UNIVERSIDAD NACIONAL DE SAN CRISTÓBAL DE HUAMANGA FACULTAD DE INGENIERÍA DE MINAS, GEOLOGÍA Y CIVÍL ESCUELA DE FORMACIÓN PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE MINAS TESIS “OPTIMIZACIÓN DE ESTÁNDARES DE PERFORACIÓN Y VOLADURA PARA MEJORAR EL FACTOR DE AVANCE EN LA MINA SANTANDER - CÍA. MINERA TREVALI PERÚ S.A.C.” PRESENTADA POR: Bach. CABRERA HUAMANI, Marisa PARA OPTAR EL TÍTULO PROFESIONAL DE INGENIERA DE MINAS AYACUCHO - PERÚ 2016 ii DEDICATORIA A mi querida madre, Julia en gratitud a su sacrificio, por ser mi guía y ejemplo a seguir, a mis hermanos: Orlando, Denis, Rubén y hermanas: Doris, Tania, Eliana por su oportuno y decidido apoyo. iii AGRADECIMIENTOS A mi alma mater, Universidad Nacional de San Cristóbal de Huamanga, que me brindó los conocimientos suficientes para poder utilizar en mi vida profesional; asimismo, mi agradecimiento en forma especial a los ingenieros de la Escuela Profesional de Ingeniería Minas por sus enseñanzas y recomendaciones para mejorar permanentemente en mi formación profesional y humana. Mi agradecimiento especial al Ing. Ramiro Pérez Quispe, Gerente General de la Empresa Minera Los Quenuales S.A - Unidad Minera Trevali, gracias por brindarme la oportunidad de desarrollarme profesionalmente. A todas aquellas personas que de alguna manera me han servido de ejemplo y guía en mi desarrollo personal. iv RESUMEN El presente trabajo tiene como objetivo principal, analizar y caracterizar un diseño óptimo de estándares de perforación y voladura para mejorar el factor de avance en la Mina Santander - Cía. Minera Trevali Perú S.A.C. Previamente se analizó la realidad de la Mina, que por resultados deficientes de la voladura e incremento de los costos, se plantea que por falta de diseño óptimo e incumplimiento de estándares de perforación y voladura, se obtenía resultados deficientes, que influían directamente en el resultado del factor de avance y en el costo total de la mina. Para el diseño óptimo, se aplicó el modelo matemático de áreas de influencia que considera como base los parámetros de roca, perforación y carguío; y se basa en el análisis de las fuerzas que interactúan (tanto de la roca que trata de mantener su estado como del explosivo que trata de vencer esa resistencia y romperla), a partir de ello se realiza el diseño gráfico de la malla de perforación (área de influencia), aplicación del diseño y evaluación final mediante el monitoreo de vibraciones, culminando con la implementación del diseño en todas la labores de avance; con seguimiento exhaustivo y capacitación constante al personal involucrado, se logró mejorar las variables del factor de avance y reducir los costos de operación. Palabras claves: Perforación, Voladura, Factor de avance, Costos. v ABSTRACT The main objective of this work is to analyze and characterize an optimal design standards of drilling and blasting, to improve the advance factor in the Santander mine - Trevali Perú mining corporation S.A.C. Previously the reality of the mine was analyzed, than for deficient results of the blasting and the increase of the costs, it comes into question that, for lack of optimal design and of standards unfulfillment of drilling and blasting, they obtained deficient results, that directly they had influence in the result of the factor of advance and in the total cost of the mine For the optimal design, was applied the mathematical model of areas of influence , considering as basis the parameters of rock, drilling and loading; And is based on the analysis of the interacting forces (both of the rock that tries to maintain its state and of the explosive that tries to overcome that resistance and to break it), as from it, is realized the graphical design of the mesh drilling (Area of influence), the application of design and final evaluation through the monitoring of vibrations, culminating with the implementation of the design in all the work of advancement; with tracking exhaustive and constant capacitation to the personnel involved, It was been able to improve the advance factor and reduce the costs of operation. Keywords: Drilling, Blasting, Feed factor, Costs. vi INTRODUCCIÓN Las operaciones unitarias de perforación y voladura son las operaciones de mayor relevancia en toda la operación minera, su objetivo es lograr una adecuada excavación (mejor avance, menor sobre rotura) y fragmentación adecuada de la roca, de tal modo el costo de operación sea mínimo. (6) El alto grado de influencia de los resultados de la voladura en las demás operaciones unitarias, hace evidente la necesidad de realizar estudios con nuevas técnicas y modelos matemáticos (modelo matemático de áreas de influencia y monitoreo de vibraciones) que permitan evaluar, aplicar y posteriormente optimizar sus estándares. En los últimos años el modelo matemático de áreas de influencia está siendo aplicada en varias Minas Subterráneas en nuestro país, debido a que este modelo considera parámetros importantes como parámetros de roca (geología, geomecánica), perforación (diámetro, inclinación y longitud del taladro, Burden, espaciamiento, entre otros) y carguío (consumo especifico, potencia del explosivo, velocidad de detonación, entre otros) para el diseño optimo del estándar. (9) vii La razón por la que se realiza el presente trabajo de investigación, es para obtener una base técnica en lo que se refiere al diseño y aplicación de estándares de perforación y voladura, para de esta manera contribuya a la mejora continua de todo el proceso de minado; ya que de acuerdo a las experiencias anteriores que se tenían en la unidad minera no se estaba aplicando los estándares de perforación y voladura, solo se seguía las experiencia propias del trabajador y supervisor, siendo todo esto poco factible desde el punto de vista técnico y económico. (3) Este trabajo se basa en la aplicación de técnicas, modelos y ecuaciones descritas, para obtener un diseño óptimo de estándares de perforación y voladura, lo cual ha permitido realizar un control, modelamiento y optimización del proceso de perforación y voladura, aumentado así los rendimientos y minimizando los costos unitarios de operación en la Mina Santander. viii ÍNDICE Pág. DEDICATORIA ii AGRADECIMIENTOS iii RESUMEN EJECUTIVO iv ABSTRACT v INTRODUCCIÓN vi CAPÍTULO I FUNDAMENTOS DE LA INVESTIGACIÓN 1.1. DESCRIPCIÓN DE LA REALIDAD PROBLEMÁTICA 15 1.2. DELIMITACIONES DE LA INVESTIGACIÓN 16 1.2.1. DELIMITACIÓN ESPACIAL 16 1.2.2. DELIMITACIÓN TEMPORAL 16 1.2.3. DELIMITACIÓN SOCIAL 16 1.2.4. DELIMITACIÓN CONCEPTUAL 16 1.3. PROBLEMA DE INVESTIGACIÓN 16 1.3.1. PROBLEMA PRINCIPAL 16 1.3.2. PROBLEMAS SECUNDARIOS 17 1.4. OBJETIVOS DE LA INVESTIGACIÓN 17 1.4.1. OBJETIVO GENERAL 17 1.4.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS 17 1.5. HIPÓTESIS 17 1.5.1. HIPÓTESIS GENERAL 17 ix 1.5.2. HIPÓTESIS SECUNDARIOS 18 1.6. VARIABLES E INDICADORES 18 1.6.1. VARIABLE INDEPENDIENTE 18 1.6.2. VARIABLE DEPENDIENTE 18 1.7. JUSTIFICACIÓN E IMPORTANCIA DE LA INVESTIGACIÓN 18 1.7.1. JUSTIFICACIÓN 18 1.7.2. IMPORTANCIA 19 1.8. LIMITACIONES 19 1.9. METODOLOGÍA 19 1.9.1. TIPO DE INVESTIGACIÓN 19 1.9.2. DISEÑO DE INVESTIGACIÓN 19 1.9.3. POBLACIÓN Y MUESTRA 20 1.9.4. MÉTODOS DE INVESTIGACIÓN 20 1.9.5. TÉCNICAS E INSTRUMENTOS DE RECOLECCIÓN DE DATOS 20 1.9.6. TÉCNICAS DE PROCESAMIENTO Y ANÁLISIS DE DATOS 20 1.9.7. TRATAMIENTO ESTADÍSTICO 23 CAPÍTULO II GENERALIDADES 2.1. INTRODUCCIÓN 21 2.2. UBICACIÓN 21 2.3. ACCESIBILIDAD 23 2.4. ANTECEDENTES DE LA MINA 23 2.5. CLIMA Y VEGETACIÓN 24 2.6. RECURSOS 25 2.6.3. ENERGÉTICOS 25 2.6.4. FINANCIEROS 26 2.7. INFRAESTRUCTURA 26 2.8. FISIOGRAFÍA 26 2.9. ORGANIZACIÓN 27 2.10. MÉTODO DE TRABAJO 28 2.10.1. RECOPILACIÓN DE INFORMACIÓN BÁSICA 28 2.10.2. TRABAJOS DE CAMPO 28 2.10.3. TRABAJOS DE GABINETE 28 x CAPÍTULO III GEOLOGÍA 3.1. GEOLOGÍA REGIONAL 29 3.2. GEOLOGÍA LOCAL 29 3.2.1. ESTRATIGRAFÍA LOCAL 30 3.3. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL 34 3.4. GEOLOGÍA ECONÓMICA 36 3.4.1. TIPOS DE YACIMIENTOS 36 3.4.2. MINERALIZACIÓN 37 3.4.3. RECURSOS MINERALES 38 3.4.4. RESERVAS MINERALES 39 CAPÍTULO IV GEOMECÁNICA 4.1. INTRODUCCIÓN 43 4.2. CARACTERIZACIÓN GEOMECÁNICA 43 4.2.1. ASPECTOS LITOLÓGICOS 43 4.2.2. DISTRIBUCIÓN DE DISCONTINUIDADES 44 4.2.3. ASPECTOS ESTRUCTURALES 47 4.2.3.1. FALLAS 47 4.2.3.2. ESTRATOS 47 4.2.3.3. DIACLASAS 48 4.2.4. CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA DEL MACIZO ROCOSO 48 4.2.5. ZONIFICACIÓN GEOMECÁNICA DEL MACIZO ROCOSO 48 4.3. ESTIMACIÓN DE LOS PARÁMETROS DE RESISTENCIA 52 4.3.1. RESISTENCIA DE LA ROCA INTACTA 52 4.3.2. RESISTENCIA AL CORTE DE LAS DISCONTINUIDADES 53 4.3.3. RESISTENCIA DEL MACIZO ROCOSO 53 4.4. CONDICIONES DE AGUAS SUBTERRÁNEAS 54 4.5. ESFUERZOS IN - SITU 55 4.6. DIMENSIONAMIENTO GEOMECÁNICO DE LAS LABORES 55 4.6.1. EXCAVACIONES PERMANENTES 55 4.6.2. EXCAVACIONES TEMPORALES – AVANCES 55 xi 4.6.3. DIMENSIONAMIENTO DE TAJEOS - MÉTODO GRAFICO DE ESTABILIDAD 56 CAPÍTULO V EXPLOTACIÓN MINERA 5.2. DISEÑO DE LA MINA 59 5.2.1. INFRAESTRUCTURA DE LA MINA 59 5.3. LABORES DE LA MINA SANTANDER 59 5.3.1. LABORES DE DESARROLLO 59 5.3.2. LABORES DE PREPARACION 62 5.3.3. LABORES DE EXPLOTACIÓN 63 5.4. MÉTODO DE EXPLOTACIÓN 63 5.5. SECUENCIA DE MINADO 64 5.5.1. SECUENCIA DE MINADO EN FRENTES 64 5.5.2. SECUENCIA DE MINADO EN TAJEOS 66 5.6. OPERACIONES UNITARIAS 69 5.6.1. SOSTENIMIENTO 69 5.6.2. PERFORACIÓN 71 5.6.3. VOLADURA 73 5.6.4. ACARREO 74 5.6.5. TRANSPORTE 75 5.6.6. RELLENO 76 5.7. SERVICIOS 77 5.7.1. VENTILACIÓN 77 5.7.2. SISTEMA DE AIRE COMPRIMIDO 78 5.7.3. SISTEMA DE BOMBEO 79 5.8. GESTIÓN DE SEGURIDAD, SALUD OCUPACIONAL Y MEDIO AMBIENTE 79 5.8.1. POLÍTICA DE SEGURIDAD, AMBIENTE Y SALUD OCUPACIONAL 80 5.8.2. DATOS ESTADISTICOS DE SEGURIDAD AÑO 2015 81 5.8.3. HERRAMIENTAS DE GESTIÓN DE SEGURIDAD 81 5.8.4. GESTIÓN AMBIENTAL 90 xii CAPÍTULO VI MARCO TEÓRICO 6.1. ANTECEDENTES 91 6.2. CARACTERIZACIÓN DEL MACIZO ROCOSO PARA EL DISEÑO DE MALLAS 92 6.2.1. ÍNDICE DE CALIDAD DE ROCA (RQD) 92 6.2.2. RESISTENCIA A LA COMPRESION DE LA ROCA 93 6.2.2.1. APLICACIÓN DEL MARTILLO DE GEÓLOGO 93 6.2.2.2. MEDICIÓN EN EL LABORATORIO DE MECÁNICA DE ROCAS 94 6.3. PARÁMETROS DEL EXPLOSIVO 95 6.3.1. ESTABILIDAD 95 6.3.2. SENSIBILIDAD 95 6.3.3. SIMPATIA 95 6.3.4. DENSIDAD DEL EXPLOSIVO 96 6.3.5. VELOCIDAD DE DETONACIÓN 96 6.3.6. POTENCIA RELATIVA 98 6.3.7. VOLUMEN DE EXPLOSIÓN 98 6.3.8. PRESIÓN 98 6.3.9. CALOR DE EXPLOSIÓN 99 6.3.10. PROCESO DE DETONACIÓN DE UNA CARGA EXPLOSIVA 100 6.3.11. DISTRIBUCIÓN DE ENERGÍA POTENCIAL DE UN EXPLOSIVO 101 6.3.12. MECÁNICA DE ROTURA DE ROCAS 101 6.4. PARÁMETROS DE PERFORACIÓN 103 6.4.1. DETERMINACIÓN DE FACTOR DE SEGURIDAD EN VOLADURA SUBTERRÁNEA 103 6.4.2. DIÁMETRO DEL TALADRO 104 6.4.3. ARRANQUE PROPUESTO POR HAGAN 104 6.4.4. LONGITUD DEL TALADRO 105 6.4.5. DESVIACIÓN DE LA PERFORACIÓN 105 6.4.6. DETERMINACIÓN DEL DIÁMETRO DE TALADROS DE ALIVIO 106 6.4.6.1. DIÁMETRO DE ALIVIO MÁXIMO 106 6.4.6.2. DIÁMETRO DE ALIVIO MÍNIMO 107 6.4.7. NÚMERO DE TALADROS DE ALIVIO 108 6.4.8. ESPACIAMIENTO ENTRE TALADROS DE ALIVIO 109 xiii 6.4.9. VARIABLES CONTROLABLES Y NO CONTROLABLES EN VOLADURA 109 6.5. MODELO MATEMÁTICO DE ÁREAS DE INFLUENCIA 110 6.5.1. FORMULACIÓN DEL MODELO MATEMÁTICO 111 6.5.2. DETERMINACIÓN DE LAS VARIABLES DE DISEÑO 114 6.5.3. PROPUESTA DE ASHBY 118 6.5.4. ÍNDICE DE VOLABILIDAD DE LILLY 118 6.5.5. IMPEDANCIA Y SÍSMICA DE REFRACCIÓN 121 6.6. ANÁLISIS DE FRAGMENTACIÓN 123 6.6.1. EL MODELO DE KUZNETSOV – RAMMLER (KUZ - RAM) 123 6.7. ANÁLISIS DE VIBRACIONES 128 6.7.1. VIBRACIONES 128 6.7.2. ONDAS DE CHOQUE 129 6.7.3. VELOCIDAD DE PROPAGACIÓN DE ONDA 130 6.7.4. VELOCIDAD PICO PARTÍCULA 130 6.7.5. VELOCIDAD CRÍTICA DE LA PÁRTICULA 132 6.7.6. REGLAMENTACIÓN INTERNACIONAL 133 6.8. APLICACIÓN DEL MODELO MATEMÁTICO DE ÁREAS DE INFLUENCIA PARA EL DISEÑO DE MALLAS EN LA MINA SANTANDER 134 6.8.1. LEVANTAMIENTO DE DATOS Y LÍNEA DE BASE 135 6.8.1.1. ANTECEDENTES EN EL PROCESO PERFORACIÓN 135 6.8.1.2. ANTECEDENTES EN EL PROCESO DE VOLADURA 139 6.8.1.3. ANTECEDENTES DE RENDIMIENTO DE PERFORACIÓN Y VOLADURA 146 6.8.2. DISEÑO DE MALLA DE PERFORACIÓN APLICANDO MODELO MATEMÁTICO DE ÁREAS DE INFLUENCIA PARA ROCA REGULAR 150 6.8.2.1. PARÁMETROS DE DISEÑO 150 6.8.2.2. ANÁLISIS DEL MÉTODO DE CORTE EN EL ARRANQUE 152 6.8.2.3. DESVIACION DE LA PERFORACIÓN 153 6.8.2.4. ANÁLISIS DEL DIÁMETRO DEL TALADRO 153 6.8.2.5. CÁLCULO DEL CONSUMO ESPECÍFICO DE EXPLOSIVO (ASHBY) 155 6.8.2.6. ANÁLISIS Y OPERACIONALIZACIÓN DE CONSTANTES, ÍNDICES Y FACTORES DE VOLADURA 156 6.8.2.7. ANÁLISIS DE DISTRIBUCIÓN DE CARGA EXPLOSIVA 158 xiv 6.8.2.8. CÁLCULO DE LA PRESIÓN DE DETONACIÓN DEL TALADRO 159 6.8.2.9. CÁLCULO DEL BURDEN 160 6.8.2.10. DISEÑO GRÁFICO DE MALLA APLICANDO ÁREAS DE INFLUENCIA 162 6.8.3. REGISTRO Y MONITOREO DE VIBRACIONES 168 6.8.4. RESULTADOS AL APLICAR LA MALLA DE PERFORACIÓN ESTANDARIZADA EN LA RP (-) 4370 - 4 MC 173 6.8.5. RESULTADO CON RESPECTO A COSTOS 175 6.8.5.1. COSTOS DE PERFORACIÓN Rp (-) 5 m x 4 m 175 6.8.5.2. COSTOS DE VOLADURA 176 6.8.6. IMPLEMENTACIÓN PARA LA MEJORA CONTINÚA EN PERFORACIÓN Y VOLADURA 177 6.8.6.1. DISEÑO DE MALLA DE PERFORACIÓN PARA ROCA DURA 177 6.8.6.2. DISEÑO DE MALLA DE PERFORACIÓN PARA ROCA MALA 178 6.8.6.3. PRUEBAS DE CONTINUIDAD Y DETONABILIDAD 179 6.8.6.4. IMPLEMENTACIÓN DE PLANTILLAS PARA EL CORRECTO PINTADO DE MALLAS 180 6.8.6.5. IMPLEMENTACIÓN DE GUIADORES 181 6.8.6.6. MARCADO DE TUBERÍA PVC ½” PARA EL CARGUÍO 181 6.8.6.7. IMPLEMENTACIÓN DE TACOS 182 6.8.6.8. CAPACITACIÓN DEL PERSONAL 183 6.9. EVALUACIÓN ECONÓMICA 184 6.9.1. COSTOS DE OPERACIÓN 186 6.9.2. COSTOS DE PRODUCCIÓN 188 CAPÍTULO VII RESULTADOS Y DISCUSIONES 7.1. RESULTADOS 189 7.2. DISCUSIONES 195 CONCLUSIONES RECOMENDACIONES REFERENCIAS BIBLIOGRÁFICAS ANEXOS 15 CAPÍTULO I FUNDAMENTOS DE LA INVESTIGACIÓN 1.1. DESCRIPCIÓN DE LA REALIDAD PROBLEMÁTICA Trevali Perú S.A.C. está ejecutando labores de desarrollo, preparación y explotación en la Unidad Minera Trevali, yacimiento Magistral en forma mecanizada; para lo cual ha contratado los servicios de la Empresa Minera los Quenuales S.A. para la ejecución del proyecto. En la ejecución de las labores de desarrollo y preparación se obtuvo bajos rendimientos en el factor de avance de las labores de preparación y desarrollo debido a las condiciones desfavorables del terreno; trayendo como consecuencia un incremento de los costos de operación en perforación y voladura en la U.M. y consecuentemente en las demás operaciones unitarias. Es por ello la importancia de la optimización de estándares de perforación y voladura, con una adecuada interpretación de las variables, utilización y aplicación de modelos matemáticos de áreas de influencia para mejorar el factor de avance en la Unidad Minera. 16 1.2. DELIMITACIONES DE LA INVESTIGACIÓN 1.2.1. DELIMITACIÓN ESPACIAL El trabajo de investigación se realizará en la Mina Santander - Cía. Trevali Perú S.A.C, que se ubica en la provincia de Huaral, departamento de Lima. 1.2.2. DELIMITACIÓN TEMPORAL El estudio se realizó durante el año 2015 donde se implementaron el nuevo diseño de estándares de perforación y voladura en las labores de avance. 1.2.3. DELIMITACIÓN SOCIAL El estudio se realiza en torno a mejorar el proceso operativo, mejorar la calidad, seguridad en el área de trabajo reflejándose todo ello en la reducción de costos operativos y por ende incrementar las utilidades de la empresa minera. 1.2.4. DELIMITACIÓN CONCEPTUAL La voladura es una operación elemental en la actividad minera y su diseño está basado en diversos modelos matemáticos planteados hasta hoy, pero aun hoy en día las fallas en la voladura es un desafío que todos los mineros queremos superar, en vista de que la Mina Santander trabaja con un diseño de voladura de manera empírica basado solo en el RMR, sin ningún modelo matemático que involucre los parámetros de diseño: perforación, roca y carga. 1.3. PROBLEMA DE INVESTIGACIÓN 1.3.1. PROBLEMA PRINCIPAL ¿De qué forma la optimización de estándares de perforación y voladura influirá en la mejora del factor de avance en la Mina Santander - Cía. Minera Trevali Perú S.A.C.? 17 1.3.2. PROBLEMAS SECUNDARIOS  ¿En qué medida un buen diseño de malla de perforación y voladura influirá en la mejora del factor de avance en la Mina Santander - Cía. Minera Trevali Perú S.A.C.?  ¿Cómo influye un diseño óptimo de estándares de perforación y voladura en la reducción de costos operativos en la Mina Santander - Cía. Minera Trevali S.A.C.? 1.4. OBJETIVOS DE LA INVESTIGACIÓN 1.4.1. OBJETIVO GENERAL Analizar y caracterizar un diseño óptimo de estándares de perforación y voladura para mejorar el factor de avance en la mina Santander - Cía. Minera Trevali Perú S.A.C 1.4.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS  Determinar un diseño óptimo de malla de perforación para mejorar el factor de avance en la Mina Santander - Cía. Minera Trevali S.A.C.  Aplicar el diseño óptimo de estándares de perforación y voladura para reducir los costos operativos en la Mina Santander - Cía. Minera Trevali S.A.C  Servir a la suscrita para obtener el Título Profesional de Ingeniero de Minas. 1.5. HIPÓTESIS 1.5.1. HIPÓTESIS GENERAL Analizando y caracterizando un diseño óptimo de estándares de perforación y voladura se logrará mejorar el factor de avance en la Mina Santander - Cía. Minera Trevali Perú S.A.C. 18 1.5.2. HIPÓTESIS SECUNDARIOS  Realizando un diseño óptimo de malla de perforación se logrará mejorar el factor de avance en la Mina Santander - Cía. Minera Trevali Perú S.A.C.  Aplicando un diseño óptimo de perforación y voladura se obtendrá la reducción de los costos operativos en la Mina Santander - Cía. Minera Trevali Perú S.A.C. 1.6. VARIABLES E INDICADORES 1.6.1. VARIABLE INDEPENDIENTE X: Estándares de perforación y voladura. INDICADORES X1: Malla de perforación (Burden: m, Espaciamiento: m) X2: Carga explosiva: kg 1.6.2. VARIABLE DEPENDIENTE Y: Factor de avance en la Mina Santander – Cía. Minera Trevali Perú INDICADORES Y1: Eficiencia de la longitud de avance (m) Y2: Eficiencia de avance con menor costo (US$/ml) 1.7. JUSTIFICACIÓN E IMPORTANCIA DE LA INVESTIGACIÓN 1.7.1. JUSTIFICACIÓN Que, debido a la observación, descripción y valoración de las condiciones naturales que presenta la estructura mineralizada y su entorno, se debe realizar 19 un diseño óptimo de estándares de perforación y voladura aplicando modelos matemáticos; y que el análisis de éste, resulte en la mejora de los avances y reducción de costos en perforación y voladura. 1.7.2. IMPORTANCIA La importancia de la investigación radica en la aplicación de una metodología sistematizada fundamentada en la aplicación de modelos matemáticos que sirvan para determinar estándares óptimos de perforación y voladura, que ayuden a mejorar el factor de avance en las diferentes labores de desarrollo y preparación en la Mina Santander – Cía. Minera Trevali Perú S.A.C. Luego determinar en qué medida el óptimo diseño de estándares de perforación y voladura servirá para reducir los costos operativos de la mina debido a que la voladura es la operación unitaria más importante dentro del proceso minero. 1.8. LIMITACIONES La limitación principal es el poco conocimiento y capacitación al personal, en la aplicación de estándares de perforación y voladura, ya que cada operador aplica su propio conocimiento. 1.9. METODOLOGÍA 1.9.1. TIPO DE INVESTIGACIÓN Es una investigación científica aplicada ya que sus alcances son prácticos, se planea aplicar las teorías y experiencias obtenidas para los siguientes proyectos. 1.9.2. DISEÑO DE INVESTIGACIÓN Es una investigación experimental - longitudinal. 20 1.9.3. POBLACIÓN Y MUESTRA La población seleccionada se refiere a la Unidad Minera Trevali, perteneciente a la CIA Minera Trevali Perú S.A.C. Los trabajos se realizarán en las labores de desarrollo y preparación en la Mina Santander. 1.9.4. MÉTODOS DE INVESTIGACIÓN Se utilizará el método analítico. 1.9.5. TÉCNICAS E INSTRUMENTOS DE RECOLECCIÓN DE DATOS Las técnicas e instrumentos utilizados para la recolección de datos son las guías de análisis documental, ya que la recolección de datos y ejemplos tomados fueron de otras minas en operación, que nos ha permitido realizar un mejor trabajo permitiéndonos centrar el estudio en factores relevantes del sistema estudiado. 1.9.6. TÉCNICAS DE PROCESAMIENTO Y ANÁLISIS DE DATOS Los datos obtenidos serán procesados mediante computadoras permitiéndonos seleccionar de manera adecuada los datos que necesitamos para realizar el trabajo, además de facilitar el análisis e interpretación de estos datos obtenidos en campo (índices geomecánicos, índices operativos de perforación y voladura, análisis de planeamiento mina, entre otros). 1.9.7. TRATAMIENTO ESTADÍSTICO Para este caso se realizará un estudio estadístico de los avances, para evaluar el factor de avance, factor de carga en las diferentes labores de desarrollo y preparación. 21 CAPÍTULO II GENERALIDADES 2.1. INTRODUCCIÓN Trevali Perú S.A.C. está ejecutando labores de desarrollo, preparación y explotación en la Unidad Minera Santander, yacimiento Magistral; para lo cual ha contratado los servicios de la Empresa Minera los Quenuales S.A. para la ejecución de lo indicado. (2) El yacimiento Magistral consta de tres cuerpos: Magistral Norte, Centro y Sur; que están siendo explotadas por el método Bench & Fill Stoping, el relleno detrítico al 100%, es una mina polimetálica de Pb, Ag, Zn y Cu, la producción de mineral es de 2000 ton/día, con proyección a 2500 ton/día para los próximos años. 2.2. UBICACIÓN El área de la Mina Santander, geográficamente se encuentra ubicada en el distrito de Santa Cruz de Andamarca, provincia de Huaral, departamento de Lima. En línea recta aproximadamente a 5 km hacia el NE del centro poblado de 22 Baños y a 1.4 km al NW de la antigua Mina Santander, que fue explotada hasta el año 1992. Las coordenadas UTM promedio son: 8’764,300N y 333,450E (PSAD 56). Las altitudes están entre 4,550 y 4,750 msnm. (2) Fig. N° 01: Plano de ubicación de la Mina Santander Fuente: Departamento de Geología Cía. Minera Trevali Perú S.A.C. 23 2.3. ACCESIBILIDAD Se puede acceder a la Mina Santander siguiendo la siguiente ruta: Tabla N° 01: Accesos a la Unidad Minera Santander 2.4. ANTECEDENTES DE LA MINA La historia de la mina Santander comienza en 1925 con la adquisición de los derechos mineros por el señor Rosenshine y Asociados. En 1928 la United Verde Co., efectuó perforaciones diamantinas de exploración, pero abandonó sin concluir su evaluación. A principios de la década de 1940, la National Lead Co., se interesó en la propiedad y efectuó perforaciones que confirmaron la existencia de una sustancial mineralización de zinc. Sin embargo, este mineral no fue considerado económico en esa época. (2) En 1957 la St. Joe Lead Corporation, revaluó la información y determino que la explotación del yacimiento era económicamente factible, por la cual el 9 de abril de 1957 se constituyó “La Compañía Minerales Santander Inc., Sucursal del Perú”, una subsidiaria de St. Joe Corporation de New York. (2) El yacimiento Santander ha sido explotado por tajo abierto (Tajo la cuñada), desde 1958 hasta mediados de 1968 y desde esa fecha hasta 1992 por minado subterráneo (Tajeos por Hundimiento de Sub Niveles); y después de enfrentar problemas laborales y sociales, dejó de operar la unidad minera. A mediados del año 2007, Trevali Perú SAC subsidiaria de Trevali Mining Corporation adquirió Accesos Distancia Lima - Canta - Santander 200 Km. Lima - Huaral - Tingo - Santander 200 Km. Lima - La Oroya - Cerro de Pasco -Santander 350 Km. 24 derechos sobre las operaciones mineras, conformada por tajos abiertos y labores subterráneas ubicadas en tres áreas mineralizadas denominadas: Magistral Sur, Centro y Norte. Iniciando el proceso de exploración el mismo año, y ejecutando el proyecto de la Rampa Don David de Magistral Centro en junio del 2012 y el proceso de explotación en las Minas Subterráneas Magistral, en el primer trimestre del 2013. (2) En la actualidad Trevali Perú SAC, también realiza el Retratamiento de los Relaves del Depósito Santander de las antiguas operaciones de Compañía Minerales Santander Inc Sucursal del Perú, después de haber comprobado su factibilidad a nivel de laboratorio a finales del año 2007. (2) 2.5. CLIMA Y VEGETACIÓN La climatología de la zona comprende dos estaciones bien marcadas: una de sequía entre los meses de mayo a setiembre, acentuándose las temporadas de frío en los meses de junio a agosto, presentándose temperaturas de 5ºC a 15ºC en el día con descensos bruscos hasta -10ºC en las noches; y un período de lluvias y nieves desde octubre hasta abril acentuándose en los meses de enero a marzo. (1) La vegetación en el área circundante a la Mina y zonas adyacentes es escasa; típicamente se constituye por “Stepha Obtusa”, la presencia de esta vegetación en las zonas de mayor densidad reduce los efectos erosivos de las aguas de precipitación. (1) 25 2.6. RECURSOS 2.6.1. HIDRICOS El agua que abastece las operaciones de mina y a la planta concentradora proviene de la recirculación de las aguas subterráneas a través del uso de bombas de gran potencia y pozas de acumulación. El agua para campamento proviene de la laguna “Yanacocha” que está ubicada en la parte alta. (3) 2.6.2. HUMANOS El personal que labora en la mina como mano de obra no calificada son del poblado de Baños, así como del distrito de Santa Cruz De Andamarca, de la provincia de Huaral. Con respecto a la mano de obra calificada y profesionales provienen de diferentes partes del Perú como son los departamentos de Cerro de Pasco, Huancayo, etc. (3) Tabla N° 02: Recursos Humanos de la Mina Santander Fuente: Recursos Humanos Empresa Minera los Quenuales 2.6.3. ENERGÉTICOS La energía usada para las diferentes operaciones de la mina, planta concentradora y campamento, es captada de la línea principal de 229 KV que Area Profesional Empleado Obrero Total EMQSA 28 22 0 50 GISER G.Humana 0 52 0 52 Renting G.Humana 0 2 0 2 TECNOMIN Planta 12 0 57 69 JRC Mina 18 53 125 196 Bertasol Mina 0 0 2 2 Redrilsa Mina 0 3 11 14 Rivera Mina 0 0 2 2 VIJICSA Proyectos/Mant. 0 7 14 21 Total 58 139 211 408 26 proviene de la planta hidroeléctrica de Tingo perteneciente a Volcán Compañía Minera S.A. (3) 2.6.4. FINANCIEROS El financiamiento de las operaciones proviene de Trevali Mining Corporation en alianza con la Empresa Minera Los Quenuales S.A, subsidiaria de GLENCORE Finance (Bermuda), que vienen desarrollando el proyecto minero Santander. (3) 2.7. INFRAESTRUCTURA La infraestructura del Campamento y relavera, con que cuenta la mina son las mismas de la antigua Mina Santander de la Compañía Minerales Santander Inc Sucursal del Perú, mientras la infraestructura de mina subterránea y planta han sido ejecutados por Trevali Perú S.A.C. (2) 2.8. FISIOGRAFÍA El Proyecto Santander se emplaza en el flanco Este de la Unidad Geomorfológica regional de la cordillera occidental, conformada por una cadena montañosa de orientación general NW - SE. (1) La influencia estructural, los eventos intrusivos y la posterior erosión glaciar, ha formado en el área un conjunto de cerros y depresiones. Los cerros con mayor altura, cubiertos parcialmente por depósitos coluviales, presentan laderas de pendiente moderadamente empinada a extremadamente empinada (> 50%); dentro de este conjunto destaca hacia el N el Cerro Yuncán, con una elevación de 5,022 msnm. (1) 27 Las geoformas locales alcanzan hasta 130 m referidos a los fondos de quebrada adyacentes con secciones en forma de “U”, están constituidas de afloramientos rocosos de naturaleza sedimentaria, de tipo clástica (formaciones Oyón y Chimú) y mayormente calcárea (formaciones Chulec, Pariatambo y Jumasha). Cubriendo parcialmente al basamento rocoso y por sectores principalmente hacia las laderas se encuentran depósitos coluvio - glaciares, en los fondos de quebrada se encuentran depósitos antropomórficos, y hacia las depresiones (representada por la laguna Yanacocha emplazada hacia el sector E) se emplazan bofedales tapizados con vegetación hidromórfica. (1) 2.9. ORGANIZACIÓN La organización de las jefaturas dentro de la Unidad Minera Trevali es como sigue: Fig. N° 02: Organigrama de la Mina Santander 28 2.10. MÉTODO DE TRABAJO El desarrollo del presente trabajo de investigación tuvo las siguientes etapas: 2.10.1. RECOPILACIÓN DE INFORMACIÓN BÁSICA Comprende la recopilación de información geológica, geomecánica y operaciones unitarias de la Unidad Minera Santander; como también experiencias de otras operaciones mineras del país, etc. 2.10.2. TRABAJOS DE CAMPO Se realizaron controles de las operaciones unitarias a fin de obtener información relevante del desarrollo de las operaciones. 2.10.3. TRABAJOS DE GABINETE Se realizó procesamiento de los datos obtenidos en campo, diseños de los parámetros de perforación y voladura, dibujo de las mallas de perforación en software y finalmente la redacción de la tesis. 29 CAPÍTULO III GEOLOGÍA 3.1. GEOLOGÍA REGIONAL En las inmediaciones del área de la Mina Santander, a nivel regional se presentan ampliamente distribuidas en mayor porcentaje rocas sedimentarias clásticas y/o calcáreas de las formaciones Oyón, Chimú, Santa, Carhuáz, Farrat, Pariahuanca, Chulec, Pariatambo y Jumasha, y en menor porcentaje, emplazados hacia los sectores NE y SW, se encuentran rocas volcánicas andesíticas de la Formación Calipuy; con edades comprendidas entre el Cretáceo Inferior al Terciario Inferior. (1) 3.2. GEOLOGÍA LOCAL A nivel local, en las inmediaciones de los cuerpos mineralizados, afloran principalmente rocas clásticas y calcáreas, pertenecientes a las formaciones Oyón, Chimú, Chulec, Pariatambo y Jumasha, de edad Cretáceo Inferior de los andes del Perú Central. Sobre este basamento rocoso se encuentran depósitos cuaternarios de tipo coluvio - glaciar, morrénicos, bofedales y antropomórficos. 30 Todos ellos deformados por varios episodios de tectonismo de la orogenia andina, generando pliegues y fallas de orientación andina NW - SE. (1) 3.2.1. ESTRATIGRAFÍA LOCAL Las unidades estratigráficas presentes en el área corresponden a la sedimentación desarrollada en el intervalo que va desde el Jurásico superior al Neógeno, y sus afloramientos están presentes en las lomas de Curupata (lado sur de Capilla), cerro Turmanya, cerro Garhua en dirección hacia laguna Huantush y en toda la cordillera de Puajanca. (1) Se describe a continuación la estratigrafía local, de la más antigua a la más reciente: 3.2.1.1. FORMACIÓN OYÓN (Ki - o) Esta unidad constituye la base de la secuencia estratigráfica local. Se encuentran en superficie como en subsuelo (labores antiguas) hacia el sector W o techo de los cuerpos mineralizados Magistral Norte, Centro y Sur; conformado por lutitas carbonosas de coloración gris oscura, que se intercalan con delgados niveles de areniscas compuesto por granos de cuarzo en una matriz de lutitas negras. El espesor de los estratos es variable entre 0.10 a 0.60 m, y su orientación en superficie es N30°W, buzamiento variable entre 43° a 86° SW. (1) 3.2.1.2. FORMACIÓN CHIMÚ (Ki - chim) Es fácilmente reconocible, por su coloración blanca a beige crema y por constituir crestas conspicuas y abruptas bastante resistentes a la erosión; esta unidad es compuesta por areniscas de granos de cuarzo en bancos gruesos a medianos de hasta 10 m de espesor. (1) 31 3.2.1.3. FORMACIÓN SANTA Una de las características de esta unidad litoestratigráfica es su carácter tabular de su estratificación en bancos que están comprendidos entre 25 a 40 cm de espesor en algunos casos puede presentarse con 70 cm de espesor; otra de sus características es su coloración gris a gris oscura, ocasionalmente puede ser de coloración gris plomizo. (1) 3.2.1.4. FORMACIÓN CARHUAZ Esta unidad litoestratigráfica que se compone por una intercalación de areniscas de coloración gris blanco a gris beige con niveles de lutitas y lutitas arenosas de coloración gris rojo, beige, verde; los niveles de areniscas alcanzan hasta 5 m de espesor, lateralmente estos niveles de areniscas desaparecen en una longitud de 400 m aproximadamente. (1) 3.2.1.5. FORMACIÓN FARRAT Estratigráficamente se compone de areniscas compuesta por granos de cuarcita “ortocuarcita”, sobre las áreas anteriormente mencionadas, esta unidad litoestratigráfica se presenta intensamente fracturado y con fuerte alteración hidrotermal, razón de encontrase por debajo de un sistema de falla inversa de rumbo SE - NW. (1) 3.2.1.6. FORMACIÓN PARIAHUANCA Regionalmente esta unidad presenta delgados niveles de areniscas con rizaduras de corriente y laminación ondulada con lutitas onduladas, que presentan una coloración gris marrón a gris claro, algunos autores mencionan niveles de calizas en algunas regiones lo que no ha sido observado en el presente reporte. (1) 32 3.2.1.7. FORMACIÓN CHULEC (Ki - ch) Está unidad en superficie y subsuelo se encuentra en los sectores E de los cuerpos mineralizados Magistral Norte, Magistral Centro y Magistral Sur, al piso de los mismos. En superficie se caracteriza por formar conspicuos crestones mineralizados. Está constituida de estratos de calizas a calizas recristalizadas, gris de tono azul, ligera a moderadamente meteorizadas, fracturadas a muy fracturadas. (1) Se caracteriza también por la presencia de fauna de gran dimensión como amonites, gasterópodos y bivalvos son muy abundantes en esta unidad. (1) 3.2.1.8. FORMACIÓN PARIATAMBO (Ki-pt) Esta unidad se encuentra, en superficie como en subsuelo, después de la Formación Chulec. Consiste de estratos de calizas nodulares a tabulares de color gris oscuro a negro, con margas y chert gris oscuro, ligera a moderadamente meteorizadas, fracturadas a muy fracturadas. El espesor de los estratos es variable entre 0.20 a 1.0 m, y su orientación en superficie es en promedio N20°W, buzamiento variable entre 74° a 84°NE. (1) 3.2.1.9. FORMACIÓN JUMASHA (Ks-j) Sus afloramientos en superficie se encuentran hacia el sector E de los cuerpos mineralizados, después de las Formaciones Chulec y Pariatambo, formando prominentes lomadas de alineamiento SE - NW. El contacto de esta formación con la Formación Pariatambo en la parte N se encuentra definido por un dique de diabasa. Consiste de estratos de calizas, gris de tono azul y por meteorización presentan tono claro, ligera a moderadamente meteorizadas, poco fracturada a fracturadas. (1) 33 El espesor de los estratos es entre 0.20 a 0.80 m, de orientación promedio N20°W, buz. variable de 80° a 86°SW y 78° a 87°NE. (1) 3.2.1.10. DEPÓSITOS CUATERNARIOS Depósitos Morrénicos (Q - m): Estos depósitos están cubriendo parte del fondo y laderas de las quebradas y son el resultado de la glaciación ocurrida durante el Pleistoceno. Litológicamente están constituidos en mayor porcentaje por fragmentos de calizas y cuarcitas, sub angulosos a sub redondeados englobados en matriz de grava limosa con arcilla, densa a muy densa, húmeda, gris. (1) Depósito Coluvial - Glaciar (Q - co/gl): Estos depósitos resultan de la superposición caótica de fragmentos acumulados por gravedad y torrentes de detritos por efecto de los deshielos. Se encuentran hacia las laderas, formando superficies con pendiente moderadamente inclinada a muy empinada (15 a 50%); consiste de acumulaciones de fragmentos angulosos a sub angulosos de diverso tamaño y de naturaleza calcárea, suelta, seca a húmeda, gris a marrón. Depósitos bofedales (Q - bog): Estos depósitos se ubican hacia el fondo de las quebradas, depresiones y la parte inferior de las laderas, sobre todo cubren parte de los depósitos morrénicos. Consisten de la alternancia de lentes de limo arenoso y turba, blanda, en sectores saturados o secos, grises con manchas marrones. (1) Depósitos Antropomórficos (Q - an): Con esta denominación y por tener dimensiones cartografiables se define en el sector S del área en estudio, a las acumulaciones de materiales de relaves, de desmonte mina y de afirmado proveniente de los depósitos coluvio-glaciares. (1) 34 Fig. N° 03: Columna estratigráfica del área de la Mina Santander. Fuente: Informe Geológico de la Mina Santander 3.3. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL Los rasgos estructurales más importantes que se aprecian a nivel regional y local corresponden a una típica tectónica de plegamientos y fallamientos de tipo compresional, por lo cual existe como mínimo tres eventos tectónicos: Fases del 35 ciclo andino, que originaron, plegamientos, fracturamientos, corte y eventos magmáticos que generaron mineralización (formación de los cuerpos mineralizados). (1) Los plegamientos son intensos y bien definidos y han originado en los estratos clásticos calcáreos, sistemas anticlinales, sinclinales y sobre escurrimientos de alineamiento andino, con presencia de plegamientos menores, los que tienen alineamiento paralelo a los ejes de plegamiento regional. (1) Con respecto a los fallamientos, en el área de los cuerpos mineralizados Magistral, se identifican dos fallas principales de orientación similar: La Falla Magistral y la Falla Santander, ambas de rumbo N20°- 30°W y buzamiento 60°SW. La Falla Magistral, que es la más grande, de carácter regional, está en el contacto de las Formaciones Oyón y Chimú, en la caja techo alejada de los cuerpos mineralizados; la zona de falla alcanza espesores de hasta 18 m en la parte S y hasta 35 m en la parte N. La Falla Santander está en el contacto entre los cuerpos mineralizados y las areniscas cuarcíticas de la Formación Oyón, formando la caja techo inmediata. Asociadas a estas fallas se presentan sistemas de fallas secundarias de carácter local. (1) Hay otro sistema de fallas importante, transversales a la falla Santander, de rumbo N60°- 80°E y con buzamiento 80°NW, sinextral destral. Un tercer sistema de fallas de rumbo NE - SW y de buzamiento variable está presente en el área del proyecto. El sistema de Falla Santander junto con el sistema de fallas transversales, están vinculados a la mineralización; y en la zona de los cuerpos mineralizados originaron espacios para el reemplazamiento metasomático y relleno de fracturas y fallas con mineralización en forma de vetas y venillas. (1) 36 Fig. N° 04: Geología estructural Mina Santander Fuente: Informe Geológico de la Mina Santander 3.4. GEOLOGÍA ECONÓMICA 3.4.1. TIPOS DE YACIMIENTOS Son yacimientos hidrotermales, polimetálicos (Skarn distal de Zn, Pb, Ag, Cu), de reemplazamiento metasomático (intrusión ígnea), emplazados en rocas sedimentarias (calizas) de la formación Chulec, la cual presenta mineralización discontinua en forma de cuerpos - irregulares, sub verticales, con potencias variables de 1.5 m a 35 m, paralelos al rumbo de la estratificación y al contacto de la falla Magistral. (1) Algunos de estos sistemas de fallas perpendiculares a la mineralización presentan relleno de esfalerita, galena pudiendo generar pequeños cuerpos fuera de las zonas principales. (1) 37 3.4.2. MINERALIZACIÓN Existen tres cuerpos mineralizados discontinuos, Magistral Sur, Centro y Norte, separados uno del otro en 250 m y 400 m respectivamente, los contenidos metálicos de zinc, plomo, plata y cobre son variables en los tres cuerpos. (1) El cuerpo mineralizado Magistral Norte, Tiene una longitud de 200 metros, potencias de 3 a 30 m y profundidad de 300 m, buzando 70°SW. Se caracteriza por la asociación mineralógica de esfalerita oscura (marmatítica), galena y calcopirita. Buena correlación de los valores de plomo y plata con una menor presencia de minerales de Fe en relación a Magistral Sur. La continuidad horizontal de la mineralización en la parte alta se encuentra separada, debido a dos fallas sub paralelas que habrían desplazado la mineralización. (1) El cuerpo mineralizado Magistral Centro, tiene una longitud mineralizada aproximada de 100 metros, potencias de 5 a 35 m y algo más de 300 m de profundidad, buzando 70°SW. Se caracteriza por la asociación mineralógica de marmatita y galena, con menor contenido de calcopirita y presencia de pirrotita. Esta asociación se aprecia en las labores de subsuelo, en forma masiva y en venillas, acompañados con pirita y cuarzo. Estas venillas se encuentran en mayor porcentaje en la galería principal, emplazados en forma transversal y longitudinal a la orientación de la galería principal. (1) El cuerpo mineralizado Magistral Sur, tiene una longitud aproximada de 200 m, potencias de 4 a 25 m, profundidad mayor que 300 m, y buzamiento de 60°SW. La mineralización principal consiste de esfalerita (marmatita) - pirrotita las cuales se presentan en forma masiva, la presencia de galena es muy errática y por análisis se observan valores bajos de plata. (1) 38 3.4.3. RECURSOS MINERALES Es la concentración u ocurrencia de material de interés económico intrínseco en o sobre la corteza de la tierra en forma y cantidad en que haya probabilidades razonables de una eventual extracción económica. (2) El modelo geométrico de los cuerpos mineralizados está basado en la creación del wireframe que compila las secciones interpretadas a partir de sondajes diamantinos y contorneos del cuerpo. Luego de digitalizadas, las secciones son unidas por un sólido (wireframe), que son compositadas con sondajes a fin de realizar los ajustes necesarios, de manera que el modelo geométrico represente lo mejor posible los contornos económicos. En general, se ha construido un modelo geométrico para cada zona mineralizada. Para los recursos reportados fueron considerados los valores de mineral que están por encima del Cut off geológico de 35.83 $/Ton y clasificados según el código de JOR por la densidad de sondajes (cantidad de datos, nivel de conocimiento y confianza geológica) en Medidos, indicados é inferidos. (2)  Recursos Medidos: Alto nivel de confianza, mayor densidad de muestras.  Recursos Indicados: Nivel razonable o aceptable de confianza, moderada densidad de muestras.  Recursos Inferidos: Es un bloque con escasa información de perforación situados sobre todo en la extensión vertical de la estructura que se muestra parcialmente perforados o una extensión vertical de un bloque indicado. 39 Tabla N° 03: Recursos de los Cuerpos Magistrales Fuente: Informe Geológico de la Mina Santander 3.4.4. RESERVAS MINERALES Es la parte económicamente explotable de un Recurso Mineral Medido o Indicado, para la conversión de recursos a reservas se ha considerado el método de extracción del mineral (Bench & Fill Stoping), la dilución y porcentaje de recuperación, además de evaluaciones que incluye modificaciones por factores de extracción, metalúrgicos, económicos, ambientales, sociales, entre otros. (2) La clasificación de los minerales en cada categoría depende del grado de confianza geológica y se clasificaron en reservas probadas y probables.  Probado: Son los recursos medidos que es económicamente minable, Se considera en esta categoría a todos los blocks cuya exposición está hecha en uno o más lados cuya preparación está sumamente avanzada y su extracción puede considerarse como realizable de inmediato. (2) Medido 10.24 305,195 3.80 2.37 3.06 0.10 Indicado 16.65 776,876 3.73 2.19 2.90 0.10 Inferido 26.74 443,812 3.61 1.71 1.86 0.08 Total/Prom. 17.88 1,525,883 3.71 2.09 2.61 0.09 Medido 15.74 372,704 4.99 1.76 0.90 0.11 Indicado 17.52 247,530 4.94 1.48 0.68 0.09 Inferido 33.79 2,351,045 4.74 0.78 0.33 0.09 Total/Prom. 22.35 2,971,279 4.89 1.34 0.64 0.10 Medido 15.09 433,756 4.90 0.40 0.15 0.04 Indicado 10.61 445,172 4.50 0.47 0.21 0.05 Inferido 30.74 21,026 7.87 0.40 0.07 0.10 Total/Prom. 18.81 899,954 5.76 0.42 0.14 0.06 Medido 13.69 1,111,655 4.56 1.51 1.37 0.08 Indicado 14.93 1,469,578 4.39 1.38 1.26 0.08 Inferido 30.42 2,815,883 5.41 0.96 0.75 0.09 Total/Prom. 19.68 5,397,116 4.79 1.28 1.13 0.08 M . C en tr o M . S ur To ta l M . N or te Z o n a Cu (%)Ton (TMS)Categoría Potencia (m) Zn (%) Ag (oz/ton) Pb (%) 40  Probable: Son los recursos indicados que es económicamente minable, es el mineral adyacente al probado, pero en el que aún se presupone algún riesgo de discontinuidad o leyes, se necesita ejecutar aun algunas labores adicionales de preparación y cuya extracción es relativamente inmediata. (2) Tabla N° 04: Reservas de los Cuerpos Magistrales Fuente: Informe Geológico de la Mina Santander Vida Óptima de explotación (VOE) Mediante la fórmula de Taylor calcularemos la vida de la mina en base a los reserva + recurso (medido + indicado). ( ) ( ) ( ) ( ) Vida util en base a las reservas (probadas + probables) 2176643 Ton de reserva 2000 Ton/dia → 2176643 Ton/(720,000Ton/año) = 3.02 años Probado 12.66 263,011 3.62 2.24 2.87 0.10 Probable 18.52 704,893 3.52 2.04 2.75 0.09 Total/Prom. 15.59 967,904 3.57 2.14 2.81 0.10 Probado 15.99 305,774 4.46 1.60 0.78 0.10 Probable 17.54 258,281 4.49 1.34 0.62 0.08 Total/Prom. 16.77 564,055 4.48 1.47 0.7 0.09 Probado 13.33 351,703 4.68 0.41 0.14 0.04 Probable 9.58 292,981 4.88 0.51 0.20 0.06 Total/Prom. 11.46 644,684 4.78 0.46 0.17 0.05 Probado 13.99 920,488 4.25 1.42 1.26 0.08 Probable 15.21 1,256,155 4.30 1.30 1.19 0.08 Total/Prom. 14.60 2,176,643 4.28 1.36 1.23 0.08 T o ta l M . N o rt e M . C e n tr o M . S u r Z o n a Cu (%)Ton (TMS)Categoría Potencia (m) Zn (%) Ag (oz/ton) Pb (%) 41 Fig. Nº 05: Código australiano para recursos y reservas Recuperación del mineral Debido a las pérdidas durante la operación de minado, se consideró un factor de recuperación el 95% para todos los cuerpos Magistral. Dilución El ancho mínimo de explotación es de 3 m, si una estructura es más estrecha que esta, tiene que ser diluida (dilución interna) al ancho mínimo. Además, se debe adicionar un factor de dilución externa por operación minera que es aproximadamente del 10%. (2) Ley de Corte (Cut Off) Es la ley mínima explotable que debe de tener un block mineralizado, es determinada con el propósito de clasificar los minerales en económicos y no económicos por un periodo de tiempo determinado. De acuerdo al concepto económico del punto de equilibrio, se sabe que en este punto el valor de la producción es igual a los costos totales, con una ley de mineral que no reporta utilidades ni perdidas, por lo tanto: 42 CUT OFF OPERACIONAL EN LA MINA SANTANDER Para calcular el Cut Off en la Mina Santander (Yacimiento polimetálico), tomaremos la ley del Zinc y las leyes equivalentes respecto al zinc de los otros metales extraídos. Este valor está en función de la recuperación metalúrgica, el % pagable de concentrado y el precio del metal actual en el mercado, etc. Tabla N° 05: Resumen del cálculo de las leyes equivalentes para cada metal Como se observa el Cut Off es 2.54% para el zinc y de acuerdo a esto categorizaremos las reservas y recursos minerales en mena y estéril, cabe mencionar que los costos del metal se consideran a la fecha. Tabla N° 06: Resumen %Zn equivalente de la ley de cabeza actual En la tabla se muestra los valores del contenido metálico con respecto al Zn equivalente en la cual se obtiene 6.46 % Zn Eq, Superior al Cut off de 2.54%. Metal Zn Pb Cu Ag Parámetros Unid./factor US$/Lb US$/Lb US$/Lb US$/oz Precio del metal (imperial) US$/unid Metal 1.102 0.948 2.253 18.410 Costos de mercado (imperial) 2% 1.082 0.928 2.233 18.390 Conversión a valor métrico US$/Ton US$/Ton US$/Ton US$/gr Costos de mercado (métrico) US$/Ton (gramos de Ag) 2385.141 2044.974 4923.501 0.649 Pérdidas dilución 10% 2146.627 1840.476 4431.151 0.584 Pérdidas de mina 5% 2039.296 1748.452 4209.593 0.555 Recuperación % rec. Concentrado 0.895 0.895 0.607 0.791 Costo de operación + Utilidad US$/Ton 46.290 46.290 46.290 46.290 Grado Zn (Cut off) % (gr/ton de ag) 2.535 2.958 1.812 105.542 Factor equivalente Zn 0.857 1.399 0.024 Parámetros Zn (%) Pb (%) Cu (%) Ag (gr/ton) ZnEq (%) Ley de cabeza 4.28 1.23 0.08 42.30 % de Contribución Zn Eq 4.28 1.05 0.11 1.02 6.46 Cálculo de Zn equivalente 43 CAPÍTULO IV GEOMECÁNICA 4.1. INTRODUCCIÓN En el siguiente capítulo describiremos el estudio geomecánicos que se realizó en la Unidad Minera Trevali, que se obtuvo del estudio de muestras de los sondajes diamantinos en los cuerpos Magistrales y mapeos geomecánicos en labores. 4.2. CARACTERIZACIÓN GEOMECÁNICA Para clasificar geomecánicamente a la masa rocosa, se utilizó el criterio de clasificación geomecánica de Bieniawski (RMR – Rock Mass Rating o Valoración de la Masa Rocosa - 1989). (1) 4.2.1. ASPECTOS LITOLÓGICOS La litología involucrada directamente con la zona en estudio está principalmente conformada por 3 tipos de rocas, que se encuentran de manera similar en los tres cuerpos mineralizados: Las calizas de la Fm. Chulec que conforman la caja piso, hacia el Este; La masa rocosa mineralizada (Cuerpos Magistral Norte, 44 Magistral Centro y Magistral Sur); y las areniscas cuarcíticas de la Fm. Oyón que conforman la caja techo, hacia el Oeste. (1) La falla Santander se encuentra en el contacto del mineral y las areniscas cuarcíticas de la Fm. Oyón. En el tope de la Fm. Oyón se ubica la gran falla Magistral y detrás de esta zona de falla se ubican las cuarcitas de la Fm. Chimú. Hacia el Este, después de las calizas de la Fm. Chulec, se presentan las calizas de la Fm. Pariatambo y las calizas de la Fm. Jumasha. (1) 4.2.2. DISTRIBUCIÓN DE DISCONTINUIDADES Para establecer las características de la distribución de discontinuidades estructurales tanto mayores como menores, el procesamiento de los datos orientaciones se realizó mediante técnicas de proyección estereográfica equiareal, utilizando el software DIPS Versión 5.103 de Rocscience. (1) Tabla N° 07: Sistemas de discontinuidades estructurales Fuente: Informe Técnico de Evaluación Geomecánica de la Mina Santander El análisis realizado en base a toda la información que se ha registrado y se ha tenido disponible, ha indicado que el arreglo estructural de la masa rocosa asociada a los cuerpos mineralizados tiene las siguientes características: Cuerpo Mineralizado Descripción Sistema 1 Sistema 2 Sistema 3 Sistema 4 Rb / Bz N10°W/70°SW N74°E/88°SE N18°W/66°NE - Dir. Bz / Bz 260/70° 164/88° 072/66° - Rb / Bz N19°W/65°SW N83°E/83°NW N12°E/43°SE - Dir. Bz / Bz 251°/65° 353/83° 102/43° - Rb / Bz N26°W/77°SW N71°E/87°NW N34°E/49°SE N37°W/39°NE Dir. Bz / Bz 244°/74° 341/87° 124/49° 053/39 Rb / Bz N20°W/69°SW N74°E/87°NW N21°E/51°SE N26°W/54°NE Dir. Bz / Bz 250°/69° 344/87° 111/51° 064/54 Magistral Norte (MN) Magistral Centro (MC) Magistral Sur (MS) Compósito (MN, MC y MS) 45  En los tres cuerpos mineralizados: Magistral Norte, Magistral Centro y Magistral Sur, se presentan dos sistemas principales de discontinuidades con orientaciones similares. El Sistema 1, tiene rumbo NW y alto buzamiento al SW, es paralelo al rumbo de los cuerpos mineralizados y está asociado al alineamiento que presentan las Fallas Santander y Magistral y a la estratificación. El Sistema 2, tiene rumbo NE y alto buzamiento al NW y SE, perpendicular al Sistema 1, está asociado a fallas menores y a diaclasas. (1) Como en toda masa rocosa, además de estos sistemas hay presencia de discontinuidades aleatorias, que aparecen con poca frecuencia. Fig. Nº 06: Diagrama estereográfico de contornos del compósito de discontinuidades Fuente: Informe Técnico de Evaluación Geomecánica de la Mina Santander 46 Fig. Nº 07: Diagrama estereográfico de planos principales del compósito de discontinuidades Fuente: Informe Técnico de Evaluación Geomecánica de la Mina Santander Fig. Nº 08: Diagrama de roseta del compósito de discontinuidades Fuente: Informe Técnico de Evaluación Geomecánica de la Mina Santander 47 4.2.3. ASPECTOS ESTRUCTURALES Las características estructurales de las discontinuidades, se establecieron mediante tratamiento estadístico de la información registrada en el mapeo geomecánico del macizo rocoso realizado en superficie y en las labores subterráneas, además, de la información geomecánica del logueo geotécnico de testigos rocosos de los sondajes diamantinos. Según esto, las siguientes son las principales características estructurales generales de las discontinuidades en el entorno de los cuerpos mineralizados Magistral Norte, Centro y Sur: (1) 4.2.3.1. FALLAS Las fallas menores tienen espaciamientos por lo general mayores a 20 m, la persistencia es de decenas de metros, la apertura es de 1 a 5 mm, las superficies de las caras son lisas con ciertas ondulaciones. Estas estructuras están rellenadas con materiales de panizo, brechas, materiales oxidados y arcillas, el espesor de estos rellenos varía entre 5 y 40 cm. El área de influencia de las fallas no es significativa. Las fallas ubicadas dentro de los cuerpos mineralizados constituyen conductos a través de los cuales se producen filtraciones de agua en forma de goteos. (1) 4.2.3.2. ESTRATOS Sus características estructurales genérales son: Espaciamiento entre 20 a 60 cm y de 6 a 20 cm, persistencia de 10 a 20 m, apertura menor a 1 mm, las paredes son ligeramente rugosas a rugosas con ciertas ondulaciones, el relleno es suave y menor a 5 mm, con presencia de óxidos, arcillas, carbonatos y pirita. Las paredes de las discontinuidades por lo general están ligera a moderadamente intemperizadas. Las condiciones de presencia de agua subterránea corresponden mayormente a húmedas. (1) 48 4.2.3.3. DIACLASAS Sus características estructurales son: Espaciamiento entre 6 a 60 cm, persistencia de 3 a 10 m, apertura menor a 1 mm, las paredes son ligeramente rugosas, el relleno suave < 5 mm con presencia de óxidos, ligera alteración de las superficies de las discontinuidades y presencia de humedad en ellas. (1) 4.2.4. CLASIFICACIÓN GEOMECÁNICA DEL MACIZO ROCOSO Para clasificar geomecánicamente a la masa rocosa, se utilizó el criterio de clasificación geomecánica de Bieniawski (RMR - Rock Mass Rating o Valoración de la Masa Rocosa - 1989, modificada según la Romana 2000). Los valores del índice de calidad de la roca (RQD), por un lado, fueron determinados mediante el registro lineal de discontinuidades, utilizando la relación propuesta por Priest & Hudson (1986), teniendo como parámetro de entrada principal la frecuencia de fracturamiento por metro lineal, por otro lado, se utilizó la data de RQD registrada en el mapeo geotécnico de los testigos rocosos de los sondajes diamantinos. (1) Tabla N° 08: Clasificación de la masa rocosa. Fuente: Informe Técnico de Evaluación Geomecánica de la Mina Santander 4.2.5. ZONIFICACIÓN GEOMECÁNICA DEL MACIZO ROCOSO Para la zonificación geomecánica se tomó en cuenta los aspectos litológicos, Tipo de roca Rango RMR Rango Q RMR II > 60 > 5.92 Buena IIIA 51 - 60 2.18 - 5.92 Regular A IIIB 41 - 50 0.72 - 1.95 Regular B IVA 31 - 40 0.24 - 0.64 Mala A IVB 21 - 30 0.08 - 0.21 Mala B V < 21 <0.08 Muy Mala 49 geoestructurales, el grado de alteración y la calidad de la masa rocosa y se ha realizado utilizando el método computarizado, a través de un modelo de bloques con el programa Mine Sight. (1) Tabla N° 09: Características de la calidad de la masa rocosa - Mina Santander Las fuentes de información para clasificar a la masa rocosa de las áreas de evaluación de los cuerpos mineralizados han sido: El mapeo geomecánico de los afloramientos rocosos en superficie, de labores subterráneas y principalmente el logueo geotécnico de los testigos rocosos de los sondajes diamantinos. (1) Zona Magistral Norte Magistral Centro Magistral Sur R o c a M in e ra li z a d a Por lo general son de calidad Regular B (DE - IIIB), en algunos tramos locales es de calidad Regular A (DE - IIIA). Por lo general son de calidad Regular A (DE - IIIA), y de manera local son de calidad Regular B (DE - IIIB). Por lo general son de calidad Regular A (DE - IIIA), y de manera localizada son de calidad Regular B (DE - IIIB). R o c a C a ja p is o Conformada por calizas de la Fm. Chulec, presenta masas rocosas de calidad Regular B (DE - IIIB) en la caja inmediata y calidad Regular A (DE - IIIA) en la caja alejada. Conformada por calizas de la Fm. Chulec, presenta masas rocosas de calidad Regular A (DE - IIIA) tanto en la caja inmediata como en la caja alejada. Conformada por calizas de la Fm. Chulec, presenta masas rocosas de calidad Regular A (DE - IIIA). R o c a C a ja t e c h o Conformada por areniscas cuarcíticas de la Fm. Oyón. La roca de calidad Mala A (DE- IVA) se hallan cerca al contacto con la zona de Falla Magistral y las ubicadas más cerca de superficie; las de calidad Regular B (DE - IIIB) se encuentran en la caja inmediata y las de calidad Regular A (DE - IIIA) se encuentran al centro del paquete de la Fm. Oyón. Conformada por areniscas cuarcíticas de la Fm. Oyón, presenta masas rocosas de calidad Regular A (DE - IIIA) en la caja inmediata, y cercano al contacto de la Falla Magistral, la calidad es de Regular B (DE - IVB). Conformada por areniscas cuarcíticas de la Fm. Oyón, presenta masas rocosas de calidad Regular A (DE - IIIA) en la caja inmediata, y a medida que se acerca a la zona de falla Magistral la calidad es de Regular B (DE - IIIB). Z o n a d e F a ll a Está conformada por areniscas, lutitas y limolitas. Esta zona presenta masa rocosa de calidad Muy Mala (DE - V). Conformada por areniscas, lutitas y limolitas, presenta masas rocosas de calidad Muy Mala (DE - V). conformada por areniscas, lutitas y limolitas, presenta masa rocosa de calidad Muy Mala (DE - V). C a ja t e c h o a le ja d a Se encuentra roca cuarcítica de la Fm. Chimú, la cual presenta masas rocosas de calidad Regular B (DE - IIIB). Se halla alejada hacia la caja techo, presenta masa rocosa de calidad Regular B (DE - IIIB). ZONIFICACIÓN GEOMECÁNICA MAGITRAL NORTE, CENTRO Y SUR 50 Fig. Nº 09: Zonificación geomecánica de MN, MC y MS - Vista en planta Fuente: Informe Técnico de Evaluación Geomecánica de la Mina Santander Fig. Nº 10: Zonificación geomecánica de MN, MC y MS – Longitudinal Fuente: Informe Técnico de Evaluación Geomecánica de la Mina Santander 51 Tabla N° 10: Caracterización del macizo rocoso Fuente: Informe Técnico de Evaluación Geomecánica de la Mina Santander Tabla Nº 11: Zonificación geomecánica y calidades de masa rocosa Fuente: Informe Técnico de Evaluación Geomecánica de la Mina Santander Características del Macizo Rocoso Areniscas Oyon Calizas Chulec Calizas Pariatambo Mineral Magistral Centro Mineral Magistral Norte RC 100-250 Mpa 50-100 Mpa 25-50 Mpa 100-250 Mpa 25-100 Mpa RQD 75-90% 50-75% 25-75% 50-75% 25-75% Espaciamiento 200-600mm 60 - 200mm 60-200mm 60-200mm 60-200mm Persistencia 10-20m 10-20m 10-20m 10-20m 10-20m Apertura 0.1-1.0mm 0.1-1.0mm 0.1-1.0mm 0.1-1.0mm 0.1-5.0mm Rugosidad Liger. Rug - Rugoso Liger. Rug - Rugoso Liger. Rug - Rugoso Liger. Rug - Rugoso Liger. Rug - Rugoso Relleno Blando < 5mm Blando < 5mm Blando < 5mm Blando < 5mm Blando < 5mm Alteración Ligeramente Ligeramente Ligeramente Ligeramente Moderadamente Agua Subterránea Húmedo - goteo Húmedo - goteo Húmedo - goteo Húmedo - goteo Húmedo - goteo Sección Litologia Promedio RMR Calidad RMR Dominio Estructural Fm. Chulec (calizas) 55 Regular A DE-IIIA Fm. Chulec (calizas) 45 Regular B DE-IIIB Mineral 55 Regular A DE-IIIA Mineral 45 Regular B DE-IIIB Mineral 35 Mala A DE-IVA Fm. Oyón (areniscas) 55 Regular A DE-IIIA Fm. Oyón (areniscas) 45 Regular B DE-IIIB Fm. Oyón (areniscas) 35 Mala A DE-IVA Zona de falla 20 Muy Mala DE-V Fm. Chimú (cuarcitas) 35 Mala A DE-IVA Fm. Chulec (calizas) 55 Regular A DE-IIIA Mineral 55 Regular A DE-IIIA Mineral 45 Regular B DE-IIIB Fm. Oyón (areniscas) 55 Regular A DE-IIIA Fm. Oyón (areniscas) 45 Regular B DE-IIIB Zona de falla 20 Muy Mala DE-V Fm. Chimú (cuarcitas) 45 Regular B DE-IIIB Fm. Chulec (calizas) 55 Regular A DE-IIIA Fm. Chulec (calizas) 45 Regular B DE-IIIB Mineral 55 Regular A DE-IIIA Fm. Oyón (areniscas) 55 Regular A DE-IIIA Fm. Oyón (areniscas) 45 Regular B DE-IIIB Zona de falla 20 Muy Mala DE-V Fm. Chimú (cuarcitas) 45 Regular B DE-IIIB S-35 y S-39 Cuerpo Magistral Sur S-5 y S-9 Cuerpo Magistral Norte S-24 y S-26 Cuerpo Magistral Centro 52 4.3. ESTIMACIÓN DE LOS PARÁMETROS DE RESISTENCIA 4.3.1. RESISTENCIA DE LA ROCA INTACTA (σc) Es uno de los parámetros más importantes del comportamiento mecánico de la masa rocosa. Otro parámetro importante, es la constante “m” del criterio de falla de Hoek & Brown (2002, 2007). Tabla Nº 12: Resistencia compresiva de la roca intacta (ensayos de compresión uniaxial) Fuente: Informe Técnico de Evaluación Geomecánica de la Mina Santander Tabla Nº 13: Resistencia compresiva de la roca intacta (ensayos de compresión triaxial) Fuente: Informe Técnico de Evaluación Geomecánica de la Mina Santander Tabla N° 14: Valores de la constante “mi” de la roca intacta (ensayos de compresión triaxial) Fuente: Informe Técnico de Evaluación Geomecánica de la Mina Santander Sondaje/Bloque Profundidad (m) Litología σc (MPa) MC San 0160 27.90 - 28.50 Caliza 87.25 MC San 0062 48.60 - 48.80 Limolita 51.43 MS San 0056 58.95 - 59.17 Arenisca 216.82 MN San 0006 67.14 - 67.30 Caliza 147.24 MN San 0118 44.30 - 44.70 Caliza 91.23 Bloque MC - Mineral 62.74 Bloque MC - Mineral 103.19 Sondaje Profundidad (m) Litología σc (MPa) MC San 0062 30.55 - 37.77 Arenisca 89.56 Bloque MC - Mineral 64.73 MN San 0001 57.03 - 58.25 Caliza 100.76 MN San 0006 72.34 - 73.57 Caliza 136.74 MN San 0118 39.25 - 40.70 Caliza 104.53 Sondaje Profundidad (m) Litologia “m“ Cohesión (MPa) Angulo de Fricción (°) MC San 0062 30.55 - 37.77 Arenisca 31.95 6.32 40.59 Bloque MC - Mineral 7.31 2.93 27.89 MN San 0001 57.03 - 58.25 Caliza 15.40 5.72 34.22 MN San 0006 72.34 - 73.57 Caliza 13.37 7.44 33.00 MN San 0118 39.25 - 40.70 Caliza 12.00 5.50 32.07 53 Tabla N° 15: Propiedades físicas de la roca intacta Fuente: Informe Técnico de Evaluación Geomecánica de la Mina Santander 4.3.2. RESISTENCIA AL CORTE DE LAS DISCONTINUIDADES La resistencia al corte en este caso está regida por los parámetros de fricción y cohesión del criterio de falla Mohr - Coulomb. Estos parámetros fueron obtenidos mediante ensayos de corte directo en superficies de discontinuidades. Tabla Nº 16: Valores de la cohesión y ángulo de fricción de las discontinuidades (ensayos de corte directo). Fuente: Informe Técnico de Evaluación Geomecánica de la Mina Santander 4.3.3. RESISTENCIA DEL MACIZO ROCOSO Para estimar los parámetros de resistencia de la masa rocosa, se utilizó el criterio de falla de Hoek & Brown (2002), mediante el programa RocLab de Rocscience Inc. (2007). Sondaje Profundidad (m) Litologia Porosidad Aparente (%) Absorción (%) Densidad seca (g/cm3) Bloque MC - Mineral 5,013 1,806 2,785 Bloque MC - Mineral 6,267 2,165 2,962 MC San 0160 27.90 - 28.50 Caliza 0.271 0.098 2,751 MC San 0062 37.44 - 37.77 Arenisca 2,120 0.806 2,631 MN San 0001 57.03 - 57.90 Caliza 1,515 0.557 2,724 MN San 0006 72.85 - 73.57 Caliza 0.255 0.096 2,673 MC San 0062 62.20 - 62.35 Limolita 3,070 1,113 2,758 Sondaje Profundidad (m) Litología Angulo de Fricción (°) Cohesión (MPa) MC San 0062 45.20 - 45.40 Limolita 31.86 0.089 Bloque MC - Mineral 43.60 0.053 MN San 0006 45.36 - 45.51 Arenisca 30.23 0.058 MS San 0056 85.60 - 86.15 Caliza 38.19 0.079 MC San 0062 34.18 - 34.38 Arenisca 38.72 0.071 MN San 0118 40.20 - 40.70 Caliza 38.89 0.229 MS San 0161 14.68 - 15.46 Caliza 28.55 0.139 54 Tabla N° 17: Parámetros de resistencia de la masa rocosa Fuente: Informe Técnico de Evaluación Geomecánica de la Mina Santander 4.4. CONDICIONES DE AGUAS SUBTERRÁNEAS En gran parte de las labores las condiciones subterráneas son de humedad, observándose condiciones mojadas en zonas localizadas, y goteos principalmente en zonas de falla dentro de los cuerpos mineralizados. Las zonas de falla actúan como conductos a través de los cuales se producen las filtraciones de agua con flujo subterráneo de 80 l/s, la presión que ejerce en las discontinuidades estructurales disminuyen la resistencia al corte y favorecen la inestabilidad de la excavación. (1) Litologia GSI σc (MPa) Y (g/cm3) "mi" "mmr" Smr σcmr (Mpa) Emr (Mpa) "V" Fm. Chulec (calizas) 55 80 2.7 12 1.610 0.0031 13.68 13169 0.20 Fm. Chulec (calizas) 45 60 2.7 12 1.030 0.0009 7.93 4438 0.23 Mineral 55 60 2.9 10 1.341 0.0031 9.41 9876 0.20 Mineral 45 50 2.9 10 0.858 0.0009 6.04 3698 0.23 Mineral 35 40 2.9 10 0.549 0.0002 3.67 1302 0.26 Fm. Oyón (areniscas) 55 80 2.6 20 2.683 0.0031 17.51 5644 0.20 Fm. Oyón (areniscas) 45 60 2.6 20 1.717 0.0009 10.23 2034 0.23 Fm. Oyón (areniscas) 35 40 2.6 20 1.099 0.0002 5.23 651 0.26 Zona de falla 20 5 2.4 10 0.281 0.00004 0.28 32 0.32 Fm. Chimú (cuarcitas) 35 40 2.7 20 1.099 0.0002 5.23 911 0.25 Fm. Chulec (calizas) 55 80 2.7 12 1.610 0.0031 13.68 13169 0.20 Mineral 55 80 2.9 10 1.341 0.0031 12.55 13169 0.20 Mineral 45 60 2.9 10 0.858 0.0009 7.24 4438 0.23 Fm. Oyón (areniscas) 55 90 2.7 20 2.683 0.0031 19.70 6349 0.20 Fm. Oyón (areniscas) 45 70 2.7 20 1.717 0.0009 11.93 2373 0.23 Zona de falla 20 5 2.4 10 0.281 0.00004 0.28 32 0.32 Fm. Chimú (cuarcitas) 45 50 2.7 20 1.717 0.0009 8.52 2311 0.23 Fm. Chulec (calizas) 55 80 2.7 12 1.610 0.0031 13.68 13169 0.20 Fm. Chulec (calizas) 45 60 2.7 12 1.030 0.0009 7.93 4438 0.23 Mineral 55 80 2.9 10 1.341 0.0031 12.55 13169 0.20 Fm. Oyón (areniscas) 55 90 2.6 20 2.683 0.0031 19.70 6349 0.20 Fm. Oyón (areniscas) 45 70 2.6 20 1.717 0.0009 11.93 2373 0.23 Zona de falla 20 5 2.4 10 0.281 0.00004 0.28 32 0.32 Fm. Chimú (cuarcitas) 45 50 2.7 20 1.717 0.0009 8.52 2311 0.23 Magistral Norte (Secciones: S-5 y S-9) Magistral Centro (Secciones: S-24 y S-26) Magistral Sur (Secciones: S-35 y S-39) 55 4.5. ESFUERZOS IN - SITU Los esfuerzos in-situ los estimamos utilizando el criterio de carga litostática de Hoek & Brown (1978) y el criterio de Sheorey (1994). Según esto, el esfuerzo vertical para una carga litostática de 300 m (profundización de los cuerpos Magistrales) resulta en aproximadamente 8 MPa, y considerando una constante “k” (Esfuerzo horizontal/Esfuerzo vertical = 1.0 entonces δh = δv), por lo cual la magnitud de los esfuerzos es baja. (1) 4.6. DIMENSIONAMIENTO GEOMECÁNICO DE LAS LABORES Para propósitos de esta evaluación, las excavaciones han sido divididas en tres categorías: Excavaciones permanentes, Excavaciones temporales, y Tajeos. 4.6.1. EXCAVACIONES PERMANENTES Estas incluyen: rampas, galerías de nivel, talleres de mantenimiento, estaciones de bombeo, etc. Las excavaciones están ubicadas en la caja piso, en las calizas de la Fm. Chulec. Tabla N° 18: Aberturas máximas para labores permanentes (Grimstad y Barton, 1993) 4.6.2. EXCAVACIONES TEMPORALES - AVANCES Estas incluyen las labores de avance asociadas al minado en los tajeos, como SN y Cx de acceso a los tajeos en roca estéril o en mineral, Generalmente estas excavaciones tendrán también aberturas máximas de 3.5 a 4 m. (1) Dominio Rango RMR Promedio RMR Abertura máx. (m) DE-II > 60 65 8.1 DE-IIIA 51 – 60 55 5.2 DE-IIIB 41 – 50 45 3.3 56 4.6.3. DIMENSIONAMIENTO DE TAJEOS - METODO GRAFICO DE ESTABILIDAD Las dimensiones adoptadas para el B&F son: altura de banco de mineral 15 m a 22 m, altura de los subniveles 4 m, altura del tajeo piso a techo 22.5 m. Para dimensionar se aplicó el método gráfico de estabilidad y se obtuvo los resultados: Longitud del tajeo para masa rocosa de calidad Regular A (IIIA RMR 51 - 60) es de 40 m y para masa rocosa de calidad Regular B (IIIB RMR 41 - 50) es de 30 m. Estos valores de longitud de tajeos concuerdan con el esquema de B&F adoptado e indican que este método de minado puede funcionar bien en ambos tipos de masas rocosas que son los que predominan en los tres cuerpos mineralizados. (1) Tabla N° 19: Dimensionamiento de tajos en función a diferentes anchos y alturas de minado Fuente: Informe Técnico de Evaluación Geomecánica de la Mina Santander Nota: ESS = Estable Sin Sostenimiento; ESO = Estable Sostenimiento Opcional; ECS = Estable Con Sostenimiento Obligado (sr) Significa (sin restricción) que no hay restricción de longitud en la superficie analizada para dicha condición de estabilidad. 10 m 15 m 20 m 25 m 30 m 35 m CT CP CT CP CT CP CT CP ESS sr 150 60 38 30 25 50 50 24 24 19 19 18 18 ESO sr sr 150 100 60 50 sr sr 40 40 30 30 26 26 ECS sr sr sr Sr 200 100 sr sr 70 70 44 44 38 38 ESS sr 150 45 32 26 23 60 60 25 25 21 21 19 19 ESO sr sr 120 75 55 43 sr sr 44 44 32 32 28 28 ECS sr sr sr 200 150 85 sr sr 80 80 48 48 41 41 ESS 200 80 35 27 23 21 60 70 25 29 22 23 20 21 ESO sr sr 120 60 48 39 200 250 43 50 33 35 30 31 ECS sr sr sr 200 120 75 sr sr 80 90 50 55 42 44 Mineral - análisis en el techo (bóveda) Zona estéril - análisis en las cajas Potencias consideradas Altura=20 m Altura=40 m Altura=60 m Altura=80 mZONA Condición de estabilidad Magistral Sur Magistral Centro Magistral Norte 57 Fig. Nº 11: Longitud máximo de tajeo abierto que se considera en función al tipo de roca Fig. Nº 12: Aanálisis para determinar el dimensionamiento de pilares (vista en sección) Simulación de la influencia del minado en los by pass ubicados a 12 m del cuerpo. Las condiciones de estabilidad alrededor de los bypass son satisfactorias. La roca de la caja piso sufre poca perturbación por ello estas excavaciones están ubicadas en la caja piso 58 CAPÍTULO V EXPLOTACIÓN MINERA 5.1. INTRODUCCIÓN La Unidad Minera Trevali - Mina Santander está conformado por tres cuerpos en fase de explotación: Magistral Norte, Centro y Sur; además de prospectos como: Puajanca, Naty, Los Toros, Cóndor y Capilla en fase de exploración. El cuerpo Magistral Centro fue explotado antiguamente desde el Nv 4580 y en dicho cuerpo se tiene una chimenea que comunica a superficie, que sirve como chimenea de extracción de aire viciado de la mina. En el cuerpo Magistral Sur se tiene explotado la parte superficial por el método de Tajo Abierto “Tajo la Cuñada” hasta el Nivel 4525 aproximadamente. Los cuerpos tienen una profundidad aproximada de 300 metros y estas están separadas longitudinalmente por zonas estériles, por lo tanto, no se tiene continuidad de mineralización. La infraestructura de la mina está construida en calizas de la caja piso, por presentar mejor calidad el macizo rocoso. 59 5.2. DISEÑO DE LA MINA 5.2.1. INFRAESTRUCTURA DE LA MINA La mina Santander cuenta con una infraestructura que permite una operación mecanizada en toda la mina y con los más altos estándares de seguridad, operatividad y productividad para nuestros colaboradores. Ver Anexo N° 02: Plano longitudinal de la Infraestructura de Mina. 5.3. LABORES DE LA MINA SANTANDER Para la construcción de la infraestructura de la mina se consideró como aspectos principales la Seguridad, Operatividad y Productividad. 5.3.1. LABORES DE DESARROLLO  Bocaminas: El acceso a los tres cuerpos es mediante tres Bocaminas de sección 5 m x 4 m, que están ubicadas en Magistral Norte - Nv 4650, Magistral Centro - Nv 4580, Magistral Sur - Nv 4540.  Rampas: Son labores de desarrollo construidas en la caja piso, con una sección de 5 m x 4 m, con gradiente promedio de 12%. Estas rampas sirven de acceso a los tres cuerpos y extracción. Tabla N° 20: Bocaminas principales de la U.E.A Santander Zonas Bocaminas Rampas Formas de RP Magistral Norte 4650 4577 Ocho Magistral Centro 4580 4290 Espiral Magistral Sur 4540 4005 Espiral 60  Chimeneas Raise Borer de Ventilación: Se han construido de 03 chimeneas de ventilación, ubicados uno en cada cuerpo, Chimenea 2110V ubicado en el extremo norte del cuerpo Magistral Norte, Chimenea 1630V ubicado en el extremo sur del cuerpo Magistral Centro y la Chimenea 1330V ubicado en el extremo sur del cuerpo Magistral Sur. Dichas chimeneas están siendo construidas en varias etapas conforme se va profundizando las preparaciones de la mina.  Ore Pass: Están construidas en calizas de la caja piso con el método Raise Borer con diámetro de 6 pies e inclinación mayor a 70°. Se construyó 02 ore pass, OP1930 próximo a Magistral Norte y OP1590 intermedio a Magistral Centro y Magistral Sur, la construcción se realizó por etapas, conforme se va profundizando la mina. Su función principal es de trasporte de mineral y desmonte de los diferentes niveles, de acuerdo como va profundizando la explotación los conductos superiores se usan para trasladar los servicios de la mina: líneas de bombeo, agua, aire, telefonía, electricidad. Fig. N° 13: Implementación de escaleras e instalación de servicios - Mina Santander 61  Refugios peatonales y Cámaras de carguío: Los refugios son construidos con una sección de 2.2 m x 2.2 m cada 50 metros en las Rp, Bp y Cx, mientras las cámaras de carguío en cada nivel en la RP principal. Fig. N° 14: Refugio peatonal sección típica (2.2 m x 2.2 m) Fig. N°15: Cámara de carguío sección típica (5 m x 6 m x 5 m) 62 5.3.2. LABORES DE PREPARACION  By Pass; Son labores construidas en roca estéril calizas de la caja piso que corren paralelas a los cuerpos mineralizados, tienen una sección de 4 m x 3.5 m y gradiente 2%; desde donde se construirá ventanas de acceso al cuerpo mineralizado.  Crucero; Son labores con sección de 4 m x 4 m que parten generalmente de la Rampa o By Pass y cortan perpendicularmente a los cuerpos mineralizados o sirven para acceder a las zonas mineralizadas; en los puntos donde cortan con el cuerpo se construyen Subniveles que corren a lo largo de los cuerpos.  Ventanas; Son labores de preparación para el método de explotación Bench & Fill que parten de los By Pass, cortan perpendicularmente a los cuerpos mineralizados, tienen una sección de 4 m x 3.5 m. Para la aplicación del método se realizan ventanas paralelas en cada nivel tanto superior como inferior para posteriormente explotarlos con la aplicación de taladros largos y posteriormente proceder con el relleno. Su función principal es acceso a los cuerpos mineralizados, delimitar dichos cuerpos y facilitar la explotación de los tajeos.  Subniveles; Son labores de preparación que se realizan en mineral con sección de 4 m x 4 m, gradiente 2%, y sirven para delimitar el block de mineral a explotar por el método Bench and Fill tanto por la parte superior e inferior con una distancia de subnivel a subnivel de 14.5 m; desde el nivel superior se realizan la perforación de taladros largos. Ver anexo Nº 04: Labores de preparación de la Mina Santander 63 5.3.3. LABORES DE EXPLOTACIÓN  Tajeo; Explotado mediante “BENCH & FILL STOPING”, Esta labor tiene dimensiones 100m x 15m x 15m (L x A x H) aproximadamente, las dimensiones son variables en cada tajeo. 5.4. MÉTODO DE EXPLOTACIÓN El método consiste en la explotación por banqueo de subniveles en forma ascendente “BENCH & FILL STOPING”, que se viene empleando en las tres zonas de los cuerpos Magistrales, en una configuración longitudinal al rumbo de las estructuras mineralizadas mediante la aplicación de relleno detrítico en el 100% de áreas abiertas (tajeos). El relleno de los tajeos se realiza con desmontes generados de los frentes de desarrollo que están acopiados en labores adyacentes desde estas labores y se abastece mediante equipos Scooptram; operando como máximo 1 ó 2 frentes por piso de explotación; es necesario precisar tal y como se muestra en el esquema la configuración actual implica que entre dos niveles de explotación (Nv 4580 y 4510), realizar 4 pisos, siendo el piso 1 el nivel de galerías-base y el piso 4 una infraestructura realizada para perforación - ventilación - relleno del tajo del panel 3. El minado es ascendente desde el nivel inferior hasta el piso 4. (4) La unidad básica de explotación se constituye de la siguiente infraestructura (01 Crucero, 01 By Pass, 02 - 03 Ventanas, 01Galería/Subnivel inferior y 01 Subnivel superior para perforación-ventilación - relleno, 01 - 02 chimeneas SLOT), esta infraestructura se prepara por piso de explotación precisando que en un bloque de 70 m de altura (4510 – 4440 = 70 m) existen 4 pisos que incluyen el nivel de 64 base; por otro lado como se aprecia en el esquema en cada nivel de explotación se establece un puente de 11 a 22 m. (4) Fig. N° 16: Diseño estándar de Explotación de la Mina Santander 5.5. SECUENCIA DE MINADO 5.5.1. SECUENCIA DE MINADO EN FRENTES En la siguiente figura se muestra la secuencia de minado en labores de desarrollo y preparación de la Mina Santander. 65 Fig. N° 17: Ciclo de minado en frentes de avance Mina Santander 66 5.5.2. SECUENCIA DE MINADO EN TAJEOS La secuencia de minado por bloques (tajeos) será en forma descendente y la explotación en los bloques (tajeos) en forma ascendente.  Construcción de by pass, La construcción se realiza paralelo a los Sn para delimitar el cuerpo mineralizado, con sección de 4 m x 3.5 m.  Construcción de ventanas, Las dimensiones son de 4 m x 3.5 m, se realizan 2 a 3 ventanas perpendicular a los subniveles.  Construcción de los sub niveles, Se construye en mineral para preparar el tajeo, tiene secciones de 4 m x 4 m ó 5 m x 4 m. Para realizar la explotación de los tajeos se tendrá delimitado con un nivel inferior y en un nivel superior. Posteriormente, se realiza el desquinche en los subniveles hasta alcanzar la potencia de minado, teniendo en cuenta aspectos geomecánicos (máx. longitud de abertura). Y finalmente el sostenimiento en la caja techo y bóveda del SN. Fig. N° 18: Paso N° 01 - Preparación de Tj, Ch Slots, Desquinche y sostenimiento de SN 67 Fig. N° 19: Vista transversal, preparación de tajo La perforación de taladros largos se inicia desde los extremos del tajeo hacia el centro (perforación de Ch Slot y zanja, y taladros de producción). Fig. N° 20: Paso N° 02 - Perforación del tajeo. 68 La voladura se realiza desde los extremos hacia el centro, (voladura de la Ch Slot y la zanja para la cara libre, y consecuentemente voladura de los taladros de producción, teniendo en cuenta la máxima abertura). Fig. N° 21: Paso N° 03 - Voladura del tajeo La limpieza se ejecuta desde el nivel inferior con scoop telemando, habilitando los refugios cada 10 m a 15 m de separación para la posición del operador. Fig. N° 22: Paso N° 04 - Limpieza del mineral 69 El relleno detrítico se realiza por el nivel superior, para no contaminar al mineral se coloca dique de desmonte. La distancia entre el talud de relleno y la última malla de perforación es máximo 40 m, según recomendación de geomecánica para la estabilidad del tajo. Fig. N° 23: Paso N° 05 - Relleno del tajo 5.6. OPERACIONES UNITARIAS Las fases del ciclo de minado son: Sostenimiento, perforación, voladura, acarreo, transporte y relleno. En cada una de ellas se tienen consideraciones especiales para un mejor control de la estabilidad de la roca y dilución del mineral: Voladura por tramos cortos, buena fragmentación, con una extracción con equipo a control remoto de tal manera que se garantice la seguridad, operatividad y productividad. 5.6.1. SOSTENIMIENTO El sostenimiento en los tajeos actualmente se realiza mediante la aplicación “Shotcrete de 2” reforzado con fibra de acero fc = 320 kg/cm2” (Shotcrete vía 70 húmeda con robot alpha 20) + con pernos helicoidales sistemáticos de 10 pies espaciados a 1.5 m x 1.5 m + cable bolting de 6.5 m, 10 m y 15 m en una densidad de 2.5 m x 2.5 m cuando el terreno así lo requiera. (4) En las labores de avance se realiza el sostenimiento con shotcrete de 2”, pernos helicoidales, Split set y mallas metálicas cuando el terreno así lo requiera. Fig. N° 24: Sostenimiento con shotcrete (Izquierdo) y con cable bolting (derecha) Tabla N° 21: Tipos de sostenimiento en función de los tipos de rocas Fuente: Departamento de geomecánica RMR Categoria Indice GSI Tiempo de Autosoporte Sostenimiento >60 A F/B 1 año Sin sostenimiento o pernos helicoidales de 7' en forma puntual F/R MF/B F/P MF/R IF/B F/MP MF/P IF/R MF/MP IF/P T/R 0-20 F T/MP Inmediato Sostener con cimbras de acero de viga 6H20 31-40 D 3 días Sostener con shotcrete de 2" de espesor, reforzado con pernos helicoidales de 7' en forma sistemática con espaciamiento transversal de 1.8m y espaciamiento longitudinal de 1.5m 21-30 E 24 horas Sostener con shotcrete de 2" de espesor + pernos helicoidales de 7' en forma sistemática, reforzado con malla electrosoldada 51-60 B 6 meses Sostener con pernos helicoidales de 7' en forma sistemática con espaciamiento transversal de 1.6m y espaciamiento longitudinal de 1.2m 41-50 C 1 mes Sostener con una capa de shotcrete de 2” de espesor ó pernos helicoidales de 7' en forma sistemática + malla electrosoldada 71 Tabla N° 22: Tabla Geomecánica GSI Estandarizado Fuente: Departamento de geomecánica 5.6.2. PERFORACIÓN La perforación de los taladros largos se realiza con equipos SIMBA modelo S7D marca Atlas Copco que utiliza un martillo COP 1838, la perforación se realiza desde el nivel superior al inferior de una longitud promedio de 15 m. 72 Fig. N° 25: Dimensión del Equipo de perforación de taladros largos (Simba S7D) Fuente: Planeamiento Mina Santander Perforación en frentes de avance se realiza con jumbos S1D de Atas Copco, Se realiza perforación horizontal (Breasting) de 12 ft, en la Unidad se cuenta con tres jumbos electrohidráulicos que se distribuyen en las tres zonas Magistrales. Fig. N° 26: Dimensión del Equipo de perforación en frentes (Jumbo S1D) Fuente: Catálogo de productos Atlas Copco. 73 5.6.3. VOLADURA El “carguío y voladura” en tajeo se realiza desde el nivel superior al inferior con cara libre hacia la chimenea SLOT, de acuerdo a la evaluación geomecánica la voladura también se realiza en 2 tramos. Tabla N° 23: Explosivos y accesorios para la voladura en tajeos Fig. N° 27: Explosivos y accesorios para la voladura en tajeos Tabla N° 24: Parámetros de voladura en tajeos Iniciador (Cebo) Emulex 80% 1½’’×12’’ Emulex 65% 1 1/2*12 Carga de Columna (Tal. Seco) Anfo Carga de Columna (Tal. Con H2O) Exagel 65% 2¨x16¨ Iniciador No Eléctrico Excel 18 m Cordón detonante Pentacord 5p Mecha rápida 0.6m Carmex 2.7m EXPLOSIVOS Y ACCESORIOS Equipo Simba S7D Tipo de Roca III A RMR 51 - 60 Densidad 3.07 (mineral) Dimensiones del Tajeo 100m x15mx 15m (LxAxH) Longitud de perforación 15 m Diámetro de perforación 2.5" (64 mm) Burden 1.5m Espaciamiento 1.5m Baricentro 1.8m Factor de perforación (Rend.) 5.08 Tn/m. Factor de Potencia 0.22 Kg - explosivo/Tn-rota Voladura Secundaria 5% (promedio) Presión de Carguío 85 psi PARAMETROS DE VOLADURA EN TAJEOS 74 La secuencia de salida es en forma Trapezoidal, para no afectar las cajas, obtener buena fragmentación y la reducción del rock fly (rocas volantes). Fig. N° 28: Secuencia de salida en voladura del TJ 4510MN - 2S 5.6.4. ACARREO La limpieza de mineral desde los tajeos se realiza usando Scooptram con telemando. La distancia de acarreo desde los tajos a las cámaras de carguío es variable entre los 200 - 350 metros, la capacidad de los equipos LHD 6 Yd3. Fig. N° 29: Diagrama del Sistema de Acarreo en Magistral Norte. 75 Fig. N° 30: Limpieza de mineral del tajeo con equipo LHD a telemando 5.6.5. TRANSPORTE Para realizar el transporte de mineral se tienen Volquetes de 14 m3 de capacidad, las secciones por donde transitan es de 5 m x 4 m, el recorrido aproximado desde las cámaras de carguío es de 3 a 4 km hasta el Stock Pile. (4) El transporte de desmonte desde los frentes de avance es hacia el Waste Dam que se encuentra en la Bocamina Magistral Sur. Fig. N° 31: Carguío y transporte de Mineral 76 Fig. N° 32: Dimensión del Volquete Actros 14 m 3 Fuente: Planeamiento Mina Santander 5.6.6. RELLENO El relleno en los tajeos es mediante el relleno detrítico que se obtiene de las labores de desarrollo y de algunas labores de preparación. Esta actividad puede iniciar al intermedio del progreso de la rotura en el tajo, se realiza íntegramente mediante equipos LHD Scooptram de 6 yd3, hasta rellenar todo el tajeo, posteriormente se nivela el piso de relleno para iniciar la explotación del siguiente panel. Las distancias de acarreo entre los puntos de acumulación de desmonte y los tajos varían entre los “100 - 500 metros” y en ocasiones mayores distancias incluso combinando equipos LHD con volquetes 77 desde superficie dependiendo donde se ubique el desmonte. El relleno constituye una componente fundamental del método de minado, no disponer del “RELLENO DETRÍTICO” en tiempo y volumen genera condiciones sub estándares de minado (inestabilidades, incumplimiento de los programas de producción, desfase de los planes de minado) que en suma significa una restricción total para continuar con el ciclo de minado (paraliza total las operaciones en el tajo, generando rotación del personal, equipos y recursos con la consecuente baja productividad hombre - guardia). (4) Fig. N° 33: Relleno detrítico en el TJ 4440MC - 1S 5.7. SERVICIOS 5.7.1. VENTILACIÓN Con el objeto de asegurar la calidad del aire a inyectar a la mina, se desarrolló una infraestructura que comprende tres bocaminas de acceso independientes 78 (Bocamina 4650, Bocamina 4580 y Bocamina 4540), tres troncales de ventilación ubicadas en la proyección de cada uno de los cuerpos a minarse, las mismas que se desarrollaron por el método del Raise Boring con un diámetro de 2.40 metros, desde la primera etapa de operación de la mina. (4) También se cuenta con el sistema ventilación secundaria en el desarrollo de los diferentes frentes de trabajo donde se presente un solo acceso, con la finalidad de mantener un ambiente adecuado para el buen desempeño del personal y maquinarias. Fig. N° 34: Características de Ventiladoras extractoras principales 5.7.2. SISTEMA DE AIRE COMPRIMIDO Para el abastecimiento de aire comprimido a la Mina se cuenta con 2 compresoras, para los cuales se cuenta con 2 tanques de 5 m3 que se ubican en Bocamina Magistral Centro, el ingreso de aire a la zona Norte, Centro y Sur es mediante tres troncales independientes de 6” de diámetro de acero hasta el NV 4510, desde este punto se distribuye a los niveles inferiores. (3) 79 5.7.3. SISTEMA DE BOMBEO Actualmente la Mina Santander, tiene actividades mineras donde existe presencia de agua rampas de profundización Rp (-) 4577 y Rp (-) 4005, siendo esta última donde existe un flujo permanente y considerable, imposibilitando el avance programado e incluso paralizando las actividades. Se tiene 2 sistemas principales de bombeo. (3)  NV 4510 (BP 4510 -1): Se tiene 5 pozas (2 pozas de captación, 2 pozas de sedimentación y bombeo) en este NV se capta el agua de los tres Magistrales para luego bombear a las pozas en superficie de MC, y realizar la recirculación mediante bombas al tanque en magistral norte y continuar el ciclo.  NV 4440 (BP 4440 - 1MC): Consta de 6 pozas (4 pozas de sedimentación y 2 pozas de secado de lodo), por lo cual las bombas de profundización bombean a este NV 4440 (Caudal de tratamiento: 150 l/s a través de tuberías de 10”) y desde este punto al BP 4510. 5.8. GESTIÓN DE SEGURIDAD, SALUD OCUPACIONAL Y MEDIO AMBIENTE La Seguridad se basa principalmente en el Reglamento de Seguridad y Salud Ocupacional en Minería (DS 024), su difusión y cumplimiento estricto de las disposiciones que se indican. (3) La EMQSA fiscaliza el cumplimiento total de los planes de seguridad de las EC JRC y TECNOMIN DATA, quienes verifican la función al 100%. 80 5.8.1. POLÍTICA DE SEGURIDAD, AMBIENTE Y SALUD OCUPACIONAL Fuente: Área SAS de la Empresa Minera los Quenuales 81 5.8.2. DATOS ESTADÍSTICOS DE SEGURIDAD AÑO 2015 Con respecto a las estadísticas de seguridad se tiene como meta reducir permanentemente los índices de frecuencia, severidad y accidentabilidad, teniendo como IF ≤ 5, IS ≤ 200 y IA ≤ 1. (3) Tabla N° 25: Índices de seguridad Mina Santander 2015 Fig. Nº 35: Resumen de Indicadores de seguridad Fuente: Área SAS de la Empresa Minera los Quenuales 5.8.3. HERRAMIENTAS DE GESTIÓN DE SEGURIDAD Se tiene como tarea imperativa, continuar la implementación de nuestro Sistema Integrado de Gestión para operar eficientemente dentro los requisitos de Seguridad, Ambiente y Salud. A continuación, se nombran las principales dic-15 Acumulado Horas Hombre Trabajadas 83381 953646,6 Incidentes 0 51 Accidentes Leves 0 18 Accidentes Incapacitantes 1 6 Días Perdidos 23 356 Índice de Frecuencia 11,99 6,29 Índice de Severidad 275,84 373,3 Índice de Accidentabilidad 3,31 2,35 82 herramientas de gestión que se utilizarán para el logro de los objetivos: Matriz IPERC, PETS - ATS, Permisos de Trabajo de Alto Riesgo (PETAR), Indicadores de Performance de Seguridad CPI, Comunicación Grupal, Inspecciones, Observación Planeada de Trabajo (OPT), Orden y Limpieza “5S”, Reportes de Desvíos. (3) 5.8.3.1. MATRIZ IPERC El IPERC es una herramienta que se utiliza para la identificación de los peligros, evaluar los riesgos y su respectivo control. (3) 5.8.3.2. PROCEDIMIENTO ESCRITO DE TRABAJO SEGURO (PETS) 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? (3) 5.8.3.3. PETAR Es el Permiso Escrito de Trabajo de Alto Riesgo, es un documento autorizado y firmado para cada turno por el ingeniero supervisor y superintendente o responsable del área de trabajo y visado por el Gerente de Seguridad y Salud Ocupacional o, en ausencia de éste, por el Ingeniero de Seguridad, que permite efectuar trabajos en zonas que son peligrosas y consideradas de alto riesgo. (3) 5.8.3.4. INDICADOR CLAVE DE PERFORMANCE (CPI) Herramienta que permite realizar la medición del desempeño de supervisores de la Organización en sus diferentes áreas, a través del desarrollo en cumplimiento y calidad de las herramientas de gestión SAS. (3) 83 Tabla N° 26: Criterios de evaluación y pesos por herramienta 5.8.3.5. COMUNICACIÓN GRUPAL/CAPACITACIONES Compartir información, motivando la interacción del grupo, mostrando conceptos o procedimientos de manera general y resumida haciendo uso de las técnicas de comunicación grupal. (3) Fig. Nº 36: Formato de la lista de asistencia Comunicación Grupal Observación Planeada de Trabajo (OPT) Inspecciones Planeadas “5S” Orden y Limpieza Ruta Operacional del Líder (ROL) Registra, Analiza, Corrige (RAC) C-Q C-Q C-Q C-Q C-Q C-Q Gerentes 30 - 30 - 40 - Superintendentes 15 - 15 15 25 30 Jefes 25 25 25 25 - - Supervisores 30 40 30 - - - Nivel de Supervisión FUNCIONAL 84 5.8.3.6. INSPECCIONES Herramienta para Identificar fuentes de riesgo (actos y condiciones sub estándar) u otras situaciones que requieran controlar y/o implementar mejoras para controlar los riesgos SAS. (3) Tabla N° 27: Área para inspecciones especiales Fig. Nº 37: Pasos para realizar la inspección Frecuencia Área Trabajos en Caliente Equipo móvil Instalaciones de izaje y tracción Zonas de alto riesgo. Supervisores de operaciones Bodegas y talleres. Tolvas o echaderos subterráneos Polvorines. Sistemas de bombeo y drenaje. Laboratorio Cables de izaje y cablecarril. Evaluaciones de orden y limpieza Instalaciones eléctricas. Sistemas contra incendios. Sistemas de alarma Botiquines y salas de rescate Relaveras Arneses y líneas de vida Herramientas Depósito de concentrados Comité de Seguridad. Central térmica casa de fuerza Represas Subestación eléctrica Sistemas de almacenamiento de hidrocarburos Alta Gerencia - Recorridos Escaleras y andamios Línea de transmisión Semestral Previa al trabajo / antes de uso Diario Semanal Mensual Trimestral 85 Fig. Nº 38: Formato de Inspecccion planificada 5.8.3.7. OBSERVACIÓN PLANEADA DE TRABAJO (OPT) Se utiliza para llevar a cabo una observación planeada de trabajo con el fin de comprobar que se estén utilizando correctamente los procedimientos escritos de trabajo seguro (PETS) o con el fin de modificar estos. (3) Fig. Nº 39: Pasos para realizar una Observación Planeada de Trabajo CÓDIGO FC-SIG-011 REVISIÓN 03 A M B NOMBRE Foto (opcional) Descripción de la observación NOMBRE DEL INSPECTOR (ES) TIPO DE INSPECCIÓN Responsable UNIDAD Mucha probabilidad de: Lesión parcial o total en forma permanente / Impacto irreversible sobre el medio ambiente. (NO INICIAR ACTIVIDAD) Moderada probabilidad de: Lesión parcial o temporal / Impacto reversible sobre el medio ambiente NIVEL DE RIESGO Poca probabilidad de: Lesión leve temporal / Impacto leve o temporal sobre el medio ambiente ÁREA INSPECCIONADA FECHA DE LA INSPECCIÓN ALTO MEDIO BAJO Fecha de Cumplimiento Comentarios (Estado de cumplimiento, verificación, reprogramación de fecha, sustentos, etc. según aplique) INSPECCIÓN PLANEADA EMPRESA FIRMA DEL INSPECTOR / INSPECTORES RESPONSABLE DEL ÁREA INSPECCIONADA FIRMA (*) Las medidas de control se refieren a correcciones o acciones inmediatas y/o acciones correctivas/preventivas. Los hallazgos con Nivel de Riesgo "A" se tratarán en el Registro de Acciones Correctivas, Preventivas y Oportunidades de Mejora (FC-SIG-009). FORMULARIO Medidas de Control (*)Ítem Lugar / Área Nivel de Riesgo file:///C:/Users/FIDEL/AppData/Roaming/Microsoft/Word/FC-SIG-011 Inspecciones Planeada.xls 86 Fig. Nº 40: Formato de Obsevacion Planeda de Tabajo 5.8.3.8. ORDEN Y LIMPIEZA (5”S”) Herramienta que tiene como objetivo Mejorar el orden y limpieza de un área de trabajo son cinco principios japoneses, cuyos nombres comienzan con “S” y que , van todos en la misma dirección: (3) Fig. Nº 41: Los 5S, Principios japoneses de Orden y Limpieza 87 5.8.3.9. REGISTRO DE ACCIONES CORRECTIVAS / PREVENTIVAS (RAC) Herramienta que evalúa la calidad y cumplimiento del análisis causa raíz de un hallazgo (No conformidad real o potencial), así como, las acciones correctivas / preventivas que derivan de las mismas, así como su eficacia. (3) Fig. Nº 42: Pasos para realizar el Registro de Acciones Correctivas/Preventivas Fig. Nº 43: Registro de acciones correctivas / preventivas 5.8.3.10. RECORRIDO OPERACIONAL DEL LÍDER (ROL) Su objetivo es Verificar la Gestión SAS e identificar las oportunidades de mejora a través de las visitas en campo realizada por las Gerencias / Superintendencias. (3) 88 Fig. Nº 44: Formato de Recorrido Operacional Del Líder 5.8.3.11. IMPLEMENTACIÓN DEL TRABAJO SEGURO Programa derivado de las mejores prácticas del sector, se basa en “Comportamientos que Salvan Vidas & Protocolos sobre Riesgos Mortales que facilita normas y procesos claros para la gestión de daños mortales. (3) Fig. Nº 45: Implementación del tabajo seguro “SAFE WORK” 89 5.8.3.12. GESTION DE DESVIOS Herramienta preventiva que permite a cualquier personal advertir y detectar con anticipación las prácticas inadecuadas de los trabajadores y / o la supervisión, ayudando a corregir actos, condiciones sub estándar, procedimientos o normas antes de que originen un incidente, o advirtiendo incidentes de manera inmediata. (3) Fig. Nº 46: Formato de Gestión de Riesgos 5.8.3.13. PLANES DE EMERGENCIA Se tiene un sistema total para la preparación de respuesta a emergencias, qu