN JESUS PONTIFICIA UNIVERSIDAD CATOLICA DEL PERÚ193359 ESPILCO HUAMANI MELINA UNIVERSIDAD NACIONAL SANTIAGO ANTUNEZ DE MAYOLO193366 FERRER CALDERON FRANCISCO JAVIER PONTIFICIA UNIVERSIDAD CATOLICA DEL PERÚ193397 LLAMOCCA HINOSTROZA RIVERT UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERIA193399 LOAYZA SUSANIBAR GUIDO FRANCISCO UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN CRISTOBAL DE HUAMANGA193410 MESIAS DE LA CRUZ FREDDY UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERIA193419 MURGA VARGAS ALDO LI UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERIA193437 QUILLATUPA VIDAL ALAN ROY UNIVERSIDAD NACIONAL SANTIAGO ANTUNEZ DE MAYOLO

DICIEMBRE 2016 - Consejo Departamental de Lima | CDLcdlima.org.pe/docs/minas/REVISTA92.pdf ·...

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