MINING PLAN 2024-2033 - MINA POMARANI MEIA

CORIPUNO S.A.C.
MINA UNTUCA
ACUMULACIÓN QORI UNTUCA
PLAN DE MINADO DETALLADO PARA 1,850 TPD
UNIDADES DE PRODUCCIÓN:
SECTOR SUBTERRANEO:
- POMARANI
1850 TPD
2024-2033
1
INDICE
INTRODUCCION ................................................................................................................................... 7
1.
RESUMEN EJECUTIVO .................................................................................................................. 8
2.
ASPECTOS FISICOS ....................................................................................................................... 9
3.
2.1.
Ubicación y Accesibilidad ................................................................................................ 9
2.2.
Topografía y Fisiografía ................................................................................................. 10
HIDROLOGIA .............................................................................................................................. 10
3.1.
Recursos Hídricos o Fuentes de Agua ........................................................................... 11
4.
HIDROGEOLOGIA ....................................................................................................................... 12
5.
GEOLOGÍA DEL DEPÓSITO ......................................................................................................... 13
6.
7.
5.1.
Introducción: ................................................................................................................. 13
5.2.
Geología Regional:......................................................................................................... 14
5.3.
Geología Local: .............................................................................................................. 16
5.4.
Geología Estructural ...................................................................................................... 19
5.5.
Geología Económica ...................................................................................................... 20
INVESTIGACIONES GEOMECÁNICAS.......................................................................................... 22
6.1.
Investigación de Campo. ............................................................................................... 22
6.2.
Investigación de Laboratorio. ........................................................................................ 23
6.3.
Caracterización Geomecánica. ...................................................................................... 24
6.4.
Evaluación Conceptual del Método de Explotación ..................................................... 39
6.5.
Diseño de Geomecánico ............................................................................................... 50
6.6.
Resultados del Análisis de Estabilidad Debido a Esfuerzos (AEDE). ............................. 52
6.7.
Evaluación del Sostenimiento ....................................................................................... 55
6.8.
Estimación del Tipo de Sostenimiento. ....................................................................... 61
DESCRIPCIÓN DEL PROCESO OPERATIVO MINADO SUBTERRANEO ......................................... 62
7.1.
Criterio de diseño mina ................................................................................................. 62
7.2.
Opciones de Explotación ............................................................................................... 65
7.3.
Elección del Método de Explotación ............................................................................. 66
7.4.
Unidad Básica de Explotación (UBE) y Descripción del Método ................................... 71
7.5.
Parámetros del Diseño .................................................................................................. 72
2
8.
9.
PLAN DE MINADO DETALLADO SECTOR SUBTERRANEO........................................................... 73
8.1.
Recursos Minerales ....................................................................................................... 73
8.2.
Reservas Minerales ....................................................................................................... 73
8.3.
Diseño de Minado Subterráneo .................................................................................... 74
8.4.
Plan de Producción Mina .............................................................................................. 76
8.5.
Operaciones Unitarias Mina Subterránea ..................................................................... 82
INFRAESTRUCTURA GENERAL ................................................................................................... 92
9.1.
Instalaciones Productivas .............................................................................................. 92
10.
FUENTES ABASTECIMIENTO DE ENERGÍA ELÉCTRICA ........................................................... 93
11.
COSTO DE CAPITAL ................................................................................................................ 94
11.1.
Equipos en Mina ........................................................................................................ 95
12.
COSTO DE PRODUCCION ....................................................................................................... 96
13.
MEDIDAS DE SEGURIDAD Y SALUD OCUPACIONAL .............................................................. 97
13.1.
Almacenamiento de Explosivos................................................................................. 97
13.2.
Reglamento Interno de Seguridad y Salud Ocupacional. ........................................ 103
3
LISTA DE FIGURAS
Figura 01: Se observa rocas filitas intercaladas con cuarcitas, de espesores
milimétricas a centimétricas. ............................................................................................. 17
Figura 02: Plano Geológico Distrital, Untuca .................................................................. 18
Figura 03: Diagrama de planos principales de diaclasas, Mina Pomarani. .................. 26
Figura 04: Diagrama estereográfico de esfuerzos principales, Mina Pomarani........... 34
Figura 05: Mecanismos de inestabilidad estructuralmente controlada, Inclinados
MCO‐4x4m2. ....................................................................................................................... 35
Figura 06: Mecanismos de inestabilidad estructuralmente controlada, Galerías MCO‐
9x4m2. .................................................................................................................................. 36
Figura 07: Mecanismos de inestabilidad estructuralmente controlada, Inclinados MP‐
4x4m2. .................................................................................................................................. 37
Figura 08: Mecanismos de inestabilidad estructuralmente controlada, Galerías MP‐
9x4m2. .................................................................................................................................. 38
Figura 09: Gráfico de estabilidad (Mathews & Milne, 1992) ......................................... 47
Figura 10: Diseño geomecánico ......................................................................................... 51
Figura 11: Diseño de cámaras y pilares ............................................................................ 51
Figura 12: Sección típica de análisis del modelo 2d ........................................................ 52
Figura 13: Esfuerzo principal mayor sigma 1 ................................................................. 53
Figura 14: Esfuerzo principal menor sigma 3 factor ...................................................... 54
Figura 15: Strength factor ................................................................................................. 54
Figura 16: Deformaciones .................................................................................................. 55
Figura 17: Aproximaciones empíricas del nivel de daño (CB) por voladura................ 57
Figura 18: Cartilla geomecánica para labores temporales y permanentes. .................. 62
4
Figura 19: Diseño del método de explotación - vista en planta ...................................... 67
Figura 20: Diseño del método de explotación - vista en perfil 01 ................................... 68
Figura 21: Diseño del método de explotación - vista en perfil 02 ................................... 68
Figura 22: Diseño del método de explotación - vista 3D ................................................. 68
Figura 23: Mina Pomarani Nv.4820 – Año 1 ................................................................... 77
Figura 24: Mina Pomarani Nv.4840 – Año 2 ................................................................... 77
Figura 25: Mina Pomarani Nv.4870 – Año 3 ................................................................... 78
Figura 26: Mina Pomarani Nv.4892 – Año 4 ................................................................... 78
Figura 27: Mina Pomarani Nv.4925 – Año 5 ................................................................... 79
Figura 28: Mina Pomarani Nv.4936 – Año 6 ................................................................... 79
Figura 29: Mina Pomarani Nv.4949 – Año 7 ................................................................... 80
Figura 30: Mina Pomarani Nv.4956 – Año 8 ................................................................... 80
Figura 31: Mina Pomarani Nv.4960 – Año 9 ................................................................... 81
Figura 32: Mina Pomarani Nv.4980 – Año 10 ................................................................. 81
Figura 33: Producción Mina Pomarani 2024-2033 ......................................................... 82
Figura 34: Modelo de Preparación de Inclinados Paralelos ........................................... 85
Figura 35: Desarrollo de las labores en la etapa de minado ........................................... 87
5
NOMENCLATURAS Y ABREVIACIONES
Abreviación
a
Descripción
Año
atm
Atmósfera
Abreviación
Descripción
3
Metro cúbico
2
Metro cuadrado
3
m
m
HP
Caballos de fuerza
m /h
Metros cúbicos por hora
cm
Centímetros
m/min
Metros por minutos
d/week
Días por semana
mg/l
Miligramos por litro
d/y
Días por año
mm/d
°C
Grado centígrado
m /t/d
Milímetros por día
Metros cuadrados por tonelada por
día
2
shift/d
Gramos por centímetros
cúbicos
Guardias por día
g/l
Gramos por litro
%
Porcentaje
g/t
Gramos por tonelada métrica
TSS
Sólidos totales suspendidos
h
Horas
TSD
Sólidos totales disueltos
h/shift
Horas por guardia
ST
Sólidos totales
h/y
Horas por año
T
Tonelada métrica
km
Kilómetro
t/y
Toneladas por año
km/h
Kilómetros por hora
t/d
3
g/cm
Msnm
Metros sobre el nivel del mar
Ppm
Partes por millón
Toneladas por día
2
kW
Kilowatts
t/m h
Tonelada por metro cuadrado hora
kWh/t
Kilowatts-hora por tonelada
t/d
Tonelada métrica por día
l/s
Litros por segundos
t/h
Tonelada métrica por hora
3
m
Metros
t/m
Tonelada métrica por metro cúbico
mm
Milímetros
V
Voltios
6
INTRODUCCION
La empresa minera CORI PUNO SRL, presenta su Plan de Minado para los años del 20242033, el cual conforme al DS N° 024-2016-EM y su modificatoria DS N° 023-2017-EM,
contiene todas las actividades o acciones a realizar durante el período de un año y que
comprende, entre otras: la identificación de los límites de las áreas de exploración,
preparación, explotación, beneficio y otras actividades inherentes. Además, debe incluir
metodología y parámetros de trabajo, equipos a ser utilizados, presupuestos y costos,
personal, medidas de seguridad y salud ocupacional, y posibles impactos en el entorno y
medidas a tomar frente a posibles eventos adversos, cuantificando las metas a alcanzar.
7
1. RESUMEN EJECUTIVO
Las operaciones del Plan de Minado para el periodo 2024-2033 de CORI PUNO SRL, se
desarrollarán en los yacimientos de Pomarani de la Mina Untuca, la cual está situada en el
paraje de Cochapata, distrito de Quiaca, provincia de Sandia.
La producción de la Mina Subterránea de Pomarani será de 1,850 TPD. Donde la
producción (1,850 TPD), será tratada íntegramente en la Planta ley promedio anual de 2.54
gr Au/ton.
El yacimiento se muestra en forma estratiforme, como stock work y diseminado, dentro de
las rocas del Paleozoico Inferior. En forma de mantos y diseminaciones, debido a la acción
de productos hidrotermales que ascendieron por medio de fracturas y microfracturas,
llevando iones libres de oro y sulfuros. La mineralización de ambos sectores aún no está
bien reconocida, la principal característica de esta; es que es uniforme como un paquete
mineralizado.
La distribución de recursos y las reservas estimadas por sectores se muestran en los
siguientes cuadros.
Tabla 1.Recursos de Minerales Mina Pomarani
Sector
Pomarani
Total
Mineral (TMH) Ley (gr Au/ton)
7,965,882
2.54
7,965,882
2.54
Tabla 2.Reservas de Minerales Mina Pomarani
Sector
Pomarani
Total
Mineral (TMH) Ley (gr Au/ton)
6,771,752
2.54
6,771,752
2.54
8
En base a la información disponible y a la reserva estimada se ha proyectado una operación
para 10 años de producción. De continuar con las campañas de exploración hay recursos
suficientes que deben pasar de la categoría inferidos ha indicado y medidos.
Para la elaboración del plan de minado se ha tomado como base la información geológica
del yacimiento, la estimación de reservas por sectores, así como la caracterización
geomecánica de los yacimientos mineralizados correspondientes al Subsuelo. Se definen
los criterios de diseño y elección de los métodos de explotación, se describen las
operaciones mineras para el minado subterráneo. Luego se elaboran los respectivos
programas de exploración, preparación y producción, se describen los servicios y se
cuantifican los requerimientos de recursos. Se hace la estimación de costos e inversiones y
en un modelo económico de evaluación, se demuestra la rentabilidad de la operación.
2. ASPECTOS FISICOS
2.1.
Ubicación y Accesibilidad
La Unidad Minera Cori Puno está situada en el paraje Cochapata, distrito de Quiaca,
provincia de Sandía, departamento de Puno, en las estribaciones orientales de la Cordillera
Oriental del Sur del Perú, con altitudes que van de 3900 msnm hasta 5000 msnm.
Es accesible desde la ciudad de Lima por vía aérea hasta la ciudad de Juliaca, con un
recorrido de 880 km. También es accesible por carretera asfaltada por la vía Lima –
Arequipa – Juliaca, con un recorrido de 1272 km. A partir de Juliaca existen tres
alternativas para llegar a Mina Untuca. La primera por la vía Huancané (carretera asfaltada)
– Cojata – Trapiche – Ananea – Untuca (carretera afirmada), con un recorrido de 225 km.
La segunda por la vía Huancané – Putina – Ananea – Untuca, con un recorrido de 238 km.
9
La tercera, por la vía Huancané siguiendo por los poblados de Azángaro – Muñani –
Oriental – Ananea – Untuca, con un recorrido de 261 km.
2.2.
Topografía y Fisiografía
El área de estudio y zonas adyacentes presenta un relieve característico de ambiente de
sierra (puna), en los cuales los procesos de geodinámica externa se han sobrepuesto a los
procesos tectónicos más antiguos. Así, el desarrollo morfo- estructural Cretáceo Cuaternario, ha dado lugar a la configuración de ciertas unidades geomórficas y relieves
peculiares entre los que destacan lomas, valles y cumbres.
Las lomas y colinas se localizan por el lado Norte y Sur de la Unidad Minera Cori Puno,
estos son promontorios donde su morfología es ondulada, moderadamente agreste, con un
talud entre los 30° a 40° con escasa vegetación y poca cobertura de suelo. En las zonas
bajas se han formado acumulaciones de detritus y material fluvioglaciar.
Las montañas de crestas agudas corresponden a afloramientos de cuarcitas, filitas, esquistos
y pizarras que conforman la Formación Sandia y Ananea. Estas rocas se encuentran
plegadas, falladas y afectadas por un metamorfismo de bajo grado.
3. HIDROLOGIA
El área de estudio se encuentra a una altitud comprendida desde la cota de elevación de
3,720 m.s.n.m. hasta la cota de elevación de 5,830 m.s.n.m.
El estudio comprende la evaluación hidrológica de las microcuencas de la quebrada Ananea
donde se ubican las instalaciones del proyecto y las microcuencas de las quebradas
contiguas como son las quebradas Umalanta y Azoguine.
10
Microcuenca Azoguine
La microcuenca Azoguine limita por el Norte con la Quebrada Huaynauntuca y con los
Cerros Chojñecota y Chunoyoc, por el Sur limita con los Nevados Ananea Chico y San
Andrés, por el Oeste limita con el Lago San Francisco, con el Río Lahuatahuani y el
Nevado Vilacota; y por el Este limita con las Quebradas Ananea y Umalanta y con los
Lagos Ananea y Umalanta.
Microcuenca Ananea
La microcuenca Ananea está delimitada por el Norte con el Cerro Queñuane, con la
Quebrada Umalanta y el Lago Umalanta, por el Sur delimita con los Nevados Ananea
Grande y Callejón, por el Oeste limita con la Quebrada Azoquine y por el Este colinda con
el Cerro Tambopata, con las Quebradas Tambopata y Azulcocha y el Río Choquechambi.
Microcuenca Umalanta
La microcuenca Umalanta limita por el Norte con las Quebradas Azoquine y Lusuni, por el
Sur delimita con la Quebrada Ananea y el Lago Ananea, por el Oeste limita con la
Quebrada Azoquine y por el Este colinda con el Río Choquechambi.
3.1.
Recursos Hídricos o Fuentes de Agua
La hidrografía del área de estudio pertenece a la Cuenca del Río Inambari; a la subcuenca
de la Quebrada Lumbrara y a las microcuencas de las Quebradas Azoquine, Ananea,
Umalanta, y Totorani.
Aguas Subterráneas
La presencia de agua subterránea en las microcuencas, se manifiesta a través de pequeños
manantiales alineados que se ubican generalmente en el sector medio de las microcuencas;
11
estas aguas siguen su curso hacia los sectores más bajos de las microcuencas lugares donde
se manifiestan los bofedales.
En las microcuencas las zonas de descarga natural del agua subterránea, se ubican en las
partes intermedias a bajas de las microcuencas, lugares donde se manifiestan como
manantiales con un caudal variable muchas veces dándole un carácter temporal.
4. HIDROGEOLOGIA
Las formaciones sedimentarias aflorantes representadas principalmente por la formación
Sandia y Ananea, pueden considerarse como estructuras con características de baja
permeabilidad, conformando acuitardos generalmente. Los niveles de saturación y los
cambios en contenido de sales determinados mediante la geofísica obedecen a determinadas
circunstancias solo en ambientes geológicos favorables para la formación de acuíferos, en
este caso al nivel intermedio, que corresponde al contacto de la cobertura detrítica con el
basamento metamórfico, el cual se presenta generalmente muy alterado y disectado por
fallas regionales.
Del estudio Hidrogeológico se determinó la existencia de 03 lagunas (Ananea, Umalanta y
Pulluncuyunoc) en la zona del proyecto.
La Laguna Ananea, se sitúa en la microcuenca Ananea, a una altitud de 4,601 msnm y se
origina por el deshielo del nevado Ananea.
La laguna Pulluncuyunoc, se sitúa en la margen izquierda de la microcuenca Ananea, a una
altitud de 4,705 msnm sobre la margen izquierda del actual depósito de relaves Untuca, la
cual aporta sus aguas a la microcuenca Ananea.
La laguna Umalanta, se sitúa en la microcuenca Umalanta, a una altitud de 4,310 msnm, el
mismo que aporta sus aguas a la microcuenca Umalanta.
12
Los caudales medidos del aforo que se produce en los piezómetros y perforaciones son
menores a 2.2 l/seg.
En base a la elaboración de las líneas isopiezas, el flujo subterráneo que subyace a las
actividades de la mina Untuca tiene una dirección suroeste-noreste.
En las investigaciones geotécnicas por medio de calicatas de exploración y perforaciones
diamantinas, se ha encontrado niveles freáticos que varían desde 1.00 metro a los 5.00
metros de profundidad.
Estos niveles de agua son considerados superficiales, y corresponden al agua retenida en
materiales cuaternarios conformado por gravas limosas con contenido de arenas y arcillas.
5. GEOLOGÍA DEL DEPÓSITO
5.1.
Introducción:
En la cadena Oriental del segmento sur de la cordillera de los Andes del Perú, afloran rocas
sedimentarias del Paleozoico inferior, que genéticamente están asociados a la ocurrencia de
yacimientos epigenéticos mesotermales auríferos, emplazadas en pizarras, filitas y
esquistos de la formación Ananea del silúrico devónico, formación Sandia del ordovícico
superior y posiblemente la Fm. San José del ordovícico inferior.
Estas rocas paleozoicas ocupan gran extensión hacia el Norte y están fuertemente plegadas
y falladas por el intenso tectonismo soportado, constituyen la gran parte de los
afloramientos en la cordillera Oriental al Noroeste de Bolivia y Sureste del Perú,
prolongándose hasta la cordillera de Vilcabamba.
Además, existen depósitos cuaternarios (fluviales, coluviales, fluvioglaciares, etc.), que se
encuentran ocupando áreas de piedemonte y quebradas.
13
5.2.
Geología Regional:
5.2.1. Formación Sandia (Ordovícico Superior):
Conformada por una secuencia detrítica de pizarras oscuras, filitas e intercaladas con
cuarcitas que van de metros a milimétricas de ancho. Esta unidad aflora la mayor parte del
área, ubicada desde la falla inversa de la Rinconada continuando hacia el norte.
Sus estructuras internas son muy variadas, formando microdunas de 0.05 – 0.20 m de
longitud de onda, también “Lenticular Bedding” conectados y sin conectar, presenta
laminaciones paralelas, niveles de reactivación arcillosa dentro de niveles de arenisca.
Se le asigna una edad Caradociana del Ordovícico (Paleozoico inferior). Por tratarse de una
sedimentación impuesta por las filitas y lutitas, cuyas estructuras internas corresponden a
“Flaser Bedding” “Lenticular Beding”, “Wave Bedding” y otras, indicarian que la
formación se habría sedimentado en un ambiente de llanura tidal.
5.2.2. Formación Ananea (Silúrico Devónico):
Compuesto por esquistos pizarrosos con composición mineralógica de muscovita, cuarzo,
sericita, clorita que están afectados por un metamorfismo tipo epizonal, se intercala algunos
bancos masivos de areniscas de grano fino con grosores de 0.20 – 0.40 m. Se encuentra
ocupando la parte SE de la zona estudiada. Constituye todas las estribaciones de la línea de
altas cumbres de los nevados que forman la cordillera oriental. Sus afloramientos
principales están en el cerro Choquechambi, las nacientes de la quebrada Iscaycruz, los
nevados Ritipata y Chapi, además se extiende por la falla inversa de la Rinconada, que está
poniendo en contacto con la Formación Sandia.
Sus contactos estratigráficos con la formación infrayaciente están relacionados a un
fallamiento inverso que muestra a la Formación Sandia cabalgando sobre la formación
14
Ananea, mientras que el contacto con la formación suprayacente no se observa
(Cuadrángulo Putina y Rinconada).
Se le asigna al Siluro – Devoniano. Por las rocas esquistosas de grano fino, la
sedimentación, podría corresponder a una plataforma externa con déficit de aporte detrítico.
5.2.3. Depósitos Cuaternarios (Cenozoico):
Presenta tres depósitos cuaternarios, dos del Holoceno (depósitos aluviales y depósitos
coluviales) y uno del Pleistoceno (depósitos morrénicos).
Depósitos Aluviales: Constituido por material de grava, arena compuestos por fragmentos
de filitas, pizarras, cuarcitas, cuarzo; y limo – arcilla. Su espesor varía de acuerdo a la
topografía del lugar. Se encuentran generalmente rellenando quebradas. Se encuentran
presente principalmente en las quebradas Choquechambi, Iscaycruz, etc.
Depósitos Coluviales: Constituidos por material original de la roca preexistente, de
recorrido corto, que se han depositado mayormente al final de una pendiente moderado fuerte en los ríos y quebradas, formando conos aluviales. Se encuentran en las cumbres
(pequeños), quebradas (Azoguine, Ananea, etc.) y ríos (Untuca, Choquechambi, etc.).
Depósitos Morrénicos: Constituido por material removido y acarreado por el hielo de
fragmentos de pizarra, cuarcita, filitas, cuarzo, granitos, etc. Con una matriz arena –
arcillosa. Estos depósitos se depositaron en varias etapas de glaciación, formando tipos
diferentes de morrenas (lenguas glaciares, laterales, etc.). Se encuentra expuesta en las
quebradas (Queñuani, Azoguine, etc.), alrededor de la laguna Ananea y en otras pequeñas.
Estos depósitos tienen gran importancia económica debido a su contenido de valores
económicos, formando yacimientos tipo placer.
15
5.2.4. Rocas Intrusivas
Se encuentra presente al NW del Proyecto, en el cerro Utccuccaca, de composición
granítico ácido que ha intruido a las rocas del Paleozoico inferior (Fm. Sandia). Se piensa
que probablemente es controlada por un sistema de fallamiento de dirección NW.
Alrededor del contacto se encuentran rocas esquistosas, originadas por el metamorfismo de
contacto y a medida que se aleja el halo de esquistosidad disminuye.
5.3.
Geología Local:
En la mina Untuca y sus propiedades mineras circundantes, se ubican dos corredores
mineralizados. 1) Cerro La Torre, Llactapata, Gallocunca, Lomada, Pomarani, Santa Rosa y
Pullucunuyoc y 2) Esperanza, Cruz de Oro y Mylagros.
5.3.1. Filitas y Pizarras (Fm. Sandia):
En el sector de Pomarani, Gallocunca, CLT, Sata Rosa y Pullucunuyoc afloran filitas y
pizarras de color gris oscuro a negro, con intercalación de cuarcitas. Estas filitas muestras
un aspecto lustre en el plano de estratificación, debido a la presencia de muscovita y clorita.
Presentan estructuras estratigráficas “lenticulares beding” de 0.01 – 0.13 m conectados y
sin conectar. También se hacen presente las “estratificaciones cruzadas” y las
“laminaciones paralelas”, evidenciando un ambiente turbidítico. Otro tipo de estructuras
son los “Slumpings” y los “Nódulos de cuarzo”, que evidencian un ambiente sedimentario
de talud.
Estas filitas corresponden al miembro medio de la Formación Sandia, intercalada con
cuarcita blanca de grano fino y algunas capas de cuarcita de grano medio de color gris. El
azimut de las capas son de N 100-155° E y buzamiento de 7 - 22° SW.
Se le asigna una edad Caradociana del Ordovícico, Paleozoico inferior.
16
Figura 01: Se observa rocas filitas intercaladas con cuarcitas, de espesores
milimétricas a centimétricas.
5.3.2. Depósitos Cuaternarios (Cenozoico):
Las cumbres nevadas actuales sobrepasan los 5110m.s.n.m. destacando el cerro Constanza
y hacia el sur el Nevado Ananea; la precipitación actual sobre ellas aumenta con la altitud,
la caída de nieve se inicia a los 3900m.s.n.m. y predominante por encima de los
4600m.s.n.m.
Durante el cuaternario, esta zona fue intensamente glaciada, se ha observado geoformas
variado, tanto por acumulación como por erosión, formando depósitos coluviales y
depósitos morrénicos.
Zona coluvial: Dichos depósitos esta expuestos al pie del área de la torre Llactapata,
Lomada, Gallocunca y Pomarani que cubren una menor extensión, algunas veces estos
depósitos alcanzan un espesor de varios decenas de metros, son depósitos antiguos, ya que
en ciertos lugares la parte inferior constituyen depósitos coluviales propiamente dichos,
mientras que por la parte superior dichos depósitos son acumulaciones de trabajos desde la
época incaica hasta trabajos reciente que actualmente laboran los lugareños En algunas
quebradas estos materiales están cubiertos por vegetación baja.
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Zona morrenas: Estos depósitos están ubicados alrededor de la laguna Ananea, son
acumulaciones por acción de los glaciares. Dichas morrenas laterales forman crestas bajas y
alargadas bordeando a la laguna Ananea, están compuestos por bloques sub angulosos
envuelto en una matriz arenosa - arcillosa.
U.M.
Untuca
Figura 02: Plano Geológico Distrital, Untuca
18
5.4.
Geología Estructural
5.4.1. Introducción:
La historia geológica del área ha evolucionado como consecuencia de los esfuerzos
compresionales y distintivos de la actividad tectónica de la región.
En la zona se registran estructuras de variado origen que afectaron a las rocas antiguas y
causaron plegamientos, fracturamientos y direcciones de flujo que permitieron identificar
dominios estructurales.
5.4.2. Comportamiento Estructural:
Las rocas han sido afectadas desde el ciclo Hercínico hasta el ciclo Andino, por una
secuencia de esfuerzos compresivos a través del tiempo geológico, las cuales han originado
áreas de cizallamiento intenso y plegamiento. La secuencia del proceso estructural en la
roca originó zonas de debilidad, por donde se emplazó la solución mineralizante que dieron
origen a las áreas mineralizadas conocidas (La Torre, Llactapata, Gallocunca, La Lomada,
Pomarani, Pullucunoc, San Miguel, Cruz de oro, Esperanza, Mylagros y otras).
El sistema de fallamiento en el primer corredor mineralizado (cerro la Torre –
Pullucunuyoc), está controlada por la falla “San Miguel” y “Gallocunca” de movimiento
inverso reactivada (normal) y de bajo ángulo que aflora al Oeste del área y tiene un
buzamiento de 30°-50° E, espesor de aproximadamente 80m. El fracturamiento intenso en
la zona de falla es en forma simoidal es rellenado posteriormente por un evento de
feldespatos y luego por cuarzo blanco a hialino y finalmente un evento de diseminación de
pirita asociado al cuarzo gris y cuarzo euhedral hialino. Esta falla limita la mineralización
tanto hacia el Oeste, así como la parte inferior y hay otras fallas que está hacia el Este del
área como son: falla normal “Constanza” de dirección E – W con buzamiento 88º S y falla”
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Pomarani” de rumbo N255º E, de buzamiento 82º SE. Aparte de estas fallas, se presenta
muchas otras paralelas a ellas, las más importantes son la falla “Bertha” (N250º E / 88º –
85º NW) y falla “Santos” (N 260º E / 85 SE) todas estas son inversas de alto ángulo.
También se encuentran fallas tensionales (N – S / 40º - 85º E) que cortan a las anteriores,
originando desplazamientos cortos. Además, es notable el fallamiento en bloques, esto
quiere decir que ha habido una reactivación después de la mineralización de Au de las
anteriores fallas, para luego dar origen a un movimiento en bloques, esto se nota claramente
porque algunos mantos mineralizados terminan en falla, algunas veces tienen saltos
verticales de hasta 15.0 m.
Entre la falla “San Miguel y las otras mencionadas al Este hay un intenso fallamiento y
fracturamiento con un promedio de 9 falla / 20m lineal, son fallas inversas de alto ángulo y
tienen una dirección y buzamiento de N 320º - 340° E / 75-88° NE originando
desplazamientos verticales de 0.03 a 0.10 m. Este fallamiento es causante del intenso
fracturamiento perpendicular y cortante (tensional) al fallamiento NW – SE, las cuales
fueron rellenados de feldespato y cuarzo lechoso a hialino con evidencias de sulfuros.
El control estructural está enmarcado dentro de un sistema de cabalgamientos y
repeticiones de unidades estratigráficas (en este caso Sandia), desarrollados mayormente al
SW y un sistema de fallas normales desarrollados en dirección NE.
5.5.
Geología Económica
Este yacimiento Untuca conforma el distrito minero de la Rinconada y es uno de los más
importantes de la Cordillera Oriental del sur del Perú. El yacimiento es de tipo estratiforme,
stock work y diseminado dentro de las rocas del Paleozoico Inferior.
20
La característica estructural del sistema son vetas, mantos y diseminaciones debido a la
acción de productos hidrotermales que ascendieron por medio de fracturas y microfracturas,
llevando iones libres de oro y sulfuros. El oro se encuentra en los sulfuros de hierro, como
metal libre diseminado en las rocas y dentro de los mantos de cuarzo gris ahumado, además
existe oro blanco denominado calaverita, por ser de fluidos de teluros.
Entre los sulfuros se tiene los minerales como la pirrotita, que se encuentra en forma
diseminada, en lentes, motes y acompañando a los mantos de cuarzo gris. La pirita, es
común en la zona, se presenta en forma cúbica, se encuentra en las vetas, mantos, nódulos
de cuarzo lechoso. La arsenopirita se encuentra acompañando a los sulfuros de fierro.
Los óxidos provienen de la oxidación de los sulfuros por reacciones químicas, en la zona su
presencia es débil, entre los principales tenemos a la hematita, la limonita, la jarosita.
En el sector de Pomarani la presencia de vetas, lentes, venillas y micro venillas de cuarzo
lechoso - cuarzo gris - feldespato, cerca de la falla es un buen indicativo, por otro lado, los
sulfuros diseminados a lo largo de la secuencia de pizarras y cuarcita, indica la continuidad
de la mineralización en este sector.
En el Sector la mineralización está en gran medida controlada por las fallas y otras
múltiples fallas de rumbo NW y SE. Debido a lo abrupto del terreno la explotación se
realiza mediante minería subterránea.
5.5.1. Sectores Pomarani
Pomarani es un yacimiento aurífero que forma parte de la Unidad Minera Untuca, la
mineralización tiene forma tabular a manera de un manto, con rumbo N20°W y buzamiento
15°SW, ocurre a partir de la cota 4890 msnm hasta los 4920 msnm.
21
La mineralización Aurífera está asociada a vetas-vetillas de cuarzo gris, con diseminaciones
en la roca encajonante, con presencia de sulfuros (Pirrotita, Pirita, arsenopirita) y oro libre.
La Mena está conformada por el horizonte medio de la Fm. Sandía, compuesto por una
estratificación monótona de Pizarras, filitas intercaladas con metareniscas y cuarcitas,
instruidas por estructuras de QzL-Qzg y Sulf. (Po, Py, Arpy).
La ganga estaría conformada por la secuencia superior (Pizarras / Cuarcitas) e inferior
(Esquistos y Cuarcitas) de la Fm. Sandia.
6. INVESTIGACIONES GEOMECÁNICAS
6.1.
Investigación de Campo.
Las investigaciones complementarias realizadas en campo han sido orientadas a
caracterizar la masa rocosa en las estructuras mineralizadas y su entorno
físico, realizándose las siguientes actividades:
•
Registro geomecánico en labores subterráneas (Mina Pomarani), registro
geomecánico de afloramientos rocosos (Sector donde se emplazarán los depósitos
de desmonte) y registro geomecánico en taludes en las desmonteras mediante el
método “Celdas”.
•
Ensayos de mecánica de rocas en campo (resistencia a compresión, fricción
residual, coeficiente de rugosidad de juntas).
6.1.1. Registro geomecánico.
Esta evaluación ha sido realizada en excavaciones de interior mina y afloramientos
rocosos en superficie con la finalidad de caracterizar la masa rocosa a través de un índice
numérico cuantitativo que permita discretizar la masa rocosa en “dominios geomecánicos”.
22
El registro geomecánico ha sido realizado mediante aplicación del método de registro por
celdas, realizándose en total 33 celdas definidas como “EG_MP‐01…14, EG_MCO‐
01…13, EG_SB‐A…C, EG_ST‐01…04”.
Los parámetros de “observación y medición” establecidos para el registro geomecánico de
excavaciones en interior mina y afloramientos rocosos en superficie fueron “obtenidos y
registrados” en formatos estandarizados por GLSA para propósitos de esta evaluación
conforme a los procedimientos sugeridos por la “Sociedad Internacional de Mecánica de
Rocas” (I.S.R.M.). Entre los parámetros descritos en los registros geomecánicos, podemos
destacar los siguientes: “tipo de roca, tipo de estructura, orientación de discontinuidades
estructurales, grado de fracturamiento, espaciado, persistencia, apertura, rugosidad, tipo de
relleno, espesor del relleno, meteorización y condición de agua subterránea”.
6.1.2. Ensayos de campo.
Los ensayos se han realizado con el objetivo de estimar datos de resistencia a compresión
de la roca usando “el martillo de rebote y la picota de geólogo”, resistencia de los suelos
“penetrómetro de bolsillo”. Adicionalmente se han realizados mediciones directas en la
masa rocosa para estimar el índice de calidad de roca (R.Q.D.) mediante
registro volumétrico de discontinuidades estructurales, determinar el coeficiente de
rugosidad en paredes de las discontinuidades estructurales (JRC) y el ángulo de fricción
residual usando el tablero inclinable (Tilt‐Test).
6.2.
Investigación de Laboratorio.
La empresa minera Cori Puno S.R.L., para fines del informe ha proporcionado los
resultados de los ensayos de mecánica de rocas y mecánica de suelos realizados en los
laboratorios de mecánica de rocas (Universidad Nacional de Ingeniería, TECSUP) y
23
laboratorio de mecánica de suelos (Universidad Nacional del Altiplano) los cuales cumplen
con estándares y protocolos A.S.T.
6.3.
Caracterización Geomecánica.
6.3.1. Litología y mineralización.
En base a investigaciones geomecánicas de campo (registro geomecánico de excavaciones
subterráneas y afloramientos rocosos en superficie, ensayos de mecánica de rocas y
descripción petrográfica macroscópica) realizadas en las estructuras mineralizadas y su
entorno físico se exponen las siguientes litologías:
•
Las rocas encajonantes de la estructura mineralizada en Mina Pomarani presenta
“pizarras oscuras intercaladas con niveles delgados de cuarcitas”, los cuales
presumiblemente se habrían formado en un ambiente de llanuras de marea (tidal
flats) como estructuras tipo "lenticular bedding, flaser bedding y wave bedding"
(estructuras sedimentarias caracterizadas por la alternancia de capas onduladas
de arena y lodo).
•
La estructura mineralizada en la mina “Pomarani”, se presentan en “pizarras oscuras
intercaladas con niveles delgados de cuarcitas”, secuencias de “esquistos de textura
porfidoblástica” y "esquistos micáceos" con minerales de "moscovita, cuarzo,
sericita y clorita" afectados por un metamorfismo de tipo "epizonal” intercalados
con niveles de areniscas. La mineralización se constituye por “vetas de cuarzo,
cuarzo lechoso, pirita, pirita oquerosa y pirrotita”.
6.3.2. Agua subterránea.
El efecto más importante del agua en la masa rocosa es la reducción de la resistencia al
esfuerzo de corte en discontinuidades, el cual ocurre a consecuencia de las presiones del
24
agua en los poros. En las inspecciones realizadas en campo (Mina Pomarani) se puede
deducir que en la zona de interés no se observan rasgos visibles del nivel freático; sin
embargo, en base a características de permeabilidad “natural e inducida en las rocas” se
puede afirmar que existen condiciones desfavorables (húmedo, mojado, goteo) a
consecuencia del agua de infiltración.
6.3.3. Meteorización.
La meteorización, interpretada como “desintegración, descomposición y
disgregación física‐mecánica de la estructura rocosa” cercana a la superficie del
terreno como consecuencia de su exposición a la acción de agentes exógenos
(atmosféricos, físico‐ químicos y biológicos) afecta considerablemente a las masas
rocosas en el área de interés a través del deterioro de la estructura rocosa, mostrando
superficies de discontinuidades definidas como descompuestas (fallas‐zonas de corte),
muy meteorizadas, altamente meteorizadas, meteorizadas y ligeramente meteorizadas”.
6.3.4. Análisis Estereográfico De Datos Estructurales.
Para el análisis estereográfico de datos estructurales (fallas y diaclasas) que involucran las
masas rocosas asociadas a las estructuras mineralizadas y su entorno físico” en Cori Puno
S.R.L., se ha considerado la información estructural (fallas y diaclasas) contenida en
planos de labores (Cori Puno S.R.L), esta información ha sido procesada en el formato de
orientación de discontinuidades estructurales como “Buzamiento/Dirección de
buzamiento”, diferenciando principalmente “fallas, seudo‐estratificaciones, diaclasas”.
Estos datos de discontinuidades estructurales, se han procesado estadísticamente empleando
la técnica de proyección estereográfica equiangular empleando el programa de cómputo
“DIPS, versión 6.103 de Rocscience”, cuyos resultados se muestran en la tabla:
25
Tabla 3. Sistemas de discontinuidades estructurales
Di a cl a s a s Pomarani
TIPO
DE
SI STEMA DE DISCONTINUI DAD ESTRUCTURAL*
D1
D2
D3
D3
74/07
21/23
79/33
43/286
SI STEMA DE DI SCONTINUI DAD ESTRUCTURAL*
5 F1
8 F2
2 F3
F3
82/15
79/33
70/06
ESTRUCTURA
Falla s Pomarani
TIPO
DE
No ta: * Resultados del análisis estereográfico de datos estructurales (fallas y diaclasas) datos globales en Mina. El
6
2
7
ESTRUCTURA
sistema de discontinuidad estructural está definido en el formato "Buzamiento // Dirección de Buzamiento"; estos datos
estereográficos son válidos para configurar la orientación de los esfuerzos principales (conceptual) y realizar el
análisis de estabilidad estructuralmente controlada, válido estrictamente para fines del informe GLSA.
Figura 03: Diagrama de planos principales de diaclasas, Mina Pomarani.
Los resultados del proceso de datos estructurales, constituyen información válida para
estimar la “dirección de esfuerzos principales, orientación de ejes preferenciales de
minado, el análisis de estabilidad estructuralmente controlada, definir y dimensionar el
sostenimiento” en función a las dimensiones de las excavaciones y el arreglo estructural
que presenta la masa rocosa.
26
6.3.5. Clasificación Geomecánica.
El proceso de clasificación geomecánica de la masa rocosa implica “analizar e interpretar”
información desarrollada en etapas previas, usando el sistema de “Clasificación
geomecánica RMR 89 de Bieniawski, modificado por Romana el 2000”. Los valores de
resistencia a compresión de la roca fueron estimados usando “martillo de rebote y picota de
geólogo”, los valores del índice de calidad de roca “R.Q.D.” fueron determinados mediante
el registro volumétrico de diaclasas utilizando la relación propuesta por Palmstrom.
Según información obtenida en campo, se ha determinado la calidad de masa rocosa usando
el sistema de clasificación geomecánica RMR89 de Bieniawski‐1989, modificada por
Romana‐2000, con adaptaciones de GLSA, definiendo dominios geomecánicos en rangos
de calidad según el criterio mostrado en la siguiente tabla.
Tabla 4. Criterio para Clasificación Geomecánica
La clasificación geomecánica de la masa rocosa para propósitos de este informe en el área
de interés, se obtiene del “proceso, análisis e interpretación” de información litológica‐
estructural registrada por GLSA e información proporcionada por Cori Puno S.R.L.
27
Los resultados del proceso de clasificación geomecánica en este informe se expresan en
términos del RMR. En los siguientes párrafos se presenta el resumen de las características
“litológicas, estructurales y geomecánicas” que definen a los dominios conceptuados en
áreas de interés.
Resumen clasificación Geomecánica RMR 89
•
Buena II (RMR: 54‐70): Estructuralmente
se tipifica como un material
ligeramente fracturado (RQD: 75‐90, menor al <10%) y fracturado (RQD: 50‐75,
hasta el 90%), presentan una resistencia a compresión simple variable “100‐120
MPa”. Las características geomecánicas de las discontinuidades tienen
espaciamientos variables entre “2.0‐0.6 y 0.6‐0.2 metros”, las persistencias varían
entre los rangos “>20, 10‐20 y 3‐10 metros”, las aperturas entre paredes opuestas de
las discontinuidades varían entre “cerradas,<0.1, 0.1‐1.0 y 1.0‐5.0 mm”, las
superficies de discontinuidades se muestran ligeramente rugosas, sin relleno y
algunas presentan rellenos blandos <5.0 mm, la meteorización en las paredes
expuestas de las discontinuidades es “ligera”, la condición del agua subterránea es
“húmedo y puntualmente mojado”. Este dominio se observa en rocas encajonantes y
en sectores muy puntuales de las estructuras mineralizadas.
•
Regular IIIA (RMR: 47-54): Estructuralmente se tipifica como un material
fracturado (RQD: 50‐75, entre 70%) a muy fracturado (RQD: 35‐50, < 30%),
presentan una resistencia a compresión simple variable entre “70‐100 MPa”. Las
características geomecánicas de las discontinuidades tienen espaciamientos
variables entre “0.6‐0.2 y 0.2‐0.06 metros”, las persistencias varían entre los
rangos “10‐20, 3‐10 y 1‐3 metros”, las aperturas entre paredes opuestas de las
28
discontinuidades varían en los rangos “0.1‐1.0, 1.0‐5.0 y > 5.0 mm”, las
superficies de discontinuidades se muestran “ligeramente rugosas”, sin relleno
y puntualmente presentan rellenos blandos (óxidos, carbonatos y cloritas), la
meteorización en las paredes de discontinuidades es “ligera a moderada”, la
condición del agua subterránea es “húmedo y puntualmente mojado”. Este
dominio se observa en rocas encajonantes y estructuras mineralizadas.
•
Regular IIIB (RMR: 40-47): Estructuralmente se tipifica como un material
fracturado (RQD: 50‐75, entre 40%) a muy fracturado (RQD: 35‐50, < 60%),
presentan una resistencia a compresión simple variable entre “50‐70 MPa”. Las
características geomecánicas de las discontinuidades tienen espaciamientos
variables entre “0.6‐0.2 y 0.2‐0.06 metros”, las persistencias varían entre los
rangos “10‐20, 3‐10 y 1‐3 metros”, las aperturas entre paredes opuestas de
discontinuidades varían en los rangos “0.1‐1.0, 1.0‐5.0, > 5.0mm”, las superficies
de discontinuidades se muestran “ligeramente rugosas a lisas”, algunas
discontinuidades sin relleno y por lo
general las discontinuidades presentan
rellenos blandos (óxidos, cloritas, carbonatos), la meteorización en las paredes de
discontinuidades es “moderada”, la condición del agua subterránea es “húmedo y
puntualmente mojado”. Este dominio se observa en rocas encajonantes
y estructuras mineralizadas.
•
Mala IV (RMR: 25-40): Estructuralmente
se tipifica como un material
intensamente fracturado (RQD: 25‐35), presentan una resistencia a compresión
simple variable entre “25‐35 MPa”. Las características geomecánicas de las
discontinuidades tienen espaciamientos variables entre “0.2‐0.06 y < 0.06 metros”,
las persistencias varían entre los rangos “3‐10, 1‐3 y <1 metros”, las
29
aperturas entre paredes opuestas de las discontinuidades varían entre “1.0–5.0 y
>5.0 mm”, las superficies de discontinuidades se muestran “lisas”, presentan
rellenos blandos (óxidos, carbonatos y cloritas), la meteorización en las
paredes de discontinuidades es “alta a descompuesta”, la condición del agua
subterránea es “mojado a goteo y puntualmente flujo”. Este dominio se encuentra
por lo general en sectores adyacentes a “fallas y zonas de corte”.
•
Muy Mala V (RMR: < 25): Estructuralmente se tipifica como un material
intensamente fracturado a triturado (RQD: <10‐25 y RQD<10%), presentan una
resistencia a compresión simple variable entre los rangos “5‐25 Mpa y <5 Mpa”.
Las características geomecánicas de las discontinuidades presentan
espaciamientos menores a “0.06 metros”, las persistencias varían entre los rangos
“< 1 metro”, las aperturas entre paredes opuestas de las discontinuidades varían
entre “1.0‐5.0 y >5.0 mm”, las superficies de discontinuidades se muestran “lisas y
frecuentemente constituyen espejos de falla”, presentan rellenos blandos (óxidos,
carbonatos y cloritas), la meteorización en las paredes de las discontinuidades es
“muy alta a descompuesta”, la condición del agua subterránea es “mojado a goteo y
puntualmente flujo”. Este dominio constituye por lo general el relleno en “fallas y
zonas de corte”.
6.3.6. Zonificación geomecánica.
La aplicación racional de los diferentes métodos de cálculo en mecánica de rocas, requiere
fundamentalmente que la masa rocosa en evaluación se encuentre sectorizada (dividida) en
áreas con similares características (dominios geomecánicos) debido a que “el análisis de
resultados y los criterios de diseño” serán válidos sólo dentro de masas rocosas con
30
similares características. En ese sentido “la litología, el grado de alteración, el arreglo
estructural, las propiedades resistentes a nivel de roca intacta‐discontinuidades estructurales
y masa rocosa” serán los criterios de interés para definir los “Dominios geomecánicos” en
la masa rocosa.
Según resultados del “proceso, análisis e interpretación” de información obtenida
aplicando la clasificación geomecánica “RMR89 de Bieniawski‐1989 modificada por
Manuel Romana‐2000” el área de interés se ha dividido en dominios geomecánicas
clasificando la masa rocosa con un índice numérico cuantitativo a través del proceso de
zonificación geomecánica. Este proceso consiste en plasmar resultados obtenidos de la
valoración RMR89. La interpretación y correlación de los dominios geomecánicos
conceptuados usando criterios de interpolación e información de los datos estructurales
para finalmente elaborar el “modelo geomecánico conceptual” de la masa rocosa. Los
resultados del proceso de zonificación geomecánica se muestran en la Zonificación
geomecánica conceptual. Una característica “importante” de las masas rocosas en las
unidades litológicas evaluadas es que la calidad de rocas está asociada con “alteraciones,
controles estructurales, influencia del agua subterránea y los grados de meteorización”.
6.3.7. Propiedades de Resistencia.
Masa rocosa: Para evaluar las propiedades de resistencia en la masa rocosa, se ha
realizado el
tratamiento estadístico a resultados de cálculos obtenidos aplicando los
criterios de "Hoek & Brown: 2002‐2006; Serafín & Pereyra: 1983, Karzulovic: 1999,
Kalamaras‐Bieniawski; Aydan‐Ulusay‐Kawamoto, Sen‐Sadagh”, resultados de los ensayos
de mecánica de suelos y mecánica de rocas realizados en “Campo y Laboratorio” según los
procedimientos sugeridos por "I.S.R.M." y Normas “A.S.T.M.". En la siguiente tabla se
31
muestra el resumen de las propiedades de Resistencia en la masa rocosa para fines del
informe.
Tabla 5. Propeidades de resistencia en la masa rocosa
CALIDAD DE MASA ROCOSA
MINA
UBICACIÓN
DOMI NI O
RMR
PROPIEDADES GEOMECÁNICAS DE LA MASA ROCOSA*
GSI
Peso
específico
MINA POMARANI
ROCAS
ENCAJONANTES
DE ESTRUCTURA
ESTRUCTURA
MINERALIZADA
14 13 12 11 10 9 8 7 6
(MN/m3)
65
55
45
35
60
50
40
30
0.0272
0.0271
0.0271
0.0270
25
20
0.0269
55
50
0.0271
45
40
0.0271
35
30
0.0270
25
20
0.0269
σci
mi
mb
s
a
(Mpa )
13
8
05
24
6
2
1
7
6
5
9
4
8
2
4
13.30
12.82
8.58
8.27
1.23
0.65
0.24
0.13
0.00230
0.00050
0.00010
0.00002
0.503
0.506
0.511
0.522
8.10
σM
(Mpa )
34.7
19.1
10.3
5.3
E (Mpa) Poisson
Yo un g
15516
10559
4183
2216
‫)ע‬
Angulo de C
Fricción Ф (Mpa)
0.23
0.25
0.28
0.30
(°) 37
34
28
25
5.10
5.90
1.79
1.01
0.07 0.00001
0.544
2.3
1153
0.33
22
0.47
12.82 0.07 0.00050
0.506
18.8
10508
0.25
34
5.88
8.58
0.24 0.00010
0.511
10.4
4209
0.28
28
1.80
8.27
0.13 0.00002
0.522
5.4
2242
0.30
25
1.03
8.10
0.07 0.00001
0.544
2.3
1158
0.33
22
0.47
7
Los resultados mostrados en la tabla, son
propiedades
físicas‐mecánicas
que
caracterizan a los dominios geomecánicos conceptuados en Cori Puno S.R.L.
6.3.8. Estado Tensional.
La masa rocosa en profundidad está sometida a una serie de esfuerzos resultantes de
múltiples factores:
•
Carga litostática sobreyacente (caso puramente geoestático).
•
Esfuerzos
de Origen
tectónico‐residual, sismológico
y
carga
litostática sobreyacente (caso no geoestático).
Independientemente del caso (geoestático o no‐geoestático) al realizar excavaciones en
masas rocosas sometidas a un estado de esfuerzos pre‐existentes (esfuerzos preminado) se
van a generar un desequilibrio en el estado tensional, el cual resulta en un nuevo estado de
esfuerzos (esfuerzos inducidos) en el entorno físico de las excavaciones, cuya
“magnitud y orientación” es necesario evaluar el estado tensional. Evaluar el estado
tensional en la masa rocosa, entre otros aspectos implica definir
la “magnitud y
32
orientación” del tensor de esfuerzos principales; para este propósito existen diversas
metodologías. Para propósitos del informe basados en investigaciones del comportamiento
Tectónico Andino en el contexto regional, utilizando los criterios de “Sheorey‐1994 e
Hipótesis de Fallas Conjugadas” se ha estimado la constante de transmisión de
esfuerzos (K), la magnitud y orientación del tensor de esfuerzos principales.
Orientación de esfuerzos: Para estimar la orientación de esfuerzos principales en la zona
de interés, se parte de la hipótesis de ocurrencia de fallas conjugadas.
Esta hipótesis postula que la orientación de los esfuerzos principales a nivel local (p.e:
Mina) en alguna medida están controladas estructuralmente por las fallas principales, en
base a resultados del análisis estereográfico de datos estructurales, se obtiene un par
estereográfico conformado por los sistemas que denominaremos sistemas conjugados 1‐2
asociados al control estructural y usando la técnica de proyección estereográfica
equiangular en el hemisferio inferior se determina la orientación conceptual del tensor de
esfuerzos principales (σ1, σ2, y σ3) cuyos resultados se resumen en la siguiente tabla.
Tabla 6. Orientación de esfuerzos principales
ORIENTACIÓN DE ESFUERZOS PRINCIPALES*
POMARANI
MINA
ID
TREND
PLUNGE
σ1
45
83
σ2
245
7
σ3
155
2
Nota: Estimación realizada mediante hipótesis "fallas conjugadas" (Fuerte y
Tensional).
En la siguiente figura, se muestran los resultados de la estimación conceptual de la
orientación de los esfuerzos principales asociados las zonas de interés.
33
Figura 04: Diagrama estereográfico de esfuerzos principales, Mina
Pomarani.
Magnitud de esfuerzos: Para estimar la magnitud de esfuerzos principales se ha tomado
como base algunas tendencias del comportamiento tectónico andino en la región y mediante
aplicación de los criterios de “Sheorey‐1994 e Hipótesis de Fallas Conjugadas” se estima la
constante de transmisión de esfuerzos (K) y la orientación del tensor de esfuerzos pre‐
minado para fines del informe cuyos resultados se resumen en la siguiente tabla.
Tabla 7. Magnitud de esfuerzos principales
ESFUERZOS
Pe s o e specífico (MN/m3)
MINA POMARANI
0.027
Módulo de e lasticidad MR (Gpa )
10.51
Masa rocosa representativa de zona
II I ‐A
m
100
150
200
K
1.06
0.81
0.69
Es fuerzo máximo (Mp a )
(σ1)
2.7
4.1
5.4
Es fuerzo medio (Mp a )
(σ2)
2.8
3.7
4.6
Esfuerzo mínimo (Mp a )
(σ3)
2.9
3.3
3.7
Profundidad media (m)
Constante de transmisi ón de esfuerzos
34
6.3.9. Modos de inestabilidad estructuralmente controlada.
En base a información obtenida del análisis estereográfico de datos estructurales en el área
de interés se prevé que los modos más probables de inestabilidad estructuralmente
controlada en excavaciones subterráneas serán desprendimientos del tipo Cuña y
Lajamientos tipo Losa (Slabing) en función a su ubicación espacial (hastiales y/o corona),
dimensiones de excavación y propiedades resistentes. En las siguientes figuras, se
muestran los modos de inestabilidad estructuralmente controlada en las estructuras
mineralizadas y su entorno físico para la Mina Pomarani.
Figura 05: Mecanismos de inestabilidad estructuralmente controlada,
Inclinados MCO‐4x4m2.
35
Figura 06: Mecanismos de inestabilidad estructuralmente controlada,
Galerías MCO‐9x4m2.
36
Figura 07: Mecanismos de inestabilidad estructuralmente controlada,
Inclinados MP‐4x4m2.
37
Figura 08: Mecanismos de inestabilidad estructuralmente controlada,
Galerías MP‐9x4m2.
En las figuras, se observa el arreglo estructural (cuñas) expuestas en corona y hastiales de las
excavaciones subterráneas, para el minado en la Mina “Pomarani”. Según el arreglo de datos
estructurales existe mayor probabilidad de ocurrencia de los desprendimientos desde el
“techo y los hastiales” de las excavaciones.
38
6.4.
Evaluación Conceptual del Método de Explotación
En este capítulo se evalúa conceptualmente los métodos aplicables para la explotación de
las estructuras mineralizadas en la mina “Pomarani” desde el punto de vista geomecánico.
Esta evaluación implica un diagnóstico preliminar del método de explotación, la percepción
de indicadores geomecánicos, la identificación de restricciones del método aplicado y sus
variantes.
Se ha determinado que los métodos más apropiados corresponden al método de cámaras y
pilares y al de subniveles por taladros largos con pilares corridos, los mismos que fueron
configurados de acuerdo a las condiciones geomecánicas del macizo rocoso y el plan de
minado. La configuración geométrica del yacimiento está conformada por una serie de
mantos paralelos de 10° a 20° de buzamiento, potencias de 1.5 a 15 m, con leyes de mineral
de Oro.
6.4.1. Método Actual.
En la empresa Cori Puno SRL, se desarrolla la explotación subterránea mediante aplicación
del método TAJEO POR SUBNIVELES CON PILARES CORRIDO Y CAMARAS Y
PILARES, el material utilizado como relleno es el desmonte obtenido de excavaciones
realizadas en labores de desarrollo, exploración, preparación para explotación en interior
mina. El mineral es arrancado en los tajeos empleando técnicas de perforación‐voladura
masiva, para las actividades de limpieza y acarreo se utilizan equipos LHD y volquetes para
el transporte hacia la planta de beneficio.
39
6.4.1.1.
Descripción de las actividades.
En este acápite se realiza un resumen de las actividades que realiza durante el ciclo de
minado en los tajeos mediante aplicación del método tajeo por subniveles con pilares
corridos:
•
El sostenimiento: El sostenimiento de las labores subterráneas en las minas
subterráneas de Cori Puno S.R.L., se realiza durante las etapas de “exploración,
desarrollo y preparación”.
•
Limpieza del mineral: La limpieza y acarreo del mineral en los tajeos se realiza
utilizando equipos LHD hasta los puntos de carguío a volquetes ubicados en las
intersecciones de “galerías e inclinados” y/o cámaras de carguío (R2).
•
Preparación para el relleno: La preparación para el relleno de tajeos explotados en
esta variante del método de explotación (SLS con pilares corridos) debe
consistir en habilitar accesos en la parte superior para ingreso del relleno y
construir barreras (tapones, diques, sedimentadores) en la parte inferior para
contener y confinar los espacios abiertos en función al tipo de relleno a emplear
(relleno detrítico), Los tajeos primarios deben ser rellenados totalmente.
•
Relleno en tajeos: Actualmente el relleno de los tajeos se realiza en forma parcial y
discontinua en la mina “Pomarani”. El relleno constituye una componente
fundamental del minado subterráneo en esta variante del método (SLS con pilares
corridos), en el sentido expreso que evita generar condiciones subestándares
(falta de confinamiento en espacios abiertos, inestabilidad de las paredes del
tajeo, descompresiones‐relajación de los hastiales) y finalmente constituye una
restricción muy importante que limita la recuperación de los pilares.
40
•
Perforación: La perforación para los taladros de producción se realiza
con equipos electrohidráulicos, cuya longitud es variable entre 8‐10 metros de
altura.
•
Voladura: El “carguío y voladura” de los taladros de producción en la mayoría de
los tajeos, se realiza usando sistemas de iniciación según la recomendación del
área de perforación y voladura.
6.4.2. Dimensionamiento Geomecánico
6.4.2.1.
Métodos De Cálculo.
Para el dimensionamiento geomecánico de excavaciones subterráneas y estructuras
naturales (Tajeos y Pilares) en este informe se emplean los métodos de aproximación
empírica (Dimensionamiento
de Tajeos según Método Gráfico de Estabilidad
de Mathews modificado por Potvin & Milne, 1992 y el Dimensionamiento de Pilares
según el criterio de Obert & Duvall, 1967) y posteriormente como una herramienta
de validación numérica de las aproximaciones
empíricas, se realiza el Análisis
de Estabilidad Estructuralmente controlada (AEEC) y Análisis de Estabilidad
Debido a Esfuerzos (AEDE).
La información
válida para propósitos
del
dimensionamiento
geomecánico
de excavaciones subterráneas y estructuras naturales (Tajeos y Pilares) en este informe
consiste en:
•
Información numérica “modelo geomecánico conceptual obtenido del proceso,
análisis e interpretación” por GLSA (conceptual).
•
El dimensionamiento de Tajeos, se realizará mediante aplicación del “Método
Gráfico de Estabilidad de Mathews” el cual consiste en determinar dos parámetros
41
fundamentales que controlan la estabilidad de tajeos: Número de estabilidad (N) y
Radio hidráulico (S), la metodología se basa en el cálculo del número de estabilidad
(N) con el cual se ingresa al ábaco del Gráfico de estabilidad para determinar el
valor del Radio hidráulico (S) según el estándar de minado en Cori Puno S.R.L.
(tajeos con sostenimiento) según la configuración del método de explotación.
•
El dimensionamiento de Pilares se realizará utilizando los criterios de Obert &
Duvall 1967. Estos análisis se realizarán sobre la base de los resultados del
dimensionamiento de Tajeos.
•
El análisis de estabilidad estructuralmente controlada por métodos de equilibrio
límite, se realiza utilizando el “Software Unwedge, versión 3.01 de Rocscience
Inc.2004” (AEEC). Este análisis consiste en simular para determinadas condiciones
(calidad de roca, arreglo estructural, magnitud‐dirección de esfuerzos, orientación
de los ejes de excavaciones) las geometrías de diseño obtenidas según cálculos
realizados por aproximaciones empíricas en distintas unidades de explotación
“Tajeos”, Los resultados de este programa muestran simulaciones del factor de
seguridad de cuñas expuestas. El criterio para definir la estabilidad de las
excavaciones subterráneas utilizando “Software Unwedge” es considerar que el
factor de seguridad sea mayor a 1.5.
•
El análisis de estabilidad empleando modelamiento numérico, se realiza utilizando
el “Software Phase2, versión 8.024 de Rocscience Inc.2008” (AEDE). Este análisis
consiste en simular para determinadas condiciones (calidad de roca, magnitud y
dirección de esfuerzos, geometrías de diseño obtenidas según cálculos realizados
por aproximaciones empíricas en “Tajeos y Pilares”, estableciendo conceptualmente
42
un secuenciamiento adecuado del Minado). Los resultados de este análisis muestran
simulaciones de la distribución de “esfuerzos y deformaciones inducidas en el borde
de las excavaciones” y el factor de esfuerzos (resistencia/esfuerzo máximo). El
criterio para definir la estabilidad de las excavaciones
mediante
modelamiento
numérico
subterráneas
simuladas
es considerar que la relación
(Resistencia/Esfuerzo máximo) sea mayor a 1.0.
6.4.2.2.
Factores De Seguridad Mínimos.
Los factores de seguridad mínimos adoptados para el análisis de estabilidad por
métodos de “equilibrio límite y elementos finitos” se Han establecido en función método de
análisis empleado y la escala de evaluación (Estabilidad Local y Estabilidad Global). Los
métodos de análisis estabilidad a realizar en el estudio son:
•
Métodos de Equilibrio Límite (M.E.L.)
•
Métodos de Elementos Finitos (M.E.F.)
Estos métodos de análisis de estabilidad (M.E.L. y M.E.F.), constituyen los “análisis de
estabilidad estructuralmente controlada mediante el software Unwedge” y “análisis de
estabilidad debido a esfuerzos, mediante modelamiento numérico bidimensional usando el
software Phases2” respectivamente. Los límites mínimos del factor de seguridad en
función del método de análisis para fines del informe se indican en la siguiente tabla.
Tabla 8. Factores de seguridad mínimos
RESULTADOS DEL ANÁLI SIS DE ESTABI LI DAD
CRITERIO DE ESTABI LI DAD*
ESTRUCTURALMENTE CONTROLADA (M.E.L.)
F.S>1.5
DEBIDO A ESFUERZOS (M.E.F.)
F.S>1.0
Nota: *Estos valores del factor de seguridad han sido considerados para fines de este informe, en función al tipo de análisis.
43
Los valores mostrados en la tabla, son valores mínimos referenciales del “Factor de
Seguridad” obtenidos en los análisis de estabilidad considerados en la práctica ingenieril y
con aceptación en el medio local considerando los imponderables, omisiones y
limitaciones de los modelos de aproximación.
6.4.2.3.
Dimensionamiento Geomecánico Por Métodos Empíricos.
Para fines del análisis de estabilidad por métodos de equilibrio límite y elementos finitos;
en estas secciones se analizarán los parámetros geométricos del diseño de explotación
obtenidos mediante aproximaciones empíricas.
a) Dimensionamiento de tajeos usando M.G.E.
El Método Grafico de Estabilidad (M.G.E.) desarrollado por “Mathews”, es una técnica
empírica basada en el análisis de casos históricos de desarrollados Minas subterráneas. Su
aplicación como herramienta para el diseño de tajeos, resulta importante debido a que
considera dos factores principales que influyen en el diseño de tajeos los cuales son:
•
Información sobre la estructura rocosa (propiedades de resistencia de la masa rocosa
y esfuerzos alrededor de las excavaciones). Forma (tamaño y orientación de las
excavaciones).
•
Con el análisis de estos dos factores, se determina si el tajeo será estable o inestable
para el estándar de minado en Cori Puno S.R.L. (diseño con sostenimiento
artificial).
El procedimiento de diseño con la aplicación del “M.G.E.”, se fundamenta en la
determinación del número de estabilidad (N) y el radio hidráulico de la superficie del Tajeo
(S), el cual se desarrolla en los siguientes acápites.
44
b) Determinación del Número de Estabilidad “N”.
El número de estabilidad representa “la respuesta de la masa rocosa para permanecer
estable bajo una condición de esfuerzos dado”. Su determinación se realiza mediante la
siguiente expresión matemática:
N = Qᇱ ∗ A ∗ B ∗ C… … … … … …. .01
Donde:
•
N: Numero de estabilidad
•
Qᇱ: Es el Indice de Calidad Tunelera Q modificado, determinado como
resultado del “mapeo geomecánico de la masa rocosa”, el procedimiento de
estimación del Q’ es similar a la clasificación NGI (Barton et al., 1974)
estándar con la única diferencia que el valor de Q’ se realiza considerando
el factor de los esfuerzos.
•
A: Factor de reducción por esfuerzos. Refleja los esfuerzos que actúan sobre la
cara libre expuesta del Tajeo. Se define como el cociente entre “la resistencia a
compresión uniaxial de la roca y el esfuerzo máximo inducido en la masa rocosa”
para cada dominio “caja techo, estructura mineralizada y caja piso”.
•
B: Factor de ajuste por orientación de discontinuidades. Este factor
toma
en
cuenta la influencia de las discontinuidades sobre la estabilidad de las superficies
expuestas del Tajeo, cuanto menor es el ángulo que forma la discontinuidad critica
con respecto a la superficie expuesta del Tajeo será una condición más
desfavorable para la estabilidad del Tajeo y viceversa; en resumen la influencia de
las discontinuidades críticas sobre la estabilidad de la superficie de los Tajeos, será
45
mayor cuando el rumbo de estas sea paralelo a la superficie libre y más pequeña
cuando los planos tiendan a ser perpendiculares. Este factor está en función de la
diferencia aritmética entre la orientación del sistema de discontinuidad crítica
(dominante) y la cara expuesta del Tajeo.
•
C: Factor de ajuste para deslizamiento y caídas de bloques. Es un número que
ingresa la componente de riesgo asociado al efecto de la gravedad sobre las cuñas
que forma el arreglo estructural de los sistemas de discontinuidades con las
superficies expuestas del Tajeo (caja techo, estructura mineralizada y caja piso).
Para el cálculo de este factor se parte del postulado que las fallas pueden ocurrir
desde el techo del Tajeo a modo de desprendimiento de cuñas y losas, desde las
paredes del Tajeo a modo de Lajamientos tipo losas y deslizamientos de cuñas.
Los resultados obtenidos de la estimación del número de estabilidad “N” para los
distintos dominios geomecánicos que intervienen en el diseño minero considerando la
valoración de “Calidad de la masa rocosa Q’ modificada” y los factores de ajuste “A, B, C”
determinados en función a “resistencia de la roca, magnitud de esfuerzos y distribución
espacial de los sistemas de discontinuidades estructurales” se muestran en la siguiente
tabla.
Tabla 9. Número de estabilidad "N"
CÁCULO DEL NÚMERO DE ESTABI LI DAD N´
GRUPO
B
C
POMARANI
RMR
Q'
σci
σma x
A
B
C
N'
CAJA TECHO
65
12.5
130
5.4
1.00
0.26
4.8
15.4
MI NERAL
55
6.1
79
5.4
1.00
0.26
4.8
7.6
CAJA TECHO
55
6.7
82
5.4
1.00
0.26
4.8
8.2
MI NERAL
55
4.6
79
5.4
1.00
0.26
4.8
5.7
CAJA TECHO
45
4.2
56
5.4
1.00
0.26
4.8
5.1
MI NERAL
45
3.3
58
5.4
1.00
0.26
4.8
4.1
UBI CACI ÓN
A
ESTRUCTURA
46
c) Cálculo Del Radio Hidráulico “S”.
Para estimar el radio hidráulico de los Tajeos (S), se ingresa al ábaco denominado “Gráfico
de Estabilidad”, según el estándar de minado en Cori Puno S.R.L. (minado con
sostenimiento artificial) se obtiene el valor del Radio Hidráulico de la superficie del Tajeo.
El cual representa una relación adimensional entre “el área y el perímetro de la superficie
expuesta del Tajeo” representada por la siguiente ecuación:
Figura 09: Gráfico de estabilidad (Mathews & Milne, 1992)
Para los números de estabilidad “Ni”, ingresando con estos valores sobre el ábaco
mostrado, se obtienen los valores de radio hidráulico “Si”. Posteriormente con estos valores
de radio hidráulico (S) mediante la ecuación 02 y haciendo constante uno de los parámetros
del radio hidráulico (ancho, altura del Tajeo) se itera de modo sucesivo hasta encontrar la
dimensión incógnita (ancho, altura y/o longitud del tajeo) según el escenario de diseño
proyectado (minado con sostenimiento en función a la cartilla geomecánica Cori Puno
S.R.L.). Los resultados de la estimación del radio hidráulico “S” considerando los distintos
47
“Dominios geomecánicos” que involucra el diseño de explotación en Cori Puno S.R.L., se
muestran en la siguiente tabla.
Tabla 10. Radio Hidraúlico "S" con sostenimiento
Los resultados mostrados en la tabla, son valores del radio hidráulico “S”, obtenidos para
diseños con sostenimiento en Cori Puno S.R.L. Para propósitos del dimensionamiento
geomecánico según información proporcionada y secciones típicas del modelo
geomecánico conceptual, la geometría de las estructuras mineralizadas en Mina “Pomarani”
son “tabulares y sub‐horizontales y de potencia intermedia”, la estabilidad de “Caja techo y
Estructura mineralizada” serán de mayor interés para el “dimensionamiento geomecánico”
empleando el “Método Gráfico de Estabilidad”.
Los resultados del dimensionamiento
geomecánico usando el método gráfico de
estabilidad (M.G.E.), considerando escenarios de minado “con sostenimiento artificial” se
resumen en la siguiente tabla.
Tabla 11. Dimensiones de tajeos con sostenimiento
48
6.4.2.4.
Dimensionamiento de cámaras y pilares.
El dimensionamiento
de las “Cámaras y Pilares” considerado como un aspecto
importante del diseño para la explotación en Cori Puno S.R.L., se realiza sobre la base de
dos aspectos fundamentales del diseño minero “Seguridad y Economía”. En este contexto
utilizando como herramienta emplearemos el algoritmo propuesto por “Obert & Duvall,
1967” para el dimensionamiento de “Cámaras y Pilares”, según la siguiente expresión
matemática:
La información necesaria el dimensionamiento de las “Cámaras & Pilares” usando el
modelo de “Obert & Duvall, 1967” se constituye de:
•
Relación “Ancho/Altura” del pilar (W/H).
•
Razón de extracción.
•
Carga litostática.
•
Esfuerzo medio del pilar (σp).
•
Resistencia a la compresión uniaxial de la roca intacta
•
del pilar (σci).
•
Resistencia media del Pilar (Sp).
El modelo de “Obert & Duvall, 1967”, postula que la resistencia del pilar se puede expresar
en términos del factor de seguridad como una relación entre esfuerzo y resistencia
(Resistencia media del pilar/Esfuerzo medio en el Pilar), donde un valor de “F.S < 1.0”
implica condiciones inestables, “F.S = 1.0‐ 1.5” representa condiciones de equilibrio límite
y “F.S >= 1.5” implica condiciones estables. En la siguiente tabla, se muestran los
resultados del “cálculo preliminar” respecto al dimensionamiento geomecánico de la
49
“Cámaras & Pilares” según el modelo de “Obert & Duvall, 1967” para las condiciones
geomecánicas que exponen las estructuras mineralizadas y su entorno físico en Cori Puno
S.R.L.
Tabla 12. Dimensiones de Cámaras & Pilares
Los resultados mostrados en la tabla, indican las dimensiones de las “Cámaras & Pilares”
válidas para los escenarios geomecánicos revisados en la Mina (Diseño de cámaras de
carguío y explotación de tajeos). Los resultados del dimensionamiento geomecánico
mediante la aplicación de aproximaciones empíricas mostrados en acápites posteriores
serán analizados mediante aplicación de métodos de equilibrio límite (AEEC) y métodos
numéricos (AEDE) para ajustar los resultados del dimensionamiento geomecánico desde el
punto de vista numérico.
6.5.
Diseño de Geomecánico
Dentro de sus planes de minado Cori Puno ha propuesto realizar para la mina de Pomarani
y el método de minado “subniveles con taladros largos y con pilares corridos” con la
finalidad de ampliar la cámara de explotación y poder obtener una mayor producción. En
las siguientes figuras se ilustra el método de minado.
50
Figura 10: Diseño geomecánico
Las cámaras o aberturas de los tajeos considerados para la explotación por ambos métodos
de minado tanto cámaras y pilares y por taladros largos, tienen un ancho de 9 m y en las
zonas de intersección estas cámaras tienen una ancho máximo de 12.7 m y los pilares son
de 5 m para ambos casos, Ver imagen.
Figura 11: Diseño de cámaras y pilares
51
6.6.
Resultados del Análisis de Estabilidad Debido a Esfuerzos (AEDE).
6.6.1. Explotación Por Taladros Largos Con Pilares Corridos
El análisis de esfuerzos/deformación, considera la aplicación del método de explotación
“Tajeo por subniveles con pilares corridos” (Tajeos primarios). Es necesario indicar que la
fase de recuperación está condicionado a la aplicación del sostenimiento adecuado en los
tajeos primarios (sostenimiento estándar más uso de cable bolting y/o swellex conectables,
según evaluación económica) y la implementación de rellenos (detrítico y/o cementado).
Esto en el sentido expreso que la aplicabilidad del método actual está demostrada en Cori
Puno S.R.L., por lo mismo considerando se está evaluando alternativas para
incrementar la productividad
y recuperación del mineral.
6.6.2. Explotación Por Cámaras y Pilares
Considerando las condiciones geométricas de las excavaciones por el método de cámaras y
pilares, se ha estimado que la longitud de elemento de malla entre nodos deberá estar entre
el rango de 0.2 a 0.4 m en la zona de los pilares y excavaciones, los mismos que irán
incrementándose gradualmente hacia los extremos para optimizar el modelo de elementos.
La sección utilizada para el modelo de elementos finitos es típica, la misma que considera
las condiciones más desfavorables tanto en geometría como resistencia.
Figura 12: Sección típica de análisis del modelo 2d
52
6.6.2.1.
Esfuerzos In-situ
Considerando la altura de encampane para los diferentes sectores de Pomarani, se utilizó
una correlación de esfuerzo horizontal/vertical en el orden de k=1.5, para las diferentes
presiones de confinamiento.
a)
Análisis de Resultados de Modelamiento Numérico
Los resultados de esfuerzos en la sección de análisis más desfavorable, da como resultado
niveles de esfuerzo principal mayor en la zona central de los pilares en el orden de 4.7 a 7
MPa, que, convertidos al pilar cuadrado, se estimó en 9.0 a 13.5 MPa, para una altura
promedio de 150 m de encampane. Asimismo, en el pilar puente se ha identificado valores
de esfuerzo en el orden de 5.7 a 9.0 MP.
Figura 13: Esfuerzo principal mayor sigma 1
Los valores de esfuerzo principal menor en la zona central de los pilares están en el orden
de 2.1 a 3.7 MPa. Asimismo, en la zona de pilar puente están en el orden de 0.17 a 0.50
MPa.
53
Figura 14: Esfuerzo principal menor sigma 3 factor
Los valores del factor de seguridad, indican en todos los casos que está por encima de la
unidad, tanto para los pilares cuadrados como para los pilares puente, confirmado los
cálculos de análisis de equilibrio límite realizados en los anteriores acápites.
Figura 15: Strength factor
Los valores de deformación estimados están en el orden de 3 a 15 cm, presentados
principalmente en la zona de los pilares, que representarían hasta el 2.5% de deformación.
54
Figura 16: Deformaciones
6.7.
Evaluación del Sostenimiento
6.7.1. Establecimiento de Direcciones Preferenciales.
Del análisis estereográfico desarrollado en el acápite anteriores, la información mostrada
en los planos de “zonificación geomecánica de planta y perfiles transversales al rumbo de
las estructuras mineralizadas” en cada uno de las zonas de explotación, estimación
de magnitud y dirección de esfuerzos principales, las direcciones preferenciales del
minado deberían tener una configuración transversal al rumbo de las estructurales
mineralizadas desde el punto de vista geomecánico; sin embargo por razones
estrictamente operativas Cori Puno S.R.L., viene desarrollando el minado en dirección
longitudinal al rumbo de las estructuras mineralizadas. Este punto debe ser tratado con
mayor amplitud sobre todo en tópicos orientados a la optimización del método de
explotación y la seguridad a mediano plazo y largo plazo de ser favorables los programas
de exploración.
6.7.2. Tiempo de “Auto‐Soporte”.
Los resultados de investigaciones geomecánicas desarrolladas, indican que la masa rocosa
en áreas de interés (estructuras mineralizadas y su entorno físico) se caracterizan por la
55
presencia de variados rangos de calidades de roca, donde las dimensiones de excavaciones
para labores de “desarrollo, preparación y explotación” han sido establecidos sobre la base
de criterios operacionales utilizando las dimensiones de los equipos (Perforadoras,
Camiones, Equipos LHD, etc.) y estándares de diseño promedio para aplicación de Minería
Trackless en condiciones similares a las que presentan las Minas subterráneas en Cori Puno
S.R.L.
La excavación de rocas mediante el uso de técnicas tradicionales (perforación y
voladura) genera un nivel de daño considerable en la masa rocosa disminuyendo
significativamente sus parámetros de resistencia (cohesión y fricción) a diferencia de las
técnicas de excavación minera más recientes (minado continúo usando equipos tipo como
el “Tunnel Boring Machine”) con un nivel de daño mínimo a la masa rocosa. Cuantificar
el nivel de daño asociado a procesos de voladura implica realizar una valoración
“cualitativa y cuantitativa” de los impactos generados.
6.7.3. Efecto De Voladura En La Calidad “RMR” De Masa Rocosa.
La voladura definida como el “proceso de rotura de rocas mediante el uso de energía
explosiva”, genera daños en la masa rocosa con efectos muy negativos para la
estabilidad. La no aplicación de técnicas de voladura controlada (precorte, recorte, taqueo
eficiente, etc.), durante el proceso de voladura en minas frecuentemente está asociado al
desconocimiento de las propiedades geomecánicas del macizo rocoso, estas malas prácticas
de voladura generan niveles de daños considerables que influyen en la inestabilización
progresiva de las excavaciones realizadas e incrementan los costos de sostenimiento.
Algunos de los daños inducidos a la masa rocosa durante el proceso de voladura son:
56
•
Abertura de discontinuidades pre‐existentes (disminución de la resistencia al
esfuerzo de corte entre las paredes de las discontinuidades).
•
Creación de grietas tensionales (incrementa el grado de fracturamiento).
•
Reducción de los módulos elásticos (Módulo de Young y Poisson).
•
Propagación de fracturas pre‐existentes.
•
En términos generales representa una reducción significativa de las propiedades
resistentes de la masa rocosa (módulos elásticos, cohesión y fricción) y
consecuentemente se degrada la calidad de la masa rocosa.
Para ajustar el valor del RMR (después del proceso de voladura), es necesario el uso de
aproximaciones empíricas que permitan valorar cuantitativamente el nivel de daño. En la
siguiente figura, se muestran las curvas de aproximaciones empíricas que ayudan a predecir
la valoración RMR89 después de realizada la voladura. Estas curvas aproximadas para
evaluar la reducción de la calidad geomecánica “RMR” de la masa rocosa permiten estimar
el nivel de daño (CB) en función a la velocidad pico de partícula del explosivo empleado
para romper la roca cuya valoración RMR inicial será disminuido por el daño.
Figura 17: Aproximaciones empíricas del nivel de daño (CB) por voladura.
57
Para determinar “Abertura máxima y el Tiempo de auto‐soporte” de las excavaciones en las
Minas subterráneas es necesario realizar ajustes a la calidad de masa rocosa usando las
aproximaciones empíricas mostradas en la figura, que permitan determinar el factor de
ajuste por daño de voladura “CB”, con este factor finalmente se debe obtener el “RMR
ajustado” (RMR ajustado = CB*RMRantes de voladura) para cuyo valor se debe
estimar la “Abertura máxima y el Tiempo de Auto‐soporte”. Esta práctica debe ser
realizada operacionalmente por personal encargado del departamento de geomecánica en
forma conjunta con el personal de operaciones mina para finalmente establecer “Aberturas
máximas y el Tiempo de Auto‐soporte” para el RMR ajustado.
Del análisis estereográfico sobre las discontinuidades estructurales (fallas y diaclasas)
presentes en la masa rocosa y la evaluación conceptual de los modos de falla, se prevé la
ocurrencia de zonas potencialmente inestables desde el punto de vista de la estabilidad
estructuralmente controlada. Para los propósitos del informe es necesario establecer
¿cuáles serán los tipos de sostenimiento (soporte o refuerzo de rocas) a aplicar según el tipo
de labor “temporal o permanente” que se asigne a las excavaciones? Para este propósito
resulta fundamental definir “Tiempo de autosoporte vs abertura máxima” el cual se
fundamenta en el ábaco de Bieniawski; este ábaco asocia las “Abertura máximas y el
tiempo de autosoporte” en función a la calidad de roca, con el valor de “Abertura
máxima” se ingresa a “Abaco de Bieniawski” para obtener el “Tiempo de autosoporte”
en los rangos de “Calidad RMR89 de Bieniawski, modificada por Romana 2000” que
expone la masa rocosa en las áreas de interés.
Es necesario indicar que las “Aberturas máximas y Tiempo de autosoporte” no
necesariamente cumplen los requisitos de aberturas propias del minado en Cori Puno
58
S.R.L., referente a las labores de desarrollos (Rampa:4.5x4.0m2, Crucero:4.5x4m2,
By Pass: 4.5x 4m2), labores de preparación para explotación (Subniveles:9x4m2,
Ventanas 4x4m2) y labores de explotación (Tajeos: 9x16m2), estas dimensiones en
algunos casos son menores y en otros mayores a las dimensiones estimadas en el ábaco de
Bieniawski.
Desde el punto de vista de Seguridad en el marco del D.S.024‐2016 y modificatorias
D.S.023‐2017, una operación minera eficiente debe contemplar el “avance estandarizado”.
En muchas ocasiones operacionalmente se mal interpreta el “Tiempo de autosoporte”,
dejando labores abiertas sin sostenimiento, estas labores conforme transcurre el tiempo en
los bordes de las excavaciones comienzan a deteriorarse disminuyendo sus propiedades
de resistencia debido a causas múltiples “esfuerzos, agua, vibraciones, humedad,
carencia de ventilación entre otros” generando pérdidas en el proceso, en base a la
experiencia se puede indicar que desde el punto vista técnico‐ económico es favorable
instalar el sostenimiento en forma “oportuna”, indistintamente cual sea el tipo de labor
“temporal o permanente” con la finalidad de buscar el equilibrio “tenso‐deformacional” en
la masa rocosa (buscar restablecer el equilibrio mediante aplicación del sostenimiento).
6.7.4. Criterios para Aplicación del Sostenimiento
Los tipos de sostenimiento aplicables a las condiciones geomecánicas que presenta la masa
rocosa en sus distintos dominios geomecánicos en Cori Puno S.R.L. son:
•
Marcos metálicos (cimbras) completamente elementadas.
•
Pernos cementados y/o con resinas a columna completa (no usar
cartuchos de
cemento tipo CEMCON‐CEMBOLT).
•
Malla electrosoldada de cuadrícula de coco de 3x3 (alambre N°08),
59
•
Pernos de fricción (Split Set, RMR>50).
•
Pernos expansivos (Swellex, Hydrabolt).
6.7.4.1.
Pernos de anclaje corrugado y/o helicoidal (cementados y/o con
resinas).
La norma particular a observar en cuanto a pernos de anclaje es la ASTM A 615‐90, los
fabricantes deben detallar las características del material que constituyen los pernos
helicoidales y corrugados en su respectiva ficha técnica. Las placas de apoyo, las arandelas
hemisféricas y las tuercas de los pernos de anclaje serán suministradas de acuerdo con los
requisitos que recomiende el fabricante para cada tipo de perno. El cemento de la lechada
inyectada debe cumplir con las especificaciones de las normas ASTM, relación base “w/c:
0.3” y ajustarse en función a las condiciones climáticas del sitio.
6.7.4.2.
Malla electrosoldada de 3”x3” (Cuadrícula 10 X 10 Cm).
Este elemento se emplea como refuerzo adicional en el sostenimiento con los pernos para
labores con fracturamiento y/o pernos (Fricción, Expansivos, Cementados‐Resina).
6.7.4.3.
Marco metálico (cimbras).
Especificaciones contenidas cubren el refuerzo de acero a ser colocado como parte del
sostenimiento. Este elemento de soporte de rocas consiste en perfiles de acero tipo “H”, WF
6”x6”25 Lbs/ft. La norma a observar en la presente sección es ASTM
A 706:
Especificaciones estándar para barras de acero corrugado de baja aleación, para
concreto reforzado, ASTM A5–2, se utilizará los perfiles H6 x 25 Lb/Pie, con
espaciamiento mínimo acorde con las descripciones de la Cartilla Geomecánica. Para su
instalación deberán cumplirse las normas establecidas por el proveedor.
60
6.7.4.4.
Pernos de fricción.
La norma a observar en la presente sección es ASTM F 432‐95: Especificaciones
estándar para estabilizadores de fricción, en este caso se viene usando Split Set.
6.7.4.5.
Pernos expansivos.
La norma a observar en la presente sección es ASTM A 536, clase 60‐40‐12:
Especificaciones estándar para pernos expansivos (Hydra Bolt, Swellex como ejemplos).
6.8.
Estimación del Tipo de Sostenimiento.
En base a las características geológicas, el arreglo estructural, resultados de la caracterización
geomecánica, la estimación de los parámetros de resistencia en la masa rocosa,
evaluación de estado tensional, la condición de agua subterránea
la experiencia
con resultados
favorables
la
y considerando
en Minas con similares condiciones a
las expuestas en Cori Puno S.R.L., se tiene que los TIPOS DE SOSTENIMIENTO A
APLICARSE PARA EL CONTROL DEL TERRENO EN LAS MINAS SUBTERÁNEAS
DE CORI PUNO SRL serán aquellos que se encuentran indicados en la “CARTILLA DE
SOSTENIMIENTO” Figura 23. Es necesario indicar que las dimensiones de excavaciones
(accesos y/o labores de explotación) condicionan la elección de la longitud de los elementos
de sostenimiento (el volumen de cuñas‐bloques es directamente proporcional al ancho de
excavación) según el tipo de labor “temporal o permanente” que se asigne a las
excavaciones.
El
diseño
del
sostenimiento
para
labores “permanentes
y/o
temporales” en Cori Puno S.R.L. se muestra (Cartilla de sostenimiento).
61
Figura 18: Cartilla geomecánica para labores temporales y permanentes.
7. DESCRIPCIÓN DEL PROCESO OPERATIVO MINADO SUBTERRANEO
7.1.
•
Criterio de diseño mina
Impacto medio Ambiental y sensibilidad Social del Entorno
La ubicación de las zonas mineralizadas y las actividades allí desarrolladas y también las
proyectadas, fueron consideradas por Cori Puno S.R.L., en su propósito de no alterar las
condiciones ambientales del entorno. También se tomó en consideración los aspectos
relacionados a la permeabilidad de las comunidades respecto a la incorporación de los nuevos
sectores a la producción, las facilidades de accesos y las menores distancias de transporte.
•
Naturaleza de la Estructura Mineralizada
62
El origen de la mineralización, los patrones de ocurrencia y los controles de mineralización,
fueron estudiados. Esta información ayudó a definir la estrategia de exploración, ubicando
las labores de acceso de tal forma de facilitar el reconocimiento simultáneo de las estructuras
mineralizadas en distintos niveles, desde donde se podrán habilitar siguiendo el buzamiento
las cámaras de producción (Tajeos).
•
Aspectos Geotécnicos
En la explotación para darle más estabilidad y seguridad a la excavación y sobre todo para
obtener una mayor recuperación de reserva, se estudia la naturaleza competente del mineral
y su caja para su mejor aprovechamiento. También se analiza la secuencia de explotación y
las dimensiones apropiadas de las Unidades Básicas de Explotación (UBE).
•
Dimensión y Geometría del Depósito Mineralizado
Estos aspectos se estudiaron y sirvieron para:
Diseñar el plan de accesibilidad mediante la ubicación y desarrollo de labores de acceso, en
caja piso hasta interceptar las estructuras mineralizadas, luego sobre estructura continuar
con el desarrollo exploratorio en forma longitudinal a la secuencia estratigráfica y al rumbo
de las estructuras mineralizadas.
Determinar la separación entre niveles adecuadamente, considerando el efecto negativo del
bajo buzamiento en el rendimiento de los equipos de acarreo, también para un mejor
control de los contactos y así minimizar los efectos de la dilución, en la etapa de
explotación.
La correcta ubicación de las cámaras de acumulación con el objetivo de darle mayor fluidez
a la extracción del mineral especialmente en las actividades de traspaso del mineral.
63
•
Zoneamiento Mineral
Se revisará y ordenará la información de los recursos por niveles, aspectos que permitirá
ubicar el nivel de transporte o extracción del mineral. La ubicación adecuada de esta labor
permitirá aprovechar el manipuleo del mineral que luego se traspasa hacia la cámara de
carguío donde allí inicia el transporte del mineral en volquete.
Se diseñará el ingreso de los servicios de preferencia por el nivel 4870, para Pomarani.
•
Hidrogeología y Secuencia Estratigráfica
La secuencia estratigráfica y la presencia de planos de debilidad, deben estudiarse con más
detenimiento, para entender mejor el comportamiento de los niveles freáticos, la presencia de
aguas subterráneas y las infiltraciones. Estos aspectos ayudaran al manejo de escorrentías y/o
sistemas de drenaje.
•
Reservas y Ley del Mineral
El volumen de reservas del proyecto condicionará el orden de magnitud de la operación y el
periodo de agotamiento. Es importante señalar; que no obstante a las actividades de
exploración en curso.
•
Recuperación de Reserva y Dilución
Este aspecto está vinculado a la elección del método de explotación y su auto sostenimiento,
en ese sentido podemos manifestar que la naturaleza geomecánica del mineral y roca
encajonante resulta favorable para la aplicación de métodos de cámaras abiertas con pilares
y relleno.
64
•
Blending y Comportamiento Metalúrgico
No existen antecedentes del comportamiento metalúrgico del mineral del sector (Pomarani),
razón por la cual se estudiará en el diseño la posibilidad de ubicar cámaras de carguíos
diferenciados, para acumular mineral de características similares; que, de haber la necesidad,
se podrá manejar la mezcla o “Blending” en interior mina.
7.2.
Opciones de Explotación
Luego de estudiar el depósito, se han definido las condiciones naturales del yacimiento:
características geológicas, morfológicas (forma, potencia, rumbo y buzamiento, y
profundidad), recursos minables (forma geométrica y distribución de leyes), propiedades
geomecánicas (calidad de la masa rocosa de las cajas y del mineral, resistencia de la roca y
esfuerzos, dominios estructurales, etc.) y las posibilidades de presencia del agua
subterránea.
Priorizando en el análisis, las condiciones naturales del yacimiento para su
autosostenimiento, condiciones geomecánicas del mineral y de las cajas, Hartman (1987) y
Nicholas (1981), así también; tomando en consideración la calidad marginal del mineral, el
bajo buzamiento como una gran limitante para el aprovechamiento de la gravedad en la
extracción del mineral y para la distribución de relleno. Se identifica al método de
explotación por Cámaras y Pilares y subniveles con taladros largos, como la opción más
adecuada para la mina Untuca, señalando que; en cuanto se tenga mayor información del
comportamiento geomecánico de las excavaciones, así también de la calidad del mineral,
podrá aprovecharse mejor las variantes de estos métodos.
65
7.3.
Elección del Método de Explotación
De acuerdo a lo anteriormente establecido, con la información disponible a la fecha de
elaboración del estudio, podemos manifestar que; dadas las características del
comportamiento geomecánico del yacimiento y la naturaleza marginal de la mineralización,
se requiere de un método de minado masivo de bajo costo, autosoportado con pilares de 5 x
5 para cámaras y pilares, y para sub level stoping , el pilar corrido de 5 m de ancho y con
un radio hidráulico de 60 metros como spam que nos dé un factor de seguridad superior a
uno. Para estas condiciones de operación los métodos que mejor se adaptan, son “cámaras y
pilares” y “subniveles con taladros largos”.
La ventaja de estos métodos de explotación, es que los pilares pueden acomodarse según
las leyes en los sectores más pobres; de tal forma que alineados permitan siempre el acarreo
de mineral, este esquema podría variar razonablemente para extraer minerales de varios
frentes a una ley requerida. La orientación de las cámaras y pilares es recomendable que
sean alineadas a las direcciones preferenciales de avance de las excavaciones, es decir en
dirección SW a NE o viceversa, o de NW a SE o viceversa.
En esta dirección las condiciones de estabilidad de las cámaras, así como de los pilares se
verán favorecidas y el sostenimiento será menor, este criterio aplica para los cuerpos
mineralizados de Pomarani.
Por otro lado, con el método de sub level stoping, la ventaja de acumulación de material
para carguío y transporte en las cámaras generadas a partir del método de explotación y
subsecuentemente el radio hidráulico de 60 metros con un spam que nos dé un factor
superior según las evaluaciones geomecánicas, representa holguras para la habilitación de
66
nuevas labores de avance y preparación, sin perder continuidad de habilitación de mineral
para planta concentradora.
•
Diseño del método de explotación:
Sub level stoping (SLS), contempla la construcción de labores mineras en desmonte como
chimeneas de ventilación de 2.0 x 2.0 m de diámetro, rampas de acceso de 4.5 m x 4m de
sección, construcción de los subniveles de ataque de 4.5m x 4m que intersecan el cuerpo
mineralizado en forma equidistante y la corta de caja a caja. Dentro del cuerpo mineralizado
y a partir del subnivel se avanzan galerías transversales a éstas y paralelas entre sí, de sección
de 4m x 4m que luego llegado al límite de la mineralización serán ampliadas a una sección
de 9m x 4m; éstas obedecen al dimensionamiento de los tajeos de cada nivel, según el modelo
de bloques.
Figura 19: Diseño del método de explotación - vista en planta
67
Figura 20: Diseño del método de explotación - vista en perfil 01
Figura 21: Diseño del método de explotación - vista en perfil 02
Figura 22: Diseño del método de explotación - vista 3D
68
Cámaras y pilares:
Contempla la construcción de labores mineras con un acceso principal en mineral, que es
conveniente avanzar con los frentes y unir rápidamente la galería base con el contacto
geológico. Una vez establecida la galería base se abren perpendicularmente los tajos de 5m
x 5 m, en mineral hasta llegar al contacto mineral/desmonte.
Luego se ejecutan las cámaras dejando pilares distribuidos uniformemente y es excavado
abriendo tajeos múltiples o cámaras para una buena distribución plana y regular que
favorece la comunicación entre labores y la ventilación; además de mantener tajos
múltiples abiertos al mismo tiempo. En seguida se avanza la explotación a partir de dichas
labores, esto va depender de la potencia del cuerpo mineralizado y el buzamiento del manto
del yacimiento.
•
Limpieza
La limpieza se realizará con scooptram CAT R1600 y R 1300, equipado con un control
remoto, el que se usa cuando el scoop tiene que ingresar al tajeo minado, donde el techo de
minado llega a una altura de hasta 16 m.
•
Carguío
El carguío a los volquetes se realizará con los scooptram CAT R1600 y R1300 en las cámaras
de carguío, también se tiene cámaras de acumulación de mineral lo que permitirá una mejor
utilización de los scooptram y por consiguiente mejor utilización de los volquetes.
•
Transporte
69
El transporte se realizará con volquetes de 25 ton de capacidad con una flota de 09 volquetes,
el ciclo promedio en interior mina es de 45 min de la zona de carguío a la cancha de mineral
en planta.
•
Seguridad del Método de Minado
Las actividades de perforación y voladura se realizan a partir de los accesos (4m x 4m) que
se encuentran fortalecidos con pernos de anclaje y malla metálica según corresponda,
mitigando así la caída de rocas. Sin embargo, la actividad de carguío con los scooptrams si
presenta riesgo de caída de rocas por exponerse en aberturas grandes.
La medida de seguridad tomada en esta actividad de carguío de mineral consiste en el uso
de control remoto para dirigir los scooptram a los tajeos, donde el operador se ubica en un
lugar seguro y conduce al equipo para que entre al tajeo hasta el mineral roto y pueda salir
con mineral cargado en la cuchara, una vez que el scooptram se encuentre en el acceso el
operador sube al scooptram y opera en forma manual, esta operación se repite en todos los
tajos en la etapa de extracción.
•
Requerimiento de Producción
El diseño será elaborado para el sector subterráneo Pomarani para una producción de 1,850
TPD. Sin embargo, es necesario señalar que se tiene una buena información geológica
disponible, por eso las labores programadas de avance una vez delimitado por el cuerpo se
convierten en tajos de producción por el método de explotación.
•
Consideraciones económicas
Por la naturaleza marginal de las leyes y las limitaciones de disponibilidad de recurso mineral
medido indicados, conviene el desarrollo de una estrategia de minado selectivo, que con el
70
desarrollo subterráneo debe confirmar las formas geométricas de las estructuras minables,
priorizando en la etapa de explotación el control de la dilución, en un esquema de minado de
costos CAPEX y OPEX, bajos. Planteando las preparaciones sobre mineral y desarrollo sobre
estéril lo que significa que habrá aporte muy limitado de desmontes. Se estudia el nivel de
inversión luego el diseño de mina, considerando la ubicación del yacimiento y de sus
componentes, también las distancias a desarrollar para accesar a los cuerpos mineralizados y
extraer mineral, a razón de 1850 TPD en la Mina Pomarani.
7.4.
Unidad Básica de Explotación (UBE) y Descripción del Método
Para determinar las dimensiones de las cámaras y pilares se ha utilizado el método
convencional de área tributaria para la estimación de los esfuerzos sobre los pilares, y el
criterio de Lunder y Pakalnis (1997) para estimar la resistencia de los pilares. Los factores
de seguridad de diseño utilizados estuvieron ligeramente por encima de 1.4. Según ello, se
establecen las siguientes dimensiones de cámaras y pilares:
La unidad básica de explotación (UBE) para Pomarani, está definida por las dimensiones de
los tajeos de producción de 9 m de ancho, separadas por pilares de 5m.
La recuperación del recurso mineral, está en función del ancho de los pilares. Para efectos
del estudio, se considera pilares de 5 x 5 m, con una recuperación del recurso mineral al
final de la explotación de un 87%.
71
7.5.
Parámetros del Diseño
7.5.1. Opción uso de Desquinche
Se desquinchará al ancho de cámara de 9 m, dejando el pilar de diseño de 5 x 5 m. El
Jumbo perforara en sección 5 m x 4 m. La limpieza de mineral será con scoop de 6 yd3 por
ser secciones anchas.
7.5.2. Opción uso de Breasting
El método contempla la recuperación del mineral hasta el techo según control geológico,
por lo que en potencias mayores a 6 m se tendrá que rellenar el piso para que el jumbo
tenga altura de perforación y quede una luz de 1 m, para proceder a los cortes horizontales
hasta llegar al techo del horizonte mineralizado según control geológico.
7.5.3. Opción uso de Banqueo
Se da para minar los 2 subniveles mediante taladros largos, la siguiente tabla muestra los
parámetros del método de explotación:
Tabla 13. Parámetros para explotación de cámaras y pilares y taladros largos
MÉTODO
Altura de mantos (potencia)
Longitud de tajeos(largo)
Ancho de los tajos (Entre ejes de tajos)
Índice de preparación
Longitud de perforación
Aporte de los avances a la producción
Recuperación de mineral inicial – final
Porcentaje de dilución (estimado)
Avance de excavación
CÁMARAS Y PILARES
12 m
TALADROS LARGOS
>6m
86 m
14 m
47 t/m
10 - 12 pies
80%
87%
5%
Sub horizontal
46 m
14 m
50 t/m
30 - 36 pies
90%
82%
0%
Vertical
72
8. PLAN DE MINADO DETALLADO SECTOR SUBTERRANEO
El plan de minado establecido para el proyecto obedece primeramente a la necesidad
de confirmar la interpretación geológica hecha en base a los sondajes diamantinos,
mediante un programa de desarrollos exploratorios que permitan re categorizar recursos de
la condición de inferidos a la de medido indicados, delimitando también las formas
geométricas de las estructuras mineralizadas económicamente explotables en forma
selectiva, esto debido a la naturaleza marginal de la mineralización.
8.1.
Recursos Minerales
Los recursos para la mina subterránea Pomarani se muestran en las siguientes tablas:
Tabla 14. Recurso de Minerales Mina Pomarani
Sector
Pomarani
Total
Mineral (TMH) Ley (gr Au/ton)
7,965,882
2.54
7,965,882
2.54
El plan de minado se ha desarrollado sobre los modelos de bloques del Sector Pomarani, la
distribución de recursos permite guiar el planeamiento y definir una adecuada secuencia de
explotación, así como elegir la explotación adecuada por Subterránea.
8.2.
Reservas Minerales
8.2.1. Cut Off por Sectores
La ley de corte (cut-off), será aquella ley mínima cuyo valor cubra todos los costos
involucrados en el proceso de minado (producción, procesamiento y comercialización) y
equivale al costo necesario para que la reserva mineral resulte económicamente rentable.
El cut Off para el Sector de Pomarani Subterráneo es de 1.8 gr Au/Tn.
73
Costos de producción
Cut Off (Ley Mínima %) = -----------------------------------Precio neto x Recuperación
8.2.2. Reserva Mineral
Las reservas estimadas para sector el Sector de Pomarani se determinó sobre el cut off de
1.8 gr Au/Ton, en la siguiente Tabla para el minado Subterráneo de Pomarani.
Tabla 15. Reservas Mina Subterránea Pomarani
Sector
Pomarani
Total
8.3.
Mineral (TMH) Ley (gr Au/ton)
6,771,752
2.54
6,771,752
2.54
Diseño de Minado Subterráneo
8.3.1. Labores de Exploración
Corresponden al desarrollo de labores sub horizontales (cámaras de sondaje). Las labores
sub horizontales su ubicación la define Geología con el fin de realizar sondajes diamantinos
dirigidos a posibles targets que permitan incrementar recursos minerales.
8.3.2. Labores de Preparación
Corresponden a las labores que permitirán la accesibilidad y preparación de cada uno de los
tajeos para su explotación que son corridas dentro del manto mineralizado.
Esta labor inicialmente cumplirá la función de galería piloto a sección 4.0 x 4.0 para
posteriormente poder ampliar la galería a 9.0 x 4.0 m.
8.3.3. Labores de Desarrollo
El diseño considera la excavación de cruceros de sección 4.5 m x 4.0 m para el ingreso de
volquetes de 18 m³ y scoops de hasta 6 Yd³ al nivel de producción, esto permitirá facilitar
74
la accesibilidad al manto, permitiendo mecanizar el acarreo del mineral entre los tajos
donde la limpieza se desarrolla con scoops. Los avances de profundización tienen una
sección de 4.5 x 4.0 m.
8.3.4. Labores de Explotación
Los métodos de minado están dados básicamente por la potencia del yacimiento:
Para mantos de potencia mayor o igual a 14 m, se trabaja con sub level stoping y pilares
corridos.
Para mantos con potencia entre 6 m – 12 m se trabaja con breasting (corte y relleno
ascendente).
Para mantos con potencia de 4 m a 5 m se trabaja con cámaras y pilares, y en algunos casos
dentro de este minado se realiza el breasting invertido o rebaje de piso.
Cámaras y Pilares: Se abren cámaras de 9 m y se dejan pilares de 5 m x 5 m, la altura de
la labor es de 4 m, y dependiendo de nueva información geológica se trabaja con breasting
al techo o al piso.
Sub Level Stoping: Se abren galerías de 60 m de largo tanto al techo como al piso del
manto (potencia > = 14 m), se amplían estas labores a una sección de 09 m x 04 m dejando
pilares corridos de 5 m de ancho.
Breasting: Se trabajan sobre cámaras que van de 4 m a 9 m de ancho dejando pilares de 5
m x 5 m como mínimo, y se realiza previo relleno de piso de la zona a trabajar dejando una
luz de 0.5 m y con cortes de 4 m de altura como máximo.
Para cualquiera de los casos expuestos líneas arriba se delimitan los paneles de explotación
y una vez concluidas las labores de preparación. La explotación se inicia mediante la
75
ampliación de las galerías pilotos, separadas por pilares y siguiendo el buzamiento del
manto. La explotación se realiza en retirada hacia el crucero principal.
Es importante mencionar por razones de seguridad, y de ser necesario se pueden recuperar
pilares previa evaluación geomecánica.
8.4.
Plan de Producción Mina
El planeamiento de Minado considera una producción diaria de la siguiente manera:
Subterráneo Pomarani: 1,850 TPD
Tabla 16. Producción Mina Pomarani 2024-2033
RESUMEN
PRODUCCION 2024 -2033
MINA POMARANI
TOTAL
2024
677,100
677,100
2025
675,250
675,250
2026
675,250
675,250
2027
675,250
675,250
AÑO
2028
2029
677,100
675,250
677,100
675,250
2030
675,250
675,250
2031
675,250
675,250
2032
677,100
677,100
2033
675,250
675,250
TOTAL
TMH
Au g/t
6,758,050
2.54
6,758,050
2.54
8.4.1. Programa de Desarrollos y Preparaciones – Sector Pomarani
Se han programado un total de 76,713 m de labores de preparación y 25,571 m de labores de
desarrollo teniendo un promedio por anual de avances de 10,228 m.
Tabla 17. Avances Mina Pomarani 2024-2033
MINA POMARANI
AVANCE 2024-2033
PREPARACION (m)
DESARROLLO (m)
TOTAL (m)
2024
7,686
2,562
10,248
2025
7,665
2,555
10,220
2026
7,665
2,555
10,220
2027
7,665
2,555
10,220
AÑO
2028
2029
7,686
7,665
2,562
2,555
10,248
10,220
2030
7,665
2,555
10,220
2031
7,665
2,555
10,220
2032
7,686
2,562
10,248
2033
7,665
2,555
10,220
AVANCE
TOTAL
76,713
25,571
102,284
76
Figura 23: Mina Pomarani Nv.4820 – Año 1
Figura 24: Mina Pomarani Nv.4840 – Año 2
77
Figura 25: Mina Pomarani Nv.4870 – Año 3
Figura 26: Mina Pomarani Nv.4892 – Año 4
78
Figura 27: Mina Pomarani Nv.4925 – Año 5
Figura 28: Mina Pomarani Nv.4936 – Año 6
79
Figura 29: Mina Pomarani Nv.4949 – Año 7
Figura 30: Mina Pomarani Nv.4956 – Año 8
80
Figura 31: Mina Pomarani Nv.4960 – Año 9
Figura 32: Mina Pomarani Nv.4980 – Año 10
81
Figura 33: Producción Mina Pomarani 2024-2033
8.5.
Operaciones Unitarias Mina Subterránea
Los tajeos estarán constituidos por cámaras, separados por sus respectivos pilares, los tajeos
tendrán una longitud variable de acuerdo a los límites de los mantos. El ciclo de minado
plantea ocupar para limpieza equipos scoops.
8.5.1. Perforación
La perforación se realizará con equipos mecanizados Jumbo, la sección puede variar de 3.5
m x 3.5 m a 5 m x 5 m dependiendo del tipo de fase, así las labores de preparación por lo
general serán de sección 4 m x 4 m, y las de desarrollo pueden llegar a secciones de 5 m x 5
m. La distribución de la malla de perforación dependerá del tipo de sección que se esté
realizando.
82
8.5.2. Voladura
Para la voladura o disparo, se usarán explosivos convencionales como emulnor 5000,3000
y 1000, como iniciadores faneles unidos por cordón detonante.
8.5.3. Sostenimiento
Para la explotación de las cámaras, especialmente en la zona de intersección diagonal de
mayor longitud entre pilares se recomienda el uso del sostenimiento conforme a las
recomendaciones geomecánicas dadas por el especialista.
8.5.4. Ventilación
Para el plan de minado 2024-2033, se consideró los criterios de diseño del sistema de
ventilación en cumpliendo a la normativa DS-024-2016-EM y su modificatoria DS-0232017-EM; determinando el requerimiento de aire y cobertura para los niveles en operación,
con una cobertura mayor al 100%, todo el circuito de ventilación de la zona Pomarani es
forzado, usando ventiladores principales de capacidades de 60,000 pies3/min que trabajan
como extractor, ventiladores auxiliares 30,000 pies3/min y 60,000 pies3/min de capacidad
impelentes para labores de preparación y avance.
Haciendo uso del software ventsim se efectuaron análisis de sensibilidad de los circuitos de
ventilación de mina, teniendo en cuenta las siguientes consideraciones:
•
Demandas de aire para una producción de 1850 tpd en Pomarani.
•
Operación de equipos diésel, disponibilidad mecánica, factor de utilización.
•
Método de explotación por taladros largos, cámaras y pilares.
83
8.5.4.1.
Circuito de aire Pre Minado
El pre minado corresponde al desarrollo y preparación de labores sub horizontales (galerías,
cruceros e inclinados) siguiendo el rumbo del manto tanto inferior y superior hasta el límite
de la concesión. En su trayectoria se desarrollarán cruceros desde superficie que
interconectarán los límites del manto.
En el caso específico de excavación de cualquiera de las galerías hasta el límite de la
concesión, la demanda de aire está relacionada directamente a la necesidad de aire de un
scoop y personal que los opera, además de otros trabajadores de supervisión y servicios que
eventualmente se encontrarán en la labor; en todo caso, esta demanda no superaría los
20,000 pies3/min de aire.
Para fines de ventilación se plantea el desarrollo de cruceros y preparaciones de galerías
simultáneas del manto inferior y superior, de modo que la primera galería sea utilizada
como vía de ingreso de aire fresco y la segunda como vía de salida de aire usado.
La implementación de esta opción requiere la comunicación de un by pass hacia superficie
en la primera galería. En este by pass deberá instalarse un ventilador de 30,000 pies3/min,
dispuesto en un tapón y hermético, el cual mediante manga de ventilación de 32 pulgadas
de diámetro lo insuflará hacia el frente de desarrollo y preparación; el aire usado retornará
por la misma galería llegando a la red principal, posterior a ello mediante un ventilador
extractor secundario a superficie.
Continuando con el desarrollo de ambas galerías en paralelo, en los siguientes 50 metros
deben ser comunicados nuevamente con otra galería, procediendo a la vez con el cierre de
la primera galería de forma que el aire ingrese hasta esta nueva galería. Este procedimiento
84
debe continuarse de manera que el aire ingrese hasta la última galería construida paralela al
límite de la concesión y retorne a superficie por la segunda galería.
MODELO DE PREPARACIONDE GALERIAS PARALELAS
En la zona de Pomarani el ingreso de aire fresco será por las rampas principales del Nivel
4892 hasta llegar a la GL-7382 donde se ejecutara una chimenea tipo VCR que conectará
desde el nivel 4892 hasta nivel 4949, que sirve para conducir aire fresco hasta los niveles
superiores y son captados por ventiladores auxiliares de capacidades de 30Kpies3/min para
las galerías de preparación y avance, por otro lado, la salida de aire usado será por los
inclinados paralelos al ingreso de aire fresco que son conectadas a niveles superiores donde
se instalarán ventiladores principales de capacidad de 60Kpies3/min que extraerán aire
usado.
Figura 34: Modelo de Preparación de Inclinados Paralelos
85
8.5.4.2.
ETAPA DE MINADO
Esta opción contempla la comunicación de las galerías a superficie. En el nivel del manto,
el mineral será acumulado en cámaras de acumulación o se cargará en cámaras de carguío
para un volquete, mediante el scoop, para su transporte a superficie.
Para esta etapa de minado, en la base de las galerías superiores, excavadas en la etapa de
pre minado, se instalarán ventiladores de 60,000 pies3/min, dispuestos como extractores de
aire usado. Previo a la explotación de las cámaras y pilares, las galerías que fueron
excavadas inicialmente en la etapa de pre minado para fines de ventilación, deben
mantenerse cerradas con las barreras ya instaladas.
La explotación de las cámaras debe ser iniciada desde la última galería próxima al límite
del block o la concesión minera, esto es en retroceso hacia las bocaminas. Este
procedimiento permitirá que el aire fresco ingrese por las galerías excavadas directamente
hasta los frentes de explotación, evitando su dispersión y reducción de velocidades en las
cámaras, si la explotación se iniciase de la bocamina hacia el límite de concesión, el aire
usado luego de circular por las cámaras ya explotadas sería captado por uno de los
ventiladores extractores de 60,000 pies3/min para su evacuación a superficie; las cámaras
ya explotadas deben ser señalizadas para impedir el acceso de personal, ya que en varias de
ellas la velocidad del aire puede estar por debajo de la velocidad límite que establece el
Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería.
Para la explotación en los mantos superiores los ventiladores de 30Kpies3/min serán
trasladados a las galerías superiores cuando correspondan, para seguir con el procedimiento
descrito y por consiguiente las galerías deben ser cerradas y bloqueadas herméticamente
86
para evitar el ingreso del personal y para direccionar el flujo de aire hacia las labores de en
operación.
Para el minado de los taladros largos, el circuito de ventilación es lo siguiente; por en
manto inferior se tiene el ingreso de aire fresco, pasando el aire por el tajo de taladros
largos, subiendo al nivel superior, donde se encuentra al extremo del tajo un ventilador
extractor de 60K pies3/min de capacidad.
Figura 35: Desarrollo de las labores en la etapa de minado
87
8.5.4.3.
Características de los Ventiladores
Las características de los ventiladores a ser implementado para el minado son las
siguientes:
Cantidad
: 10
Tipo
: Axial
Capacidad
: 60,000 pies3/min.
Presión total
: 9.25 pulgadas Agua
Velocidad de rotación
: 1759 rpm
Diámetro carcasa
: 48 pulgadas.
Etapas
:2
Altitud de operación
: 4,900 msnm.
Temperatura de operación
: -15 °C a 30° C
Motor
: 150 HP, 3450 RPM, 2 FASES, 440 Voltios, 60
ciclos, Encerramiento TEFC
Tablero de arranque
: Arrancador Estrella Triángulo para motor de 75 HP,
460 voltios, 3 fases, 60 ciclos, a 4000 msnm.
Adicionales
: Malla de protección y campana de succión.
88
Adicionalmente, el desarrollo de las labores de exploración y preparación requerirá la
implementación de ventiladores auxiliares, cuyas características serán las siguientes:
Cantidad
: 11
Tipo
: Axial
Capacidad
: 30,000 pies3/min.
Presión Total
: 8.24”
Velocidad de rotación
: 3560 rpm
Diámetro carcasa
: 32.00 pulgadas.
Etapas
:2
Altitud de operación
: 4,900 msnm.
Temperatura de operación : -15 °C a 30° C
Potencia de motor
: 75 HP, 1750 RPM, 2 fases, 440 Voltios, 60 ciclos.
Adicionales
: Tablero de arranque, malla de protección y campana
de succión.
8.5.4.4.
Riesgos Potenciales de Ventilación en Proceso Operativo
Los riesgos potenciales considerados en el proceso operativo están considerados dentro
del IPERC línea base, en donde cada actividad indica tomar medidas preventivas de
ventilación antes de iniciar cualquier actividad del proceso operativo; así mismo, se
indica en el mapa de riesgos todos los riesgos existentes por actividades de ventilación.
89
RIESGOS POTENCIALES DE VENTILACION EN EL PROCESO OPERATIVO
ACTIVIDAD
TAREA
Toma de
datos de
Humedad
Toma de
datos de
gases
PELIGROS
HUMEDAD
(en zonas de gotera)
Toma de
datos de
emisión de
gases en
vehículos
FATALIDAD (Exposición a
gases en labores ciegas:
gaseamiento)
Uso de EPP Mascara con
filtros
VENTILACIÓN DEFICIENTE
(inadecuada ventilación en labores
de interior mina)
FATALIDAD (Exposición a
ambientes con deficiencia
de oxígeno)
Uso de EPP Mascara con
filtros
EQUIPOS O MAQUINARIAS EN
MOVIMIENTO
(desplazamiento dentro de mina de
scoop, camionetas, etc.
EQUIPO
(neumática, mangueras, pulmones)
SUSTANCIAS Químicas Y
AGENTES DAÑINOS (tubos de
humo)
SUPERFICIES RESBALADIZAS (en
el traslado en interior mina)
POSTURAS DE TRABAJO
INSTALACION DE VENTILADOR
Instalación de
ventiladores
Auxiliares
CAIDA DE EQUIPOS
(VENTILADORES)
Lesión a la persona por
caída de roca
FATALIDAD (Atrapado o
golpeado por equipo en
movimiento)
FATALIDAD (Contacto
con fluidos a presión:
mangueras de aire, agua,
entre otros)
PERMANENTE (Caída al
mismo nivel)
Desatado de rocas sueltas
Paralizar la operación durante
el paso de vehículos diésel
Reubicación de estación de
toma de datos
Evacuación de personal de
las labores con presencia de
agua
Lesión Leve O Trivial
(Contacto de los ojos, piel
Uso de EPP Mascara con filtros
con sustancias y agentes
dañinos)
Contaminación por
Uso de EPP Mascara con
agentes químicos
filtros
FATALIDAD (Contacto
con electricidad)
Uso de arnés y línea de vida
para alturas mayores a 1.5 m
PERMANENTE (Caída al Uso de arnés y línea de vida
mismo nivel)
para alturas mayores a 1.5 m
Enfermedad Reversible
Uso de EPP
(Ergonómico por posturas
completo
de trabajo)
FATALIDAD (Contacto
Uso de arnés y línea de vida
con electricidad)
para alturas mayores a 1.5 m
EQUIPOS EN MOVIMIENTO
(Desplazamiento dentro de mina de
scoop, camionetas, etc.)
FATALIDAD (Atrapado o
golpeado por equipo en
movimiento)
ROCA SUELTA
(peligro en el desplazamiento en
interior mina y bocaminas)
Lesión a la persona por
caída de roca
Desatado de rocas sueltas
CAIDA DE EQUIPOS
(VENTILADORES)
FATALIDAD (Contacto
con electricidad)
Uso de arnés y línea de vida
para alturas mayores a 1.5 m
SUPERFICIES RESBALADIZAS
PERMANENTE
(Caída al mismo nivel)
Uso de arnés y línea de vida
para alturas
Lesión a la persona por
caída de roca
Desatado de rocas sueltas
Lesión a la persona por
caída de roca
Desatado de rocas sueltas
FATALIDAD (Atrapado o
golpeado por equipo en
movimiento)
Paralizar la operación durante
el paso de vehículos diésel
ROCA SUELTA
(peligro en el desplazamiento en
interior mina y superficie
bocaminas)
ROCA SUELTA
(peligro en el
desplazamiento en interior mina y
superficie |bocaminas)
Instalación de
ventiladores
Secundarios
Uso de EPP Tapón de
Oídos y Orejeras
Uso de EPP Mascara con
filtros
CAIDA DE EQUIPOS
(VENTILADORES)
Traslado de
ventiladores
CONTROL EXISTENTE
Enfermedad Reversible
(Exposición a gases)
SUPERFICIES RESBALADIZAS (en
el traslado en interior mina)
Toma de
datos de
caudales
RIESGOS
Enfermedad Reversible
(Ergonómico por ambiente
de trabajo: humedad)
GASES O2, CO, CO2 Y NO2
(procedente de sustancias químicas
utilizadas dentro de la mina,
producto de la voladura de rocas y
de equipos diésel)
ROCA SUELTA
(peligro en el desplazamiento en interior
mina y superficie bocaminas)
VENTILACIÓN
MEDICIÓN EN CAMPO DE FLUJOS, TEMPERATURA, HUMEDAD, SECCIÓN
TIPICA, COMPOSICIÓN DE AIRE (GASES)
ITEM
EQUIPOS EN MOVIMIENTO
(Desplazamiento dentro de mina de
scoop, camionetas, etc.)
VENTILACIÓN DEFICIENTE
(inadecuada ventilación en labores
de interior mina)
POSTURAS DE TRABAJO
Paralizar la operación durante
el paso de vehículos diésel
FATALIDAD (Exposición a
ambientes con deficiencia Uso de EPP Mascara con filtros
de oxígeno)
Enfermedad Reversible
(Ergonómico por posturas
de trabajo)
Uso de EPP
completo
90
RIESGOS POTENCIALES DE VENTILACION EN EL PROCESO OPERATIVO
ACTIVIDAD
INSTALACION DE VENTILADOR
ITEM
TAREA
INSTALACION DE MANGAS
RIESGOS
CONTROL EXISTENTE
Lesión a la persona por caída de
roca
Desatado de rocas sueltas
USO DE HERRAMIENTAS
(llaves, barretillas, tecle)
Instalación
VENTILACIÓN DEFICIENTE
de
ventiladores (inadecuada ventilación en labores de
interior mina)
Principales
Instalación de
línea
mensajera
Colocado de
mangas
INSTALACION DE PUERTAS Y TAPONES DE
VENTILACION
Colocado de
parantes para
la instalación
puerta o
tapón
Uso de EPP Mascara con
filtros
Uso de EPP completo
CAIDA DE EQUIPOS
(VENTILADORES)
FATALIDAD (Contacto con
electricidad)
Uso de arnés y línea de vida
para alturas mayores a 1.5 m
Lesión a la persona por caída
de roca
Desatado de rocas sueltas
ROCA SUELTA (peligro en el
desplazamiento en interior mina y
superficie bocaminas)
GASES O2, CO, CO2 Y NO2
(procedente de sustancias químicas
utilizadas dentro de la mina, producto
de la voladura de rocas y de equipos
diésel)
ENFERMEDAD
REVERSIBLE
(Exposición a gases)
Uso de EPP Mascara con
filtros
FATALIDAD (Exposición a
gases en labores ciegas:
Gaseamiento)
Uso de EPP Mascara con
filtros
EQUIPOS O MAQUINARIAS EN
MOVIMIENTO
(Desplazamiento dentro de mina de
scoop, camionetas, etc.)
FATALIDAD (Atrapado o
golpeado por equipo en
movimiento)
Uso de EPP Mascara con
filtros
ROCA SUELTA (peligro en el
desplazamiento en interior mina y
superficie bocaminas)
GASES (O2, CO, CO2 Y NO2)
(procedente de sustancias químicas
utilizadas dentro de la mina, producto
de la voladura de rocas y de equipos
diésel)
USO DE HERRAMIENTAS
(martillo, combo, clavos)
SUPERFICIES RESBALADIZAS (en
el traslado en interior mina)
hermetizado
de tapón
POSTURAS DE TRABAJO
Coordinación
Impresión,
computación,
labores
administrativa
s
FATALIDAD (Exposición a
ambientes con deficiencia de
oxígeno)
Uso de EPP completo
Enfermedad Reversible
(Ergonómico por posturas de
trabajo)
POSTURAS DE TRABAJO
Fabricación
de la puerta o
tapón
PERMANENTE (Golpes, cortes.
etc.)
POSTURAS DE TRABAJO
CAÍDA DE PERSONAL
ADMINISTRATIVO
VENTILACIÓN
PELIGROS
ROCA SUELTA (peligro en el
desplazamiento en interior mina y
superficie bocaminas)
PERMANENTE (Caída al mismo
nivel)
ENFERMEDAD REVERSIBLE
(Ergonómico por posturas de
trabajo)
Uso de EPP completo
Uso de arnés y línea de vida
para alturas mayores a 1.5 m
Lesión a la persona por caída
de roca
Desatado de rocas sueltas
ENFERMEDAD
REVERSIBLE
(Exposición a gases)
FATALIDAD (Exposición a
gases en labores ciegas:
Gaseamiento)
FATALIDAD (Atrapado o
golpeado por equipo en
movimiento)
Paralizar la operación
durante el paso de vehículos
diésel
Uso de EPP Mascara con
filtros
Uso de EPP completo
PERMANENTE (Caída al
mismo nivel)
Desatado de rocas sueltas
ENFERMEDAD REVERSIBLE
(Ergonómico por posturas de
trabajo)
Uso de EPP Mascara con
filtros
Presencia de agentes Biológicos
comunes
Exposición a agentes bilógicos en
zonas comunes (contacto directo
entre personas, contacto con
objetos contaminados).
Presencia de agentes Biológicos
COVID-19
Exposición a agentes
biológicos como virus SARS- coV-2
(contacto directo con
Uso de Barbijos y Caretas
Faciales. Atención por
ventanillas. Señalización en
ambientes de
prevención de contagio
Fumigación y desinfección de
oficinas Uso de Guantes
Uso de Barbijos y
Caretas Faciales.
91
9. INFRAESTRUCTURA GENERAL
Para las operaciones de la mina, se contará con las siguientes instalaciones: campamentos,
comedores y oficinas administrativas para albergar al personal que laborará en la mina,
contará con todos los servicios e infraestructura requeridos, que incluyen dormitorios y/o
habitaciones para el personal (tanto obreros, empleados), oficinas administrativas y de
operaciones, servicios de cocina, comedores, servicios higiénicos, servicios de vigilancia,
losa deportiva, sistema de abastecimiento de agua potable y aguas servidas.
Dentro de la infraestructura también se contará con un Centro Médico debidamente
implementado y equipado, asimismo un Almacén Central, y un Taller de Reparación de
equipo pesado, entre otros.
Se construirá almacenaje de Cal, Cianuro, Diatomita, de acuerdo a las Normas y
Reglamentos de Construcción Civil Nacional y la Normatividad sobre Seguridad Industrial
y de Conservación Ambiental.
9.1.
Instalaciones Productivas
El proyecto CORIPUNO contará con las siguientes instalaciones productivas:
•
Labores Subterráneas Sector Pomarani
•
03 depósitos de desmonte (Desmontera 3, Desmontera 2, Desmontera Yesica)
•
Planta de Procesos
•
Planta de Filtrado
•
Depósito de Relaves
•
Stock Pile
Además de las instalaciones para las actividades netamente productivas, la mina contará con
las instalaciones auxiliares, tales como:
92
•
Casa Lámparas Mineras
•
Depósitos de almacenamiento de madera y cemento
•
Polvorín de explosivos y accesorios de voladura, talleres de mantenimiento general,
almacén general, oficinas y campamentos; Estas instalaciones serán las mismas que
se utilizarán en el proyecto Pomarani que fueron descritas ya en el presente informe.
•
Área de Explotación
Las operaciones de mina comprenden la explotación del subterráneo, rampas de acceso,
depósito de desmonte e instalaciones conexas de mina, como polvorines (depósito de
nitrato - anfo), parque automotor mina, equipos-maquinarias, etc.
9.1.1. Área de Tratamiento
El área de tratamiento metalúrgico comprende principalmente el área de Planta de
Beneficio e incluye instalaciones conexas como, laboratorio, almacenes y otros insumos.
9.1.2. Área de Instalaciones Auxiliares
La mina también cuenta con la construcción de campamentos para obreros, empleados,
staff, oficinas mina, geología y de administración, todos ubicados en las cercanías del área
de operación, tendrá el sistema de tratamiento de aguas y otras instalaciones afines.
10. FUENTES ABASTECIMIENTO DE ENERGÍA ELÉCTRICA
El suministro de energía actual es abastecido del sistema interconectado con la empresa
Concesionario Electro Puno en una cantidad de 3MW, así mismo, se tiene proyectado a
través de la Central Hidroeléctrica Sandia incrementar nuestra matriz energética en 2MW,
enlazándola a nuestra línea primaria, así también, mediante un refuerzo de línea primaria se
proyecta incrementar nuestro consumo de Electropuno por 2MW adicionales.
93
El saldo faltante sería cubierto por los grupos de generación térmicos de la unidad. Se
dispondrá así de una capacidad instalada de hasta 8MW.
Se cuenta con un sistema de contingencia en caso de deficiencia o fallo de las fuentes de
generación de energía eléctrica en base a grupos electrógenos térmicos instalados en Casa
Fuerza Planta, para el funcionamiento de la Planta de Beneficio Untuca contando con (04)
grupos electrógenos de 1500kW de capacidad nominal, cada uno. Estos grupos representan
una capacidad efectiva a la altitud de operación de la planta, de 2.3MW.
Se proyecta construir una segunda Casa Fuerza, a denominarse Casa Fuerza Untuca, con
una capacidad instalada de hasta 2.3MW, con grupos electrógenos y para contingencia de
otras áreas operativas.
Adicionalmente, se proyecta construir una Central de Generación, con una capacidad
instalada de hasta 7MW a base de turbinas a gas natural o grupos electrógenos o construir
una segunda línea primaria en un mayor nivel de tensión al actual, para proyectos futuros o
de no poder concretarse otra de nuestras matrices energéticas.
11. COSTO DE CAPITAL
El costo de capital está estimado para todo el proyecto, no contiene el concepto de etapa de
preproducción, dado que esta visto como una continuidad de las operaciones actuales que
va ir siendo reemplazada progresivamente a partir de ir incorporando la producción
proveniente primero, de los desarrollos y luego de los tajeos involucradas en el presente
proyecto. Tener en cuenta que algunas vetas se inician dentro de las áreas con actual
permiso para luego pasar a la nueva zona que es motivo del MEIA. Teniendo en cuenta lo
anterior, todo el costo de capital asociado a la nueva Infraestructura, Desarrollo de la mina
y equipos asociados será tratado para el presente proyecto como costo de sostenibilidad
94
aplicado en los periodos que se ejecute. Su ejecución será realizada por servicios de
terceros contratados como se viene haciendo actualmente.
Los costos directos están asociados a la tarifa del contratista, en el caso de los avances
comprende la Mano de Obra tanto directa como indirecta, materiales, equipos, gastos
generales y utilidad del contratista. A este costo se asocia el de sostenimiento. En el caso de
las chimeneas el costo es el de la tarifa completa añadido el costo de excavación de la
cámara subterránea. El servicio es realizado por terceros, los costos indirectos corresponden
a los servicios generales que son proveídos por la Unidad Minera al contratista, tales como,
aire comprimido, agua, energía, ventilación, supervisión, etc.
Tabla 18. Avance Mina Pomarani 2024-2033
MINA POMARANI
AVANCE 2024-2033
PREPARACION (m)
DESARROLLO (m)
TOTAL (m)
2024
7,686
2,562
10,248
2025
7,665
2,555
10,220
2026
7,665
2,555
10,220
2027
7,665
2,555
10,220
AÑO
2028
2029
7,686
7,665
2,562
2,555
10,248
10,220
2030
7,665
2,555
10,220
2031
7,665
2,555
10,220
2032
7,686
2,562
10,248
2033
7,665
2,555
10,220
AVANCE
TOTAL
76,713
25,571
102,284
Tabla 19. Valorización de los Avances por Tipo al Costo de Capital
MINA POMARANI
AVANCE 2024-2033
PREPARACION ($)
DESARROLLO ($)
TOTAL ($)
11.1.
2024
5,226,480
1,793,400
7,019,880
2025
5,212,200
1,788,500
7,000,700
2026
5,212,200
1,788,500
7,000,700
2027
5,212,200
1,788,500
7,000,700
AÑO
2028
2029
5,226,480 5,212,200
1,793,400 1,788,500
7,019,880 7,000,700
2030
5,212,200
1,788,500
7,000,700
2031
5,212,200
1,788,500
7,000,700
2032
5,226,480
1,793,400
7,019,880
TOTAL
2033
($)
5,212,200 52,164,840
1,788,500 17,899,700
7,000,700 70,064,540
Equipos en Mina
Dado que la futura operación de las nuevas áreas de interés económico de la Unidad Minera
Untuca, es una continuidad de las operaciones actuales así como en sus formas de como
ellas se llevan, los avances de las labores mineras en general seguirán realizándose con
terceros, estos aportan su Mano de Obra y Equipos asociados, a cuenta de la empresa está la
Mano de Obra y equipos relacionados a la explotación así como provee la energía, agua,
instalaciones y todo lo necesario para operar la mina en su conjunto. Por lo anterior las
95
adquisiciones por parte de la empresa estarán centradas a las instalaciones fijas, accesos a
las nuevas bocaminas, equipos para la explotación.
Tabla 20. Relación de Equipos Diesel Mina Pomarani
RELACIÓN DE EQUIPOS DIESEL
MINA
MINA POMARANI
MINA POMARANI
MINA POMARANI
MINA POMARANI
MINA POMARANI
MINA POMARANI
MINA POMARANI
MINA POMARANI
TOTAL
EQUIPO
PERFORADORA ATLAS SIMBA S7D
JUMBO PERF ATLAS ROC BOOMER S1 D18
SCOOP CATERPILLAR R1600G
BOLTER 77D
SCALLER PAUS
TELEHANDER MANITU MTX1030ST
CISTERNA
BOTCAT
MARCA
EPIROC
ATLAS
CAT
RESEMIN
PAUS
MANITOU
VOLVO
CAT
UNIDAD
c/u
c/u
c/u
c/u
c/u
c/u
c/u
c/u
CANTIDAD
2
3
8
3
2
1
2
2
23
Como se ha dicho, no se tiene una etapa de inversión preoperativa, por ser una operación en
marcha actualmente, por lo que la inversión será tratada como una inversión de
sostenibilidad aplicada en su periodos o años correspondientes.
12. COSTO DE PRODUCCION
Para la estimación del costo de producción, se ha tenido en cuenta la composición futura de
la producción por métodos de explotación. Actualmente se tiene como principal método de
explotación el de Taladros Largos y Cámaras y Pilares, dependiendo de la potencia del
manto. En conclusión, para inferir el costo asociado por método, para el caso de Taladros
Largos se toma como base el comportamiento de costo actual de la unidad Minera Untuca
descompuesto en costo directo y costo indirecto para el caso del costo de mina, para el
costo de planta se mantiene el mismo costo, dado que se asocia a un funcionamiento único
y no modular, el costo de Administración de Mina o Gastos Generales de la Unidad Minera
será la misma mientras se mantenga el nivel de producción.
96
Tabla 21. Centro de Costos Mina Pomarani
CENTRO DE COSTOS
US$/TM
GEOLOGÍA / EXPLORACIONES %
MINADO / PLANEAMIENTO %
PROCESAMIENTO DE MINERAL %
CORE BUSINESS %
SOPORTE OPERATIVO DIRECTO %
SOPORTE OPERATIVO INDIRECTO %
SOPORTE ADMINISTRATIVO %
TOTAL COSTO CASH MINERAL PROPIO
3.4
22.1
15.9
41.3
15.1
10.9
12.6
80.0
Tabla 22. Costos de Operación Mina Pomarani
COSTOS DE OPERACION
2024 -2033
MINA
PLANTA
ADMINISTRACIÓN
TOTAL
AÑO
2024
2025
2026
2027
2028
2029
2030
2031
2032
2033
14,963,910 14,923,025 14,923,025 14,923,025 14,963,910 14,923,025 14,923,025 14,923,025 14,963,910 14,923,025
10,765,890 10,736,475 10,736,475 10,736,475 10,765,890 10,736,475 10,736,475 10,736,475 10,765,890 10,736,475
8,531,460 8,508,150 8,508,150 8,508,150 8,531,460 8,508,150 8,508,150 8,508,150 8,531,460 8,508,150
34,261,260 34,167,650 34,167,650 34,167,650 34,261,260 34,167,650 34,167,650 34,167,650 34,261,260 34,167,650
TOTAL
($)
149,352,905
107,452,995
85,151,430
341,957,330
13. MEDIDAS DE SEGURIDAD Y SALUD OCUPACIONAL
13.1.
Almacenamiento de Explosivos
13.1.1. Acondicionamiento
A. Instalaciones Eléctricas
Las instalaciones eléctricas y actividades relacionadas a ellas, deben cumplir con las
normas establecidas en el Código Nacional de Electricidad, en la norma técnica “Uso de
la Electricidad en Minas”, aprobada por Resolución Ministerial Nº 308-2001-EM/VME,
y en el Reglamento de Seguridad y Salud en el Trabajo con Electricidad, aprobado por
Resolución Ministerial N° 111-2013-MEM-DM, sus modificaciones y aquellas normas
que los sustituyan, así como las demás disposiciones legales vigentes.
En cuanto a las instalaciones eléctricas en polvorines, la distribución y utilización de
corriente eléctrica, se deberán adecuar a lo siguiente:
97
a) Todo equipo eléctrico en lugares de almacenamiento de explosivos o detonadores
será adecuado para cumplir con los requerimientos correspondientes a la clasificación
Clase II, División 2, de lugares peligrosos del Código Nacional de Electricidad.
b) Los polvorines en superficie estarán ubicados, como mínimo, a sesenta (60) metros
de las líneas eléctricas aéreas y cien (100) metros de las subestaciones eléctricas.
c) Entre un transformador mayor que quince (15) kVA y un almacén de explosivos no
podrá haber una distancia menor de quince (15) metros cuando es roca competente y una
distancia no menor de sesenta (60) metros cuando la roca es incompetente.
B. Extintores
Requisitos Generales
- Los extintores estén instalados en lugares accesibles, libres de obstáculos y visibles en
todo momento. Así mismo su ubicación numerada.
- Si no fueran totalmente visible desde todos los puntos de la habitación o local, deberán
usarse señales y/o figuras.
- Los extintores deberán estar instalados en sus respectivos porta
extintores,
ganchos colgadores o gabinetes y que no sean retirados de estos.
- Todos los extintores deben estar correctamente instalados a la altura adecuada (El
extremo superior de los extintores de más de 18 Kg. de peso bruto estarán ubicados a
una altura máxima de 1,10 m., cuando el peso bruto sea inferior, la altura no será más de
1,50 m. En ningún caso el extremo inferior del extintor estará a menos de 20 cm. del
suelo).
98
- Cada extintor deberá contar con su etiqueta de control, instrucciones de operación y
rotulados completos.
C. Señalización
- El sistema de señalización a Implementar se Realizará de Acuerdo al Anexo 17 Código
de Colores y Señales, del DS 024-2016- EM y Su Modificatoria DS: 023-2017-EM.
- Nivel de claridad. - No menos de 50 lux sobre la superficie de la señal.
- Si el nivel de claridad mínima de 50 lux no se lograra con la luz propia del ambiente,
se recomienda disponer iluminación para la señal. En ciertos casos es aún mejor el uso
de señales luminiscentes o reflejantes.
13.1.2. Almacenamiento
Los explosivos y materiales relacionados deben almacenarse en polvorines o almacenes
dedicados exclusivamente a este objeto.
La dinamita u otros explosivos, agentes de voladura, fulminantes y otros accesorios, se
deben almacenar en depósitos diferentes. Dichos depósitos deben estar marcados con
carteles gráficos y letreros visibles con la indicación: "Peligro Explosivos". Queda
terminantemente prohibido almacenar en dichos depósitos cualquier otro material. Se
debe tomar en cuenta a su vez, la Directiva N° 223-2017-SUCAMEC que regula la
clasificación y compatibilidad de los explosivos y materiales relacionados o la norma
que la modifique o sustituya.
Los polvorines provisionales subterráneos de- ben cumplir, además, lo siguiente:
99
a) No deben contener una cantidad de explosivos mayor que la necesaria para
veinticuatro (24) horas de trabajo.
b) Estar ubicados fuera de las vías de tránsito del personal y a una distancia de las
instalaciones subterráneas no inferior a diez (10) metros en línea recta.
Para el almacenamiento de explosivos y sus accesorios se considerará lo siguiente:
a) Advertencia: se almacenará los explosivos solamente en los polvorines.
b) Responsabilidad: se asignará una persona, debidamente capacitada, responsable del
control físico y de la administración de la existencia de los explosivos.
c) Envases: serán almacenados en sus propios envases. Después de emplearlos, los
envases serán destruidos.
d) Altura: uno punto ochenta (1.80) metros será la altura máxima de apilamiento.
Cuando el apilamiento se haga desde el suelo, los pisos de los polvorines deberán ser
entablados empleándose madera con tratamiento ignífugo. En caso que no necesitará ser
recubierto, el almacenamiento podrá hacerse en anaqueles de madera con tratamiento
ignífugo y espaciados según las dimensiones de las cajas.
e) Disposición: las cajas o envases de los explosivos encartuchados (dinamitas y/o
emulsiones) se almacenarán mostrando las etiquetas con la característica de contenido,
de tal forma que los cartuchos se encuentren con su eje mayor en posición horizontal.
f) Separación: las cajas o envases almacenados mantendrán ochenta (80) centímetros de
separación con la pared más próxima.
100
g) Antigüedad: en la atención de salida de explosivos, se dará preferencia a los de
ingreso más antiguo.
h) Pararrayos: todo polvorín de superficie debe tener la instalación de captores de rayos
o terminales captores de rayos instalados de acuerdo a lo establecido en el Código
Nacional de Electricidad.
i)
Avisos: se exhibirá avisos dando a conocer, entre otros, lo siguiente:
1.
No abrir las cajas de explosivos en el interior.
2.
No fumar.
3. No emplear lámparas a llama o linternas a pila, sin aislamiento de seguridad.
4.
No almacenar productos inflamables en el interior o en las proximidades.
5.
No emplear herramientas metálicas que produzcan chispas.
6.
No dejar ingresar al trabajador no autorizado.
7.
Mantener buen orden y limpieza.
Las zonas alrededor de los polvorines superficiales deben estar libres de pasto seco,
arbustos, desperdicios, árboles y cualquier material combustible hasta una distancia no
menor de diez (10) metros.
13.1.3.
Señales de Seguridad
1. El sistema de señalización a Implementar se Realizará de Acuerdo al Anexo 17
Código de Colores y Señales, del DS 024-2016- EM y Su Modificatoria DS: 023-2017EM.
101
El propósito de las señales de seguridad y de los símbolos que pueden contener, junto
con el uso de colores de seguridad para reforzar sus efectos, es el de atraer rápidamente
la atención sobre un peligro y facilitar su identificación especificándolo, si fuera
necesario, mediante leyendas explicativas.
2. Deben de ser usadas igualmente para indicar la localización de aparatos y equipos
que, desde el punto de vista de la seguridad, son importantes, así como actitudes a tomar
e información en general.
3. Las señales de seguridad refuerzan las medidas de prevención de riesgos.
4. Dimensiones. - Las medidas generales de las señales de seguridad deberán ser tales
que el área “A” de la señal y la distancia “L” de observación satisfagan la fórmula.
A ≥ (L2 / 2000)
5. Debiendo expresarse “A” y L” en las mismas (por ejemplo, el metro)
6. El diseño de los símbolos deberá ser lo más simple posible y deberán emitirse detalles
no esenciales para la identificación del mismo.
7. La leyenda explicativa, de ser necesaria, deberá situarse en una franja de anchura
igual a la franja de borde, en la parte inferior contigua a la señal, de manera que no
sobrepase la dimensión mayor horizontal de la señal.
8. Disposición de los colores. - El color de seguridad debe cubrir por lo menos
el 50
% de la superficie de la señal.
102
13.2.
Reglamento Interno de Seguridad y Salud Ocupacional.
13.2.1. Reglamento Interno de Seguridad y Salud Ocupacional
“Es el conjunto de disposiciones que elabora el titular de actividad minera en base a los
alcances de la Ley y el presente reglamento, incluyendo las particularidades de sus
estándares operacionales, de su Sistema de Gestión de Seguridad y Salud Ocupacional y
procedimientos internos de sus actividades” (Artículo 7 del DS 024-2016- EM y Su
Modificatoria DS: 023-2017-EM).
El grado de competitividad al que las Empresas se encuentran sometidas, junto al hecho de
las exigencias de las normativas vigentes, procedimientos y reglas que tienen por objeto
organizar en forma sistemática las actividades que se ejecutan para prevenir accidentes y
minimizar enfermedades ocupacionales, hacen que permanentemente estén en una mejora
continua para llegar a la “Excelencia Empresarial”.
En la medida que el trabajador comprenda la importancia del cuidado de su integridad
física y de su salud en el trabajo, así de cómo de las repercusiones y consecuencias
personales, familiares y laborales que traen los accidentes de trabajo y las enfermedades
ocupacionales, será más fácil elevar el nivel de cultura en Seguridad y Salud Ocupacional.
El Reglamento Interno de Seguridad y Salud Ocupacional es un conjunto de disposiciones
de carácter normativo que nos va a ayudar a disminuir los riesgos de accidentes de trabajo
cuidando la salud del trabajador y protegiendo el medio ambiente. Es aplicable los
trabajadores de la Empresa Cori Puno S.R.L.., y se le entregará un ejemplar a cada
trabajador.
103
13.2.2. Estándares y Procedimiento Estricto de Trabajo Seguro (PETS)
Cori Puno S.R.L., ha implementado estándares y procedimientos escritos de trabajo seguro;
documento que contiene la descripción específica de la forma cómo llevar a cabo o
desarrollar una tarea de manera correcta desde el comienzo hasta el final, dividida en un
conjunto de pasos consecutivos o sistemáticos. Resuelve la pregunta: ¿Cómo hacer el
trabajo/tarea de manera correcta? Debidamente alineada con el DS 024-2016- EM y Su
Modificatoria DS: 023-2017-EM., Artículo 98 “El titular de actividad minera, con
participación de los trabajadores, elaborará, actualizará e implementará los estándares de
acuerdo al ANEXO Nº 9 y los PETS, según el ANEXO Nº10, los cuales se pondrán en sus
respectivos manuales y los distribuirán e instruirán a sus trabajadores para su uso
obligatorio, colocándolos en sus respectivas labores y áreas de trabajo”
13.2.3. Plan de Preparación y respuesta para Emergencias
Cori Puno S.R.L., como empresa minera, está expuesta a una gran variedad de riesgos, de
origen accidental técnico, como por ejemplo incendios, contaminaciones,
explosiones, fallas estructurales, derrames de soluciones, volcadura de equipos y de
origen natural; terremotos, sismos, huaycos, inundaciones, etc. El plan de Preparación y
respuesta para emergencias está diseñado para ser aplicado por todo el personal incluido
contratistas, con el objetivo de prevenir y responder ante cualquier situación de emergencia
y minimizar la severidad de un evento.
Los principales objetivos de la preparación y respuesta a las situaciones de emergencia
son:
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Proteger a los trabajadores, equipos, comunidades, y el medio ambiente mediante el diseño
de estrategias y capacidades
de respuesta ante emergencias.
Establecer procedimientos específicos a seguir durante el desarrollo de las operaciones de
respuesta, para optimizar el uso de los recursos humanos y materiales.
Responder en forma rápida y eficiente a cualquier emergencia con posibilidad de
riesgo a la vida, en general, la salud y el medio ambiente, manejando las contingencias con
responsabilidad y métodos técnicos y específicos.
Proveer al nivel superior y supervisión
la información
necesaria para responder
rápidamente y adecuadamente a eventos que involucren materiales peligrosos.
Entrenar a todo el personal en cada área para actuar rápidamente en caso de emergencia.
13.2.4. Comité de Seguridad y Salud en el Trabajo
Cori Puno S.R.L., en cumplimiento a la Ley 29783 art. 19, ha conformado comité
paritario de seguridad y salud en el trabajo; órgano paritario constituido por representantes
del empleador y de los trabajadores, con las facultades y obligaciones previstas por las
normas vigentes, nombrados para considerar la participación
sus organizaciones
sindicales
de los trabajadores
y
es indispensable en el Sistema de Gestión de la
Seguridad y Salud en el Trabajo, respecto de lo siguiente:
a) La consulta, información y capacitación en todos los aspectos de la seguridad y
salud en el trabajo.
b) La convocatoria a las elecciones, la elección y el funcionamiento del comité de
seguridad y salud en el trabajo.
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c) El reconocimiento de los representantes de los trabajadores a fin de que ellos estén
sensibilizados y comprometidos con el sistema.
d) La identificación de los peligros y la evaluación de los riesgos al interior de cada
unidad empresarial y en la elaboración del mapa de riesgos.
13.2.5. Programa Anual de Capacitación.
Cori Puno S.R.L., dará cumplimiento al Art. 71 del DS 024-2016- EM y Su Modificatoria
DS: 023-2017-EM. Cuyo literal Indica.
“Los titulares de actividades mineras y empresas contratistas, en cumplimiento del artículo
215 de la Ley, deben formular y desarrollar Programas Anuales de Capacitación para los
trabajadores en todos sus niveles, a fin de formar personal calificado por competencias.
La modalidad de las capacitaciones es determinada de acuerdo al puesto de trabajo y la
IPERC correspondiente. En caso que se determine la posibilidad de realizar una
capacitación virtual, corresponde implementar un sistema de evaluación de conocimientos.
Sin perjuicio de lo anterior, las capacitaciones prácticas deben ser presenciales.
Todas las capacitaciones, sean estas teóricas o prácticas, se realizan dentro del horario de
trabajo.
Los Programas Anuales de Capacitación de Seguridad y Salud Ocupacional deben incluir
una matriz de control donde se precise los temas de capacitación que recibe cada trabajador
de acuerdo a su puesto de trabajo y a la IPERC correspondiente.
Las capacitaciones pueden ser impartidas por personas naturales o jurídicas, nacionales o
extranjeras, especialistas en la materia de la propia organización y/o externas a la misma”
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Cori Puno S.R.L., tiene programado realizar Inducción de Personal Nuevo por el
área de seguridad durante 08 horas y en el área de trabajo durante 32 horas según anexos 4
y 5 del DS 024-2016- EM y Su Modificatoria DS: 023-2017-EM.
CORI PUNO SRL, tiene programado realizar inducción a todo personal visitante no menor
a 30 minutos. Según el art. 78 del DS 024-2016- EM y Su Modificatoria DS: 023-2017EM.
Cori Puno S.R.L., realizará la capacitación a su personal según anexo 6 del DS 0242016- EM y Su Modificatoria DS: 023-2017-EM.
Cori Puno S.R.L., realiza capacitación a brigadistas de emergencia según el Artículo
77 del DS 024-2016- EM y Su Modificatoria DS: 023-2017-EM.
Cori Puno S.R.L., realizará reuniones antes del inicio de guardia en todas las áreas en
donde se plasman las recomendaciones de seguridad que tendrá una duración de 10
minutos.
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