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UNIVERSIDAD NACIONAL DE INGENIERÍA FACULTAD DE INGENIERÍA GEOLOGICA, MINERA Y METALURGICA
REDUCCIÓN DE COSTOS DE ACARREO Y TRANSPORTE EN LA COMPAÑÍA MINERA PODEROSA S.A., LUEGO DE EJECUTADO EL
“PROYECTO AURORA”
INFORME DE COMPETENCIA PROFESIONAL
PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE:
INGENIERO DE MINAS
ELABORADO POR
VÍCTOR EMILIO RAGAS QUIÑONES
ASESOR
ING. JORGE GUSTAVO DÍAZ ARTIEDA
LIMA – PERÚ
2012
ii
DEDICATORIA
A mi Madre que me dio la vida, por todo el esfuerzo y
sacrifico realizado para sacar a sus hijos adelante, a
mis hermanas y tíos por su incondicional apoyo,
confianza y amor, ustedes contribuyeron a lograr el
sueño más importante de mi vida.
A mi esposa e hijos por su inmenso cariño, amor y
comprensión.
iii
AGRADECIMIENTO
A Compañía Minera Poderosa S.A. en nombre de su
Gerente General Ing. Marcelo Russel Santillana
Salas, por la confianza y por darme la oportunidad de
trabajar en este importante proyecto desde su
concepción hasta su ejecución.
iv
RESUMEN
El presente informe resume los trabajos realizados en el proyecto de
reducción de costos realizado en Compañía Minera Poderosa S.A., este
proyecto denominado Cortada Aurora, consiste en la ejecución de un
conjunto de labores mineras con el propósito de minimizar las distancias
de acarreo y transporte, para la reducción de costos.
El proyecto plantea ingresar en una cota inferior de los actuales niveles de
producción y expansión con una cortada de 2.250 m, que nos permitirá
generar rutas más cercanas a la planta de beneficio de minerales,
adecuados circuitos de ventilación, drenaje por gravedad, bajo costo de
transporte en interior mina y superficie, y alternativas de accesos para el
reconocimiento de la profundización de las estructuras mineralizadas.
El proyecto Aurora contempla la ejecución de un conjunto de labores
mineras con el propósito de reducir las distancias de transporte de mineral
y desmonte con equipos diesel para remplazarlo por transporte con
locomotoras troley cuyo costo es más económico.
v
El proyecto plantea reducir la distancia de transporte de mineral en
superficie de 9.5 Km a 1.3 km, el cual será remplazado por transporte con
locomotoras eléctricas. La puesta en operación de este importante
proyecto permitió reducir el número de volquetes de 6 a 2, el número de
camiones Dumper de 6 a 3, y el número de scooptrams de 5 a 4.
El proyecto también incluye la ejecución de tres chimeneas Raise borer
BR-23, RB-24, RB-25 de 195m, estas chimeneas comunican la mina
Papagayo con la cortada Aurora y servirán para el traspaso de mineral y
desmonte de la mina (Nv-1847) a la cortada Aurora (Nv-1660), la tercera
chimenea será destinada para servicios mina (drenaje y ventilación).
Ademas de la ejecucion de la cortada Aurora y las chimeneas raise borer,
este proyecto tambien considera la rehabilitación y puesta en operación
de labores antiguas como la cortada Estrella (Nv-1467) de 3.500 m para
extracción de mineral, y las chimeneas Raise borer RB-6, RB-7 las que
puestas en operación servirán para el traspaso de mineral de la cortada
Aurora (Nv-1660) a la cortada Estrella (Nv-1467).
La implementación de este nuevo sistema de extracción y transporte de
mineral en la Unidad Marañón, nos permitirá obtener ahorros anuales de
US$ 1.4 millones de dólares.
vi
ÍNDICE DE CONTENIDOS
DEDICATORIA ii AGRADECIMIENTO iii RESUMEN iv ÍNDICE DE CONTENIDOS vi INTRODUCCIÓN 01
CAPITULO I 1.0 GENERALIDADES - MINA PODEROSA
1.1 UBICACIÓN Y ACCESO 03 1.2 MARCO GEOLÓGICO
1.2.1 Geomorfología 05 1.2.2 Geología regional 05 1.2.3 Geología local 06 1.2.4 Estratigrafía 07
a) Complejo Marañón 07 b) Formación Contaya 08 c) Grupo Ambo 08 d) Grupo Mitu 08 e) Depósitos del cuaternario 08 f) Rocas intrusivas 08
1.2.5 Columna estratigráfica 09 1.2.6 Geología estructural 09 1.2.7 Geología económica 10
vii
1.2.8 La Veta Jimena 11 a) Orientación Potencia y Leyes. 11 b) Litología. 12 c) Tipo de Yacimiento 13 d) Mineralogía 13
1.2.9 Reservas a diciembre 2008 13 1.3 MINA 14
1.3.1 Preparación 14 1.3.2 Métodos de explotación 14
a) Corte y relleno ascendente (Cut and Fill) 14 b) Tajeo por subniveles (Sublevel Stoping) 15 c) Franjas verticales (Short Wall) 15
1.4 PLANTA DE BENEFICIO 15 1.4.1 Planta Marañon 15 1.4.2 Planta Santa María 15
CAPITULO II
2.0 PROYECTO CORTADA AURORA (Nv-1660) 2.1 SUSTENTACIÓN DEL PROYECTO 16 2.2 IDENTIFICACIÓN DEL PROBLEMA 18
2.2.1 Impulsos internos 18 2.2.2 Impulsos externos 18 2.2.3 Determinación de los problemas 18
2.3 OBJETIVOS 19 2.3.1 Objetivo general 19 2.3.2 Objetivos específicos 19
2.4 SITUACIÓN ANTES DE AURORA 20 2.4.1 Planeamiento de minado 21 2.4.2 Requerimiento de equipos 22 2.4.3 Productividad de los equipos trackless. 23 2.4.4 Sistema de extracción y transporte antes de Aurora 24 2.4.5 Profundización de labores 25 2.4.6 Incremento de costos de las actividades en mina 25
viii
CAPITULO III 3.0 EJECUCIÓN DEL PROYECTO AURORA 28
3.1 LABORES DEL PROYECTO AURORA 29 3.2 COSTO DE LAS LABORES MINERAS 30 3.3 ESTRATEGIAS 31
3.3.1 Localización 31 3.3.2 Organización 31 3.3.3 Parámetros de diseño 32 3.3.4 Desmontera Estrella II 35 3.3.5 Costo de habilitación de desmontera Estrella 35
3.4 VENTILACIÓN 36 3.4.1 Determinación del caudal requerido 36 3.4.2 Selección del ventilador y mangas de ventilación 38 3.4.3 Etapas del sistema de ventilación 39 3.4.4 Costo de ventilación 39
3.5 GEOMECÁNICA 40 5.3.1 Aspectos geológicos 40 3.5.2 Aspectos geomecánicos 40 3.5.3 Aspectos estructurales 41 3.5.4 Geomecánica y soporte proyectado 41 3.5.5 Composición química de la roca 41 3.5.6 Costo de sostenimiento 43 3.6 CICLO DE AVANCE ESTIMADO 43 3.6.1 Perforación (Avance Rápido) 46
3.6.1.1 Determinación de la malla de perforación 46 3.6.1.2 Determinación del número de taladro 47 3.6.1.3 Malla de Perforación cortada Aurora 48
3.7 VOLADURA 49 3.8 LIMPIEZA 50
3.8.1 Scooptram Eléctrico LH 203E 51 3.9 TRANSPORTE CON LOCOMOTORA 53
3.9.1 Selección de la locomotora. 53 3.9.2 Determinación del número de carros G-60 55
ix
3.9.3 Requerimiento de personal 56 3.10 SERVICIOS 57
3.10.1 Sistema de red de aire comprimido 57 3.10.2 Elección del compresor. 57 3.10.3 Descripción de una red. 58
3.10.3.1 Tubería principal 59 3.10.3.2 Tuberías secundarias 59 3.10.3.3 Tuberías de servicio 60
3.10.4 Sistema de abastecimiento de agua 61 3.10.4.1 Características técnicas del reservorio 62
3.10.5 Costo del agua para perforación 62 3.10.6 Costos de servicios mina 62
3.11 SISTEMA DE ABASTECIMIENTO DE ENERGÍA ELÉCTRICA. 63 3.11.1 Costo de las instalaciones eléctricas. 64
3.12 CONTROL DE PÉRDIDAS 64 3.12.1 Riesgos de Gestión 64 3.12.2 Riesgos operacionales 65 3.12.3 Riesgos extra-operacionales 66
CAPITULO IV
4.0 REDUCCIÓN DE EQUIPOS EN MINA Y SUPERFICIE 67
4.1 CALCULO DE LA CAPACIDAD DE QUIPOS DE TRANSPORTE 67 4.1.1 Capacidad de carros Gramby 68 4.1.2 Capacidad de camiones Dumper 68 4.1.3 Capacidad de cuchara del scooptram 69
4.2 PRODUCCIÓN DE EQUIPOS 69 4.2.1 Producción de locomotoras 68 4.2.2 Producción de locomotora Trolley con G.140 71 4.2.3 Producción de dumper y scooptram 71
4.2.3.1 Determinación del número de dumper scooptram 72 4.2.4 Producción de camiones (volquetes) 74
4.3 AHORRO POR TRANSPORTE CON LOCOMOTORA 74 4.4 COSTO DE TRANSPORTE CON DUMPER Y LOCOMOTORA 75
x
CAPITULO V 5.0 EVALUACIÓN ECONÓMICA 76
5.1 INVERSIÓN 77
5.2 AHORRO PROYECTADO 78 I) Reducción en el costo de transporte de mineral - Superficie 78 II) Reducción en el costo de transporte de mineral – Int. Mina 78 III) Simplificación en el sistema de bombeo 78 IV) Reducción en el costo de transporte de desmonte – Int. Mina 79
V) Reducción en el costo de ventilación 79 VI) Consumo de energía 79 5.3 INDICADORES ECONÓMICOS Y FINANCIEROS 80
5.3.1 Valor Presente Neto (VPN) 80 5.3.2 Tasa Interna de Retorno (TIR) 81 6.1.3 Relación Beneficio-Costo (B/C) 82 6.1.4 Periodo de recuperación de la inversión 83
5.4 EVALUACIÓN ECONÓMICA DEL PROYECTO 83
5.4.1 Inversión del proyecto 83 5.4.2 Flujo de caja 83 5.4.3 Ahorro anual 84
5.5 CALCULO DE LOS INDICADORES ECONÓMICOS 85 6.4 ANÁLISIS DE SENSIBILIDAD ECONÓMICA 85
CONCLUSIONES 87 REFERENCIAS BIOGRÁFICAS 89
GLOSARIO 90 ANEXOS 94
xi
LISTADO DE ANEXOS
Anexo 01: COLUMNA ESTRATIGRÁFICA 95
Anexo 02: PRINCIPALES VETAS DE MINA PODEROSA S.A. 96
Anexo 03: RESERVAS, SEGÚN POTENCIA DE VETA (2009 – 2010) 97
Anexo 04: UBICACIÓN DEL PROYECTO 98
Anexo 05: COSTOS DE PRODUCCIÓN POR AÑO 99
Anexo 06: PLANO DEL PROYECTO 100
Anexo 07: SISTEMA DE EXTRACCIÓN ANTES DE AURORA 101
Anexo 08: NUEVO SISTEMA DE EXTRACCIÓN CONCLUIDO EL PROYECTO AURORA 102
Anexo 09: RUTA EN SUPERFICIE DEL NUEVO SISTEMA DE TRANSPORTE DE MINERAL 103
Anexo 10: EVOLUCION DE LOS COSTOS DE LAS ACTIVIDADES DE MINA 104
Anexo 11: COSTO DE LAS LABORES DEL PROYECTO AURORA 105
Anexo 12: VISTA TRIDIMENSIONAL DE LA VETA JIMENA 106
Anexo 13: SECCIÓN TRANSVERSAL DE LA UNIDAD DE PRODUCCIÓN MARAÑON 107
Anexo 14: PRESUPUESTO HABILITACIÓN DE LA DESMONTERA ESTRELLA II 108
Anexo 15: COSTO DE VENTILACIÓN 109
Anexo 16: TIPOS DE SOSTENIMIENTO 110
Anexo 17: COSTOS DE SOSTENIMIENTO 111
Anexo 18: MALLA DE PERFORACIÓN CORTADA AURORA 112
Anexo 19: COSTO DE INFRAESTRUCTURA PARA ABASTECIMIENTO DE AGUA 113
Anexo 20: COSTO DE SERVICIOS MINA 114
Anexo 21: COSTO DE INSTALACIONES ELÉCTRICAS 115
Anexo 22: PERFIL LONGITUDINAL DEL NUEVO SISTEMA DE EXTRACCIÓN 116
Anexo 23: PANORÁMICA DEL NUEVO SISTEMA DE TRANSPORTE CON LOCOMOTORA 117
Anexo 24: TONELADAS DE MINERAL Y DESMONTE A MOVER SEGÚN PROGRAMA 118
Anexo 25: PRODUCCIÓN Y AHORRO POR TRANSPORTE CON LOCOMOTORA 119
Anexo 26: EVALUACIÓN DEL PROYECTO MEDIANTE INDICADORES ECONÓMICOS 120
xii
LISTADO DE TABLAS
Tabla 01: ACCESO VÍA AÉREA 04
Tabla 02: ACCESO VÍA TERRESTRE 05
Tabla 03: CAPACIDAD DE LOS EQUIPOS TRACKLESS 22
Tabla 04: PRODUCTIVIDAD DE LOS CAMIONES DE BAJO PERFIL 23
Tabla 05: PRODUCTIVIDAD CARGADOR BAJO PERFIL. 23
Tabla 06: RESUMEN DE LABORES DEL PROYECTO AURORA 29
Tabla 07: RESUMEN DEL AHORRO POR TRANSPORTE Y SERVICIOS 30
Tabla 08: PARÁMETROS DE DISEÑO 33
Tabla 09: CALCULO DE VOLÚMENES 35
Tabla 10: CARACTERÍSTICAS TÉCNICAS DEL VENTILADOR 38
Tabla 11: CAÍDA DE PRESIÓN POR FRICCIÓN EN MANGAS. 38
Tabla 12: ETAPAS DEL SISTEMA DE VENTILACIÓN 39
Tabla 13: CICLO DE MINADO ESTIMADO 44
Tabla 14: DISTANCIA ENTRE TALADROS SEGÚN DUREZA DE LA ROCA (M. Exsa) 48
Tabla 15: FACTOR DE ROCA (M. Exsa) 48
Tabla 16: CARACTERÍSTICAS DEL SCOOPTRAM SANDVIK LH 203E 51
Tabla 17: ESPECIFICACIONES TÉCNICAS DE LA LOCOMOTORA 54
Tabla 18: DETERMINACIÓN DEL NÚMERO DE CARROS G-60 55
Tabla 19: MANO DE OBRA DIRECTA (AVANCE RÁPIDO) 56
Tabla 20: CARACTERÍSTICAS DE LOS COMPRESORES 58
Tabla 21: CONSUMO DE AGUA 61
Tabla 22: CARACTERÍSTICAS DEL TANQUE PREFABRICADO 62
Tabla 23: CAPACIDAD DE CARROS GRAMBY 68
Tabla 24: CAPACIDAD DE CAMIONES DUMPER 68
xiii
Tabla 25: ESTUDIO DEL CICLO DE LOCOMOTORA REALIZADO EN AURORA Y ESTRELLA 70
Tabla 26: PRODUCCIÓN DE LOCOMOTORA TROLEY CON G-140 71
Tabla 27: TIEMPO FIJO DE CARGUÍO, DESCARGA Y MANIOBRAS – SCOOP 72
Tabla 28: CÁLCULO DE EQUIPO DE BAJO PERFIL 72
Tabla 29: NÚMERO DE EQUIPOS POR NIVELES DE PRODUCCIÓN 73
Tabla 30: CICLO DE PRODUCCIÓN DE VOLQUETES ANTES DE AURORA 74
Tabla 31: CICLO DE PRODUCCION DE VOLQUETES CON AURORA 74
Tabla 32: RESUMEN DE INVERSIÓN Y COMPONENTES DEL PROYECTO 77
Tabla 33: AHORRO PROYECTADO 78
Tabla 34: INVERSIÓN ANUAL 83
Tabla 35: AHORRO ANUAL 84
Tabla 36: INDICADORES ECONÓMICOS DEL PROYECTO 85
Tabla 37: SENSIBILIDAD ECONÓMICA 85
xiv
LISTADO DE FIGURAS
Figura 01: DEPARTAMENTO DE LA LIBERTAD 04
Figura 02: EVOLUCIÓN DE LOS COSTOS DE PRODUCCIÓN 26
Figura 03: COSTO DE EXTRACCIÓN Y LIMPIEZA 26
Figura 04: COSTOS DE SERVICIOS MINA Y SOSTENIMIENTO 27
Figura 05: COSTO DE TRANSPORTE CON VOLQUETE Y LOCOMOTORA 27
Figura 06: PARÁMETROS DE DISEÑO 34
Figura 07: CICLO REAL DE MINADO DE LA CORTADA AURORA 45
Figura 08: DIMENSIONES DEL SCOOPTRAM SANDVIK LH 203E 52
Figura 09: DIMENSIONES DE LA LOCOMOTORA 53
Figura 10: NUMERO DE EQUIPOS POR HORAS DE OPERACIÓN 73
Anexo 11: COSTO DE TRANSPORTE/TON. EN BASE A LA DISTANCIA–LOCOMOTORA 75
Anexo 12: COSTO DE TRANSPORTE/TONELADA EN BASE A LA DISTANCIA–DUMPER 75
Anexo 13: FLUJO DE CAJA DEL PROYECTO AURORA 84
Anexo 14: ANÁLISIS DE SENSIBILIDAD ECONÓMICA VAN – COK 86
1
INTRODUCCIÓN
El conjunto de estructuras mineralizadas, que trabaja Compañía Minera
Poderosa S.A, están ubicadas en el Batolito de Pataz, en el
Departamento de La Libertad, Perú. Los recursos prospectivos y
potenciales de las vetas conocidas dentro de los derechos mineros de
Poderosa, en este Batolito, se estiman conservadoramente en 6.500.000
onzas de oro. Las onzas de oro obtenidas desde el inicio de las
operaciones, más las reservas probado-probables, llegan a 1.584.000
onzas, en 3.456.000 toneladas cubicadas.
Actualmente la empresa cuenta con dos Plantas de Lixiviación, una en
Vijus, llamada Marañón de 800 TM/día y la Planta Santa María ubicada en
Pataz de 350 TM/día.
La información del modelo geológico actual indica una tendencia de las
estructuras al NW, con cota base en el nivel 1680, lo cual muestra
expectativas en las exploraciones y el desarrollo de proyectos que
contribuyan a la reducción de costos.
2
Al Ingresar en una cota inferior de los niveles de exploración y
explotación, con el desarrollo de una cortada de 2.250 m. ubicada en el
nivel 1660, además de la ejecución de chimeneas las que ubicadas
apropiadamente nos ha permitido reducir la distancia de transporte en
interior mina y superficie, generar sistemas de traspaso de mineral
adecuados, crear circuitos de ventilación con menor resistencia, drenaje
por gravedad, bajo costo de transporte en mina y superficie, y alternativas
de accesos para el reconocimiento de la profundización de las estructuras
mineralizadas.
La alternativa de mejora al sistema de extracción y transporte de mineral,
consistió en evaluar y diseñar un nuevo sistema a partir del proyecto
Aurora, en el cual se contempló desarrollar en una cota inferior a los
actuales niveles de explotación (Nv 1810, 1805, 1800) y futuros (Nv
1780, Nv 1760), una cortada de 2.250m ubicada en el nivel 1660, la
integración mediante chimeneas raise borer de la mina con la cortada
Aurora y esta con la cortada Estrella nos permitió reducir la distancia de
transporte en mina y superficie.
La implementación de este nuevo sistema de extracción y transporte de
mineral en la Unidad Marañón, ha permitido obtener ahorros anuales de
US$ 1.4 millones de dólares.
3
CAPITULO I
1.0 GENERALIDADES – MINA PODEROSA
1.1 UBICACIÓN Y ACCESO
Compañía Minera Poderosa S.A. se divide en dos unidades
económicamente administrativas: UEA La Libertad y la UEA
Poderosa de Trujillo.
Para este trabajo se realizará una descripción de la UEA Poderosa
de Trujillo, unidad donde se ubica la Mina Papagayo que tiene como
principales estructuras mineralizadas las vetas Jimena y Glorita.
La Mina de Papagayo se ubica entre los parajes de Papagayo y el
Tingo, los que se sitúan en la margen derecha del río Marañón,
distrito y provincia de Pataz, departamento de La Libertad.
Geográficamente se ubica en las coordenadas:
N: 9’147, 178,514
E: 210, 485,250
Altitud: Entre los 1.467 a 2.080 m.s.n.m.
4
Figura Nº 1: Departamento de La Libertad
Ubicación Compañía Minera Poderosa S.A.
La mina Papagayo es accesible desde la ciudad de Lima mediante:
Tabla N° 1: Acceso vía aérea:
DE A Distancia (Km)
Tiempo (hh:mm) MEDIO
Lima Trujillo 560 00:45 Avión
Trujillo Chagual 300 00:40 Avioneta
Chagual Mina 46 00:40 Camioneta
906 02:05
Fuente: Horas de viaje medidas por el Autor
.
5
Tabla N° 2: Acceso vía terrestre:
DE A Distancia (Km)
Tiempo (hh:mm)
MEDIO
Lima Trujillo 560 07:00 Camioneta
Trujillo Vijus 330 12:00 Camioneta
Vijus Mina 16 00:20 Camioneta
906 17:20
Fuente: Horas de viaje medidas por el Autor
1.2 MARCO GEOLÓGICO
1.2.1 Geomorfología
La cuenca se caracteriza por un relieve abrupto, con
quebradas, ríos encañonados y laderas pronunciadas con
pendientes de hasta 50%, con valles en formación emplazados
en el flanco occidental de la Cordillera Oriental de los Andes,
cuyas aguas discurren de sur a norte conformando las
estribaciones de la cuenca del Marañón.
1.2.2 Geología regional
La zona aurífera está ligada a una franja de rocas intrusivas
conocida como “Batolito de Pataz” que cortan a los esquistos,
filitas y pizarras del Complejo del Marañón.
El Batolito de Pataz se extiende aproximadamente 50 km de
longitud y 3.0 km de ancho, limitado por el NE con el Complejo
del Marañón y por el SW con las rocas sedimentarias
paleozoicas del grupo Mitu.
6
En el distrito minero, las zonas de fallas y fracturas pre-
existentes dentro del intrusivo han servido de canales de
circulación de las soluciones mineralizantes hidrotermales,
estas vetas han sido falladas y plegadas en más de dos
eventos tectónicos; razón por la cual se presentan muy
irregulares en su comportamiento estructural y continuidad.
El relleno mineralógico de las estructuras mineralizadas está
constituido por cuarzo lechoso, pirita, arsenopirita, marmatita-
esfalerita, calcopirita, galena, pirrotita y oro en estado nativo y
libre.
1.2.3 Geología local
La zona se halla mayormente cubierta por depósitos
Cuaternario por lo que las zonas y estructuras mineralizadas se
encuentran poco expuestas. Por debajo de la cubierta
Cuaternaria se extiende el Intrusivo de Pataz, de naturaleza
félsica a metafélsica en este se hospedan las vetas auríferas.
Al NE cerca del campamento San Andrés, afloran rocas
metamórficas del Complejo del Marañón, y al SW del Tambo
ocurrencia de arenisca limonitas – volcánicas (capas rojas),
pertenecientes al grupo Mitu.
7
1.2.4 Estratigrafía
La estratigrafía comprende rocas del basamento precámbrico
(Complejo Marañón) constituido por más de 1000 m. de
esquistos y filitas, subyacente en discordancia erosional con
una serie meta-volcánica de riolitas, riodacitas y andesitas con
potencias que van de 100 m. a más de 1200 m. Sobreyaciendo
al Complejo Marañón tenemos a la Formación Contaya de
edad Ordoviciana con potencias que alcanzan hasta 600m,
constituido principalmente por secuencias turbiditicas.
El Batolito de Pataz no está en contacto directo con unidades
del Paleozoico Superior y Mesozoico, en su sector noreste está
cubierto por los volcánicos Lavasen.
La columna estratigráfica de la zona de Pataz, muestra rocas
que van desde el precámbrico hasta el cuaternario, este último
poco desarrollado en la zona. Como parte de la columna
estratigráfica tenemos:
a) Complejo Marañón
Las rocas más antiguas de la región se encuentran en el
complejo Marañón que consiste de rocas metamórficas de bajo
grado, filita negra, meta-andesita verdosa y mica-esquisto gris
verdoso. La secuencia tiene un espesor máximo de más de
2.000 m y data del precámbrico al cambriano.
8
b) Formación Contaya
Esta es la unidad más antigua que sobreyace al complejo
Marañón, consistente en lutitas y pizarras negras o gris oscuras
en capas delgadas, en las cuales se intercalan capas delgadas
de cuarcitas; su espesor máximo es de 500 m.
c) Grupo Ambo
El Grupo Ambo tiene un espesor promedio de 300 m,
alcanzando un máximo de 500 m, consistiendo en areniscas y
lutitas con intercalaciones de conglomerados y restos de
plantas del carbonífero.
d) Grupo Mitu
Las areniscas y conglomerados rojos oscuros del grupo Mitu
tienen un espesor promedio de 200 m, el conglomerado basal
del grupo se compone de elementos sub-redondeados de
caliza, arenisca parda, andesita rosada y areniscas arcósicas.
e) Depósitos del cuaternario
A lo largo de los cauces de los ríos principales aparecen
terrazas extensas, el material del que están compuestas es de
un conglomerado mal clasificado de guijarros.
f) Rocas intrusivas
Las principales rocas intrusivas que afloran extensamente en el
área son: el granito rojo, granodiorita y diorita.
9
1.2.5 Columna estratigráfica (Ver Anexo Nº 01).
1.2.6 Geología estructural
El Batolito de Pataz tiene una forma alongada de dirección
NNW-SSE paralelo al lineamiento andino, es un cuerpo
intrusivo cuya forma lenticular y alargada se debe a su
emplazamiento a lo largo de una gran fractura regional.
Constituido por dioritas-tonalitas, granodioritas con cambios
graduales a monzogranito (edad: 328-329 Ma., Haeberlin,
2000); Su mecanismo principal de deformación es el
cizallamiento, debido a un gran contraste de competencia con
las rocas metamórficas adyacentes. De manera que los
sistemas de vetas auríferas (edad: 312-314 Ma., Haeberlin,
2000) en la región de Pataz están ligados espacialmente a la
geometría del Batolito, enclavados en las zonas marginales de
este cuerpo intrusivo.
Las áreas mineralizadas se encuentran en Vetas transicionales
relacionados a un campo de esfuerzos entre extensión y cizalla
rellenando fracturas, contactos litológicos, diques y
estratificaciones de orientaciones N-S/45°E, NW-SE/45°E,
ENE/20°S-N. Enlazadas entre sí formando una mega brecha
de cizallamiento. Estas vetas son cortadas y desplazadas por 3
familias de fallas subverticales regionales sincrónicas a la
mineralización. La primera familia tiene una dirección NNW-
10
SSE, la segunda E-W, y la tercera familia NE-SW. Dentro del
relleno de la zona de falla es común la presencia de sericita,
clorita y panizo (gouge). Localmente se observa fragmentos de
roca alterada sementada por cuarzo estéril.
En conclusión, el sistema de vetas de la región de Pataz es
interpretado como una circulación de fluidos hidrotermales
dentro de un sistema de fracturas en extensión cuyas aperturas
para el desarrollo de los ore-shoots son probablemente el
resultado de la influencia de las fallas transversales sobre los
planos de debilidad relacionados a un evento más temprano
(Daigneault, 2001).
1.2.7 Geología económica
El valle del rio Marañón constituye el límite entre las cordilleras
Occidental y Oriental en el Norte del Perú con caracteres muy
diferentes: mientras que la Cordillera Occidental es producto de
la orogenia andina, en la Cordillera Oriental se observan rasgos
de por lo menos tres ciclos orogénicos desde el Precámbrico.
La paragénesis de las vetas auríferas es simple y repetida. El
relleno más antiguo corresponde a cuarzo lechoso
acompañado de pirita gruesa y arsenopirita (Estadio I); por
reactivación tectónica de las vetas se produce el fracturamiento
de los minerales depositados en esta etapa.
11
En una segunda generación (estadio II) ocurre el ascenso de
cuarzo gris de grano fino, esfalerita con exsoluciones de
calcopirita y pirrotita, posteriormente galena con inclusiones de
sulfosales de Sb, el electrum está hospedado principalmente
en la esfalerita, el oro nativo precipita más tarde generalmente
con galena y también en la pirita fracturada, hacia el final de
esta etapa tiene lugar un proceso de re-cristalización a
pequeña escala y nueva deposición de pirita y arsenopirita. En
una etapa tardía se deposita cuarzo con carbonatos.
El volumen de los minerales del estadio I es mucho mayor que
los depositados en el estadio II, sin embargo este estadio es la
etapa aurífera.
1.2.8 La Veta Jimena
Por ser la veta principal de la mina Papagayo, describimos sus
principales características.
a) Orientación Potencia y Leyes.
La veta Jimena tiene una orientación promedio de N320° a
N330°, con buzamientos desde 25° hasta la horizontal NE, la
extensión en el rumbo es de 450 m. y en el plunge es de 550m,
la potencia varía de unos centímetros hasta 3.00 m. con un
promedio de 1.04 m. con una ley promedio de 46 gAu/TM, (Ver
anexo 03). La alteración típica y predominante es la fílica con
bordura externa propilítica.
12
b) Litología.
La litología predominante es granodiorita y monzogranito, los
ore shoots muestran una geometría irregular elíptica. Los
valores más altos se encuentran en las intersecciones de
fracturas con azimut 115° con 45°, si bien, gran parte coincide
con los valles también ocurre en los picos. Es claro que la
relación potencia-ley no es directa, ya que si bien gran parte de
las mayores espesores se encuentran al interior del ore shoot,
muchas otras zonas muestran potencias altas con valores
bajos de oro. Sobre el nivel 1987 hasta el nivel 2017 el control
para el emplazamiento del ore shoot es la variación del
buzamiento de alto a bajo las que forman domos de extensión,
el mismo comportamiento es observado en la zona inferior del
ore shoot entre los niveles 1897 a 1940, mientras que hacia el
norte donde el buzamiento es más regular está controlado por
el cambio de rumbo. Ocurre que esta anomalía está ligada a
fallas secantes de dirección 115° que corresponderían al
sistema de veta La Brava con estructuras subverticales de
dirección 45°. De los dos grandes clavos observados el inferior
(J1) posee una ley promedio de 48.70 g Au/TM para una
potencia de 1.16 m. y el superior (J2) con una potencia de
1.08m. y 34.54 g Au/TM como ley promedio.
13
c) Tipo de Yacimiento
Las vetas que se encuentran en Papagayo son de tipo
filoneano, con concentraciones mineralógicas de pirita aurífera
a modo de clavos y cuyo origen se atribuye a procesos
hidrotermales post magmáticos y asociados al emplazamiento
del batolito de Pataz.
d) Mineralogía
El ensamble mineralógico lo constituye una asociación típica
mesotermal de cuarzo-pirita-oro. Este último se observa como
electrum y libre, rellenando las fracturas y contactos de la
galena-pirita. Además de los minerales indicados también son
reconocidos minerales como: Arsenopirita, Calcopirita, etc.
1.2.9 Reservas a diciembre 2008
El Batolito de Pataz se extiende aproximadamente 50 km de
longitud y 3.0 km de ancho. Los recursos prospectivos y
potenciales de las vetas conocidas dentro de los derechos
mineros de Compañía Minera Poderosa en este Batolito, se
estiman conservadoramente en 6.500.000 onzas de oro, las
reservas probado-probables actuales llegan a 1.584.000 onzas,
en 3.456.000 de toneladas cubicadas.
Las reservas probadas, probables y recursos de la mina
Papagayo ascienden a 771.244 TM con ley de 12.8 gr Au/TM,
14
La evaluación del proyecto se realizó en base a las reservas y
recursos de Jimena 4. Las exploraciones en esta zona han
determinado 20.000 y 18.000 onzas de recursos medidos e
indicados respectivamente.
1.3 MINA
Actualmente se viene trabajando las vetas: Jimena, Glorita,
Mercedes, Karola, Choloque, La Lima y Virginia. (Ver Anexo 2).
1.3.1 Preparación
La operación en mina es combinada entre el sistema trakless y
convencional, se utiliza rampas como accesos principales y
ventanas que comunican a las estructuras mineralizadas en
una diferencia de cota de 20m.
1.3.2 Método de explotación
Los métodos de explotación se han determinado en función de
las características del yacimiento, utilizando métodos de
minado convencional y mecanizado (trackless). Las variaciones
en la geometría de las vetas, ley, potencia, rumbo, buzamiento,
y la estabilidad de la roca, son las características que se han
evaluado para la elección del método.
a) Corte y relleno ascendente (Cut and Fill ).
El mineral es arrancado por franjas horizontales empezando
por la parte inferior del tajeo avanzando verticalmente. Cuando
se ha extraído la franja completa, se rellena el volumen
correspondiente con material estéril.
15
b) Tajeo por subniveles (Sublevel Stopping)
Los subniveles son desarrollados entre los niveles principales,
el mineral derribado desde los subniveles cae hacia la zona
vacía y es recuperado desde los Draw-points. La recuperación
de los pilares se realiza en la etapa final de minado.
c) Franjas verticales(Short Wall)
Se acumula taladros a lo largo de una franja en la dirección del
buzamiento de la veta, para luego hacer una voladura masiva,
el sostenimiento se realiza colocando puntales con Jack pot,
cuadros, relleno hidráulico y encribados de madera.
1.4 PLANTA DE BENEFICIO.
Compañía Minera Poderosa cuenta con dos plantas de beneficio:
La Planta Marañón y la Planta de Santa María.
1.4.1. Planta Marañón
La planta Marañón se ubicada en el anexo de Vijus, distrito y
provincia de Pataz, tiene una capacidad instalada de 800
TMS/día. El procesamiento consta de tres etapas: cianuración,
neutralización y refinación. El proceso de recuperación del oro es
por el método de Merrill Crowe con polvo de Zinc.
1.4.2. Planta Santa María
La planta Santa María está ubicada en el anexo del mismo
nombre en el distrito y provincia de Pataz, tiene una capacidad de
350 TMS/día. El proceso de recuperación del oro es también con
polvo de zinc, Merrill Crowe.
16
CAPITULO II
2.0 PROYECTO CORTADA AURORA (Nv-1660)
2.1 SUSTENTACIÓN DEL PROYECTO
El conjunto de estructuras mineralizadas, que trabaja Compañía
Minera Poderosa S.A, están ubicadas en el Batolito de Pataz, en el
Departamento de La Libertad. (Ver anexos 02 y 04).
Los recursos prospectivos y potenciales de las vetas conocidas
dentro de los derechos mineros de Poderosa en este Batolito, se
estiman conservadoramente en 6.500.000 onzas de oro. Las onzas
de oro obtenidas desde el inicio de las operaciones, más las
reservas probado-probables actuales, llegan a 1.584.000 onzas, en
3.456.000 de toneladas cubicadas.
La información del modelo geológico actual indica una tendencia de
las estructuras al NW, con cota base en el nivel 1680, lo cual
muestra expectativas en las exploraciones y el desarrollo de
proyectos que contribuyan a la reducción de costos.
17
La profundización de las estructuras mineralizadas, ha
incrementaron los costos en transporte, drenaje, ventilación y
energía. La extracción de mineral y desmonte es ascendente y todos
estos factores han determinado una demora en los ciclos de minado.
La productividad de la extracción y transporte de mineral disminuyó
progresivamente en los últimos años, provocando un incremento en
el costo de estas actividades. (Ver Anexo 05).
La información del modelo geológico, muestra que la mineralización
tiende a profundizar, incrementando la distancia de acarreo a
medida que se avanza con el desarrollo de la mina, a ello se debe
adicionar los 9.50 km de distancia que existe entre el nivel de
extracción (Nv. 1987) y Planta Marañón (Nv. 1289), estos factores
han determinado un incremento progresivo de los costos de acarreo
y transporte, influyendo negativamente en la productividad.
Al ingresar en una cota inferior de los niveles de producción y
expansión, con el desarrollo de una cortada de 2,250 m, nos permitió
reducir las distancias de acarreo con dumper, generar rutas más
cercanas a la planta de tratamiento, simplificación de los circuitos de
ventilación, drenaje por gravedad, bajar los costos de transporte en
interior mina y superficie, y alternativas de accesos para el
reconocimiento de la profundización de las estructuras
mineralizadas. (Ver Anexo 06).
18
2.2 IDENTIFICACIÓN DEL PROBLEMA
La técnica utilizada para la identificación del problema ha sido el
Control y registro de datos.
Identificando de esta forma las deficiencias internas y externas
2.2.1 Impulsos internos
La profundización de la mineralización.
Distancia recorrida por equipos trackless.
Incremento del número de equipos trackless.
Incremento del costo de mineral transportado.
Distancia a planta.
Mayor número de camiones en el transporte de
mineral en superficie.
Incremento del número de equipos de bombeo.
Mayor número de ventiladores y de mayor capacidad.
2.2.2 Impulsos externos
El alto costo de producción mina.
Falta de posicionamiento de equipos de exploración
diamantina cercanos a la profundización de las vetas.
2.2.3 Determinación de los problemas
El sistema actual de extracción y transporte.
El sistema actual de bombeo.
El sistema actual de ventilación.
19
2.3 OBJETIVOS
2.3.1 Objetivo general
El objetivo es implementar para el año 2012 un sistema de acarreo y
transporte con alta productividad, medido en términos de bajo costo
por tonelada, de 10.55 US$/Ton a 4.6 US$/Ton, mediante una
adecuada ubicación de rutas de transporte y sistemas de traspaso
de mineral, una apropiada elección de equipos que reduzcan las
distancias de acarreo y transporte hacia la Planta de tratamiento de
minerales. Para ello debemos ubicarnos en el menor tiempo en las
cotas inferiores a la zona de Jimena 3, 4, 5 y 6, actuales zonas de
explotación y exploración y con mayor certeza en recursos, con el
objetivo de reducir los costos de operación en 10.16 $/onza,
mejorando la ventilación, drenaje, transporte, y ahorro de energía.
Una vez cumplido el primer objetivo, desarrollar un programa de
exploraciones, para reconocer e incrementar nuestros recursos. El
proyecto plantea implementar en el año 2012, un sistema de
extracción y transporte con alta productividad, medido en términos
de bajo costo por tonelada.
2.3.2 Objetivos específicos
Reducir las distancias de las rutas de acarreo y transporte
con equipos diesel en superficie e interior mina.
Reducir drásticamente el número de equipos LHD en
interior mina, optimizando su utilización.
Mejorar la ventilación, actualmente la cobertura se
encuentra en 80%, debiéndose llegar con la construcción
20
de este proyecto al 100%, con circuitos de ventilación con
menor resistencia y aprovechamiento del tiro natural.
Explorar las zonas de cotas próximas al nivel 1660,
reconociendo las estructuras geológicas para incrementar
las reservas y acceder a nuevas zonas mineralizadas
(cámaras DDH).
Simplificar el sistema de bombeo, aprovechando el
drenaje por gravedad (ahorro 0.68 US$/Oz-mes).
Reducir el consumo de energía, por reducción del número
de ventiladores y equipos de bombeo de agua.
La implementación del nuevo sistema de extracción y transporte de
mineral en la Unidad Marañón, nos permitirá obtener ahorros
anuales de US$ 1.4 millones de dólares.
2.4 SITUACIÓN ANTES DE AURORA
En los años 2008 y 2009 la extracción y el transporte de mineral
representaba el 20% del costo de minado; por ello se planteó un
agresivo plan de reducción de costos para convertirlos en ahorros y
poder revertirlos en inversiones de crecimiento. A partir de ello, se
realizó el análisis del sistema de acarreo y transporte, para identificar
las deficiencias y proponer alternativas de mejora basadas en una
alta productividad medida en términos de bajo costo por tonelada;
mediante una adecuada selección de sistemas de traspaso de
mineral, rutas de transporte y equipos. (Ver Anexo 07)
21
El nuevo sistema de acarreo y transporte da énfasis a reducir la
distancia de recorrido y el número de equipos trackless en interior
mina, también se reducirá drásticamente la distancia de transporte
con volquetes en superficie, remplazándoles por transporte con
locomotora troley cuyo costo es más económico. (Ver Anexo 08, 09).
A continuación detallaremos la situación actual año 2008-2009.
2.4.1 Planeamiento de minado
El programa de producción se establece día a día, semanal,
mensual y para un año de operaciones, es decir a corto plazo.
Para ello se toman en cuenta los siguientes parámetros:
Reservas de mineral accesible.
Las reservas de mineral parcialmente accesibles, en
caso sea requerido para completar el plan anual.
La capacidad de producción.
La capacidad de tratamiento.
El programa de avances lineales (preparación,
exploración, desarrollos).
Levantamiento topográfico del mes anterior, la
información geológica y de leyes de corte.
Labores de preparación requeridas para el acceso a
los bloques de explotación.
En el programa de producción se establece el tonelaje y la
ley de mineral que se producirá.
22
2.4.2 Requerimiento de equipos
Para el acarreo y transporte de mineral y desmonte se cuenta
con los siguientes equipos.
05 Scooptram diesel de 2.2 Yd3
06 Camiones de bajo perfil de 16 Ton.
05 Volquetes para el transporte de mineral a planta.
Tabla Nº 3: Capacidad de equipos trackless.
IDENT-ACTIVO MARCA POTENCIA
(HP) DUMPER JDT 415 JARVIS CLARK 155
DUMPER MUL 6600 Nº 2 NORMET 87
DUMPER VAR 1060 Nº 2 NORMET 151
415 LHD TAMROCK 155
DUMPER 415 R&d TAMROCK 155
416 LHD TAMROCK 155
DUMPER 417 SANDVIK 210
CAPACIDAD CAMIONES DE BAJO PERFIL 1068
IDENT-ACTIVO MARCA POTENCIA
(HP) SCOOP TORO 151D 4 TAMROCK 82
SCOOP TORO 151D 5 TAMROCK 82
SCOOP EJC 115D TAMROCK 137
SCOOP TORO 151D 6 TAMROCK 82
SCOOP TORO 151D 7 SANDVIK 95
CAPACIDAD CARGADORES DE BAJO PERFIL 478 CAPACIDAD TOTAL 1546
06 camiones de bajo perfil, con capacidad total de 1,068 HP. 05 cargadores de bajo perfil, con una capacidad de 478 HP.
Fuente: Dpto. de Mantenimiento Mecánico
23
2.4.3 Productividad de los equipos trackless.
La productividad de camiones de bajo perfil es de 12.10 Ton/h y
de cargadores de bajo perfil es de 26.03 Ton/h.
Tabla N° 4: Productividad de los camiones de bajo perfil.
IDENT-ACTIVO TON BRUTAS
HORAS DE OPERACIÓN
TMB / HOP (Ton/hr)
CICLO (hr)
DUMPER JDT 415 4555 370 12,31 0,82
DUMPER MUL 6600 Nº 2 1820 148 12,30 0,49
DUMPER VAR 1060 Nº 2 5850 440 13,30 0,75
415 LHD 7067 598 11,82 0,86
DUMPER 415 R&D 6275 567 11,07 0,90
416 LHD 4692 450 10,43 0,96
DUMPER 417 5455 403 13,54 0,74
TOTAL 35.714 2.976 12.10 0,81
Fuente: Control de Operaciones
Tabla Nº 5: Productividad cargador bajo perfil.
IDENT-ACTIVO TONELADAS BRUTAS
HORAS DE OPERACIÓN
TMB / HOP (Ton/hr)
CICLO (hr)
SCOOP TORO 151D 4 11.014 472 23,33 0,12
SCOOP TORO 151D 5 14.508 564 25,72 0,12
CSCOOP EJC 115D 11.527 370 31,15 0,11
SCOOP TORO 151D 6 13.824 554 24,95 0,12
SCOOP TORO 151D 7 15.229 609 25,01 0,12
TOTAL 66.102 2.569 26,03 0,12
Fuente: Control de Operaciones
24
2.4.4 Sistema de extracción y transporte antes de Aurora
El sistema de extracción consta de las siguientes etapas.
Transporte c/dumper de mina a OP-1000
El mineral que se produce en los diferentes niveles de la
mina (1760, 1800, 1805, 1810, 1826, 1827 y 1847), es
transportado con dumper por rampas de pendiente (+12%)
hacia la OP-1000 cuyo echadero se ubica en el Nv 2010.
Mina a OP 1000:
Distancia: 1.8 km.
Rampa 12 %(+).
Acarreo con dumper.
Transporte c/locomotora de OP-1000 a Túnel Papagayo
El mineral así acumulado en la OP-1000, es trasladado
mediante una locomotora a troley por la CR Jimena (Nv
1987) de 1.446 metros hasta el túnel Papagayo.
OP 1000 a Túnel Papagayo.
Distancia: 1.446 km.
Cortada 1/5000
Transporte con locomotora.
Transporte c/volquetes de Papagayo a Planta Marañón.
Del Túnel Papagayo es transportado mediante volquetes por
carretera una distancia de 9,5 kilómetros hasta la planta de
tratamiento Marañón.
25
Túnel Papagayo a Planta Marañón
Distancia 9.50 Km.
Carretera 6% (-).
Transporte con volquetes.
2.4.5 Profundización de labores
Las operaciones mineras se van profundizando requiriendo
mayor número de equipos trackless para el acarreo de mineral,
mayor consumo de energía y mayor cantidad de equipos de
bombeo de agua de mina. La extracción de mineral y desmonte
es ascendente, todos estos factores han determinado una
demora en los ciclos de minado, incrementado los costos en
transporte, ventilación, drenaje y energía.
2.4.6 Incremento de costos de las actividades en mina
Los costos de las actividades de bombeo de agua de mina,
ventilación, sostenimiento, limpieza, extracción, transporte con
locomotora y volquete, incluyendo el costo de inversión, se
presentan en el (Anexo Nº 10).
26
Figura Nº 2: Evolución de los Costos de Producción
Fuente. Dpto. Costos y Presupuestos
Figura Nº 3: Costo de Extracción y Limpieza
Fuente: Dpto. de Costos y Presupuestos
Geología Mina Planta Serv. Generales2004 7.07 42.56 16.73 26.612005 4.48 39.98 16.71 25.972006 8.09 44.95 17.05 33.132007 10.08 49.06 18.31 36.792008 10.52 54.12 19.02 38.12
0
10
20
30
40
50
60 Variación de los Costos de Producion ($/Ton)
2004 2005 2006 2007 2008Limpieza 6.03 6.19 7.78 8.10 8.26Extracción 3.80 3.86 4.22 4.46 4.97
0.001.002.003.004.005.006.007.008.009.00
Costos de Extraccion y Limpieza ($/Ton)
27
Figura Nº 4: Costos de Servicios Mina y Sostenimiento
Fuente. Dpto. Costos y Presupuestos
Figura Nº 5: Costo de transporte con Volquete y Locomotora ($/Ton)
Fuente. Dpto. Costos y Presupuestos
2004 2005 2006 2007 2008Sostenim 5.31 4.28 4.04 4.39 4.57Serv Mina 5.38 4.09 4.08 4.39 4.68
0.00
2.00
4.00
6.00
8.00
10.00
12.00
Costos de Serv. Mina y Sostenimiento ($/Ton)
2004 2005 2006 2007 2008Tran Volq 4.82 5.06 5.52 6.02 6.23Trans Loco 2.23 2.20 2.25 2.47 2.38
0.00
2.00
4.00
6.00
8.00
10.00
Costos de Transporte con Volquete y Locomotora
28
CAPITULO III
3.0 EJECUCIÓN DEL PROYECTO AURORA
La Cortada Aurora tendrá una longitud de 2.250m, con una sección típica
3.0 x 3.0m, iniciándose en el nivel 1660 (Galería Norte, zona de Karola),
cerca de la comunicación de los RB-6 y RB-7 en el Nv-1660; el rumbo de
la labor se encuentra ubicado en el eje del Batolito de Pataz, esta nos
permitirá un posicionamiento adecuado para estimar reservas de mineral
respaldando la proyección de crecimiento según el plan estratégico.
Para reducir los costos de transporte de mineral proveniente de las zonas
actuales de explotación Jimena 4, 5, 6 y Glorita 2 (zonas con mayor
potencial de recursos), se planteó acceder por un nivel inferior.
Los costos de transporte y servicios (bombeo y extracción) se habían
incrementando al trabajar zonas de niveles inferiores (NV-1780 al NV-
1847), para reducir estos costos era necesario acceder a través de una
cortada en el Nv-1660, para ubicarnos estratégicamente por debajo de las
zonas de explotación y exploración.
29
La inversión del Proyecto Cortada Aurora se estima en $ 3.116.477 (ver
Tabla Nº 32) con un periodo de ejecución de 36 meses a partir de
Diciembre 2008. El proyecto estará operativo a partir del mes de
diciembre del año 2011 y permitirá un ahorro de US$ 1’419,706 anuales
por mineral transportado con respecto a la operación actual.
La nueva alternativa busca dar valor agregado a las probabilidades de las
exploraciones para incrementar los recursos minerales, y se orienta de
acuerdo a la proyección de crecimiento en los siguientes 5 años.
3.1 LABORES DEL PROYECTO AURORA
Tabla Nº 6: Resumen de labores del Proyecto Aurora
Nivel Labores-CR Aurora I Método D1 D2 Longitud (m)
1660 CR Aurora (1) Trackless 3.00 3.0
2,250
1660 ESCM Polvorín Auxiliar (2) Convencional 2.70 2.7
30
1660 ESCM Transf.. (22 x18 mt) Convencional 3.00 3.5
396
1660 ESCM Refugio (22) Convencional 3.00 3.0
66
1660 Cambios 1.5x2.0x15.0m (22) Convencional
1660 CH Pocket RB 23 Raise Borer 1.80 1.8
195
1660 CH Camino/Servicios RB 24 Raise Borer 1.80 1.8
195
1660 CH Drenaje RB 25 Raise Borer 1.80 1.8
195
Total 3,327
Fuente: Dpto. Proyectos
30
3.2 COSTO DE LAS LABORES MINERAS (Ver Anexo Nº 11)
3.2.1 Ahorro proyectado
Para reducir los costos el proyecto plantea acceder a través de
una cortada (Nv 1660) por debajo de los actuales niveles de
producción y exploración.
Tabla Nº 7: Resumen del ahorro por transporte y servicios
Ítem Descripción Costo actual
2009 US$/TMT
Costo esperado 2012
US$/TMT
Ahorro esperado 2012
US$/TMT
1. Bombeo 1.24 1.10 0.14
2. Extracción 9.92 4.18 5.74
3. Transporte 5.90 5.69 0.21
Total 17.06 10.97 6.09
Fuente. Dpto. Proyectos
31
3.3 ESTRATEGIAS
Para la ejecución de este proyecto las áreas responsables de la
ingeniería básica de cada especialidad lo conforma Planeamiento e
Ingeniería, Operaciones Mina y demás áreas involucradas.
3.3.1 Localización
El proyecto permitirá ubicarnos debajo de Jimena 4, en el nivel 1660
actual zona de profundización y explotación de la mina Papagayo,
siendo el punto de inicio en la Galería Norte del Nv 1660 mina
Choloque. (Ver Anexo 12,13)
3.3.2 Organización
Este proyecto involucra directamente a las áreas de Operaciones
Mina, Planeamiento Ingeniería y Proyectos, Mantenimiento y
Energía, Control de Pérdidas y Medio Ambiente.
a) Superintendencia de Mina
Es el responsable de la ejecución del proyecto, encargado de
coordinar, dirigir, ejecutar y supervisar las labores mineras, de
acuerdo a las especificaciones técnicas del proyecto a través del jefe
de zona y el contratista asignado.
b) Superintendencia de Mantenimiento y Energía
Es el área encargada de realizar todas las gestiones necesarias para
la ejecución del proyecto, desde el punto de vista de provisión de
equipos y suministro de energía, asimismo deberá orientar, evaluar y
supervisar cada uno de los procedimientos y tareas.
32
c) Superintendencia de Control de Pérdidas y Medio Ambiente
Es el área encargada de verificar que el diseño cumpla los requisitos
de seguridad de acuerdo al Reglamento de Seguridad e Higiene
Minera del Ministerio de Energía y minas y Reglamento Interno de
Seguridad de CMPSA y las mejores practicas de Seguridad.
d) Superintendencia de Planeamiento, Ingeniería y Proyectos
Es el área encargada de elaborar el diseño y especificaciones
técnicas, además de la elaboración y evaluación del proyecto, bajo
el perfil establecido, determinando los recursos que sean necesarios,
a través de sus departamentos.
3.3.3 Parámetros de diseño
La Cortada Aurora tendrá una longitud de 2,250m, con una sección
típica 3.0 x 3.0m, iniciándose en la Galería Norte, cota 1660 en la
zona de Karola, cerca de la comunicación de las RB-6 y RB-7 las
que servirán para el traspaso de mineral de la cortada Aurora (Nv-
1660) a la Cortada Estrella (Nv-1467). El rumbo de la cortada Aurora
se encuentra ubicado en el eje del batolito en la cota 1660.
33
Tabla Nº 8. Parámetros de Diseño
CARACTERÍSTICAS MEDIDAS OBSERVACIONES
Sección regular 3,00m x 3.00m Referida al cuadro tipo de sostenimiento Anexo Nº 16
Longitud 2.250m Línea recta
Gradiente topográfica 5/1000
Tipo de Roca Ígnea Referida al cuadro tipo de sostenimiento Anexo Nº 16
Factor de fricción Kx10-1º 150 Labor con obstrucción pequeña.
Equipo de limpieza Scooptram eléctrico 2.2 Yd3
Equipo de transporte Locomotora trolley 6 ton
Equipo de acarreo Carros mineros G60
Equipo de perforación Jumbo electrohidráulico
Perforación húmeda
Explosivo a utilizar AN/FO
Velocidad mínima del aire 45 m/min 25 m/min. mínima
Manga de ventilación Tela poliéster de 36", estructura flexible
Tramos de 15m, peso 600gr/m2, factor de fricción 20x10-1º,
Tiempo de ventilación 35 minutos 0.58 horas
Fuente: Dpto. de Proyectos
35
3.3.4 Desmontera Estrella II
Se construirá un nuevo depósito de desmonte denominado Estrella II
con una capacidad aproximada en su primera etapa de 60,000 m3,
considerando los siguientes componentes: Dique de contención,
canal de coronación, canal de derivación de agua superficial,
sistema de subdrenaje, y acondicionamiento del vaso del depósito.
El volumen de desmonte que generará se ha determinado en 26,709
m3, por ello la habilitación de la desmontera Estrella II es uno de los
trabajos preliminares del proyecto, la cual servirá también para
depositar el desmonte que se generará en la mina, cambiando así la
evacuación de desmonte con Dumper a extracción con locomotora.
Tabla Nº 9: Calculo de volúmenes
NIVEL Labores Cortada Aurora D1 D2 Avance (m)
Volumen (m3)
1660 CR Aurora (1) 3,00 3,00 2250 20250
1660 ESCM Polvorín Auxiliar (2) 2,70 2,70 30 219
1660 ESCM Transf.. (22 x18 mt) 3,00 3,50 396 4158
1660 ESCM Refugio (22) 3,00 3,00 66 594
1660 Cambios 1.5x2.0x15.0m (22) 0
1660 CH Pocket (RB 23) 1,80 1,80 195 496
1660 CH Camino/Servicios (RB-24) 1,80 1,80 195 496
1660 CH Pocket (RB 25) 1,80 1,80 195 496
3,327 26,709
Fuente: Dpto. de Proyectos.
3.3.5 Costo de habilitación de desmontera Estrella (Ver Anexo 14)
36
3.4 VENTILACIÓN
La ventilación tiene por misión el suministro de aire fresco con el
objeto de lograr condiciones ambientales y termo-ambientales
adecuadas para todo el personal, como también para atender la
operación de los equipos, por ello será muy importante manejar
correctamente los parámetros que intervienen en la ventilación.
Por tratarse de una labor ciega en todo su recorrido, cuya longitud
total en su primera etapa será de 2.250m, y que además contempla
labores auxiliares como cámaras de acumulación y carguío, cámaras
de ventilación, refugios, bodega de servicios, subestaciones
eléctricas, pozas de sedimentación y chimeneas; para el desarrollo
de la Cortada Aurora en el nivel 1660, se utilizará ventilación
mecánica, con ventiladores eléctricos de alta presión (doble etapa).
En la etapa de su ejecución aplicaremos una ventilación forzada con
mangas circulares flexibles de 36” de diámetro, iniciándose con
ventilación impelente desde el inicio de la labor, donde se tomará el
aire fresco que ingresa por la bocamina de la mina Choloque.
3.4.1 Determinación del caudal requerido
De acuerdo a las características de la labor, equipos, cantidad de
personal, dilución de los gases producto de las voladuras se ha
determinado utilizar ventiladores axiales eléctricos de alta presión,
de caudal fijo instalados en serie, la transferencia del caudal será
proporcional a la caída de presión/caudal.
37
Cálculo del caudal según el número de personas.
Q1=q x N (m3/min)
Dónde:
Q1=cantidad de aire necesario para el personal
q = volumen de aire necesario por hombre (m3/min), depende
de la altitud.
N = número de personas trabajando.
Q1= 4 x 15= 60 (m3/min) = 2,120 cfm
a) Calculo del caudal según el uso de explosivos.
Q2= (100 x 0.04 x K)/(0.008 x T)
Dónde:
Q2= Cantidad de aire para diluir contaminantes por el uso de
explosivos (m3/min)
K= kilogramos de explosivo
T= tiempo mínimo de ventilación
Q2= (100x0.04x40)/(0.008x60) = 333 (m3/min) = 11,770 cfm.
b) Calculo de caudal según HP de equipos
Q 3 = K x N
Dónde:
Q 3 = Cantidad de aire para el uso de equipo diesel (m3/min)
K= Cantidad de aire necesario por cada HP (3m3/min)
N= Número total de HP generado por todo los equipos.
Q 3 = 3 x 140 = 420 (m3/min) = 14, 832 cfm
QT = Q1 + Q2 + Q3 = 801 m3/min = 28,721 cfm.
38
3.4.2 Selección del ventilador y mangas de ventilación
Utilizando la tabla de Monograma, Grafico de Presión de Fricción
Para Mangas de Ventilación
Tabla Nº 10: Características técnicas del ventilador
VAV – 32 – 14 – 3450 – II – A Código de AIRTEC
Caudal de aire 30,000 cfm
Presión Total (PT) 16,13” c.a.
Presión Dinámica (PD) 1,61 c.a.
Presión Estática (SP) 10,55 c.a.
Potencia del Motor 75 HP
RPM motor 3.500
Diámetro Interno del Ventilador 32” de diámetro
Motor / Potencia Trifásico/75 HP
Fuente: Dpto. de Ventilación
Tabla N°. 11: Caída de presión por fricción en mangas.
Longitud (m) Caída de presión
(*) Manga Observaciones
30.28 0.90 CA 36” Manga flexible
2,250 61” CA 36” Manga flexible
Fuente: Dpto. de Ventilación
Número de ventiladores: 61”/10.55” = 6 ventiladores de 30.000
CFM
39
3.4.3 Etapas del sistema de ventilación
El sistema de ventilación por tratarse de una labor ciega tendrá las
siguientes etapas:
Tabla Nº. 12: Etapas del sistema de ventilación
ETAPA
VENTILACIÓN – UBICACIÓN
CAUDAL
(CFM)
PRESIÓN ESTÁTICA DEL VENTILADOR
(C.A.)
DIÁMETRO - LONGITUD
I 01 impelente en acceso bocamina
30.000 10.55” 36” - 355 m
II 01 impelente enseriado a los 355m
30.000 10.55” 36” - 710 m
III 01 impelente
enseriado a los 710m 30.000 10.55” 36” - 1065 m
IV 01 impelente
enseriado a los 1,065 m
30.000 10.55” 36” - 1042 m
V 01 impelente
enseriado a los 1,420 m
30.000 10.55” 36” - 2060 m
VI 01 impelente
enseriado a los 1,775 m
30.000 10.55”
Fuente: Dpto. de Ventilación
3.4.4 Costo de ventilación (Ver Anexo 15)
40
3.5 GEOMECÁNICA
3.5.1 Aspectos geológicos
Los aspectos litológicos de la zona abarcan fundamentalmente rocas
intrusivas de composición dioritica y granodioritas.
3.5.2 Aspectos geomecánicos
Los índices geomecánicos en las rocas intrusivas varían RMR de 45
a 65, y en rocas de baja competencia como las zonas de alteración,
rocas metavolcanicas donde la roca presenta intenso fracturamiento
se tiene índices RMR de 35 a 45.
En resumen se tiene las siguientes calidades de macizo rocoso:
TIPO II:
• RMR : 60-70.
• Litología: Granodiorita.
• Alteración: Ligeramente.
• Longitud: 1.825m (81.1%)
TIPO III:
• RMR : 45-50.
• Litología: Monzogranito/Granodiorita, Zona de influencia con la
veta (zona de contacto con la estructura)
• Alteración: Moderadamente.
• Longitud: 365m (16.2%)
TIPO IV:
• RMR : 30-40.
• Litología: Estructura mineralizada
• Alteración: Muy alterada (fallada).
• Longitud: 60m (2,67%).
41
3.5.3 Aspectos estructurales
Por su dirección, la Cortada Aurora atraviesa sistemas de fallas con
buzamiento entre 50º a 60º y estructuras que en mayor proporción
serán perpendiculares al rumbo de la labor.
Así mismo se debe indicar que de acuerdo al avance se deberá
controlar permanentemente la columna litológica para ir previniendo
niveles de estallidos de rocas.
3.5.4 Geomecánica y soporte proyectado
El soporte estimado va a depender del monitoreo que se realice
durante el desarrollo de la excavación. Como punto de inicio,
utilizaremos lo proyectado en el cuadro de tipos de sostenimiento.
(Ver Anexo 16: Tipos de sostenimiento).
3.5.5 Composición química de la roca
La Cortada Aurora se construirá en roca compuesta principalmente
por:
Diorita.- la diorita puede contener químicamente impurezas
como: apatita, cuarzo, magnetita, pirita, etc.
La apatita.- es un mineral con cristales de cuarzo hexagonales y
dureza 5 en la escala de Mohs su composición química es
Ca5(PO4)3(F,Cl,OH), color pardo o verduzco, densidad 3.2
gr/ml, y es soluble en acido nítrico (HNO3).
42
El cuarzo.- es un mineral compuesto de sílice (SiO2), es incoloro
en estado puro y es uno de los componentes de la arena, es
estable en reacción con ácidos, densidad de 2.6 gr/ml,
solubilidad de 0.012g en 100g de agua.
La magnetita.- es un mineral de hierro constituido por oxido
ferroso-férrico (Fe3O4). Se caracteriza por tener momentos
magnéticos de los distintos cationes de fierro del sistema que se
encuentran fuertemente acoplados, tiene una densidad relativa
de 5.2 gr/ml.
La pirita.- es un mineral del grupo de los sulfuros cuya fórmula
química es FeS2 (tiene un 53.4% de azufre y un 46.4% de
hierro), frecuentemente macizo, granular fino, algunas veces
subfibroso; insoluble en agua, por calentamiento posibilidad de
formar agua acida en presencia de oxígeno y agua.
Tonalita.- La tonalita es una roca intrusiva de gránulos gruesos.
Se compone esencialmente de cuarzo, plagioclasas que son
los feldespatos que tienen sodio y calcio y hornblenda que
contiene aluminio. Es una roca estable y no reacciona en
presencia de ácidos.
De acuerdo a los aspectos litológicos, la cortada atraviesa
principalmente formaciones de dioritas, que tienen como
impureza a la pirita, la cual puede generar aguas acidas
siempre que se encuentre en contacto con el oxigeno y el
agua.
43
También alberga tonalitas, areniscas y pizarras, en virtud de
que la pizarra contiene el cuarzo, micas, minerales de arcilla y
feldespatos, La composición química de ella depende de la
cantidad de mineral contenido en la roca, sin embargo, son
estables y muy poco reaccionan en presencia de agua y
oxigeno. Por la presencia de pirita se realizaran los análisis
cinéticos en los primeros 100m de avance, el deposito de
desmonte se diseñará considerando estas apreciaciones.
3.5.6 Costo de sostenimiento (Ver Anexo Nº 17)
3.6 CICLO DE AVANCE ESTIMADO
Para la ejecución del proyecto fueron necesarios los siguientes equipos:
06 perforadoras Jack Leg, 03 perforando y 03 en stand by,
operativas, en buenas condiciones con accesorios, empalmes,
lubricadora y sistema de paso directo tipo venturi.
01 scooptram eléctrico de 2.2 yd3.
01 locomotora troley de 6 Tm de capacidad.
12 carros mineros G-60.
Por la importancia del proyecto, se implementó “el avance rápido”, que
consiste en realizar de 3 a 4 disparos diarios en el mismo frente, para ello
la perforación de realiza con tres perforadoras en paralelo, tres perforistas
y 2 ayudantes. El número total de taladros perforados es de 49 con una
velocidad de perforación de 1.8 pies/min, la utilización de An/Fo como
explosivo y para la limpieza un Scooptram eléctrico 2.2 yd3.
44
En la Tabla 13, se muestra el CICLO DE AVANCE ESTIMADO: 06 h: 34 min. Y en la
Figura 07, se muestra el CICLO REAL DE AVANCE ALCANZADO: 05 h: 06 min, que
permitieron realizar hasta 4 disparos por día, en los primeros 1000 m de cortada.
Tabla Nº 13: Ciclo de minado estimado
Proyecto Cortada Aurora Sección: 3.00 x 3.00
Item Actividad/Subactividad Unid Cantidad Tiempo Unid
1.0 Desatado
1.1 Desatar per 2 00:30:00 hr
2.0 Perforación
2.1 Longitud de la barra pies 6.00
2.2 Perforación efectiva pies 5.50
2.3 Diámetro de taladro pulg 36
2.4 Eficiencia de perforación 0.90
2.5 Eficiencia de voladura 0.90
2.6 Avance por disparo 1.46
2.7 Pintar la malla y gradiente 00:10:00
2.8 Preparar equipo
00:16:00
2.9 Perforar 01:46:00
2.10 Retirar equipo 00:10:00
3.0 voladura
3.1 Taladros a disparar 46
3.2 Preparar cebo 00:05:00
3.3 Cebar 00:10:00
3.4 Cargar taladros 00:26:00
3.5 Preparar equipo de carguío 00:10:00
3.6 Preparar chispeo 00:06:00
45
4.0 Sostenimiento
4.1 Instalar perno helicoidal 7 pies 01:00:00
5.0 Limpieza
5.1 material 39
5.2 limpiar 01:00:00
6.0 Ventilación 00:30:00
Ciclo proyectado 06:34:00 Horas
Fuente: Dpto. de Proyectos.
Figura Nº 07: Ciclo real de minado de la Cortada Aurora.
Con el avance rápido se optimizó el ciclo de minado alcanzando un ciclo de 5 h: 06 min, el cual nos permitió realizar hasta 4 disparos por día, este avance fue posible hasta los 1000 m, cuando
la distancia de acarreo fue aumentando se incrementó también el ciclo de minado.
Marcadogradiente y
malla
Instalaciónequipo deperforació
n
Perforación
Limpiezade taldros+ Carguío
Amarre +chispeo Detonación Ventilación Regado +
desatado Limpieza
CICLO (5,00 Hr) 0.17 0.27 1.92 0.30 0.17 0.10 0.50 0.50 1.08
0.170.27
1.92
0.300.17 0.10
0.50 0.50
1.08
0.00
0.40
0.80
1.20
1.60
2.00
Ciclo de Minado Cortada Aurora (5.01 Hr)
46
3.6.1 Perforación (Avance Rápido)
El ciclo de minado comprende:
Perforación
Voladura
Limpieza y Acarreo
Por la importancia del proyecto, para el cumplimiento de las metas
programadas se implementó el “Avance Rápido”, que consistió en
realizar más de tres disparos por día en el mismo frente.
Para la perforación se utilizaron tres máquinas perforadoras Jack
Leg, con tres perforistas y dos ayudantes, manteniendo tres
maquinas perforadoras operativas en stand by.
3.6.1.1 Determinación de la malla de perforación
Para estimar los costos de perforación se estableció una malla
de perforación teórica, que en el campo se fue optimizando.
DATOS:
Labor minera: frontón
Sección típica: 3.00 x 3.00 m.
Roca semidura: granodiorita
Equipo de perforación: maquina Jack Leg.
Longitud de la barra de perforación: 6 pies.
Eficiencia de perforación: 90%
Longitud de perforación: 5.4 pies
Diámetro de la broca: 36 mm.
47
Velocidad de perforación: optimizado 1.8 ft/min.
Numero de taladros perforados: 49
Número de taladros de alivio: 03
Número de taladros cargados: 46
El método de arranque utilizado fue el “corte en paralelo”, que
consiste en perforar taladros horizontales paralelos, cuyo
principio se orienta a la creación de un hueco central cilíndrico
denominado arranque el cual sirve de cara libre interior para la
salida de los demás taladros, para crear esta cara libre se
consideraron tres taladros de alivio.
3.6.1.2 Determinación del número de taladros
La voladura es un proceso tridimensional, en el cual las
presiones generadas por los explosivos confinados dentro de
los taladros perforados en la roca, originan una zona de alta
concentración de energía que produce dos efectos dinámicos:
fragmentación y desplazamiento.Los factores que tienen mayor
influencia en los resultados de una voladura son: factores de
roca, del explosivo y de la geometría del disparo.
Al no contar con una ecuación que nos determine el número
exacto de taladros para realizar un disparo optimo, hemos
recurrido a algunas formulas empicas, para obtener una malla
de perforación teórica, la cual se debió optimizar en el terreno
con el transcurso de las operaciones.
48
Utilizando la fórmula:
N° T = ( P/dt ) + ( c x s )
Donde:
P = perímetro de la sección del crucero o galería en metros.
P = 4 √ A
dt = distancia entre los taladros periféricos que se estima de
acuerdo a la dureza de la roca.
Tabla N° 14: Distancia entre taladros según dureza de la roca (M. EXSA)
DUREZA DE LA ROCA DISTANCIA ENTRE TALADROS PERIFÉRICOS (m)
Tenaz 0.50 a 0.55
Media 0.6 a 0.65
Friable 0.70 a 0.75
s: Dimensiones de la sección de la labor
c: Coeficiente o factor de roca
Tabla N° 15: Factor de roca (Manual EXSA)
DUREZA DE LA ROCA COEFICIENTE O FACTOR DE ROCA “C”
Tenaz 2.00
Media 1.50
Friable 1.00
Aplicando la formula:
P = 4 x 3 = 12 S = 9 C = 2 dt = 0.39
N°T = (P/dt) + (c x s)
N°T = (12/0.39) + (2 x 9) = 49
3.6.1.3 Malla de perforación Cortada Aurora (Ver Anexo 18)
49
3.7 VOLADURA
Considerando el tipo de roca (intrusivo-granodiorita), se determinó la
siguiente composición de carga explosiva y accesorios de voladura.
La voladura de realizará con Carmex, un accesorio ensamblado de 7
pies de longitud que consta de conector mecha y fulminante cebado
con un cartucho de dinamita de 7/8” al 65%. Para la iniciación se
utilizará mecha rápida Ignit Cord.
Información requerida para realizar la voladura.
AN/FO: 46 kilos.
Dinamita: 46 cartuchos de dinamita de 7/8 al 65 % para los
cebos iniciadores, equivalente a 3.74 kilogramos.
Longitud de la barra: 6 pies.
Taladros perforados: 49
Taladros cargados: 46
Taladros de alivio: 03
Eficiencia de perforación: 90%
Longitud de perforación: 5.4 pies Aprox.
Diámetro de taladro: 36 mm.
Eficiencia de la voladura: 90%
Avance por disparo: 6.00 x 0.90 x 0.90 = 1.46m.
Sobre-rotura: 10%
Volumen roto: 3.0 x 3.0 x 1.46 x 1.10 = 14.46 m3
Toneladas producidas = 39.75 ton.
Factor de potencia = 50/39.75 = 1.26.
50
Con la utilización de tacos de arcilla en la boca del taladro para
mantener los gases de manera de empujar el material hacia
adelante, siendo los niveles esperados de vibraciones que superen
los 50mm/seg, con frecuencia de 52Hz como mínimo.
Para el almacenamiento y disposición de los explosivos y accesorios
de voladura se construirá dos polvorines auxiliares ubicados en la
Rampa Sandra del Nv 1700, que facilitará el transporte del material
explosivo a las labores en mina.
3.8 LIMPIEZA
Comprende la limpieza del material volado en cada disparo. En la
Cortada Aurora por tratarse de una labor ciega, se ha previsto utilizar
para la limpieza un scooptram eléctrico de 2.2 yd3 con el propósito
de reducir la acumulación de monóxido, y por la gran versatilidad del
equipo.
No emite monóxido (menor contaminación)
Ciclo de limpieza menor que otro equipo.
Además de la limpieza, permite realizar carguío.
Traslado de carga a más de 150m.
Descarga en menor tiempo.
Giro en pequeños ángulos.
51
3.8.1 Scooptram Eléctrico LH 203E
Tabla Nº 16: Características del Scooptram Sandvik LH 203E
Bucket motion times Raising time 6.0 s Lowering time 3.0 s Tipping time 3.0 s
Driving speeds forward and reverse 1st gear 3.3 km/h (2.0 mph) 2nd gear 5.7 km/h (3.5 mph) 3rd gear 10.3 km/h (6.4 mph)
Standard converter and gearbox
Dana 13.6HR 24421-1 (50 Hz) Dana 12.6 HR 24421-1(60 Hz)
One-stage transformation ratio 2.13:1, power shift (mechanical gear shift control) transmission, three gears forwards and reverse
MARCA: SANDVIK Main dimensions Total length 6 995 mm (275") Width without bucket 1 420 mm (56") Maximum width 1 480 mm (58") Height with safety canopy 1 840 mm (72")
Weights Operating weight 9400 kg (20 700 lb) Total loaded weight 12900 kg (28 400 lb) Shipping weight 8700 kg (19 180 lb) Axle weights without load front axle 3700 kg (8 200 lb) rear axle 5700 kg (12 600 lb) Axle weights with load front axle 8950 kg (19 700 lb) rear axle 3950 kg (8 700 lb) Unit weight is dependent on the selected options
Driving speeds forward and reverse 1st gear 3.3 km/h (2.0 mph) 2nd gear 5.7 km/h (3.5 mph) 3rd gear 10.3 km/h (6.4 mph)
Frame Rear and front frame Welded steel construction Central hinge Box constructed, adjustable
Standard motor Single-motor operated Drive motor VEM, three-phase
h i l Output 55 kW Voltage 400 V Frequency 50 Hz Speed 1500 rpm Insulation class F Degree of protection IP 65
Standard axles Front axle Dana 14D 1441 LCB
No-Spin differential, fixed
Rear axle Dana 14D 1441 LCB oscillating ± 10°
MODELO: LH 203E-04 Capacities Tramming capacity 3500 kg (7 716 lb) Breakout force, lift 61 kN (6 220 kg) (13 710 lb) Breakout force, tilt 75 kN (7 650 kg) (16 860 lb) Tipping load 9600 kg (21 200 lb) Bucket std. 1,65 m³ (2.20yd³)HB500/400
Fuente: Sandvik Mining and Construction Scooptram LH 203E
52
Figura N° 8: Dimensiones del Scooptram Sandvik LH 203E
Fuente: Sandvik Mining and Construction Scooptram LH 203E
53
3.9 TRANSPORTE CON LOCOMOTORA.
Por las ventajas en bajos costos de operación, bajo consumo de energía y
mantenimiento, comparado con otros sistemas de transporte, además de
la no emisión de monóxido, la extracción de desmonte de la cortada
Aurora se realizará con locomotora TROLLEY GOODMAN de 6 Ton y 60 HP,
con un convoy de 10 carros mineros Gramby G-60 manteniendo 02 en
stand by. El factor decisivo para que la evacuación de desmonte se
realice mediante locomotoras fue; que una vez terminada la construcción
de la cortada, las instalaciones de línea Cauville y línea trolley quedaran
como parte del nuevo sistema de transporte de mineral.
Para la limpieza y carguío un scooptram eléctrico de 2.2yd3 de capacidad.
3.9.1 Selección de la locomotora.
Figura N° 9: Dimensiones de la locomotora
Locomotora TROLLEY GOODMAN – 6 Tm - 60 HP
Fuente: Dpto. Mantenimiento mina
54
Tabla Nº 17: Especificaciones técnicas de la locomotora
TROLLEY GOODMAN – 6Ton, 60 HP
MODELO GOODMAN A TROLLEY
PESO APROX. 6.0 Toneladas
MOTORES 02e de 30 HP c/u, en serie, Total 60 HP
CAP. DE ARRASTRE 40 Toneladas
CONTROL Electromecánico nuevo original Tipo LM-146
RESISTENCIAS Paquete completo original nuevos
TRANSMISIÓN Corona dentada y tornillo sin fin, rodajes, retenes y ruedas todo nuevo.
SISTEMAS DE FRENOS Mecánico con zapatas a las 4 ruedas
TROCHA De 30”
CHASIS Totalmente repotenciado
VOLTAJE (VDC) 250
LUCES Y CLAXON Completos tipo pesado original Goodman
VELOCIDAD A PLENA CARGA 10 km/h
SUSPENSIÓN Mejorado con resortes y cajas de grasa
LUBRICACIÓN Centralizado c/fiting y mangueras para engrase
PROTECCIONES Contador principal arranque USA- fusibles, relay de sobrecarga protección
CABLEADO General nuevo incluido terminales y
aislantes.
MEDIDAS APROX. L=3.60 mm A=1350 mm H=1200 mm
PRECIO DE VENTA U$ 60.000 + IGV.
Fuente: Dpto. Mantenimiento mina.
55
3.9.2 Determinación del número de carros G-60
Tabla Nº 18: Determinación del número de carros G-60
Cálculos para limpieza y extracción de desmonte
Capacidad de Carro Gramby G-60 (95%) 1.62 m3
Peso específico de desmonte 2.70 ton/m3
Peso específico de mineral 2.85 ton/m3
Longitud de barreno (6 pies) 1.80 m
Eficiencia de perforación 90%
Sección de labor 3.00 3.00 m
Volumen por disparo 24.44 m3
Factor de esponjamiento 1.60
Volumen real por disparo 39.11 m3
Nro. Carros G-60 12 und
Tonelaje a transportar / viaje 33.00 ton
Carros Mineros G-60 12 und
Locomotora Trolley, 6 Ton 1 und
Capacidad de Locomotora en horizontal 40 ton
Fuente: Dpto. de Proyectos
56
3.9.3 Requerimiento de personal
Tabla Nº 19. Mano de obra directa (Avance Rápido)
CORTADA AURORA Nv-1660
ITM TAREA CANTIDAD
POR GUARDIA
TOTAL PERSONAL
1 Desatado de rocas 0 0
2 Perforación con máquina jackleg
3 9
2 6
3 Voladura convencional (carguío)
0
4 Traslado de explosivo al frente y carguío
1 3
5
Instalación y desinstalación de línea de cauville
1 3
2 6
6 Instalación de línea trolley 0 0
7 Limpieza con scoop 1 3
8
Sostenimiento con pernos helicoidales
1 3
2 6
9
Transporte de material con locomotora
1 3
1 3
10 Instalación y desinstalación de tuberías de polietileno hdpe aire y agua
0 0
SUBTOTAL TOTAL PRG 15 45
SUBTOTAL TOTAL ACTUAL 15 45
Fuente: Dpto. de Proyectos.
57
3.10 SERVICIOS
3.10.1 Sistema de red de aire comprimido
El diseño y mantenimiento adecuado de las redes de aire
comprimido y sus accesorios juega un papel decisivo en los
procesos productivos involucrados cuya energía utilizada es el aire.
Una presión demasiada baja en el sistema, es porque el compresor
no entrega el volumen de aire requerido a la presión correcta,
incidiendo en este hecho paralelamente el redimensionamiento de la
línea de aire como parte importante e inherente a la presión optima.
El sistema de aire tiene que ser de dimensiones adecuadas de
manera de entregar caudal a cada nivel con el diámetro correcto,
para ello hemos considerado utilizar una compresora eléctrica,
colocándose purgadores cada 150m conectando los ramales en la
parte superior de las tuberías principales, y es preciso emplear un
pulmón en el inicio de la labor con entrada y salida de tubería de 6”
de diámetro respectivamente (para efectos de mantener un caudal
constante ante caídas de presión).
3.10.2 Elección del compresor.
Cerca a la zona donde se ejecutara a cortada Aurora en Choloque
se tiene instaladas dos compresoras de las siguientes
características.
58
Tabla Nº 20: Características de los compresores
MARCA MODELO PRESIÓN MÁXIMA
POTENCIA NOMINAL CAUDAL PESO DIMENSIONES
PSI Bares HP KW CFM m3/min Kg Largo Ancho Alto
INGERSOLL RAND
R9IU Nº 2 125 8.6 125 90 563 15.9 2510 2.60 1.60 2.30
INGERSOLL RAND
R11IU Nº 1 140 9.7 150 110 618 17.5 3015 2.76 1.78 2.50
Fuente: Dpto. de Mantenimiento.
Para garantizar un buen funcionamiento se utilizará la compresora
I.R. Nº 1, dejando la compresora I.R. Nº 2 para trabajar en las demás
labores de mina la Choloque y mantenerlo como stand by, para
cualquier problema que se pueda presentar con la compresora Nº 1.
3.10.3 Descripción de una red.
a) Filtro del compresor: Este dispositivo es utilizado para
eliminar las impurezas del aire antes de la compresión con el
fin de proteger al compresor y evitar el ingreso de
contaminantes al sistema.
b) Compresor: Es el encargado de convertir la energía
mecánica en energía neumática comprimiendo el aire. La
conexión del compresor a la red debe ser flexible para evitar la
trasmisión de vibraciones debidas al funcionamiento del mismo.
c) Post-enfriador: Es el encargado de eliminar gran parte del
agua que se encuentra naturalmente dentro del aire en forma
de humedad.
59
d) Tanque de almacenamiento (pulmón principal): Almacena
energía neumática y permite el asentamiento de partículas y
humedad.
Aplicaciones con sus purgas: unidades de mantenimiento (filtro,
reguladores de presión y purgadores en la línea).
3.10.3.1 Tubería principal
Es la línea que sale del conjunto de compresoras y conduce
todo el aire que consume la mina. Todas las líneas de las
compresoras deben de empalmarse a la troncal o línea
principal. El diámetro de la tubería principal adecuado es de 6”,
determinándose a un ratio de compresión de 8.0 con caudal de
entrega total 1,445 CFM. Por lo tanto debemos de mantener el
diámetro de 6” en lo posible para evitar pérdidas de presión y
prever futuras ampliaciones de la red con su consecuente
aumento de caudal. La longitud deberá estar comprendida en
300m iniciales, continuarlos con tuberías de 4” los próximos
200m, concluyendo lo faltante con tubería de 2” de diámetro.
3.10.3.2 Tuberías secundarias
Se derivan de la tubería principal para conectarse con las
tuberías de servicio. El caudal que por allí circula es asociado a
los elementos alimentados exclusivamente por esta tubería.
60
3.10.3.3 Tuberías de servicio
Son las que surten en si a los equipos neumáticos. En sus
extremos tienen conectores rápidos y sobre ellas se ubican las
unidades de mantenimiento. Debe de asegurarse de no
sobrepasarse de 02 el número de equipos alimentados por una
tubería de servicio, para esto hay que colocar un cilindro de 4”
de diámetro por 40 cm de longitud de manera de tener dos
salidas de 1” de diámetro.
Los accesorios ya sean teés, codos, yees, reducciones y
empalmes, deberían ser de un solo material, en este caso de
polietileno, de manera de evitar las fugas frecuentes por
inadecuada instalación o corrosión de los mismos. El material
de polietileno se podría fácilmente fusionar con el sistema de
termo-fusión, por ejemplo en la actualidad se muestran en el
mercado válvulas y todo tipo de accesorios de polietileno, estas
al fusionarse con la tubería presentan un buen sellado evitando
desperdicios por fugas continuas en el sistema.
En resumen:
Evitaremos una presión demasiado baja como resultado de
corregir tres causas principales:
Entregar el volumen de aire requerido a la presión correcta.
Dimensionar las tuberías, mangueras y los acoplamientos que
obturan el flujo.
61
Evitar fugas excesivas colocando accesorios de polietileno en
las líneas secundarias.
3.10.4 Sistema de abastecimiento de agua.
Para el abastecimiento de agua se tiene una red instalada hacia la
mina Choloque la que se ampliará hacia la Cortada Aurora, serán
necesarios realizar trabajos de acondicionamiento y mantenimiento a
la actual red de abastecimiento de agua, desde la captación en la
quebrada del Oso hasta las labores en la mina Choloque. La
ampliación de la red de karola a Aurora se requiere de la instalación de
2,000 metros de tubería de polietileno de 2” de diámetro.
Tabla Nº 21: Consumo de agua
Consumo de agua
Tiempo de ejecución 36 meses
Equipo/Operación Consumo por día
Maquinas Jack Leg (03) 1,800
Raice Borer 2,495
Operación minera 5,000
Otras Operaciones 1,995
11,970 m3/día
Fuente: departamento de proyectos
62
3.10.4.1 Características técnicas del reservorio
Las características técnicas del reservorio son:
Reservorio circular de acero corrugado y galvanizado que
incluye dos escaleras, pernos, tuercas, igas, igol y cintas de
neoprene para su instalación.
Tabla Nº 22. Características del tanque prefabricado
Características Dimensiones
Capacidad real 160.40 m3
Borde libre 0.20 m.
Diámetro 10.86 m.
Altura 1.93 m
Área 92.71 m2
Espesor de la plancha 2.5 mm.
Peso del reservorio 2.280 kg.
Para la perforación la presión adecuada de trabajo es de de 5
bares, consiguiendo esta presión a 50 m de desnivel entre el
nivel de trabajo y el reservorio. Considerando las pérdidas de
presión en las tuberías a medida que se desarrolla una labor,
conviene instalar el tanque a una diferencia de cota de 100 m.,
considerando los 2.250 metros que tendrá la cortada. Para
mantener la presión en 5 bares cuando se inicien las obras
será necesario instalar disipadores de presión. P = pe x h.
3.10.5 Costo del agua para perforación. (Ver Anexo Nº 19).
3.10.6 Costos de servicios mina. (Ver Anexo Nº 20)
63
3.11 SISTEMA DE ABASTECIMIENTO DE ENERGÍA ELÉCTRICA.
La S.E. ubicará en la plataforma II (Coordenadas UTM, X=
208094.494, Y=9146976.369, Z=1632.720), en un área de 452 m2.
Presenta las siguientes características.
Tipo de subestación: Superficie, tipo intemperie.
Punto de suministro: se ampliará la red de trasmisión en el nivel de
25Kw, realizando una derivación de la línea existente que viene de la
central de generación hacia el punto de suministro ubicado en la
Subestación Morena.
Nivel de tensión: 25/0.44 Kv, y 0.44/4.16 Kv.
Potencia de la subestación:
Nivel de 25/0.44 Kv: 320Kva, con proyección a 1,280 Kva.
Nivel de 0.44/4.16 Kv: 160 Kva, con proyección a 640 Kva.
Tipo de seccionamiento en 25 Kv: Mediante seccionadores
fusibles tipo intemperie, del tipo unipolar, para 37 Kv bill.
Tipo de seccionamiento en 0.44 Kv: mediante interruptores termo-
magnéticos con protección Ith y Icc.
Tipo de seccionamiento en 4.16 Kv: Mediante seccionadores
fusibles tipo intemperie, del tipo unipolar, para 10 Kv bill en
superficie, y en interior mina seccionadores fusibles unipolares del
tipo blindado, para 10 Kv bill.
Tipo de aterramiento: Con malla de aterramiento, y pozos
independientes para los pararrayos y línea de guarda.
Estructuras soporte: estructuras tipo AA-3
64
Cantidad de estructuras soporte: 03
Tipo de conductor: Al desnudo 19 hilos, 70 mm de sección tipo
AASCR.
Tipo de aisladores: de loza.
Aisladores por cadena: 03
3.11.1 Costo de instalaciones eléctricas (Ver Anexo Nº 21)
3.12 CONTROL DE PÉRDIDAS
3.12.1 Riesgos de Gestión
Item Riesgo Acción preventiva
1 Diseño de labores mineras
Las áreas involucradas evaluaran y definirán los requerimientos técnicos del proyecto.
2 Ampliación de
desmontera Estrella
Garantizar la estabilidad física de la desmontera. Aplicar el Art. 294 del RSHM.
3 Determinación de recursos y reservas en Jimena 4.
Intensificar las exploraciones en la zona para definir el modelo geológico e incrementar los recursos.
4 Ausencia de vías de escape en casos de emergencia.
Ejecución de la Cortada Aurora nivel 1660, como alternativa de escape de mina Papagayo.
Aplicar el Art. 201 Inc b) del RSHM.
5 Presupuesto Verificar la elaboración del presupuesto con las áreas responsables. Controlar el flujo de caja en la etapa de ejecución del proyecto.
65
3.12.2 Riesgos operacionales
Item Riesgo asociado Medida preventiva RSHM/ Observ
1 Abastecimiento de energía
El área especialista definirá el diseño del abastecimiento de energía.
2 Abastecimiento de agua para las operaciones mineras
Ampliación de la actual red de abastecimiento de agua de la mina Choloque. Establecer la señalización respectiva que advierta que el agua no es de consumo humano.
3 Anegamiento de las vías de transito y zonas de trabajo.
Se construirá cuneta de concreto de dimensiones 0.50 x 0.50m.
Art. 209
4 Operación de la línea troley.
Aplicar en el diseño el Art. 298 Art. 298
5 vertimiento de sólidos en suspensión en los efluentes de la labor
Construcción de pozas de sedimentación en la cortada.
6 Labores abiertas por un tiempo considerable
Aplicar el sostenimiento más adecuado según el macizo rocoso y recomendaciones del área de Geomecánica.
Art. 194
7 Lesiones a los trabajadores.
Establecer los horarios de disparo.
Art. 232
8
Congestión de equipos pesados cerca del acceso de la cortada
Diseñar plataformas para maniobras, establecimiento de vehículos y depósitos de materiales.
Art. 293
Inc c)
9 Ingreso de personas no autorizadas a la zona de operación.
Establecer puntos de vigilancia privada tanto en la zona de acceso al proyecto y zona aledaña a la bocamina Choloque.
66
10
Vertimiento de efluentes con contenidos por encima de los LMP.
Establecer punto de monitoreo de agua a la salida de la mina, cortada estrella. Monitoreo semanal.
11
Generación de desechos domésticos, industriales, tóxicos y metálicos.
Determinar zona de desechos, construir la infraestructura metálica necesaria para su almacenamiento y manipuleo y establecer programas de recojo.
12 Conducción y entrega de efluentes
Realizar mantenimiento del canal que deriva el caudal de salida de agua de la bocamina Estrella.
13
Determinación de la zona de almacenamiento, servicios y otros.
Se dispondrá de plataformas ubicadas cerca a la bocamina Choloque. Plataforma I: comedor y estacionamiento. Plataforma II: materiales.
14 Uso de servicios higiénicos.
Cambiar el baño químico por uno nuevo, del actual baño químico ubicado cerca a la bocamina Choloque e instalar un baño químico en la Cortada Aurora y otro en superficie.
3.12.3 Riesgos extra-operacionales
Item Riesgo Acción preventiva
1 Macizo Rocoso Evaluación Geomecánica con mapeos Geomecánica y proyección de materiales requeridos para el sostenimiento.
67
CAPITULO IV
4.0 REDUCCIÓN DE EQUIPOS EN MINA Y SUPERFICIE
Implementado el nuevo sistema de transporte de mineral y desmonte se
realizaron controles de tiempos y movimientos para determinar en número
de equipos necesarios, así como también medir su rendimiento en el
nuevo Sistema de Extracción: Jimena - Aurora – Estrella.
Este nuevo sistema de extracción permite la reducción del número de
camiones dumper y scooptrams en mina, y en superficie, reduce la
distancia de transporte con volquetes de 9.5 a 1.3 km, remplazandolo por
el transporte con locomotora cuyo costo es más económico.
4.1 CÁLCULO DE LA CAPACIDAD DE EQUIPOS DE TRANSPORTE
DATOS
Factor de esponjamiento 60 %
Factor de llenado 90 %
Peso específico mineral 2,85 Ton/m3
Peso específico desmonte 2,70 Ton/m3
Factor de conversión (1 YD3) 0,765 m3
68
4.1.1 Tabla N° 23: Capacidad de carros Gramby
Volumen Peso (TN)
Cap. Teórica
(yd3) Cap. Teórica
(m3)
Cap. Teórica Fábrica
Cap. Teórica
Calculada
Cap. Real Calculada Descr_Activo Ident_Activo
GRAMBY G140 5.19 3.96 6.9 11.12 6.2
Fuente: Estudio de tiempos realizado por el autor
4.1.2 Tabla N° 24: Capacidad de camiones Dumper
Volumen Peso (TN)
Cap. Teórica
(yd3) Cap. Teórica
(m3)
Cap. Teórica Fábrica
Cap. Teórica
Calculada
Cap. Real Calculada
Descr_Activo Ident_Activo
CAMION DUMPER 415-1 10.7 8.2 15.00 23.37 12.42
CAMION DUMPER 417D 11.0 8.4 17.00 23.94 12.72
CAMION DUMPER 415-4 10.7 8.2 15.00 23.37 12.42
CAMION DUMPER 416 10.7 8.2 10.00 23.37 12.42
10,8 8,3 14,3 23,5 12,75
Fuente: Estudio de tiempos realizado por el autor
DUMPER
DENSIDAD
ESPONJADA = Densidad
in-situ / (1+factor de esponjamiento)
= 2,85 Ton / m3
1,60
1,78 Ton /m3
CAPACIDAD REAL = Capacidad x Densid.
Esponjada x Factor llenado
= 8,25 m3 x 1,78 Ton x 0,90
viaje
m3
12,75 Ton /viaje
69
4.1.3 Capacidad de cuchara del scooptram
SCOOPTRAM 2,2 YD3
DENSIDAD ESPONJADA =
Densidad in-situ / (1+factor de
esponjamiento)
= 2,85 Ton/m3
1,60
1,78 Ton /m3
CAPACIDAD REAL = Capacidad x Densid. Esponjada x
Factor Cuchara
2,2 Yd3 1,68 m3 x 1,78 Ton x 0,95
viaje
m3
2,85 Ton /viaje
4.2 PRODUCCIÓN DE EQUIPOS Rendimiento de equipos con el nuevo sistema de acarreo y transporte.
4.2.1 Producción de locomotoras
Las variables consideradas para el cálculo fueron las siguientes.
Producción diaria de mineral y desmonte, 1.500 Ton.
Tipo de carro
N° de carros
20 horas de operación efectiva
Un rendimiento promedio de 50 t/h
Condiciones de vías perfectas
Capacidad de locomotora
Distancia
70
Tabla Nº 25: Estudio del ciclo de locomotora realizado en Aurora y Estrella
Producción/día. 1223 TM
NIVEL 1660 1467 1467
Labor CR AURORA ESTRELLA ESTRELLA
Tramo Unidad RB 23 – RB-6 RB- 6,7 - BM BM - Tunel Vi
Velocidad prom. de equipo vacío km/hr 10,00 15,00 12,00
Velocidad prom. equipo cargado km/hr 9,00 13,00 11,00
Distancia en estudio m 2250 2525 2560
Minutos traslado vacío min 11,70 10,10 12,80
Minutos traslado con carga min 13,00 11,65 13,96
Minutos Carguío + imprevistos min 10,00 9,00 9,00
Minutos descarga + imprevistos min 6,00 6,00 5,00
Total Ciclo de trabajo min 40,70 36,75 40,76
Equipo Godman 76d-
T6 GIA B4#2
6 6 4
Capacidad en pies cubico por carro 140 140 140
Factor llenado del carro 85% 85% 85%
Pe insitu material 2,85 2,85 2,85
Pe material roto (factor esponj. 60%) 1,78 1,78 1,78
N° de carros máximo 6,00 6,00 4,00
N° de carros empleados 6,00 6,00 3,00
Capacidad Locomotora en m3 20,22 20,22 10,11
Capacidad Locomotora en tm 36,02 36,02 18,01
Distancia (m) 1950 2525 2560
Tiempo duración 1 ciclo en min 40,70 36,75 40,76
Ciclos por hora 0,68 0,61 0,68
Producción horaria en TM 53,10 58,81 26,51
Horas de trabajos por día 22,00 18,00 20,00
Capacidad en TM por día 1.168 1.058 530
N° de locomotora requeridas 1 1 1,5
De acuerdo al estudio realizado se ha determinado utilizar una locomotora de 10 Ton. en la cortada Aurora (Nv. 1660) y dos en la cortada Estrella (1467), para mineral y desmonte.
Fuente: Estudio de tiempos realizado por el autor.
71
4.2.2 Tabla N° 26: Producción de locomotora Troley con G-140.
En la tabla se aprecia que la cantidad de carros G-140 requeridos en la CR Aurora Nv 1660 es de 9 unidades y un peso de arrastre de 98t, lo que nos hace considerar una locomotora de 10t para el transporte de mineral y desmonte. En el caso de Estrella Nv 1467, para el desmonte se requieren 8 carros G-140 y un peso de arrastre de 84t, siendo necesario una locomotora de 8t, y para el mineral 9 carros G-140 y un peso de arrastre de 94t, una locomotora de 10t.
Fuente: estudio de tiempos realizado por el autor
4.2.3 Producción de dumpers y scooptram
DUMPER Y SCOOP
Las variables tomadas en cuenta para el cálculo fueron las siguientes:
Producción diaria de mineral y desmonte por nivel.
Distancia.
20 horas de operación efectiva.
Capacidad de Dumper 12.75 t
Capacidad de Scoop 2.85 t
Especificar si el movimiento es en galería o rampa.
CR AURORA Nv 1660mineral-desmonte desmonte mineral Und
Producción 1,500 750 750 tDensidad 2.78 2.70 2.85 g/tEsponjamiento 0.60 0.60 0.60 %G-140 (peso mineral) 6.60 6.42 6.78 tG-140 (Peso carro) 3.80 3.80 3.80 tPeso total 10.40 10.22 10.58 tHoras de operación 20 20 20 hRendimiento 75 38 38 t/hCiclo 0.63 1.20 1.40 hDistancia 1.90 4.20 5.00 kmVelocidad 8.0 8.0 8.0 km/hrN° de viajes 24 14 13Ton por viaje 62 53 60 tN° de carros G-140 9 8 9Peso de arrastre por viaje 98 84 94 t
Capacidad de Locomotora 10 8 9 t
ESTRELLA Nv 1467
72
Tabla N° 27: Tiempo fijo de carguío, descarga y maniobras – Scoop
En el caso del Scoop para el carguío, descarga y maniobras se toma en cuenta los siguientes tiempos fijos, dependiendo de las condiciones de trabajo.
Fuente: SANDVIK, Manual and Additional Information 4.2.3.1 Determinación del número de dumpers y scooptram
Tabla Nº 28 - Cálculo de equipo de bajo perfil.
A partir del siguiente cuadro y del gráfico, se observa que la cantidad de equipos necesarios son 4 Scoop y 3 Dumper (ver tabla 28 y figura 10).
Fuente: estudio de tiempos realizado por el autor
Condiciones de trabajo
Tiempo min
Excelente 0.80Regular 1.10
Malo 1.40
Equipo CamiónMarca DUMPER EJC 416Capacidad en yd3Factor llenado % 85%Pe insitu material g/t 2.85Pe material roto (factor esponjamiento 60%) 1.78Capacidad Cuchara en m3 7.16Capacidad Cuchara en t 12.75Distancia en estudio m 1100Tiempo duración 1 ciclo en min en galerías horizontales 14.57Tiempo duración 1 ciclo en min en rampas positivas 22.25Tiempo duración 1 ciclo en min en rampas negativas 11.35Ciclos por hora en galerías horizontales 4.12Ciclos por hora en rampas positivas 2.70Ciclos por hora en rampas negativas 5.29Producción horaria en t en galerías horizontales 52.50Producción horaria en t en rampas positivas 34.39Producción horaria en t en rampas negativas 67.40Producción dia en t en galerías horizontales 840Producción dia en t en rampas positivas 550Producción dia en t en rampas negativas 1078
73
Estudio del ciclo de dumper realizado en mina papagayo
Basado en el Programa de Producción y Avances Mensual (Enero 2012).
Donde apreciamos que el número de dumpers requerido en el nuevo
sistema de extracción es de 3 dumpers. (Ver Anexo Nº 26).
Tabla Nº 29: Número de equipos por niveles de producción.
Figura N°10: Numero de equipos por horas de operación.
De la tabla y grafico se observa que la cantidad de equipos necesarios son 4 Scoop y 3 Dumper.
Fuente: Estudio de tiempos realizado por el autor.
GL RA(+) RA (-)
Nv. 2020 - Nv. 1847 Scoop 300 18.87 0.00 0.00 1.42 0.06 0.08Dumper 1300 0.00 0.00 27.77 0.97 0.04 0.06Locomotora 1 0 0.00 0.00 0.00 0.00Locomotora 2 0 0.00 0.00 0.00 0.00
Nv. 1987 - Nv. 1847 Scoop 0 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00Dumper 950 0.00 0.00 33.52 7.89 0.34 0.46Locomotora 1 600 60.71 4.36 0.19 0.06Locomotora 2 1850 31.74 8.33 0.36 0.12
Nv. 1937 - Nv. 1847 Scoop 300 12.77 0.00 0.00 18.01 0.78 0.97Dumper 1300 39.97 0.00 39.34 11.60 0.50 0.67Locomotora 1 0 0.00 0.00 0.00 0.00Locomotora 2 0 0.00 0.00 0.00 0.00
Nv. 1847 - Nv. 1847 Scoop 0 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00 0.00Dumper 520 0.00 40.06 0.00 12.92 0.56 0.75Locomotora 1 1100 44.47 11.64 0.51 0.17Locomotora 2 900 49.80 10.39 0.45 0.15
Nv. 1840 - Nv. 1847 Scoop 400 10.99 0.00 0.00 10.46 0.45 0.56Dumper 650 0.00 35.79 0.00 3.21 0.14 0.19Locomotora 1 0 0.00 0.00 0.00 0.00Locomotora 2 0 0.00 0.00 0.00 0.00
Nv. 1826 Nv. 1810 - Nv. Scoop 350 11.81 0.00 0.00 48.67 2.12 2.62Dumper 1050 0.00 26.96 0.00 21.32 0.93 1.24Locomotora 1 0 0.00 0.00 0.00 0.00Locomotora 2 0 0.00 0.00 0.00 0.00
N° Eq. Costo US$/tTramo
230
Material t
23
200
Distancia m h
100
500
450
Rendimiento (t/h)Equipo
y = 41.44x-0.86
R² = 0.948
y = 61.93x-0.88
R² = 0.977
0
2
4
6
8
10
12
6 8 10 12 14 16 18 20 22 24
Nº d
e Eq
uipo
s
Horas
Nº de equipos - Horas de operaciónCR AURORA concluido (1.9 Km)
Dumper Scoop Potencial (Dumper) Potencial (Scoop)
74
4.2.4 Producción de camiones (volquetes)
Las variables tomadas en cuenta para el cálculo fueron las siguientes:
Producción diaria de mineral 750 Ton.
Distancia a planta.
Tonelada – kilometro.
Tabla Nº 30: CICLO DE PRODUCCIÓN DE VOLQUETES ANTES DE AURORA.
Fuente: Estudio de tiempos realizado por el autor
Tabla Nº 31 – CICLO DE PRODUCCION DE VOLQUETES CON AURORA
De la tabla 30 observamos que antes de Aurora, para una distancia de 9.5Km se requerían 6 camiones de 20 Ton, de la tabla 31 se observa que con Aurora sólo se requieren 2 camiones.
Fuente: Estudio de tiempos realizado por el autor.
4.3 AHORRO POR TRANSPORTE CON LOCOMOTORA (ver Anexo 25)
SIN PROYECTO AURORAMATERIAL ORIGEN DESTINO DISTANCIA
kmCOSTO
US$/t-km E
t t-km US$MINERAL FP VI 9.10 0.42 660 6,006 2,527MINERAL MZ VI 9.10 0.42 0 0MINERAL PP VI 9.10 0.42 19,429 176,800 74,378TOTAL: 20,089 182,806 76,905CAMIONES COLLSE 5
MINERAL FP VI 9.10 0.38 0 0MINERAL MZ VI 9.10 0.38 660 6,006 2,257MINERAL PP VI 9.10 0.38 129 1,171 440TOTAL 789 7,177 2,697CAMIONES MITINSAC 1
TOTAL GENERAL 20,877 189,983 79,602CAMIONES 6
EFECTO PROYECTO AURORAMATERIAL ORIGEN DESTINO DISTANCIA
kmCOSTO
US$/t-km E
t t-km US$MINERAL FP VI 9.10 0.42 660 6,006 2,527MINERAL MZ VI 9.10 0.42 0 0MINERAL PP VI 9.10 0.42 0 0MINERAL TN VI 1.40 0.42 19,429 27,200 11,443TOTAL 20,089 33,206 13,969CAMIONES COLLSE 1
MINERAL FP VI 1.50 0.38 0 0MINERAL MZ VI 9.10 0.38 660 6,006 2,257MINERAL PP VI 9.10 0.38 129 1,171 440MINERAL TN VI 1.40 0.38 0 0TOTAL 789 7,177 2,697CAMIONES MITINSAC 1
TOTAL GENERAL 20,877 40,383 16,667CAMIONES 2
75
4.4 COSTO DE TRANSPORTE CON DUMPER Y LOCOMOTORA
En los gráficos se muestra la diferencia de costos de transporte antes y
después de establecido el nuevo sistema de extracción y transporte.
Figura Nº 11: Costo de transporte/tonelada en base a la distancia–locomotora.
Fuente: Análisis realizado por el autor
Figura Nº 12: Costo de transporte/tonelada en base a la distancia–dumper.
Fuente: Análisis realizado por el autor
0
50
100
150
200
250
300
350
400
450
500
0.00
1.00
2.00
3.00
4.00
5.00
6.00
7.00
8.00
9.00
200 400 600 800 1000 1200 1400 1600 1800 2000 2200 2400 2600 2800 3000US$/t 2.3 2.7 3.1 3.5 4.0 4.4 4.8 5.2 5.6 6.0 6.4 6.9 7.3 7.7 8.1t 461 392 341 302 270 245 224 206 191 178 167 157 148 140 133
t
US$
/ t
Rango con Proy. Aurora Rango actual
m
500 1000 1500 2000 2500 3000 3500 4000 4500 5000 5500 6000 6500 7000 7500US$/t 0.3 0.4 0.5 0.6 0.7 0.8 0.9 1.1 1.2 1.3 1.4 1.5 1.6 1.7 1.9t 222 162 127 104 891 775 685 614 557 509 469 435 405 379 356
0
500
1000
1500
2000
2500
0.00
0.50
1.00
1.50
2.00
2.50
t
US$/
t
Rango con Proy. Aurora
m
76
CAPITULO V
5.0 EVALUACIÓN ECONÓMICA
La evaluación económica se realiza con la finalidad de definir si se debe
invertir el capital en un proyecto o utilizarlo en forma diferente. Para ello
es necesario medir el valor del proyecto en función a los beneficios que
genera y los costos que requiere.
Una vez tomada la decisión de invertir el capital en un proyecto y cuando
ya se ha realizado la inversión, los que suministran y administran el capital
deben conocer los resultados financieros. Por lo tanto es necesario
establecer procedimientos que puedan registrar y resumir los movimientos
financieros relacionados con la inversión, determinando la eficiencia
financiera.
En este caso el proyecto Aurora no va a generar utilidades por ventas de
productos, sino que generará un ahorro por disminución de los costos de
transporte. Para fines de evaluación el ahorro se tomará como ganancia o
utilidad.
77
5.1 INVERSIÓN
La inversión del Proyecto Cortada Aurora se estimó en $ 3.116.477
(ver cuadro Nº 32) con un periodo de ejecución de 36 meses a partir
de diciembre del 2008. El proyecto estará operativo a partir de
diciembre del año 2011 y permitirá un ahorro de US$ 1’418,777
anuales por mineral transportado con respecto a la operación inicial.
Tabla Nº 32: Resumen de inversión y componentes del proyecto
ITM DESCRIPCIÓN INVERSION US$
1 LABORES MINERAS 1.743.860
2 SOSTENIMIENTO 168.413
3 VENTILACION 153.325
4 ABASTECIMIENTO DE AGUA 23.550
5 SERVICIOS 145.650
6 INSTALACIONES ELECTRICAS 43.988
7 SUBESTACION 70.000
8 CHIMENEAS RACE BORER (03) 270.000
9 LOCOMOTORA 60.000
10 CARROS MINEROS G-60 93.600
11 DESMONTERA ESTREELLA 102.900
12 REHABILITACIÓN CORTADA ESTRELLA 81.191
13 REPARACION DE COMPRESORA ELÉCTRICA 10.000
14 OTROS (Estudio de Evaluación e Impacto Ambiental) 150.000
GRAN TOTAL 3.116.477
Fuente: Dpto. de proyectos
78
5.2 AHORRO PROYECTADO
Tabla Nº 33: Ahorro Proyectado
CÁLCULO Y PROYECCIÓN DE AHORROS - JIMENA 4
I. Reducción en el costo de transporte de mineral - Superficie
Volumen de mineral a mayo 2009 92.720 Ton
Ley diluida 10,19 gr/Ton
Contenido fino a mayo 2009 30.377 Onz
Vida útil del proyecto 18 meses
Costo de transporte de mineral (6,000 Ton)
Túnel Papagayo - Planta Marañón (9,50 Km) 17.273 US$/mes
Túnel Vijus - Planta Marañón (1.3 Km) 10.909 US$/mes
Ahorro 3,24 US$/Onz-mes
II. Reducción en el costo de transporte de mineral - Int. Mina
Volumen de mineral a mayo 2009 92.720 Ton
Ley diluida 10,19 gr/Ton
Contenido fino a mayo 2009 30.377 Onz
Vida útil del proyecto 18 meses
Costo de transporte de mineral (8,000 Ton)
Túnel Papagayo - Planta Marañón (9,50 Km) 26.836 US$/mes
Túnel Vijus - Planta Marañón (1.3 Km) 15.051 US$/mes
Ahorro 6,00 US$/Onz-mes
III. Simplificación del sistema de bombeo
Mano de obra
Ton
Costo de mano de obra 2,22 US$/hora
22 US$/guardia
Ahorro 0,68 US$/Onz-mes
79
IV. Reducción en el costo de transporte de desmonte - Interior Mina
Relación desmonte/mineral 1,16
Volumen de desmonte 107.555 Ton
Desmonte utilizado para rellenar tajeos 64.533 Ton
Desmonte por extraer 43.022 Ton
Vida útil del proyecto 18
Costo de transporte de desmonte (2.900Ton)
Jimena 4 - desmontera 2080 12.971 US$/mes
Jimena 4 - desmontera Estrella 7.275 US$/mes
Ahorro 2,90 US$/Onz-mes
V. Reducción en el costo de ventilación
Tiempo de ventilación actual - zona Jimena 4 1,50 Ton
Tiempo de ventilación proyectada - zona Jimena 4 0,50 gr/Ton
Reducción en energía de ventiladores 50,000 CFM 1.047 US$/mes
Ahorro 0,53 US$/Onz-mes
VI Consumo de energía
Nº de bombas (Maxi 19 y Matador 15) 2 Unid
Costo horario 3,52 US$/hora
Horas de operación 600 Hrs/mes
Costo de operación 2.112 US$/mes
Ahorro 1,07 US$/Onz-mes
Ahorro Total 14,41 US$/Onz-mes
Fuente. Departamento de proyectos.
80
5.3 INDICADORES ECONÓMICOS Y FINANCIEROS
Debido a que siempre hay una depreciación de la moneda, es
necesario cuantificar el grado de riesgo y rentabilidad de la inversión
a través de una tasa de interés pertinente. Existen diferentes formas
de comparar los costos con los beneficios de un proyecto.
Dependiendo de esta comparación se puede obtener diversos
coeficientes o magnitudes los cuales indicarán diferentes aspectos
del valor del proyecto.
Los indicadores económicos que usaremos para evaluar el proyecto:
5.3.1 Valor Presente Neto (VPN)
También conocido como valor actualizado neto (VAN), es un
procedimiento que permite calcular el valor presente de un
determinado número de flujos de caja futuros, originados por una
inversión. La metodología consiste en descontar al momento actual
mediante una tasa todos los flujos de caja futuros del proyecto. A
este valor se le resta la inversión inicial, de tal modo que el valor
obtenido es el valor actual neto del proyecto.
El método de valor presente es uno de los criterios económicos más
utilizados en la evaluación de proyectos de inversión. Consiste en
determinar la equivalencia en el tiempo 0 de los flujos de efectivo
futuros que genera un proyecto y comparar esta equivalencia con el
desembolso inicial. Cuando dicha equivalencia es mayor que el
desembolso inicial, entonces, es recomendable aceptar el proyecto.
81
La fórmula que nos permite calcular el Valor Actual Neto es:
→ representa los flujos de caja en cada periodo t.
→ es el valor del desembolso inicial de la inversión.
→ es el número de períodos considerado.
El tipo de interés es k. Si el proyecto no tiene riesgo, se tomará
como referencia el tipo de la renta fija, de tal manera que con el VAN
se estimará si la inversión es mejor que invertir en algo seguro, sin
riesgo específico.
Cuando el VAN toma un valor igual a 0, k pasa a llamarse TIR (tasa
interna de retorno). La TIR es la rentabilidad que nos está
proporcionando el proyecto.
Puede considerarse también la interpretación del VAN, en función de
la creación de valor para la empresa:
-Si el VPN de un proyecto es positivo, el proyecto crea valor.
- Si el VPN de un proyecto es negativo, el proyecto destruye valor.
- Si el VPN de un proyecto es cero, este no crea ni destruye valor.
5.3.2 Tasa Interna de Retorno (TIR)
Llamada también tasa interna de recuperación. Se define como
aquella tasa de descuento para el cual el VAN resulta igual a cero.
Se calcula generalmente por tanteos, ensayando sucesivas tasas de
descuento que aproximen el valor del VAN cada vez más a cero.
82
La TIR refleja el valor de la rentabilidad total del proyecto, es decir
equivale a la tasa de interés compuesto que se tendría que obtener
del capital invertido en el proyecto para percibir un flujo de beneficios
netos financieramente equivalentes a los generados por el proyecto.
Es la tasa que iguala la suma del valor actual de los gastos con la
suma del valor actual de los ingresos previstos:
Es la tasa de interés por medio de la cual se recupera la inversión.
5.3.3 Relación Beneficio-Costo (B/C)
Es el coeficiente que resulta de dividir la sumatoria de los beneficios
actualizados entre la sumatoria de los costos actualizados
generados por el proyecto.
El análisis de la relación beneficio costo (B/C) toma valores mayores,
menores o iguales a 1, lo que implica que:
B/C > 1 implica que los ingresos son mayores que los egresos,
entonces el proyecto es aconsejable.
B/C = 1 implica que los ingresos son iguales que los egresos, en
este caso el proyecto es indiferente.
B/C < 1 implica que los ingresos son menores que los egresos,
entonces el proyecto no es aconsejable.
83
5.3.4 Periodo de recuperación de la inversión (PRI)
Es un instrumento que permite medir el tiempo que se requiere
para que los flujos netos de efectivo de una inversión
recuperen la inversión inicial.
5.4 EVALUACIÓN ECONÓMICA DEL PROYECTO.
Las consideraciones que se tomaron en cuenta para la evaluación
económica del proyecto son las siguientes:
5.4.1 Inversión del proyecto
El costo de inversión total para el proyecto CR Aurora se
estima en aproximadamente US$ 3.116.477.
5.4.2 Flujo de caja
Se refiere al flujo del proyecto que ilustra cuáles son los costos
y beneficios y cuando ocurren. El flujo de caja consiste en un
esquema que presenta sistemáticamente los costos e ingresos
registrados año por año. En el Anexo Nº 26, se presenta el flujo
de caja del proyecto Aurora.
Tabla Nº 34: Inversión Anual
Año Descripción Inversión US$
2008 Cortada Aurora Nivel 1660 317.089 2009 Cortada Aurora Nivel 1660 896.495 2010 Cortada Aurora Nivel 1660 1.003.625 2011 Cortada Aurora Nivel 1660 899.268 Total
Inversión 3.116.477
Fuente: Dpto. de Proyectos
84
5.4.3 Ahorro anual.
Tabla Nº 35: Muestra el ahorro anual
Año Mineral (Ton)
Ahorro Total (US$)
2011 19.797 473.717 2012 233.000 1.418.777 2013 233.000 1.418.777 2014 233.000 1.418.777 2015 233.000 1.418.777 2016 233.000 1.418.777 2017 233.000 1.418.777 2018 233.000 1.418.777 2019 233.000 1.418.777 2020 233.000 1.418.777
Fuente: Dpto. de Proyectos
Figura Nº 13: Flujo de Caja del proyecto Aurora
Fuente: Análisis efectuado por el autor
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13 14
AÑO 2008 2009 2010 2011 2012 2013 2014 2015 2016 2017 2018 2019 2020
Flujo de caja -317, -896, -1,00 -779, 1,419 1,419 1,419 1,419 1,419 1,419 1,419 1,419 1,419
-317
,089
-896
,495
-1,0
03,6
25
-779
,286
1,41
9,70
6
1,41
9,70
6
1,41
9,70
6
1,41
9,70
6
1,41
9,70
6
1,41
9,70
6
1,41
9,70
6
1,41
9,70
6
1,41
9,70
6
-1700000
-1200000
-700000
-200000
300000
800000
1300000
Cash Flow Proyecto Aurora
85
5.5 CALCULO DE LOS INDICADORES ECONÓMICOS
Los indicadores económicos de rentabilidad (VAN, TIR, B/C y PRI),
se muestran en el cuadro Nº 36.
Tabla Nº 36: Indicadores económicos del proyecto
VAN(12%) al 2012 TIR B/C PRI
3´729.705 34.69% 1.98 6 AÑOS (2014)
5.6 ANÁLISIS DE SENSIBILIDAD ECONÓMICA
Para este análisis se trabajó sobre la sensibilidad del Valor Actual
Neto (VAN) en función del Costo de Oportunidad del Capital (COK),
donde se observa que para un COK de 34.69% se obtiene un VAN
igual a 0, por encima de esta tasa el proyecto deja de ser rentable.
Cuadro Nº 37: Sensibilidad económica.
COK VAN 5% 3893987
10% 2434550 15% 1488571 20% 866491 25% 452992 30% 176265
34.61% 0 35% -9358 40% -133474 45% -215597 50% -268786 55% -301906 60% -321044
Fuente: Dpto de Proyectos.
86
Figura Nº 14: Análisis de sensibilidad económica VAN – COK
Fuente: Análisis efectuado por el autor
El VAN (2012) es positivo y es igual a US$ 3´729.705.
La TIR es 34.61 %, es mayor que el COK del capital propio que es
igual al 12%.
El B/C es igual 1.98
El PRI es igual 6 años (del 2009 al 2014)
De la evaluación se determina que el proyecto es rentable.
1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 11 12 13COK 5% 10% 15% 20% 25% 30% 34% 35% 40% 45% 50% 55% 60%VAN 3894 2435 1489 866 453 176 0 -9.4 -133 -216 -269 -302 -321
-1,000-500
0500
1,0001,5002,0002,5003,0003,5004,0004,500
ANÁLISIS SENSIBILIDAD ECONÓMICA VAN - COK1.000 $
87
CONCLUSIONES.
Por el nuevo sistema de extracción y transporte se evacuará
mensualmente un total de 1,500 toneladas entre mineral y desmonte.
El mineral y desmonte bajarán por gravedad desde mina (Nv-1847) a
través de las chimeneas RB-23 (mineral) y RB-25 (desmonte) hasta
el Nv-1660 (Cortada Aurora) y de este nivel hasta el Nv-1467 (Cortada
Estrella) mediante las chimeneas RB-6 y RB-7.
En mina se reducirá el número de camiones de bajo perfil de 7 a 3, por
la menor distancia de recorrido, antes 2.5 km, con el nuevo sistema la
distancia se reduce a 0.7 km.
Se reducirá el número de scooptrams de 5 a 4, por la reducción del
ciclo de transporte de los dumpers, optimizándose la utilización de los
scooptrams.
En superficie se reducirá el número de volquetes de 6 a 2, por la
menor distancia a la planta, antes del nuevo proyecto la distancia era
9.5 km, reduciéndose a 1.32 km, con el nuevo sistema de transporte.
Por la reducción equipos en mina, se incrementará la eficiencia de los
equipos trackless, al no tener congestionamiento en las vías.
88
Se mejorará la ventilación en la mina llegando a una cobertura de
102%, al formarse circuitos de ventilación con menor resistencia y el
aprovechamiento del tiro natural, reduciendo el número de ventiladores
que nos permitirá un ahorro de energía.
Se reducirá el uso de equipos de bombeo, la evacuación del agua de
mina se realizará mediante drenaje por gravedad.
Este proyecto es para el corto y largo plazo, conforme se avanza con
la profundización y expansión de la mina, se tiene proyectado avanzar
y ubicarse siempre debajo de la zona de producción, en el futuro el
ahorro por transporte de mineral será mayor.
Cuando se inició la cortada Aurora y las distancias de acarreo del
desmonte generado eran cortas, el ciclo de minado era óptimo
llegando a realizar entre 4 y 5 disparos por día en el mismo frente, con
el avance de la cortada la distancia de acarreo fue aumentando,
incrementando así el ciclo de minado, bajando el número de disparos
por día.
Con el avance de la cortada también se incrementó la temperatura del
ambiente en el frente de trabajo, estos problemas se presentaron a
partir de los 500m, y se agudizaron más conforme la labor fue
avanzando, con el incremento de la temperatura se presentaron
eventos de relajamiento de roca.
Sólo se pudo avanzar hasta los 1.500 m, donde los problemas de
temperatura y ventilación se hicieron críticos, por ello se pararon las
actividades y se planteó realizar una chimenea raise borer a superficie
para captar aire fresco para la ventilación.
89
REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS
1. BLANK Leland y TARKIN Anthony. Ingeniería Económica. (4ta. Edición), McGraw Hill, Bogotá, (2000), pp.10-218.
2. COMPAÑÍA MINERA PODEROSA S.A. Base de Datos del Sistema de Información.
3. COMPAÑÍA MINERA PODEROSA S.A. Proyecto Revolcadero Nv-1675, Vijus, (2007), pp. 4-6, 14-18.
4. EXSA, MANUAL PRACTICO DE VOLADURA. (4ta Edición). Lima, (2000), p. 202.
5. Hustrulid, William and Bullock, Richard, Underground mining methods: Engineering Fundamentals and International Case Studies, New York, (1982), p. 1179-1201.
6. INSTITUTO TECNOLÓGICO GEOMINERO DE ESPAÑA, Manual de Evaluación Técnico Económica de Proyectos Mineros de Inversión, Madrid, (1991), pp. 11-54.
7. MINISTERIO DE ENERGÍA Y MINAS. GEOLOGÍA REGIONAL. Web: < www.minem.gob.pe/minem/archivos/file/dgaam/.../parcoy3.pdf>
8. Peel, Robert. Mining Engineering Handbook. (Third Edition), John Wiley and Sons, New York, (1941), pp. 06-10, 13-16.
9. SANDVIK, Manual and Additional Information EJC 417. Ontario, (2008), p. 6.
10. WAGNER MINING EQUIPMENTS, Technical Manual and Equipment Features and Application Data. USA, (1978), p. 16.
90
GLOSARIO
Acarreo.- El acarreo consiste en el transporte de materiales desde los
sitios de excavación o producción, hasta los sitios de disposición.
Alteración fílica.- También denominada cuarzo-sericítica o simplemente
sericítica, caracterizada por el desarrollo de sercita y cuarzo secundario.
Es el resultado de una hidrólisis moderada a fuerte de los feldespatos, en
un rango de temperatura de 300º - 400ºC.
Alteración Propilítica.- Caracterizada por la presencia de clorita, epidota
y/o calcita, y plagioclasa albitizada. Generada por soluciones casi neutras
en un rango variable de temperaturas.
Arcósica.- Por definición las arenitas feldespáticas, también conocidas
como arcosas, arenitas arcósicas, son aquellas areniscas que contienen
menos del 90% de cuarzo y más % de feldespato que fragmentos de roca.
Batolito.- Del griego, bathos y lithos que significan profundo y piedra
respectivamente, es una masa extensa de granitoides que se extiende por
cientos de kilómetros y cubre más de 100 kilómetros cuadrados en la
corteza terrestre.
91
Chimenea.- Excavación minera subterránea de forma tubular, de posición
Vertical o inclinada, perforada desde un nivel inferior para alcanzar otro
nivel superior, con fines exploratorios, de ventilación, u otros servicios.
Chimenea Raise borer.- Es una chimenea de diámetro circular realizada
con modernas máquinas de rimado continuo.
Cortada.- Labor subterránea auxiliar cuyo objetivo es ubicar la veta que
profundiza hacia niveles o cotas inferiores.
Desmonte.- Material formado por las rocas sin valor económico que se
extrae del laboreo de una mina.
Desmontera.- Lugar del espacio superficial terrestre donde se colocan los
residuos sólidos de desmonte provenientes de las labores de desarrollo
en mina.
Dumper.- Camión con volquete (cuyo nombre deriva del inglés to dump,
descargar, volcar) para el transporte de materiales en canteras, túneles y
minas. Se mueve a velocidad limitada pero, gracias a su gran potencia,
puede superar, incluso a plena carga, caminos con grandes pendientes.
Exsoluciones.- Una exsolución es la separación de dos minerales
diferentes, al enfriarse el mineral compuesto que los contenía.
Equipos trackless.- En minería se conoce así a los equipos que se
desplazan sobre neumáticos y su fuerza de locomoción es un motor
diessel o eléctrico.
92
Electrum.- Aleación de oro y plata, en proporción aproximada de 4:1,
similar al actual oro blanco.
Falla.- En geología se denomina falla a una ruptura de un estrato rocoso
debido a un esfuerzo en la que se puede observar un desplazamiento. Si
no hay desplazamiento decimos que hay una diaclasa.
Félsicas.- Se denominan félsicos a los minerales, rocas y magmas ricos
en elementos ligeros como el silicio, oxígeno, aluminio, sodio y potasio. La
palabra surge de la combinación de feldespato y sílice.
Filoniana.- Las rocas filonianas son rocas ígneas plutónicas que se
originan cuando el magma se abre paso hacia la superficie a través de
filones y se solidifica en su interior.
Ley de mineral.- Grado de concentración del o los metales en un mineral
que se mide en porcentaje (%) para la mayoría de los metales y en
gramos por toneladas (g/ton) para los metales preciosos (platino, oro y
plata).
Ley de Corte.- Concentración del metal que por su valor cotizado en el
mercado internacional se encuentra en el límite económico de los costos
de explotación.
Mena.- Mineral o conjunto de minerales con valor económico, que
después del beneficio se obtiene un metal o conjunto de metales
comercializables.
Mineral.- Elemento o combinación natural de estos que se encuentran
dentro o como constituyente de las rocas en la corteza terrestre.
93
Mineral Económico.- Es la mena factible de comercialización inmediata
que deja un margen de utilidad al deducirse todos los costos.
Mineral Marginal.- Es la mena, el mineral o conjunto de minerales cuya
concentración metálica o económica referida en la ley, tiene un valor que
sólo cubre todos los costos, sin dejar utilidad a la empresa.
Operación Minera.- Conjunto de trabajos realizados en el arranque,
extracción, tratamiento, transporte y comercialización de minerales.
Ore-Shoot.- (geol), clavo, columna rica, mena de alta ley en columna.
Ordoviciano.- Relativo al Ordovícico, que es el segundo período de la
Era Primaria. Se extiende por 65 millones de años.
Sobreyace.- Se dice que una formación rocosa sobreyaca cuando está
sobre otra masa rocosa.
Scoop o scooptram.- Es un equipo tractor montado en neumáticos u
orugas, tiene una gran cuchara en su extremo frontal. Los cargadores son
equipos de carga, se recomienda realizarlo en distancias cortas.
Tajeo.- Es el bloque in-situ de donde se arranca el mineral para extraerlo
y beneficiarlo.
Turbidítica.- (geol), es una avalancha submarina que redistribuye
grandes cantidades de sedimentos clásticos provenientes del continente
en las profundidades del océano.
Veta.- El término se utiliza para designar a cuerpos mineralizados
emplazados en planos de falla.
Anexo Nº 03: RESERVAS, SEGÚN POTENCIA DE VETA (2009 – 2010)
MINA PAPAGAYO
Fuente: Dpto. de Geología
HISTOGRAMA DE POTENCIAS DE VETA MINA PAPAGAYO (2009 – 2010)
Fuente: Dpto. de Geología
0%10%20%30%40%50%60%70%80%90%
100%
TM según potencia de vetaReservas Setiembre 2009
Marañón
<0.4 <0.4-0.8> <0.8-1.4> <1.4-2>
0200400600800
100012001400160018002000
<0.4 <0.4 - 0.8> <0.8 - 1.4> <1.4 - 2.0> >2.0
FREC
UEN
CIA
Rangos de potencia de veta
HISTOGRAMA DE POTENCIA DE VETA-MARAÑÓN 2009-2010
Anexo Nº 05: COSTOS DE PRODUCCIÓN POR AÑO
CIA MINERA PODEROSA S.A.
CONSOLIDADO RESUMEN DE COSTOS POR AÑO
C.M.P. S.A. AÑO 2006 ACUMULADO 2007 ACUMULADO 2008
$ $ / Ton. $ / ONZAS $ $ /
Ton. $ /
ONZAS $ $ / Ton.
$ / ONZAS
- Exploraciones 1,420,936 8.09 17.68 1,068,877 10.08 26.14 1.168.856 10.52 29,02
- Costo de Mina 7,883,338 44.95 98.11 5,199,601 49.06 127.17 5.209.303 54.12 132,56
- Procesamiento 2,994,304 17.05 37.26 1,940,999 18.31 47.47 2.230.876 19,20 56,20
- Costo de Servicios Generales
6,098,006 33.13 75.89 3,899,941 36.79 95.38 5.998.954 38.12 102,59
Sub Total Costo Producción
18,396,583 104.78 228.94 12,109,418 114.22 296.17 14.607.989 122,75 320,37
Fuente: Dpto. de Costos
Anexo Nº 08: NUEVO SISTEMA DE EXTRACCIÓN CONCLUIDO EL PROYECTO AURORA.
Fuente: Dpto. Planeamiento e ingeniería
Anexo Nº 09: RUTA EN SUPERFICIE DEL NUEVO SISTEMA DE TRANSPORTE DE MINERAL.
En la figura muestra las rutas de transporte de mineral en superficie. Fuente: Dpto. de Proyectos. En color naranja y verde la ruta actual de 9.5 Km, que se realiza con volquetes. En color rojo la nueva ruta que se realizara con locomotora troley. En color azul y verde la nueva ruta de solo 1.3 Km, que se realizara con volquetes.
Anexo Nº 10: EVOLUCION DE LOS COSTOS DE LAS ACTIVIDADES DE MINA
En la figura se aprecia que las actividadaes que tienen mayor incrementado en sus costos son: Extraccion, transporte con volquete, limpieza y servicios.
Fuente: Dpto. Costos y presupuestos.
Superv Trans Loco Sostenim Limpieza Extracción Relleno Serv Mina Tran Volq Geología Otros2004 5.84 2.23 5.31 6.03 3.80 0.23 5.38 4.82 0.47 1.492005 5.89 2.20 4.28 6.19 3.86 0.58 4.09 5.06 0.39 3.342006 4.26 2.25 4.04 7.78 4.22 0.76 4.08 5.52 0.39 3.362007 4.49 2.47 4.39 8.10 4.46 0.58 4.39 6.02 0.47 4.222008 4.75 2.38 4.57 8.26 4.97 1.34 4.68 6.23 0.56 4.51
0.00
1.00
2.00
3.00
4.00
5.00
6.00
7.00
8.00
9.00
10.00 COSTO DE ACTIVIDADES MINA (US$/Ton)
Anexo Nº 11: COSTO DE LAS LABORES DEL PROYECTO AURORA
NIVEL Labores Cortada Aurora Descripción D1 D2 Método Avance TMB Precio
Unitario $ Costo Total
$
1660 CR Aurora (1) Perforación con Jack leg, limpieza con scooptram y extracción con locomotora
3,00 3,00 Convensional 2250 55.688 420 945.000
1660 ESCM Polvorín Auxiliar (2) Polvorín auxiliar de explosivos 2,70 2,70 Convensional 30 601 360 10.800
1660 ESCM Transf.. (22 x18 mt) Carguío de desmonte 3,00 3,50 Convensional 396 11.435 440 174.240
1660 ESCM Refugio (22) Refugio 3,00 3,00 Convensional 66 1.634 420 27.720
1660 Cambios 1.5x2.0x15.0m (22) 0
0
1660 CH Pocket RB 23 Echadero de Mineral 1,80 1,80 Raise Borer 195 1.365 1.000 195.000
1660 CH Camino/Servicios (RB-24) Chimenea de servicios 1,80 1,80 Raise Borer 195 1.365 1.000 195.000
1660 CH Pocket RB 25 Echadero de desmonte 1,80 1,80 Raise Borer 195 1.365 1.000 195.000
3.327 73.451 1.742.760
Fuente: Dpto. Costos y presupuestos.
Anexo Nº 12: VISTA TRIDIMENSIONAL DE LA VETA JIMENA.
En el plano se observa que la cortada Aurora Nv 1660, se ubica en la parte inferior de las vetas Jimena y Glorita2. Fuente: Dpto. Planeamiento e ingeniería Y las chimeneas Race borer (ore pass, waste pass y servicios) comunican las labores de Jimena con la cortada Aurora.
Anexo Nº 13: SECCIÓN TRANSVERSAL DE LA UNIDAD DE PRODUCCIÓN MARAÑÓN. Donde se observa que la cortada Aurora se ubica debajo de las estructuras mineralizadas en una cota inferior.
Fuente: Dpto. Planeamiento e ingeniería.
Anexo 14: PRESUPUESTO HABILITACIÓN DE LA DESMONTERA ESTRELLA II
presupuesto de habilitación de desmontera Estrella Modalidad A todo costo Capacidad 100.000 Ton Capacidad factor de esponjamiento 1,6 60.606 m3 Descripción Unidad Cantidad PU $ Total $ Accesos global 1 6.000 6.000 Deforestación m2 2000 1 2.000 Nivelaciones m2 2000 1 2.000 Obras de drenaje global 1 2.500 2.500 Obras de estabilidad de taludes global 1 2.800 2.800 Conformación de presa 0 Etapa I m3 1500 22 33.000 Etapa II m3 2000 22 44.000 Cierre global 1 10.600 10.600
$ 102.900
Fuente: Dpto. de Proyectos
Anexo Nº 15: COSTOS DE VENTILACIÓN
Item Código Descripción Cant. Unid Observaciones Precio Unit. $
Costo Total $
1 303006009X VENTILADOR AXIAL ELÉCTRICO de 30,000 CFM, 10,55" CA: VAV-32-14-3450-II-A CODIGO DE AIRTEC.
6 Unid Ventilador de doble etapa, con atenuador de ruidos a 85 dB (A), malla de protección a la entrada y salida.
20.16 121.008
2 190102002X MANGA DE VENTILACIÓN 36" flexible de 600g/m2 poliester 2500 m Manga de 15 metros, empalme
pegapega 11,80 29.500
3 MANGA en YEE de 36 a 24" flexible de 600g/m2 poliester 6 Unid Accesorios de ventilación 35,00 210
4 0402010003 Alambre negro Nº 8 300 Kg Línea mensajera 0,77 231 5 0402010006 Alambre negro Nº 16 200 Kg Manga de ventilación 0,77 154
6
Alcayatas para mangas de ventilación 760 Unid línea mensajera 2,15 1.634
7 0403070010 Hilo rafia 6 Rollo Manga de ventilación 2,38 14
8 0403020150 Pintura en spray Abro x 16 Onz. 24 Unid Marcado de alcayatas y monitoreo de ventilación 1,85 44
9 1101900025 Perno helicoidal con platina y tuerca 20 Unid Instalación de ventiladores 6,65 133
10 0405020002 Cemento gris 40 Bolsa Construcción de plataformas 4,78 191
11 0405030003 Fierro corrugado de 5/8" 20 Unid Construcción de plataformas 8,57 171
12 0405030002 Fierro corrugado de 1/2" 6 Unid Construcción de plataformas 5,55 33
153.325
Fuente: Dpto. de Proyectos
Anexo Nº 16: TIPOS DE SOSTENIMIENTO
Fuente: Dpto. Geomecánica
RMR PROFUNDIDAD(m) OBSERVACIONES
INICIO FIN LITOLOGÍA INICIO FIN CLASIFICACIÓN CALIDAD GSI INICIAL FINAL
1 0 75 Diorita , Tonalita 35 45 IV-A MALA MF/P 0 55 Zona muy a l terada por cercanía a superficie
Shotcrete 2" c/fibra + PH c 6´ a 1,2 x 1,2m
2 0 100 Diorita , Tonalita 35 45 IV-A MALA MF/P 0 65 Zona muy a l terada por cercanía a superficie
Shotcrete 2" c/fibra + PH c 6´ a 1,2 x 1,2m
3 100 150 Diorita , Tonalita 35 45 III-B REGULAR MF/R 65 90 Zona moderadamente a l terada
PH c 6´ a 1,2 x 1,2m + mal la
4 150 170 Diorita , Tonalita y Metavolcánico 25 35 IV-B MALA MF/P 90 105 Zona de debi l idad por cambio de l i tología
Shotcrete 2" c/fibra + PH c 6´ a 1,2 x 1,2m
5 170 1.180 Metavolcánico 35 45 III-B REGULAR MF/R 105 475 Zona moderadamente a l terada
PH c 6´ a 1,2 x 1,2m + mal la
6 1.180 1.200 Metavolcánico, Pizarra y Arenisca 25 35 IV-B MALA MF/P 475 485 Zona de debi l idad por cambio de l i tología
PH c 6´ a 1,2 x 1,2m + mal la
7 1.200 1.235 Pizarra, Arenisca 35 45 IV-B MALA MF/P 485 490 Zona moderadamente a l terada
PH c 6´ a 1,2 x 1,2m + mal la
8 1.235 1.245 Pizarra, Arenisca 35 45 IV-A MALA MF/P 490 500 Zona de fa l la Cimbras meta l icas e=1,5m
9 1.245 1.725 Pizarra, Arenisca 35 45 IV-A MALA MF/R 500 740 Zona moderadamente a l terada
PH c 6´ a 1,2 x 1,2m + mal la
10 1.725 1.745 Pizarra, Arenisca, Diorita y Tonalita 25 35 IV-B MALA MF/P 740 750 Zona de debi l idad por cambio de l i tología
Shotcrete 2" c/fibra + PH c 6´ a 1,2 x 1,2m
11 1.745 2.060 Diorita, Tonalita 35 45 III-B REGULAR MF/R 750 770 Zona moderadamente a l terada
PH c 6´ a 1,2 x 1,2m + mal la
IDPROGRESIVA RECOMENDACIONES DE
SOTENIMIENTO
Anexo Nº 17: COSTOS DE SOSTENIMIENTO
ID AVANCE
DESCRIPCIÓN PRECIO COSTO
INICIO FIN OBSERVACIONES UNITARIO $ CANTIDAD UNID TOTAL $ 1 0 75 Shotcrete 2" c/fibra Zona disturbada 40 600 M2 24.000
+ PH c 6´ a 1,2 x 1,2m
2 0 100 PH c 6´ a 1,2 x 1,2m + malla zona moderadamente alterada 18,75 240 M2 4.500
3 100 150 PH c 6´ a 1,2 x 1,2m + malla zona moderadamente alterada 18,75 300 M2 5.625
4 150 170 Shotcrete 2" c/fibra zona de debilidad por cambio de litología 28 800 M2 22.400
+ PH c 6´ a 1,2 x 1,2m
5 170 1.180 PH c 6´ a 1,2 x 1,2m + malla zona moderadamente alterada 18,75 600 M2 11.250
6 1.180 1.200 Shotcrete 2" c/fibra zona de debilidad por cambio de litología
28 300 M2 8.400
+ PH c 6´ a 1,2 x 1,2m
7 1.200 1.235 PH c 6´ a 1,2 x 1,2m + malla zona moderadamente alterada 18,75 750 M2 14.063
8 1.235 1.245 Cimbras metalicas e=1,5m zona de falla 275 5 M2 1.375
9 1.245 1.725 PH c 6´ a 1,2 x 1,2m + malla zona moderadamente alterada 18,75 800 M2 15.000
10 1.725 1.745 Shotcrete 2" c/fibra zona de debilidad por cambio de litología
28 600 M2 16.800
+ PH c 6´ a 1,2 x 1,2m
11 1.745 2.250 PH c 6´ a 1,2 x 1,2m + malla zona moderadamente alterada 18,75 2400 M2 45.000
168.413
Fuente: Dpto. de Proyectos
Anexo Nº 19: COSTO DE INFRAESTRUCTURA PARA ABASTECIMIENTO DE AGUA
Item Codigo Descripción Cantidad Unid Observaciones Precio
Unitario $ Costo
Total $
1 Construcción de captación choloque 1 Glb 4.000 4.000
2 Construcción de trocha peatonal 2860 m 1 2.774
3 1601040004 Tubo polietileno 2860 m 2" clase 10, para agua 2 4.776
4 Loza de concreto para reservorio de agua 150m3
1 Unid 3.500 3.500
5 Reservorio circular de acero corrugado galvanizada de 150m3 (prefabricado)
1 Unid 6.500 6.500
6
Otras instalaciones 1 Glb 1.500 2.000
23.550
Fuente: Dpto. de Proyectos
Anexo Nº 20: COSTO DE SERVICIOS MINA
Item Codigo Descripción Cantidad Unid Observaciones Precio Unitario $
Costo Total $
1 1101900031 Alcayata de fierro corrugado 824 Unid 5/8" X 56 cm 8,00 6.592
2 1601040004 Tubo de polietileno 2.500 m 2" clase 10, para agua 1,70 4.250
3 1601040009 Tubo de polietileno 2.500 m 4" clase 10, para aire 5,00 12.500
4 701010008 Durmiente de eucalipto 2.250 Unid 4" x 5" x 3,0 x 3,0´ 0,85 1.913
5 3510010013 Riel de acero 4.250 m 45 Lbs/Yd x 5 m 20,00 85.000
6 3510800002 Set eclisa para rieles 824 Unid 30 Lbs 15,00 12.360
7 Cable trolley ranurado 2.250 m 5,00 11.250
8 Sujetadores 850 Unid 2,50 2.125
9 Insulator tipo BB 850 Unid 6,00 5.100
10 Locktite trolley 850 Unid 4,60 3.910
11 Cemento 100 Unid 6,50 650
145.650
Nota: Las alcayatas se instalan cada 2.5 m. el costo incluye la instalación. Fuente Dpto. de Proyectos.
Anexo Nº 21: COSTO DE INSTALACIONES ELÉCTRICAS
Itm Descripción Nº de Parte Codigo Unid Cant Uso Precio Unitario $
Costo Total $
1 Cable eléctrico tripolar 6 Kv N2XSEY 3 x 35mm2 903030012 m 2.000 Alimentador en interior mina 12,5 25.000
2 Seccionador fusible blindado 7Kv cut out 901900137 Pza 12 Subestación en interior mina (2) 255,0 3.060
3 Equipo iluminación blindado fluoresc 2 X40 W X 220V AHR-240 901150025 Pza 8 Iluminación en S.E. interior mina (2) 30,0 240
4 tubo fierro negro 2" X 20´ 1601030006 Pza 20 Construcción de puerta S.E. (2) 30,0 600
5 Malla galvanizada T/rombo alambre 18 (2" X 2" X 1,58m) 410110008 m 60 Enmallado puerta S.E. interior mina (2) 6,0 360
6 Cordón eléctrico portatil liviano NMT 2 X 12 AWG 901030184 Pza 200 Alimentador iluminación interior mina 1,2 240
7 Candado grande 60 mm 402050002 Pza 4 Seguridad de S.E. (2) 9,0 36
8 Terminal de cobre cadmiado 35 mm2. (2AWG) 9301020204 Pza 80 Conexión de alimentadores 1,0 80
9 Botella terminal p/cable 15 Kv QT-II 3 X 35mm Tripolar 901220091 Pza 16 Terminal de cable en 4,16 Kv. 195,0 3.120
10 Interruptor termomagnético S5N 400 FEF III 9301020328 Pza 2 Tablero de mando (2) 490,0 980
11 Interruptor termomagnético S1B 250 250-100A 9301020329 Pza 2 Tablero de mando (2) 80,0 160
12 Interruptor monofásico 2 X 20 AMP. 220V 901130045 Pza 4 Mando de iluminación 12,0 48
13 Transformador 320KVA 4160/460V 9201020013 Pza 2 Subestación interior mina 5.000,0 10.000
14 Pintura anticorrosiva GRIS 403030017 Gal 4 Acabado de estructuras 10,0 40
15 Thinner industrial STD 403030003 Gal 4 Acabado de estructuras 6,0 24
16 SUB ESTACIÓN ELÉCTRICA 1 67.000
100.988
Fuente Dpto. Energía y mantenimiento.
Anexo Nº 22: PERFIL LONGITUDINAL DEL NUEVO SISTEMA DE EXTRACCIÓN
Perfil longitudinal del nuevo sistema de transporte, donde se observa el traspaso de mineral del: Fuente: Dpto. de Proyectos. Nv. 1847(Mina Jimena) al Nv. 1660 (Cortada Aurora) Del Nv. 1660 al Nv. 1447 (Cortada Estrella). Y del Nv. 1447 al Nv. 1349 (Tunel Vijus). De donde se transporta 1.3 Km. con volquetes hasta la Planta Marañon.
Anexo Nº 23: PANORAMICA DEL NUEVO SISTEMA DE TRANSPORTE CON LOCOMOTORA EN SUPERFICIE.
Fuente: Archivo personal del autor
Anexo Nº 24: TONELADAS DE MINERAL Y DESMONTE A MOVER SEGÚN PROGRAMA (ENERO 2012)
TON/viaje promedio 12,49
horas/guardia 12 Horas efectivas promedio 8,24
Velocidad media km/h 6,02 Disponibilidad Mecánica 85% Gradiente
promedio
Disponibilidad Operativa 85% TMS/Mes Humedad 3% 12% MINERAL DESMONTE MINERAL DESMONTE Producción
Nivel Origen Destino Distancia Horizontal (m)
Distancia Real (m)
Dist.recorrida Km Ton /Mes Ton /Mes TonM/
guardia TonD/guardia Ton/guardia dumpers/ guardia
2080 CR E NV 2080 2080 785 791 1,58 0 775 0,0 12,9 283,44 0,05 2020 SN 7830 NW y SE 2080 927 934 1,87 0 233 0,0 3,9 240,03 0,02 1950 CH 7890 RB 25 1091 1099 2,20 0 3211 0,0 53,3 203,94 0,26 1947 GL S RB 23 1050 1058 2,12 478,8 0 8,0 0,0 211,91 0,04 1937 RA ARANCELI (-) RB 25 250 252 0,50 0 243 0,0 4,0 890,01 0,00 1927 ESCM 8320 RB 25 849 855 1,71 0 371 0,0 6,2 262,08 0,02 1827 Pocket 2 2080 (zaranda) 2243 2259 4,52 1154 0 19,2 0,0 99,20 0,19 1827 Pocket 1 RB 25 511 515 1,03 0 2227 0,0 37,0 435,43 0,08 1827 Pocket 3 RB 23 522 526 1,05 9971 0 165,6 0,0 426,25 0,39 1826 ESVN 8530 RA Marga RB 23 667 672 1,34 1160 0 19,3 0,0 333,59 0,06 1937 RA ARACELI RB 24 350 353 0,71 0 487 0,0 8,1 635,72 0,01 1847 Nv 1847 Jimena RB 24 90 91 0,18 0 1392,4 0,0 23,1 2472,26 0,01 1840 T5 RB 23 368 371 0,74 980 0 16,3 0,0 604,63 0,03 1840 ESVEN 5 RB 24 440 443 0,89 0 540 0,0 9,0 505,69 0,02 1780 T 6 RB 23 715 720 1,44 7568 0 125,7 0,0 311,19 0,40 1780 ESCM 8675 RA SALI RB 25 690 695 1,39 0 1649 0,0 27,4 322,47 0,08 1760 ch + gl NV 1780 2080 (zaranda) 3034 3056 6,11 553 195 9,2 3,2 73,34 0,17
TOTAL 21865 11323 363 188 8311 3
Fuente: Estudio de tiempos y movimientos realizado por el autor
Anexo Nº 25: PRODUCCIÓN Y AHORRO POR TRANSPORTE DE MINERAL CON LOCOMOTORA
Proyecto Tipo Descripción Inicio Fin Cant Unid Precio Unid Costo S/TM
Sin Aurora Mineral
Dumper Jimena 4 Pocket 2 1,8 Km 11,32 S/TM-kM 20,38
32,83 30,57
Locomotora Pocket 2 Túnel Papagayo 1,5 Km 0,70 S/TM-kM 1,06
Camión Túnel Papagayo Planta Marañón 9,5 Km 1,20 S/TM-kM 11,40
Desmonte Dumper Jimena 4 La Brava 2,5 Km 11,32 S/TM-kM 28,30 28,30
Con Aurora
Mineral
Dumper Jimena 4 Echadero 0,68 Km 11,32 S/TM-kM 7,70
14,38
13,33
Locomotora Echadero Túnel Vijus 7,25 Km 0,70 S/TM-kM 5,10
Camión Túnel Vijus Planta Marañón 1,32 Km 1,20 S/TM-kM 1,58
Desmonte Dumper Jimena 4 Echadero 0,68 Km 11,32 S/TM-kM 7,70
12,27 Locomotora Echadero Estrella 2 6,50 Km 0,70 S/TM-kM 4,58
Ahorro S/TM 17,24
Tipo de cambio S/US$ 2,90
US$/TM 5,94
Fuente: Estudio realizado por el autor
Anexo Nº 26. EVALUACIÓN DEL PROYECTO MEDIANTE INDICADORES ECONÓMICOS
PERIODO DE EVALUACIÓN
2008 2009 2010 2011 2012 2013 2014 2015 2016 2017 2018
INVERSION -317.089 -896.495 -1.003.625 -899.268 0 0 0 0 0 0 0
AHORRO 473.717 1.418.777 1.418.777 1.418.777 1.418.777 1.418.777 1.418.777 1.418.777
FLUJO DE CAJA -317.089 -896.495 -1.003.625 -425.551 1.418.777 1.418.777 1.418.777 1.418.777 1.418.777 1.418.777 1.418.777
VAN(12%) al 2012 TIR B/C PRI
3´729.705. 34.61% 1.98 6 AÑOS (2014)
Fuente: Dpto. de Proyectos