Informe de prácticas pre profesionales en mina subterránea

UNIVERSIDAD NACIONAL SAN CRISTOBAL DE
HUAMANGA
CARRERA PROFESIONAL DE INGENIERÍA DE
MINAS
INFORME DE PRÁCTICAS PRE PROFESIONALES
ELABORADO POR:
CAMACHO GUTIÉRREZ, Anderson Hamedt
PERIODO: AGOSTO 2017- DICIEMBRE 2017
AYACUCHO – PERU
2018

I
DEDICATORIA
A mi querida Facultad de Ingeniería de
Minas de la Universidad Nacional de San
Cristóbal de Huamanga, gracias a los
ingenieros por sus experiencias
compartidas, por su paciencia, a ustedes
nos debemos.
El presente trabajo es dedica a mi familia,
que siempre estuvieron apoyándome, a
mi madre Julia Gutiérrez Flores y mi padre
Pedro Camacho Becerra, son ustedes
una muestra de que con constancia
todo se puede, los quiero.

II
AGRADECIMIENTOS
Eternamente agradecido con la compañía minera CONSORCIO MINERO
HORIZONTE, por la oportunidad de desarrollar mis prácticas pre profesionales y
desarrollarme como persona y profesional, en especial con la Ing. Noelia Valencia
Meléndez, quien fue la persona que me dio la oportunidad de pertenecer a su equipo
de trabajo.
A la Contrata Minera Cristóbal, al Ing. Javier Cristóbal Valer, gerente general de la
contrata, que desde mi primer día en mina me dio todas las facilidades para desarrollar
mis prácticas pre profesionales.
A todos los ingenieros de la Contrata Minera Cristóbal, agradecido por compartir
conmigo sus experiencias y el apoyo constante que recibí.

III
INDICE
DEDICATORIA ........................................................................................... I
AGRADECIMIENTOS................................................................................ II
INDICE DE ILUSTRACIONES.................................................................VII
INDICE DE TABLAS ...............................................................................VIII
INDICE DE CATALOGOS ........................................................................IX
RESUMEN .................................................................................................X
INTRODUCCION ......................................................................................XI
CAPITULO I ............................................................................................... 1
1.1. OBJETIVO GENERAL.................................................................... 1
1.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS .......................................................... 1
1.3. ALCANCE DEL INFORME............................................................. 1
1.4. CRONOGRAMA DE PRÁCTICAS ................................................. 1
CAPITULO II .............................................................................................. 2
MARCO TEÓRICO .................................................................................... 2
2.1. INFORMACIÓN GENERAL............................................................ 2
2.1.1. Ubicación .................................................................................. 2
2.1.2. Accesibilidad............................................................................. 2
2.1.3. Reseña histórica ....................................................................... 3
2.1.4. Datos de la empresa contratista............................................... 3
2.2. OPERACIÓN MINA ........................................................................ 4
2.2.1. MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN............................................... 4
2.2.2. APLICACIÓN DEL MÉTODO CORTE Y RELLENO................ 4
2.2.3. CICLO DE MINADO ................................................................. 7
2.2.3.1. VENTILACION .................................................................... 7
2.2.3.2. DESATADO: ..................................................................... 10
2.2.3.3. LIMPIEZA.......................................................................... 11
2.2.3.4. SOSTENIMIENTO ............................................................ 12

IV
2.2.3.5. PERFORACIÓN................................................................ 21
2.2.3.6. VOLADURA: ..................................................................... 22
2.2.3.7. VOLADURA CONTROLADA ............................................ 23
CAPÍTULO III ........................................................................................... 26
METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN ............................................. 26
3.1. TIPO DE DISEÑO DE INVESTIGACIÓN..................................... 26
3.2. MATERIAL.................................................................................... 26
3.1.1. Población. ............................................................................... 26
3.3. MÉTODOS.................................................................................... 26
3.1.2. Técnicas de recolección de datos y análisis de datos. .......... 26
3.1.3. Procedimientos ....................................................................... 26
A. FORMULAS QUE UTILIZAREMOS PARA EN EL CONTROL
DE TIEMPOS DE LIMPIEZA........................................................ 27
B. FORMULAS QUE USAREMOS EN EL CONTROL DE
TIEMPOS DEL BOLTER.............................................................. 28
C. FORMULAS QUE USAREMOS EN EL CONTROL DE
TIEMPOS DE LA PERFORACIÓN .............................................. 29
D. FORMULAS PARA LA COMPARACIÓN DE MALLAS DE
PERFORACIÓN ........................................................................... 30
CAPITULO IV........................................................................................... 31
ACTIVIDADES REALIZADAS Y CONTROL DE TIEMPOS.................... 31
4.1. CONTROL DE TIEMPOS PARA LIMPIEZA CON SCOOPTRAM
SC 94 .................................................................................................... 31
4.2. CONTROL DE TIEMPOS DEL BOOLTER SOTENIMIENTO GAL
4045 NV 2300 ZONA MILAGROS CENTRO ....................................... 35
4.3. CONTROL DE TIEMPOS PERFORACIÓN, JUMBO DD311 GAL
4045 NV 2300 ZONA MILAGROS CENTRO JUA 50 12ft GUARDIA A Y
GUARDIA B .......................................................................................... 37
4.4. ANÁLISIS DE LA MALLA DE PERFORACIÓN GAL 4045 NV
2300 ZONA MILAGROS CENTRO SECCIÓN 3.5m X 4m RMR 30-4045

V
4.5. CÁLCULO DE COSTO POR DISPARO ...................................... 50
CAPITULO V............................................................................................ 51
CONCLUSIONES .................................................................................... 51
CAPITULO VI........................................................................................... 52
RECOMENDACIONES............................................................................ 52
BIBLIOGRAFÍA ........................................................................................ 53
ANEXO..................................................................................................... 54
1. GEOLOGÍA REGIONAL.................................................................. 55
1.1. ESTRATIGRAFÍA. ..................................................................... 55
1.1.1. PRECÁMBRICO .................................................................. 55
1.1.2. PALEOZOICO INFERIOR ................................................... 55
1.1.3. PALEOZOICO SUPERIOR.................................................. 56
1.1.4. TRIÁSICO – JURÁSICO...................................................... 56
1.1.5. CRETÁCEO ......................................................................... 57
1.2. ROCAS INTRUSIVAS ............................................................... 58
1.2.1. BATOLITO DE PATAZ ........................................................ 58
1.2.2. INTRUSIVOS TERCIARIOS................................................ 58
1.3. CONSIDERACIONES REGIONALES....................................... 62
1.3.1. PARAGÉNESIS ................................................................... 62
1.3.2. MINERALOGÍA EN LA ZONA ............................................. 63
1.4. GEOLOGÍA LOCAL...................................................................... 63
1.5.1. EL BATOLITO DE PATAZ...................................................... 64
1.5.2. MORFOLOGÍA........................................................................ 66
1.6. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL....................................................... 67
1.6.1. Plegamiento............................................................................ 67
1.6.2. Fracturamiento........................................................................ 67
1.6.3. Fallamiento ............................................................................. 67
1.7. GEOLOGÍA ECONÓMICA ........................................................... 68

VI
1.7.1. Mineralogía ............................................................................. 68
1.7.2. Estructuras Mineralizadas ...................................................... 68
1.7.3. CLASIFICACIÓN DE MINERALES ........................................ 69
1.8. YACIMIENTO ............................................................................... 70
1.8.1. CARACTERÍSTICAS .............................................................. 70
1.8.2. TIPO Y FORMA DEL YACIMIENTO ...................................... 70
2. CATÁLOGOS .................................................................................. 72
3. FOTOS DE ALGUNOS TRABAJOS REALIZADOS ....................... 76

VII
INDICE DE ILUSTRACIONES
Ilustración 1 Ubicación y vías de acceso a Consorcio Minero Horizonte Fuente [7].....2
Ilustración 2 método corte y relleno ascendente mecanizado Fuente: [3] .....................6
Ilustración 3 requerimiento de aire Fuente [3]...................................................................9
Ilustración 4 sistema de ventilación impelente Fuente [3]..............................................10
Ilustración 5 Limpieza con scooptram Fuente propia....................................................11
Ilustración 6 procedimiento para armado de cuadro de madera Fuente [8] ................15
Ilustración 7 tipos de cuadros Fuente [8]........................................................................16
Ilustración 8 lanzado de shotcrete Fuente propia.................................................................18
Ilustración 9 malla soldada Fuente propia......................................................................19
Ilustración 10 perno splite set Fuente [8].........................................................................20
Ilustración 11 mecanismo de anclaje del split set Fuente [8] ........................................20
Ilustración 12Jumbo AXERA DD113 Fuente propia......................................................22
Ilustración 13 cargado de taladros Fuente propia Trabajadores realizando el trabajo
de carguío de taladros.......................................................................................................25
Ilustración 14 amarre de circuito de voladura Fuente propia Amarre del circuito de
voladura, uso de cinta aislante en el empalme para ahorro de pentacord...................25
Ilustración 15 distribución de tiempo scooptram Fuente propia ...................................34
Ilustración 16 Malla de perforación para per sección 3.5x4m2 fuente propia..............46
Ilustración 17 mapa geológico regional Fuente [5].........................................................59
Ilustración 18 Leyenda del mapa geológico regional Fuente [5] ...................................60
Ilustración 19 columna estatigráfica Fuente [5]...............................................................61
Ilustración 20 leyenda de columna estatigráfica Fuente [5]...........................................62
Ilustración 21 geología local Fuente [5] ...........................................................................64
Ilustración 22 batolito de pataz Fuente [5].......................................................................65
Ilustración 23 leyenda batolito de pataz Fuente [5] ........................................................66
Ilustración 24 morfología Fuente [5].................................................................................67
Ilustración 25 geología del yacimiento Fuente [3]...........................................................71

VIII
INDICE DE TABLAS
Tabla 1 Método de corte y relleno Fuente [3].............................................................. 5
Tabla 2 Ventajas del breasting Fuente: [3].................................................................. 7
Tabla 3 Tabla geomecánica Fuente [8] ..................................................................... 13
Tabla 4 Shotcrete Fuente [8]..................................................................................... 17
Tabla 5 Toma de tiempos de limpieza con scooptram Fuente propia ....................... 32
Tabla 6 Análisis estadístico de limpieza Fuente propia............................................. 32
Tabla 7 Análisis estadístico de la limpieza Fuente propia ......................................... 33
Tabla 8 Datos generales del proceso de limpieza Fuente propia.............................. 33
Tabla 9 Toma de tiempos de sostenimiento con bolter Fuente propia ...................... 35
Tabla 10 Análisis estadístico de sostenimiento......................................................... 36
Tabla 11 Análisis estadístico del sostenimiento Fuente propia ................................. 36
Tabla 12 TOMA DE TIEMPOS DE LA PERFORACIÓN GUARDIA A FUENTE
PROPIA..................................................................................................................... 38
Tabla 13 Análisis estadístico de perforación Fuente propia ...................................... 39
Tabla 14 Análisis estadístico de la perforación guardia A Fuente propia .................. 39
Tabla 15 TOMA DE TIEMPOS DE LA PERFORACIÓN GUARDIA B FUENTE
PROPIA..................................................................................................................... 41
Tabla 16 Análisis estadístico de perforación Fuente propia ...................................... 42
Tabla 17 Análisis estadístico de la perforación guardia B Fuente propia .................. 42
Tabla 18 Comparación de resultados de perforación Guardia A y Guardia B Fuente
propia ........................................................................................................................ 44
Tabla 19 CONTROL DE TIEMPOS GUARDÍA A Y GUARDIA B Fuente propia ....... 44
Tabla 20 CONTROL DE TIEMPOS GUARDÍA A Y GUARDIA B EN PORCENTAJES
Fuente propia ............................................................................................................ 45
Tabla 21 Factor de potencia y carga según malla pasaporte CMH Fuente CMH...... 47
Tabla 22 Malla del pasaporte según CMH Fuente CMH ........................................... 47
Tabla 23 Malla desarrollada en campo Fuente propia .............................................. 48
Tabla 24 total de semexsa y exsablock Fuente propia.............................................. 49
Tabla 25 Factor de potencia y carga según malla efectuada en campo Fuente propia
.................................................................................................................................. 49
Tabla 26 comparación de malla según pasaporte y malla real en campo Fuente
propia ........................................................................................................................ 49
Tabla 27 comparación de mallas de perforación CMH y malla real aplicada en campo
Fuente propia ............................................................................................................ 50
Tabla 28 Comparación de costos entre malla según pasaporte y malla real en campo
Fuente propia ............................................................................................................ 50

IX
INDICE DE CATALOGOS
Catálogo 1Especificaciones técnicas del Exsanel. Fuente [10]................................. 72
Catálogo 2Especificaciones técnicas del Pentacord. Fuente [10] ............................. 73
Catálogo 3Especificaciones técnicas del explosivo Semexa 45% 7/8” x 7” Fuente [10]
.................................................................................................................................. 74
Catálogo 4Especificaciones técnicas del Exsablock. Fuente [10] ............................. 75

RESUMEN
En el presente informe detallaremos el proceso de la realización de prácticas pre
profesional, para poner en práctica la teoría aprendida en la universidad, siendo el
objetivo principal el de obtener el grado de bachiller en ciencias de la Ingeniería de
Minas.
Daremos un breve resumen de la Compañía CMH (Consorcio Minero Horizonte), el
ciclo de minado, parte de los trabajos que realiza la contrata minera Cristóbal.
Dentro de las actividades realizadas, una de ellas fue el control de tiempos, el proceso
de limpieza con SCOOPTRAM en la GAL 4045 NV 2300, tuvo una duración de 4 horas,
el principal motivo de demora fue el tráfico de vehículos, siendo el tiempo promedio de
acarreo de 3minutos20segundos/ciclo.
El proceso de perforación con JUMBO en la GAL 4045 NV 2300 Guardia A, duró
2horas15minutos.
El proceso de perforación en la GAL 4045 NV 2300 Guardia B, duró 2horas.
Se realizaron 4 rimados para la perforación en ambas guardias, los cuales tuvieron un
tiempo de 2minutos y 30 segundos cada uno.
Tiempo promedio del ciclo de perforación para la Guardia A 124seg/ciclo.
Tiempo promedio del ciclo de perforación para la Guardia B 121seg/ciclo.
Terminaremos con las conclusiones y recomendaciones las actividades realizadas en
dichas prácticas.
Se dará verá que la aplicación de la malla real aplicada en campo es mucho mas
rápida en desarrollar y también se verá que al aplicar dicha malla tendremos un
ahorro de 54.79$/d.
X
El proceso de sostenimiento con equipo BOOLTER en la GAL 4045 NV 2300, tuvo una
duración de 45 minutos siendo el tiempo promedio del ciclo 1minuto55segundos/ciclo.

XI
INTRODUCCION
Los distintos trabajos realizados en calidad de practicante han servido para conocer
los movimientos y problemas que se presentan en las operaciones mineras,
obteniendo la experiencia que servirá para desarrollarme como profesional, con la
formación de criterios básicos y sólidos.
Esta empresa tiene labores que van desde convencional, semi mecanizado y
mecanizado debido a que en sus inicios de operación era netamente convencional con
una infraestructura de secciones reducidas (chimeneas, galerías y cruceros). Otra de
sus razones es la complejidad de sus vetas principales (vetas tipo rosario).
Como estudiante quise poner en práctica la parte teórica aprendida en la universidad,
y poder así adquirir un poco de experiencia.

1
CAPITULO I
1.1. OBJETIVO GENERAL
Realizar las prácticas pre profesionales como requisito para poder optar el grado
de bachiller en ciencias de la Ingeniería de minas.
1.2. OBJETIVOS ESPECÍFICOS
a. Recolectar toda la información sobre la mina y los datos académicos para la
sustentación del informe.
b. Aplicar la metodología para la realización del informe.
c. Desarrollo del informe con los datos obtenidos en el trabajo.
d. Analizar de los resultados y así poder terminar en las conclusiones.
1.3. ALCANCE DEL INFORME
El presente informe es el primer paso a la introducción al campo laboral, yo
como practicante estuve en el área de operaciones mina, mi trabajo principal
fue la de apoyar en la supervisión de los trabajos de limpieza sostenimiento y
perforación y voladura, la compañía tenía ciertas normas, el cual impedían el
ingreso de celulares, o de tener practicantes en las contratas, pero por un mutuo
acuerdo con mi jefe de guardia y residente, pude tomar el control de tiempos de
dichos procesos, en una específica labor la GAL 4045 NV 2300 en la zona
milagros Centro, para poder compararlos con el tiempo promedio en el cual se
demoran en realizar dichos procesos.
1.4. CRONOGRAMA DE PRÁCTICAS
CRONOGRAMA DE PRÁCTICAS
AGOSTO-
SETIEMBRE
SETIEMBRE-
OCTUBRE
OCTUBRE-
NOVIEMBRE
NOVIEMBRE-
DICIEMBRE
Inducción en el
área de
operaciones,
reconocimiento
de labores.
Apoyo en la
supervisión
del TJ 4185,
TJ 3975, TJ
4200
Apoyo en la
supervisión del
BP 5050,
CX4565, TJ
4185, TJ 3975,
TJ 4200
Apoyo en la supervisón
de la GL 4045, RP
4105, TJ 4185, TJ
4185, TJ 3975, TJ
4200,BP 5050, CX4565

2
CAPITULO II
MARCO TEÓRICO
2.1. INFORMACIÓN GENERAL
2.1.1. Ubicación
El área de operación de CMH (Unidad Parcoy – Concesión Acumulación Parcoy
Nº 1) se encuentra en el Distrito Minero de Parcoy que pertenece a la provincia
de Patáz; Departamento de La Libertad, en las coordenadas:
77° 36’ Longitud Oeste;
08° 00’ Latitud Sur.
A una altitud de 2600 a 4100 msnm.
2.1.2. Accesibilidad
El acceso a la Unidad se realiza por vía aérea Lima – aeropuerto de Pías, en
un tiempo aproximado de 1 hora 20 minutos y por vía terrestre el acceso es por
carretera afirmada, con las siguientes distancias:
TRUJILLO - CHAGUAL = 340 Km.
CHAGUAL - PARCOY = 60 Km.
Ilustración 1 Ubicación y vías de acceso a Consorcio Minero Horizonte
Fuente [7]

3
2.1.3. Reseña histórica
Desde 1934 hasta 1960, Eulogio Fernandini, fundador del Sindicato Minero
Parcoy desarrolló en el área la mina subterránea más grande del país, la cual
se convirtió en pionera del proceso de cianuración.
El sindicato dejó de operar en el año 60, al agotarse los recursos minerales que
podía explotarse económicamente con la tecnología de la época.
En 1978, Rafael Navarro Grau y Jaime Uranga deciden procesar los relaves del
área y fundan el Consorcio Minero Horizonte, a pesar de que ellos eran
empresarios agrarios y no mineros. Para la realización de sus proyectos
adquieren los derechos mineros que correspondían al sindicato y
posteriormente tramitan nuevos petitorios.
Actualmente el Consorcio Minero Horizonte posee más de veinticinco mil
hectáreas de petitorios en la zona. [7]
2.1.4. Datos de la empresa contratista
CONTRATA MINERA CRISTOBAL, Empresa Contratista Especializada en
Minería Subterránea, con más de 16 años de experiencia en el rubro. Brindando
asesoría en minería subterránea y servicios mineros integrales como
explotación, preparación, operación y desarrollo de minería convencional y
mecanizada. [4]
 Representante: JAVIER CRISTÓBAL VALER
 Cargo: GERENTE GENERAL – DIRECTOR EJECUTIVO
 Teléfono: 266-4266
 RUC: 20428671369
 Razón Social: CONTRATA MINERA CRISTOBAL E.I.R.L.
 Tipo Empresa: Empresa Individual de Resp. Ltda
 Condición: Activo
 Fecha Inicio Actividades: 03 / Julio / 1999
 Actividad Comercial: Exp. Otras Minas y Canteras.

4
 Residente de mina: HAROLD CASANA
 Celular: 955955813
 Dirección Legal: Jr. Sevilla Nro. 283
 Distrito / Ciudad: Santiago de Surco
 Departamento: Lima, Perú
2.2. OPERACIÓN MINA
Se hará un análisis correspondiente al método utilizado, así como los procesos de
perforación y voladura con los que se trabaja en la empresa con el fin de hacer
mejorar continuas que permitan un mayor desarrollo y efectividad en nuestra
operación.
2.2.1. MÉTODOS DE EXPLOTACIÓN.
El método de explotación que se aplica en Consorcio Minero Horizonte S. A.
es el método "Corte y Relleno Ascendente Mecanizada" con relleno hidráulico
y detrítico, usando equipos de bajo perfil según la dimensión del tajeo.
En la Unidad Minera Parcoy de Consorcio Minero Horizonte S.A. se presentan
condiciones geológicas y geomecánicas no tan apropiadas para poder aplicar
este método, pero si nos brinda ventajas de adaptabilidad en método de Corte
y Relleno a las condiciones de este Yacimiento, dando como resultado uno de
los métodos con menos costo y de mayor seguridad. [7]
2.2.2. APLICACIÓN DEL MÉTODO CORTE Y RELLENO
Para entender mejor su aplicación, se realiza una comparación entre las
condiciones necesarias para utilizar el método de corte y relleno, y las
compararemos con las condiciones que tienen específicamente la unidad
Parcoy y poder así notar los beneficios de la aplicación de dicho método. [3]

5
Condiciones para el método C y R Caso particular en la Unidad Parcoy
 Buzamiento pronunciado
 El mineral debe tener buena Ley
 Disponibilidad de material
de relleno
 Las cajas del yacimiento pueden
ser irregulares y no competentes
 Buzamiento: Las estructuras en los
niveles superiores presentan un
buzamiento de promedio de 40º y
en los niveles inferiores tiende a
69º.
 Regularidad: La composición del
relleno mineral es bastante
homogénea tanto en vertical como
en horizontal.
 Potencia: La potencia varia de 0.5 a
10 m., es decir es de tipo Rosario
presentándose un adelgazamiento
y ensanchamiento.
 Comportamiento de Cajas:
Estructuralmente las cajas son
alteradas y por eso son muy
inestables, principalmente en la
caja techo.
Tabla 1 Método de corte y relleno
Fuente [3]
Explicación del método
El modo de ingreso a los tajos es por medio de la utilización de una rampa
basculante, es decir, es una rampa de donde los niveles provenientes de este,
cortan en medio de la mineralización obteniendo dos lados (Lado Norte y Sur),
dicha rampa comienza con una gradiente negativa de 15% y una longitud de
40m antes de llegar al tajo. [3]

6
Ilustración 2 método corte y relleno ascendente mecanizado
Fuente: [3]
Aplicación de breasting y sus ventajas
Para la explotación se utiliza el breasting, ya que ello permite perforaciones
horizontales y obtener mayor control de nuestra voladura, y a través de
procesos repetitivos avanzan hacia los pisos superiores hasta alcanzar una
gradiente máxima de 15%, la rampa inicial es rebatida, después de concluir el
corte horizontal del tajeo y que posteriormente para brindarle la estabilidad
necesaria es rellenada con relleno hidráulico y detrítico. [3]

7
Ventajas de la utilización de breasting
 Laalturadelrebajeotajeosereducedespués deldisparohaciendomás fácil el
desatado del techo y mejorando la estabilidad.
 Permite controlar fácilmente la dilución y pérdida de mineral de valor, ya que
su flexibilidad se presta para disparos que corten el rebaje justamente
en el límite del cuerpo de mineral.
 La perforación horizontal es más eficiente cuanto mayor sea el tamaño del
disparo (en disparos pequeños hay que perforar y limpiar muchas veces
seguidas), por lo que es importante el ancho del tajeo, que de ninguna
manera puede ser más amplio que el cuerpo del mineral.
 Los equipos de perforación pueden ser estándar, con los jumbos se puede
conseguir altas velocidades de perforación y buen nivel de paralelismo.
 El mejor resultado de la perforación horizontal se obtiene con jumbos y con
relleno hidráulico (relave) alque puedehacersellegarmuy cercaal techodeltajo
(0,5 hasta 1,0 m), con lo que puede aumentar la altura del corte al facilitarse la
perforaciónentajosaltos.
 Incrementalaproductividadalpermitiraumentarlamecanización.
 Incrementalaseguridadalreducirlaalturadeloscortesymejorarsu
estabilidad.
Tabla 2 Ventajas del breasting
Fuente: [3]
2.2.3. CICLO DE MINADO
2.2.3.1. VENTILACION
La ventilación en la mina es muy importante para el ciclo de minado para
lograr el acondicionamiento del aire que circula a través de las labores
subterráneas, siendo su objetivo principal el proporcionar un ambiente seguro,
saludable y en lo posible cómodo para los trabajadores. [9]

8
El objetivo de la ventilación es:
 Proveer el aire necesario para la vida y normal desempeño de los hombres
y buen funcionamiento de las máquinas y equipos.
 Diluir y extraer los gases asfixiantes, tóxicos y/o inflamables que se
generan esporádica y permanentemente en la mina.
 Control de las concentraciones de polvos nocivos para la salud y
perjudiciales para el funcionamiento de las máquinas y equipos mineros,
mediante filtración, humidificación, dilución y extracción.
 Control de la temperatura ambiente de la mina mediante calefacción o
refrigeración.
 Control de flujos de aire en la mina en casos de incendios subterráneos.
REQUERIMIENTO DE AIRE
Según el Decreto Supremo 024-2016-EM, en el artículo 247, da a conocer
cuánto de aire se necesita por hombre a otras altitudes:
 De 0 a 1500 msnm el aire necesario será de 3 m3/min
 De 1500 a 3000 msnm, aumentara en 40% que será igual a 4 m3/min.
 De 3000 a 4000 msnm, aumentara en 70% que será igual a 5
m3/min.Sobre los 4000 msnm aumentara en 100% que será igual a 6
m3/min.

9
Ilustración 3 requerimiento de aire
Fuente [3]

10
Para la unidad de Consorcio minero horizonte, se trabaja con ventiladores de
tipo axiales, las cuales cumplen funciones específicas siendo principales
secundarias o auxiliares operando en sus frentes con un sistema impelente. [3]
Ilustración 4 sistema de ventilación impelente
Fuente [3]
Explicación de requerimiento de ventiladores axiales y no centrífugos: La
elección se debe principalmente a 2 parámetros:
 El alto costo de los ventiladores centrífugos.
 La baja capacidad de caudal de aire que puede proporcionar el centrífugo,
siendo mucho menor a la capacidad de un ventilador axial.
2.2.3.2. DESATADO:
El desatado de rocas se realiza de manera manual para altura menores de 3.5
m. con barretillas de 6, 8, 10, 12, pies y siguiendo los PETS (Procedimiento
Escrito de Trabajo Seguro) para desatado de rocas, en los casos que la altura
de desatado sea mayor a 5m y el terreno se muestre inestable se usa Skyler a
control remoto para el desatado, sin exponer al personal y trabajar en una zona
segura. [1]

11
2.2.3.3. LIMPIEZA
La extracción es mecanizada empleándose scooptrams diesel de 2.5 Yd3 hasta
de 6 Yd3, estos mismos acceden al tajo desde rampas desarrolladas en la caja
piso de la veta, y donde la sección de la galería permita el paso o esté realizado
para este tipo de equipo, para luego cargarlas y ser transportados por equipos
de bajo perfil de hasta 16 TM.
Para la limpieza, cada vez se está considerando más el uso de equipo pesado
de bajo perfil por su eficiencia y mejoras en la productividad de la empresa,
estos equipos tienen su área de trabajo bien definida por donde transitan
libremente sin la interrupción del otro equipo. [1]
Ilustración 5 Limpieza con scooptram
Fuente propia.
Limpieza del scoop en GAL 4045.

12
2.2.3.4. SOSTENIMIENTO
El sostenimiento es una de las operaciones unitarias más importantes, ya que
de ésta depende la seguridad de las personas y de los equipos que trabajan en
las diferentes labores subterráneas.
Consiste en brindar a la masa rocosa un soporte igual o superior a las presiones
que esta ejerce sobre la labor aperturada, esto es debido a la tendencia
constante de ordenamiento y acomodo de la masa rocosa con los movimientos
suscitados a través del tiempo.
En Consorcio Minero Horizonte se presentan en las estructuras diferentes tipos
de roca razón por la cual se está utilizando diferentes tipos de sostenimiento.
El sostenimiento se aplica de acuerdo al tipo de roca, y para ello el
Departamento de Geomecánica ha elaborado una cartilla para lograr una mejor
identificación de la roca y en ella clasifica la roca desde la Muy Mala (tipo V)
hasta la Muy Buena (tipo I) como se muestra en la tabla siguiente.[8]
TIPO
ROCA
CLASE COLOR
R.M.R.
ALGUNAS
CARACTERISTICA
S DE LA ROCA
TIPO DE
SOSTENIMIENTO PARA
EXCAVACIÓN
BUENA II VERDE 61-80
Roca dura con muy
pocas fracturas y
ligera alteración,
húmeda en algunos
casos.
Generalmente no requiere
ningún tipo de
sostenimiento, excepto
algunos pernos.
REGULAR
-A III – A
VERDE
CLARO
51-60
Roca medianamente
dura, con regular
cantidad se
fracturas,
ligeramente alterada,
húmeda.
Pernosesporádico,
espaciados a 1.50 m c/u.

13
REGULAR
-B III – B
A
MA
RI
LLO
41-50
Roca medianamente
dura, con regular
cantidad de
fracturas, y con
presencia se algunas
fallas menores,
ligera a moderada
alteración, húmedo –
mojado.
Pernos sistemáticos 7’ de
longitud (cementados o
con resina), espaciado
cada 1.5 m, si el terreno lo
requiere se puede utilizar
malla electrosoldada,
alternativamente una capa
MALA-A IV – A
ANA
RAN
JA
DO
31-40
Roca suave muy
fracturada, con
algunas fallas
panizadas, de
moderada a fuerte
alteración, con
goteos en fracturas y
fallas.
Pernos sistemáticos 7’ de
longitud (cementados o
con resina), espaciado de
1 a 1.5 m, con malla de
refuerzo y una capa de
shotcrete de 2” de
espesor.
MALA-B IV – B ROJO 21-30
Roca suave muy
fracturada, con
múltiples fallas
panizadas,
fuertemente
alterada, con goteo o
flujo constante de
Pernos sistemáticos de 7’
a 8’ de longitud
(cementados o con
resina), espaciados cada 1
m, con malla de refuerzo y
MUY MALA V MARRÓ
N
0-20
Roca muy suave
intensamente
fracturada, fallada y
alterada, con flujo
continuo de agua.
Cimbras metálicas,
espaciadas a 1 m con
vigas reticuladas y
marchavantes si e
requerido.
Tabla 3 Tabla geomecánica
Fuente [8]

14
a) SOSTENIMIENTO CONVENCIONAL
i. CUADROSDEMADERA
Tipos de cuadros
Los cuadros de madera se utilizaron en el sostenimiento dela mina en CMH
desde los inicios cuando aún era explotada como minería convencional por el
Sindicato Minero Parcoy (SIMPAR) y por la minería artesanal el cual se continúa
utilizando en la actualidad en los tajos angostos.
El espaciamiento máximo aplicando la teoría de PROTODYANOKOV para los
cuadros es 1.10m. Los tipos de cuadros son: [8]
 Cuadro cónico
 Cuadro cojo
 Cuadro cacho de toro
 Cuadro pata de gallo

15
Ilustración 6 procedimiento para armado de cuadro de madera
Fuente [8]

16
Ilustración 7 tipos de cuadros
Fuente [8]

17
b) SOSTENIMIENTO MECANIZADO
En el sostenimiento mecanizado se realiza la instalación de pernos, la combinación
de perno y malla, y en algunos casos junto con shotcrete, con grosores donde la
geomecánica de la roca requiera para su estabilidad. Esta actividad del shotcrete
se realiza en forma de retirada, después de la limpieza de la carga, o antes de esta
si la labor es considerablemente alta, formando una cama o plataforma con la carga
en donde se pueda parar el operador a distancias requeridas. [8]
i. CONCRETO LANZADO – SHOTCRETE
Es un método muy utilizado para el sostenimiento de labores en Consorcio
Minero Horizonte el concreto es lanzado a presión, para fortalecer mejor
las labores, en dosificaciones que se requiere para cada tipo de roca, estas
dosificaciones son:
COMPOSICIÓN CANTIDAD
Arena gruesa 1 m3 (1,650 kg.)
Cemento 10 bolsas (425 kg.)
Fibra metálica 1 ½ bolsas (30 kg.)
Aditivo 9 litros
Agua 180 litros
Tabla 4 Shotcrete
Fuente [8]

18
Ilustración 8 lanzado de shotcrete
Fuente propia
Lanzador de shotcrete con robot Alpha 20, en forma perpendicular.
ii. MALLA ELECTROSOLDADA
Consiste en colocar y fijar la malla con el apoyo de pernos, este deberá
quedar fijada por el contorno y lo más pegado posible de las entradas y
salientes de la superficie de la labor para poder desempeñar mejor su
trabajo, la malla también puede ser usada para evitar un excesivo rebote
cuando se lanza la mezcla de cemento y a la vez apoya la resistencia al
concreto. [8]

19
Ilustración 9 malla soldada
Fuente propia
iii. SPLIT SET
Consiste de un tubo ranurado a lo largo de su longitud con uno de sus
extremo ahusado y el otro lleva un anillo soldado para mantener la platina,
generalmente es usado cuando las características geomecánica de la roca
son de regular a mala.
Para la instalación del Split set se requiere perforar un taladro con un
diámetro igual 38 mm en el cual será insertado el perno a presión ya sea
con maquina perforada manual con su adaptador para Split set o con el
Small Bolter. Se instala a presión debido a que el diámetro del Split set es
mayor (39,5 mm) que la del taladro realizado, a medida que va ingresando
el perno la ranura que tiene se va cerrando en toda su longitud produciendo
en anclaje de la roca mediante la fricción que se presenta entre la roca y las
paredes del Split set (resistencia al deslizamiento). [8]

20
Ilustración 10 perno splite set
Fuente [8]
La resistencia que ofrece cada Split set varía entre 1 a 1.5 toneladas por
pie de longitud, dependiendo esto del tipo de roca y el diámetro de taladro
perforado óptimo. [8]
Ilustración 11 mecanismo de anclaje del split set
Fuente [8]

21
2.2.3.5. PERFORACIÓN
La perforación es la operación minera unitaria de mayor incidencia dentro de la
minería en donde se tiene que realizar taladros en el macizo rocoso de un frente
de una labor sea esta en Exploración, Explotación o Preparación, siguiendo un
parámetro ya estipulado como una malla de perforación, la cual es diseñada en
función de las propiedades del mismo tales como: RQD, RMR, Q de Barton.
La finalidad de la perforación es realizar excavaciones donde se pueda alojar la
carga explosiva a usarse en la voladura, pero también se realizan perforaciones
de alivio que ayudara en la mejora de la voladura, creando caras libres
necesarias para la facturación de la roca.
La perforación se realiza con equipos neumáticos, como son el caso de las
perforadoras tipo JACK LEG marca Toyo (marca japonesa), Seko (marca
china), Atlas Copco (sondeos) y RNP, que se usa en Consorcio Minero
Horizonte, ya que por su versatilidad y facilidad de adaptarse a cualquier tipo de
terreno y en situaciones poco cómodas es muy requerida y puede ser usada en
forma que realice taladros horizontales e inclinados ya que el macizo rocoso es
de dureza variable. Esta máquina se adecua en roca dura y roca suave., es
apropiado para el lavado del taladro en rocas suaves, esto principalmente para
que la perforación resulte eficaz, y poder mantener el fondo del taladro
constantemente limpio, usa barras cónicas de 4’, 6’ y 8’ de longitud con brocas
de diámetros de 38 mm y 40 mm.
Actualmente también se están usando perforación mecanizada como es el caso
de los Jumbos de un brazo.
En todas las labores ya sea de producción desarrollo, se hace el uso de voladura
controlada, haciendo el uso del pre corte en todas las mallas de perforación. [8]
Los factores que tienen influencia determinante en los resultados de un disparo
son tres: El macizo rocoso, el explosivo, la geometría del disparo. Se realiza un

22
seguimiento de perforación y voladura en las diferentes labores de la Mina
recolectando los datos de campo y realizando sus respectivos cálculos.
Para la perforación de tajos, rampas, cx, by pass, se utiliza jumbos en caso sean
sección de gran dimensión, de no ser así se utiliza maquina chica (Jack leg). [8]
Barrenos
 Jumbo Barrenos de 8, 10, 12 pies de longitud
 Jack leg Barrenos de 4, 6 y 8 pies de longitud.
Diámetros
 Rimado : 102 mm
 Produccion: 45mm
Ilustración 12Jumbo AXERA DD113
Fuente propia
Inicio de la perforación en la GAL 4045 NV 2300 ZONA Milagros Centro
2.2.3.6. VOLADURA:
Para la voladura de los diferentes frentes ya sean de desarrollo, preparación o
explotación se usan los siguientes explosivos, accesorios de voladura: [8]

23
a) DINAMITA ENCARTUCHADA semexsa 45% 1-1/8”x12”, para los taladros
de producción.
b) DINAMITA ENCARTUCHADA exsablock 1-1/8x8, para taladros del precorte.
c) FANEL
d) PENTACORD
e) CARMEX
f) MECHA RÁPIDA
2.2.3.7. VOLADURA CONTROLADA
Voladura controlada A diferencia de los taladros de voladura normal, los de
voladura controlada deben espaciarse de tal modo, que las fracturas
creadas se dirijan a los puntos de menor resistencia, es decir de taladro a
taladro, alineándose para formar un plano de corte, con lo que se disminuye
o elimina la formación de fracturas radiales. Entre sus condiciones
fundamentales tenemos:
1. Relación de espaciamiento a burden inversa a la normal; es decir menor
espaciamiento que burden, usualmente: E = 0,5 a 0,8 B.
2. Explosivo de mucho menor diámetro que el del taladro para que la
relación de desacoplamiento sea mayor que la convencional de 2,1 a 1.
3. Carga explosiva linear distribuida a todo lo largo del taladro
preferentemente con cartuchos acoplables como los de Exsacorte, o en
ciertos casos carga amortiguada con espaciadores.
4. Taco inerte solamente para mantener el explosivo dentro del taladro, no
para confinarlo.
5. Empleo de explosivo de baja potencia y velocidad, brisance, como el
Exacorte, Exsasplit o Exsablock.
6. Disparo simultáneo de todos los taladros de la línea de corte, sin retardos
entre sí, y sólo después de la voladura principal. (Es conveniente un
intervalo mínimo de 60 a 100 ms entre el último taladro de la voladura
principal y los taladros de la línea de corte periférica).

24
7. Mantener el alineamiento y paralelismo de los taladros, de acuerdo al
diseño del corte a realizar, de lo contrario no hay buen resultado. [10]
a. VOLADURA DE PRECORTE
Consiste en crear en el cuerpo de roca una discontinuidad o plano de
fractura (grieta continua) antes de disparar la voladura principal o de
producción, mediante una fila de taladros generalmente de pequeño
diámetro, muy cercanos, con cargas explosivas desacopladas y disparos
instantánea. El disparo de los taladros de precorte también puede hacerse
simultáneamente con los de producción, pero adelantándonos una fracción
de tiempo de 90 a 120 ms, el disparo es pues en dos etapas. [10]
b. VOLADURA CONTROLADA EN TRABAJOS SUBTERRÁNEOS
La voladura convencional en túneles y otros trabajos de subsuelo, además
de dejar perfiles irregulares según el sistema de diaclasamiento de la roca,
normalmente afecta a la estructura remanente a profundidades que pueden
llegar hasta 2 m maltratándola y debilitándola según su tipo y condición, lo
que puede tener consecuencias de inestabilidad o desprendimiento con el
tiempo. Este maltrato es mayor cuando se dispara con cargas excesivas, o
cuando no se mantiene una adecuada secuencia de encendidos y los
taladros salen casi simultáneamente. En obras de ingeniería de cierta
consideración, como los túneles de irrigación o de hidroeléctricas, que deben
ser estables y que usualmente se cementan, el perfil periférico irregular es
inconveniente, debiendo ejecutarse adecuadamente para obtener una pared
final de superficie lisa. Para evitar este maltrato y obtener paredes de corte
liso se emplean métodos de voladura periférica controlada.[10]

25
Ilustración 13 cargado de taladros
Fuente propia
Trabajadores realizando el trabajo de carguío de taladros.
Ilustración 14 amarre de circuito de voladura
Fuente propia
Amarre del circuito de voladura, uso de cinta aislante en el empalme para ahorro de pentacord.

26
CAPÍTULO III
METODOLOGÍA DE LA INVESTIGACIÓN
3.1. TIPO DE DISEÑO DE INVESTIGACIÓN.
La investigación realizada se puede clasificar, según el objeto de estudio, Es
descriptiva/aplicativa ya que es la utilización de los conocimientos en la práctica,
para aplicarlos, en provecho del estudio.
3.2. MATERIAL.
3.1.1. Población.
Se tomará como muestra la labor GL 4045 en donde realiza trabajos del nivel
2300 de la mina Milagros, UEA Parcoy, Consorcio Minero Horizonte.
3.3. MÉTODOS.
3.1.2. Técnicas de recolección de datos y análisis de datos.
Para recolectar datos
Para llevar a cabo este trabajo se revisará la bibliografía relacionada al método
de explotación y control de operaciones. Se recopilará información de las
operaciones, mostrando en forma práctica los resultados.
Las técnicas fueron:
 Primarias, en ésta investigación se ha tomado información escrita y oral
que ha sido recopilada directamente del campo de investigación.
 Secundarias, la información que ha sido recopilada y transcrita en
alguno de los casos de muchos autores, informes, internet, del campo de
la minería y para ello se tomó en cuenta trabajos de investigaciones.
3.1.3. Procedimientos
La realización de las prácticas se contemplará las siguientes partes:

27
a. Una inducción de los trabajos que realiza la contrata, en favor a la compañía
minera CMH.
b. Descripción de los procesos del ciclo de minado.
c. Control de tiempos los procesos de limpieza, sostenimiento y perforación.
d. Comparación de costos entre la malla de pasaporte otorgada por la
compañía CMH y una malla realiza en campo.
A. FORMULAS QUE UTILIZAREMOS PARA EN EL CONTROL DE
TIEMPOS DE LIMPIEZA
a. Capacidad real de cuchara:
𝐶𝑅𝐶 =
𝑣𝑜𝑙. 𝑐𝑢𝑐ℎ ∗ 𝑓𝑙𝑙
𝐹. 𝑒
… … … 𝑒𝑐 𝑁°1
Donde:
 CRC: Cantidad real de la cuchara (TMS).
 Volumen de cuchara: Dado por el fabricante (m3).
 Fll: Factor de llenado que depende del tamaño del mineral, estado de
la máquina, pericia del operador, etc. Oscila entre 0.5 a 0.8
 F.e: Factor de esponjamiento del mineral roto, es decir espacios
vacíos entre trozos; está dado por el p.e, grado de fragmentación,
humedad, etc.

28
b. Volumen total extraído:
𝑉𝑜𝑙. 𝑡𝑜𝑡. = 𝐶𝑅𝐶 ∗ (#𝑐𝑢𝑐ℎ𝑎𝑟𝑎𝑑𝑎𝑠 𝑐𝑎𝑚𝑖𝑜𝑛⁄ ) ∗ (#𝑐𝑎𝑚𝑖𝑜𝑛𝑒𝑠)… … 𝑒𝑐 𝑁° 2
c. Cálculo de factor de sobre rotura: Basados en los resultados
observados en el campo.
𝐴 ∗ 𝐿. 𝑎𝑣𝑎𝑛𝑐𝑒 ∗ 𝐹𝑒 ∗ 𝐹𝑠 = 𝑉𝑜𝑙. 𝑇𝑜𝑡 … … 𝑒𝑐 𝑁° 3
d. Producción por hora:
𝑃𝑟𝑜𝑑. ℎ𝑜𝑟𝑎 = 𝐶𝑅𝐶 ∗ 𝑃𝑒 ∗ 𝑅𝑒𝑛𝑑. ℎ𝑜𝑟𝑎 ∗ 𝐸𝑓𝑖𝑐⁄⁄ … … 𝑒𝑐 𝑁° 4
B. FORMULAS QUE USAREMOS EN EL CONTROL DE TIEMPOS DEL
BOLTER
a. 𝑽𝒆𝒍𝒐𝒄𝒊𝒅𝒂𝒅 𝒅𝒆 𝒑𝒆𝒓𝒇𝒐𝒓𝒂𝒄𝒊ó𝒏: 𝒎 𝒉𝒓⁄ … … … 𝑒𝑐 𝑁° 5
b. 𝑹𝒆𝒏𝒅𝒊𝒎𝒊𝒆𝒏𝒕𝒐 𝒈𝒆𝒏𝒆𝒓𝒂𝒍 𝒅𝒆𝒍 𝒃𝒐𝒐𝒍𝒕𝒆𝒓:
𝑅𝑑 = 𝑚 ℎ𝑟⁄ … … … 𝑒𝑐 𝑁° 6
c. Cálculo del tiempo efectivo: Tiempo total de perforación por guardia:
𝑁𝑡 ∗ 𝑙𝑜𝑛𝑔. 𝑇𝑎𝑙
𝑉. 𝑃
… … … 𝑒𝑐 𝑁° 7
d. Tiempo improductivo:
Tiempo total – Tiempo efectivo= Tiempo improductivo …… … 𝑒𝑐𝑢𝑎𝑐𝑖ó𝑛 𝑁° 8
e. Cálculo de eficiencia:
𝐸𝑓𝑖𝑐𝑖𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎 = (
𝑇𝑃
𝑇𝑇
) ∗ 100%… … … 𝑒𝑐 𝑁° 9

29
C. FORMULAS QUE USAREMOS EN EL CONTROL DE TIEMPOS DE LA
PERFORACIÓN
a. Velocidad de perforación:
𝑉𝑒𝑙. 𝑝𝑒𝑟𝑓. = 𝑚 ℎ𝑟⁄ … … … 𝑒𝑐 𝑁° 10
b. Velocidad de penetración:
𝑉𝑒𝑙. 𝑝𝑒𝑛𝑒𝑡𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 =
𝐿𝑜𝑛𝑔𝑖𝑡𝑢𝑑 𝑑𝑒 𝑏𝑎𝑟𝑟𝑎
𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑒𝑛 𝑟𝑒𝑐𝑜𝑟𝑟𝑒𝑟𝑙𝑜
… …… 𝑒𝑐 𝑁° 11
c. Rendimiento general del Jumbo:
𝑅𝑑 =
𝑝𝑖𝑒𝑠 𝑡𝑎𝑙⁄
ℎ𝑟 𝑡𝑎𝑙⁄
… … … 𝑒𝑐 𝑁° 12
d. Cálculo del tiempo efectivo: Tiempo total de perforación por guardia:
𝑁𝑡 ∗ 𝑙𝑜𝑛𝑔. 𝑡𝑎𝑙
𝑉. 𝑃
… … … 𝑒𝑐 𝑁° 13
e. Tiempo improductivo:
𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙 − 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑒𝑓𝑒𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑖𝑚𝑝𝑟𝑜𝑑𝑢𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 … … … 𝑒𝑐 𝑁° 14
f. Cálculo de eficiencia:
Demora real de perforación=DR
Tiempo efectivo de trabajo=TE
𝐸𝑓𝑖𝑐𝑖𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎 =
𝑇𝐸
𝐷𝑅
∗ 100%… …… 𝑒𝑐 𝑁° 15

30
D. FORMULAS PARA LA COMPARACIÓN DE MALLAS DE
PERFORACIÓN
a) Factor de carga:
𝑓𝑐 =
𝑁°𝐶𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠𝑥𝑃𝑒𝑠𝑜
𝐴𝑥ℎ𝑥𝐿𝑃𝑥0.9
… … … 𝑒𝑐 𝑁° 16
A= Ancho
h= Alto
LP= Longitud de perforación
b) Factor de potencia:
𝑓𝑐 =
𝑁°𝐶𝑎𝑟𝑡𝑢𝑐ℎ𝑜𝑠𝑥𝑃𝑒𝑠𝑜
𝐴𝑥ℎ𝑥𝐿𝑃𝑥0.9𝑥𝑑𝑒𝑛𝑠𝑖𝑑𝑎𝑑
… … … 𝑒𝑐 𝑁° 17
 Peso Semexsa 1-1/8x12”=0.205kg
 Peso Exsablock 1-1/8x8”=0.125kg
c) Densidad:
Mineral = 2.8
Desmonte = 2.6

31
CAPITULO IV
ACTIVIDADES REALIZADAS Y CONTROL DE
TIEMPOS
4.1. CONTROL DE TIEMPOS PARA LIMPIEZA CON SCOOPTRAM SC
94
Zona: Milagros
centro
Labor: GL 4045 Sección: 3.5x4m2
Long. Avance:3.5m
Hora inicio: 8:30 am
Hora de fin: 12:30 pm
Duración: 4 hrs
Flota de camiones disponibles: 3 camiones (25/tn)
Capacidad cuchara: 3.5 yd3
Toma de tiempos:
#Ciclo Cargar V. cargado Descarga V. Vacío Tiempo
ciclo
Dist.
Recorrida
1 00:00:25 00:01:10 00:00:27 00:01:00 00:03:02 150
2 00:00:28 00:01:12 00:00:30 00:01:14 00:03:24 150
3 00:00:30 00:01:09 00:00:30 00:01:06 00:03:15 150
4 00:00:25 00:01:15 00:00:27 00:01:04 00:03:11 150
5 00:00:35 00:01:10 00:00:35 00:01:06 00:03:26 150
6 00:00:35 00:01:10 00:00:28 00:01:14 00:03:27 150
7 00:00:28 00:01:14 00:00:30 00:01:00 00:03:12 150
8 00:00:35 00:01:12 00:00:35 00:01:00 00:03:22 150
9 00:00:25 00:01:25 00:00:27 00:01:12 00:03:29 150
10 00:00:30 00:01:15 00:00:35 00:01:18 00:03:38 150
11 00:00:25 00:01:10 00:00:30 00:01:04 00:03:09 150
12 00:00:25 00:01:14 00:00:30 00:01:11 00:03:20 150
13 00:00:28 00:01:10 00:00:33 00:01:00 00:03:11 150
14 00:00:28 00:01:14 00:00:35 00:01:06 00:03:23 150
15 00:00:25 00:01:12 00:00:27 00:01:11 00:03:15 150

32
16 00:00:27 00:01:25 00:00:28 00:01:00 00:03:20 150
17 00:00:27 00:01:20 00:00:25 00:01:18 00:03:30 150
18 00:00:25 00:01:10 00:00:27 00:01:00 00:03:02 150
19 00:00:25 00:01:15 00:00:35 00:01:18 00:03:33 150
20 00:00:25 00:01:10 00:00:30 00:01:13 00:03:18 150
21 00:00:27 00:01:16 00:00:28 00:01:00 00:03:11 150
22 00:00:35 00:01:12 00:00:27 00:01:13 00:03:27 150
23 00:00:28 00:01:14 00:00:35 00:01:14 00:03:31 150
24 00:00:30 00:01:18 00:00:25 00:01:13 00:03:26 150
25 00:00:25 00:01:10 00:00:27 00:01:12 00:03:14 150
26 00:00:28 00:01:10 00:00:35 00:01:11 00:03:24 150
27 00:00:25 00:01:12 00:00:33 00:01:00 00:03:10 150
28 00:00:25 00:01:15 00:00:25 00:01:13 00:03:18 150
29 00:00:30 00:01:20 00:00:27 00:01:04 00:03:21 150
30 00:00:35 00:01:10 00:00:35 00:01:04 00:03:24 150
Media 00:00:28 00:01:14 00:00:30 00:01:18 00:03:20 4500m
Tabla 5 Toma de tiempos de limpieza con scooptram
Fuente propia
Resultados de la estadística:
 Media: 3min 20seg
 Desviación estándar: σ= +/-09seg
 Moda: 3min 24seg
Intervalo de clases Marca de clase F. Absoluta F. Relativa F. Acumuladas
li ls x ni fi Ni Fi
0:03:02 0:03:10 0:03:06 3 0.1 3 10%
0:03:10 0:03:17 0:03:14 8 0.26666667 11 37%
0:03:17 0:03:24 0:03:21 10 0.33333333 21 70%
0:03:24 0:03:32 0:03:28 7 0.23333333 28 93%
0:03:32 0:03:39 0:03:35 2 0.06666667 30 100%
n=total=30 1
Tabla 6 Análisis estadístico de limpieza
Fuente propia

33
Tabla 7 Análisis estadístico de la limpieza
Fuente propia
a. Cálculo para la guardia:
El tiempo promedio de la limpieza es de 3horas y 30 minutos a 4 horas, según
el estándar de la contrata.
Tiempo promedio de acarreo 3 minutos 20segundos/ ciclo
Total de horas de acarreo 2 .67 hr efectivas
Rendimiento horario 17.98 viajes/hora
Distancia recorrida 9000
Área sección (A):12.83m2
Peso específico (P.e): 2.8 Tn/m3
Factor de esponjamiento (F.e): 30% estándar
8 camionadas realizadas
Factor de sobre rotura (F.s): ¿?
Tabla 8 Datos generales del proceso de limpieza
Fuente propia
3
8
10
7
23
8
10
7
2
0
2
4
6
8
10
12
0:03:06 0:03:14 0:03:21 0:03:28 0:03:35
FRECUENCIA
TIEMPOS
Campana de Gauss del ciclo
Histograma+Hoja1!$S$8 Poligono de frecuencia
La campana de Gauss del ciclo, representa los tiempos del ciclo de limpieza,
agrupados en categorías de tiempos promedio, y la tendencia promedio de
sostenimiento muestra que 3min21seg. es más frecuente pues aparece 10 veces.

34
b. Capacidad real de cuchara:
𝐶𝑅𝐶 =
2.68𝑚3
∗ 0.7
1.3
= 1.44
c. Volumen total extraído:
𝑉𝑜𝑙. 𝑡𝑜𝑡. = 1.44 ∗ 6 ∗ 8 = 69.12𝑚3
d. Cálculo de factor de sobre rotura: Basados en los resultados
observados en el campo.
12.83 ∗ 3.5 ∗ 1.3 ∗ 𝐹𝑠 = 69.12𝑚3
𝐹𝑠 = 1.18 ≅ 18%
𝑡𝑜𝑛𝑒𝑙𝑎𝑗𝑒 𝑐𝑖𝑐𝑙𝑜 = 1.44 ∗ 6 ∗ 2.8⁄ = 24.192
𝑇𝑜𝑛𝑒𝑙𝑎𝑗𝑒 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙 𝑒𝑥𝑡𝑟𝑎í𝑑𝑜 = 24.192 ∗ 8 = 193.536
e. Producción por hora:
𝑃𝑟𝑜𝑑. ℎ𝑜𝑟𝑎 = 𝐶𝑅𝐶 ∗ 𝑃𝑒 ∗ 𝑅𝑒𝑛𝑑. ℎ𝑜𝑟𝑎 ∗ 𝐸𝑓𝑖𝑐⁄⁄
𝑃𝑟𝑜𝑑. ℎ𝑜𝑟𝑎⁄ = 1.44𝑚3
∗ 2.8 ∗ 17.98 ∗ 80% = 57.99 𝑇𝑀𝑆 ℎ𝑟⁄
Ilustración 15 distribución de tiempo scooptram
Fuente propia
Cargado
14%
Viaje cargado
37%
Descarga
15%
Viaje vacío
34%
Distribución del tiempo del ciclo scooptram

35
Observaciones:
 Hay mucho tráfico en el tránsito de camiones, al momento del carguío.
 EL operador es experimentado, casi 8 años de experiencia y está
capacitado.
 Los tiempos promedios de limpieza son de 3horas y 30 minutos a 4 horas.
4.2. CONTROL DE TIEMPOS DEL BOOLTER SOTENIMIENTO GAL
4045 NV 2300 ZONA MILAGROS CENTRO
Perno usado: Split set Longitud: 7 pies
N° T. emboquille T. perf. Cambio de
barra
T.
empernado
Colocación
d perno
Tiempo de
ciclo
1 0:00:12 0:01:00 0:00:04 0:00:20 0:00:10 0:01:46
2 0:00:15 0:01:02 0:00:04 0:00:24 0:00:13 0:01:58
3 0:00:12 0:01:05 0:00:04 0:00:25 0:00:12 0:01:58
4 0:00:14 0:00:58 0:00:04 0:00:25 0:00:14 0:01:55
5 0:00:15 0:00:56 0:00:04 0:00:30 0:00:13 0:01:58
6 0:00:15 0:00:59 0:00:04 0:00:22 0:00:12 0:01:52
7 0:00:12 0:01:01 0:00:04 0:00:23 0:00:13 0:01:53
8 0:00:15 0:01:04 0:00:04 0:00:25 0:00:13 0:02:01
9 0:00:13 0:01:00 0:00:04 0:00:21 0:00:14 0:01:52
10 0:00:14 0:01:00 0:00:04 0:00:22 0:00:11 0:01:51
11 0:00:12 0:00:59 0:00:04 0:00:25 0:00:12 0:01:52
12 0:00:14 0:01:02 0:00:04 0:00:27 0:00:12 0:01:59
13 0:00:13 0:00:59 0:00:04 0:00:26 0:00:13 0:01:55
14 0:00:14 0:01:02 0:00:04 0:00:24 0:00:13 0:01:57
Prom. 00:00:14 00:01:00 00:00:04 00:00:24 00:00:12 00:01:55
Tabla 9 Toma de tiempos de sostenimiento con bolter
Fuente propia
Hora de inicio: 1:30 pm
Hora de fin: 2:05 pm
Duración: 45 min

36
 Desviación estándar: σ= +/-04seg
Intervalo de clases
Marca de
clase
F. Absoluta F. Relativa F. Acumuladas
li ls x ni fi Ni Fi
0:01:46 0:01:51 0:01:49 2 0.14285714 2 14%
0:01:51 0:01:55 0:01:53 4 0.28571429 6 43%
0:01:55 0:01:59 0:01:57 6 0.42857143 12 86%
0:01:59 0:02:02 0:02:00 2 0.14285714 14 100%
n=total=14 1
Tabla 10 Análisis estadístico de sostenimiento
Tabla 11 Análisis estadístico del sostenimiento
Fuente propia
0
1
2
3
4
5
6
7
0:01:49 0:01:53 0:01:57 0:02:00
FRECUENCIA
TIEMPOS
Campana de Gauss del ciclo
Histograma Polígono de frecuencia
La campana de Gauss del ciclo, representa los tiempos del ciclo de
sostenimiento, agrupados en categorías de tiempos promedio, y la tendencia
promedio de sostenimiento muestra que 1min 57seg. es más frecuente pues
aparece 6 veces.

37
CÁLCULOS:
a. 𝑽𝒆𝒍𝒐𝒄𝒊𝒅𝒂𝒅 𝒅𝒆 𝒑𝒆𝒓𝒇𝒐𝒓𝒂𝒄𝒊ó𝒏: 𝟐𝟏𝟑. 𝟒𝒄𝒎 𝟏𝟏𝟓𝒔𝒆𝒈 = 𝟏. 𝟖𝟔 𝒄𝒎 𝒔𝒆𝒈⁄⁄
𝑉𝑒𝑙𝑜𝑐𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑑𝑒 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 = 66.80 𝑚 ℎ𝑟⁄
b. 𝑹𝒆𝒏𝒅𝒊𝒎𝒊𝒆𝒏𝒕𝒐 𝒈𝒆𝒏𝒆𝒓𝒂𝒍 𝒅𝒆𝒍 𝒃𝒐𝒐𝒍𝒕𝒆𝒓:
𝑅𝑑 =
7𝑓𝑡 𝑡𝑎𝑙⁄
0.033ℎ𝑟 𝑡𝑎𝑙⁄
=
2.13𝑚 𝑡𝑎𝑙⁄
𝑅𝑑 = 66.68 𝑚 ℎ𝑟⁄
c. Cálculo del tiempo efectivo: Tiempo total de perforación por guardia:
𝑁𝑡 ∗ 𝑙𝑜𝑛𝑔. 𝑇𝑎𝑙
𝑉. 𝑃
=
14 ∗ 2.13𝑚
66.80 𝑚 ℎ𝑟⁄
= 0.45ℎ𝑟 ≅ 26.8 𝑚𝑖𝑛 𝑙𝑎𝑏𝑜𝑟⁄
d. Tiempo improductivo:
Tiempo total – Tiempo efectivo= 45min-26.8min=18.2min
e. Cálculo de eficiencia:
Demora de sostenimiento: 45min
Tiempo efectivo de sostenimiento: 26.8min
𝐸𝑓𝑖𝑐𝑖𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎 = (
26.8
45
) ∗ 100% = 59.5%
Observaciones:
 El tiempo promedio de sostenimiento es 50 minutos, y las demoras suelen
suceder por problemas de presión de agua.
4.3. CONTROL DE TIEMPOS PERFORACIÓN, JUMBO DD311 GAL
4045 NV 2300 ZONA MILAGROS CENTRO JUA 50 12ft GUARDIA A
Y GUARDIA B
En este capítulo tomaremos los tiempos de una misma labor pero en dos
diferentes guardias, para hacer una comparación de sus resultados.
GUARDIA A
Hora de inicio 2:15 pm
Hora de fin 4:30 pm
Duración 2horas 15 minutos
Longitud de perforación prom. 3.6 m
Se realizaron 4 rimados para la perforación, los cuales tuvieron un tiempo de
2minutos y 30 segundos cada uno.

38
#Taladro
Posicionamiento y
emboquillado
Perforación
longitud de
perforación m
#Taladro
Posicionamiento y
emboquillado
Perforación
longitud de
perforación m
1 00:00:25 00:01:40 3.64 28 00:00:17 00:01:40 3.64
2 00:00:20 00:01:35 3.58 29 00:00:21 00:01:35 3.58
3 00:00:17 00:01:50 3.7 30 00:00:20 00:01:40 3.7
4 00:00:19 00:01:55 3.6 31 00:00:20 00:01:40 3.6
5 00:00:17 00:01:35 3.65 32 00:00:24 00:01:50 3.65
6 00:00:19 00:01:45 3.7 33 00:00:20 00:01:45 3.58
7 00:00:21 00:01:35 3.59 34 00:00:17 00:01:50 3.62
8 00:00:20 00:01:40 3.7 35 00:00:25 00:01:45 3.45
9 00:00:24 00:01:50 3.58 36 00:00:20 00:01:50 3.58
10 00:00:20 00:01:45 3.62 37 00:00:21 00:01:35 3.62
11 00:00:17 00:01:50 3.67 38 00:00:20 00:01:40 3.58
12 00:00:19 00:01:55 3.49 39 00:00:24 00:01:50 3.49
14 00:00:17 00:01:35 3.59 40 00:00:19 00:01:45 3.64
15 00:00:19 00:01:45 3.66 41 00:00:21 00:01:35 3.58
16 00:00:20 00:01:50 3.47 42 00:00:20 00:01:40 3.54
17 00:00:19 00:01:45 3.7 43 00:00:24 00:01:50 3.6
18 00:00:21 00:01:35 3.49 44 00:00:21 00:01:45 3.65
19 00:00:20 00:01:30 3.59 45 00:00:20 00:01:50 3.58
20 00:00:24 00:01:50 3.66 46 00:00:22 00:01:40 3.59
21 00:00:19 00:01:45 3.47 47 00:00:17 00:01:40 3.6
22 00:00:21 00:01:35 3.7 48 00:00:19 00:01:45 3.58
23 00:00:20 00:01:50 3.62 49 00:00:21 00:01:55 3.62
24 00:00:24 00:01:50 3.67 50 00:00:20 00:01:50 3.67
25 00:00:21 00:01:35 3.49 51 00:00:24 00:01:50 3.49
26 00:00:20 00:01:50 3.6 Media 00:00:20 00:01:44 3.600182
27 00:00:22 00:01:40 3.58 Tiempo/Tal 00:02:04
Tabla 12 TOMA DE TIEMPOS DE LA PERFORACIÓN GUARDIA A
FUENTE PROPIA

39
 Desviación estándar: σ= +/-07 seg
Intervalo de clases Marca de clase F. Absoluta F. Relativa F. Acumuladas
li ls x ni fi Ni Fi
0:01:50 0:01:55 0:01:53 4 0.07843137 4 8%
0:01:55 0:01:59 0:01:57 9 0.17647059 13 25%
0:01:59 0:02:04 0:02:02 7 0.1372549 20 39%
0:02:04 0:02:08 0:02:06 13 0.25490196 33 65%
0:02:08 0:02:12 0:02:10 7 0.1372549 40 78%
0:02:12 0:02:17 0:02:15 11 0.21568627 51 100%
n=total 51 1
Tabla 13 Análisis estadístico de perforación
Fuente propia
Tabla 14 Análisis estadístico de la perforación guardia A
Fuente propia
4
9
7
13
7
4
9
7
13
7
0
2
4
6
8
10
12
14
0:01:53 0:01:57 0:02:02 0:02:06 0:02:10
FRECUENCIA
TIEMPOS
Campana de Gauss de la perforación Guardia A
Histograma+Hoja1!$S$8 Poligono de frecuencia
La campana de Gauss del ciclo, representa los tiempos del ciclo de perforación de
la Guardia a, agrupados en categorías de tiempos promedio, y la tendencia
promedio de perforación muestra que 2min 06seg. es más frecuente pues aparece
13 veces.

40
CÁLCULOS:
Ciclo del Jumbo = 2min4seg=124seg
𝑉𝑒𝑙. 𝑝𝑒𝑟𝑓. = 360𝑐𝑚 124 =
2.9𝑐𝑚
𝑠𝑒𝑔
⁄
𝑉𝑒𝑙. 𝑝𝑒𝑟𝑓. = 104.4 𝑚 ℎ𝑟⁄
360𝑐𝑚
124𝑠𝑒𝑔
= 2.9𝑐𝑚 𝑠𝑒𝑔⁄
𝑅𝑑 =
12𝑝𝑖𝑒𝑠 𝑡𝑎𝑙⁄
=
3.6
0.034
𝑅𝑑 = 105.88 𝑚 ℎ𝑟⁄
𝑉. 𝑃
=
51 ∗ 3.6𝑚
104.4 𝑚 ℎ𝑟⁄
= 1.76ℎ𝑟 ≅ 1ℎ𝑟45𝑚𝑖𝑛36𝑠𝑒𝑔 𝐿𝑎𝑏𝑜𝑟 𝑑𝑒 𝑡𝑟𝑎𝑏𝑎𝑗𝑜⁄
𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙 − 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑒𝑓𝑒𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 2.25 − 1.76
0.49 ≅ 30𝑚𝑖𝑛
Demora real de perforación=2.25hr
Tiempo efectivo de trabajo=1.76hr
1.76
2.25
∗ 100% = 78.22 ≅ 78%
GUARDIA B
Hora de inicio 2:15 pm
Hora de fin 4:15 pm
Duración 2horas
Longitud de perforación prom. 3.58 m
Se realizaron 4 rimados para la perforación, los cuales tuvieron un tiempo de
2minutos y 30 segundos cada uno.

41
#Taladro
Posicionamiento y
emboquillado
Perforación
longitud de
perforación
m
#Taladro
Posicionamiento y
emboquillado
Perforación
longitud de
perforación
m
1 00:00:17 00:01:40 3.58 27 00:00:22 00:01:40 3.59
2 00:00:19 00:01:35 3.62 28 00:00:17 00:01:40 3.6
3 00:00:17 00:01:50 3.45 29 00:00:17 00:01:35 3.58
4 00:00:19 00:01:35 3.58 30 00:00:19 00:01:50 3.62
5 00:00:20 00:01:35 3.62 31 00:00:17 00:01:40 3.67
6 00:00:20 00:01:40 3.58 32 00:00:19 00:01:40 3.49
7 00:00:21 00:01:50 3.49 33 00:00:20 00:01:35 3.58
8 00:00:20 00:01:45 3.64 34 00:00:17 00:01:40 3.62
9 00:00:24 00:01:50 3.58 35 00:00:25 00:01:45 3.67
10 00:00:20 00:01:40 3.62 36 00:00:20 00:01:50 3.49
11 00:00:17 00:01:40 3.67 37 00:00:21 00:01:35 3.59
12 00:00:19 00:01:50 3.49 38 00:00:20 00:01:40 3.66
17 00:00:19 00:01:40 3.7 39 00:00:24 00:01:50 3.49
14 00:00:17 00:01:40 3.59 40 00:00:17 00:01:45 3.64
15 00:00:19 00:01:40 3.66 41 00:00:19 00:01:35 3.58
16 00:00:20 00:01:35 3.47 42 00:00:17 00:01:40 3.54
17 00:00:19 00:01:40 3.7 43 00:00:19 00:01:50 3.6
18 00:00:21 00:01:35 3.49 44 00:00:20 00:01:35 3.65
19 00:00:20 00:01:30 3.59 45 00:00:20 00:01:40 3.58
20 00:00:17 00:01:50 3.66 46 00:00:22 00:01:50 3.59
21 00:00:19 00:01:45 3.47 47 00:00:17 00:01:45 3.6
22 00:00:17 00:01:35 3.7 48 00:00:19 00:01:50 3.58
23 00:00:19 00:01:50 3.62 49 00:00:17 00:01:40 3.62
24 00:00:20 00:01:50 3.67 50 00:00:19 00:01:40 3.67
25 00:00:21 00:01:35 3.49 51 00:00:20 00:01:50 3.49
26 00:00:20 00:01:50 3.6 Media 00:00:19 00:01:42 3.589615
Tiempo/Tal 00:02:01
Tabla 15 TOMA DE TIEMPOS DE LA PERFORACIÓN GUARDIA B
FUENTE PROPIA

42
 Desviación estándar: σ= +/-07 seg
Intervalo de clases
Marca de
clase
F. Absoluta F. Relativa F. Acumuladas
li ls x ni fi Ni Fi
0:01:50 0:01:54 0:01:52 3 0.05882353 3 6%
0:01:54 0:01:58 0:01:56 18 0.35294118 21 41%
0:01:58 0:02:02 0:02:00 12 0.23529412 33 65%
0:02:02 0:02:06 0:02:04 2 0.03921569 35 69%
0:02:06 0:02:10 0:02:08 12 0.23529412 47 92%
0:02:10 0:02:14 0:02:12 4 0.07843137 51 100%
51 1
Tabla 16 Análisis estadístico de perforación
Fuente propia
Tabla 17 Análisis estadístico de la perforación guardia B
Fuente propia
3
18
12
2
12
4
3
18
12
2
12
4
0
5
10
15
20
0:01:52 0:01:56 0:02:00 0:02:04 0:02:08 0:02:12
FRECUENCIA
TIEMPOS
Campana de Gauss de la perforación Guardia B
HISTOGRAMA POLÍGONO DE FRECUENCIA
La campana de Gauss del ciclo, representa los tiempos del ciclo de perforación de
la Guardia B, agrupados en categorías de tiempos promedio, y la tendencia
promedio de perforación muestra que 1min 56seg. es más frecuente pues
aparece 18 veces.

43
CÁLCULOS:
Ciclo del Jumbo = 2min1seg=121seg
𝑉𝑒𝑙. 𝑝𝑒𝑟𝑓. = 358𝑐𝑚 121 =
2.96𝑐𝑚
𝑠𝑒𝑔
⁄
𝑉𝑒𝑙. 𝑝𝑒𝑟𝑓. = 106.56 𝑚 ℎ𝑟⁄
358𝑐𝑚
121𝑠𝑒𝑔
= 2.96𝑐𝑚 𝑠𝑒𝑔⁄
𝑅𝑑 =
12𝑝𝑖𝑒𝑠 𝑡𝑎𝑙⁄
=
3.58
0.033
𝑅𝑑 = 108.48 𝑚 ℎ𝑟⁄
𝑉. 𝑃
=
51 ∗ 3.58𝑚
106.56 𝑚 ℎ𝑟⁄
= 1.71ℎ𝑟 ≅ 1ℎ𝑟42𝑚𝑖𝑛36𝑠𝑒𝑔 𝐿𝑎𝑏𝑜𝑟 𝑑𝑒 𝑡𝑟𝑎𝑏𝑎𝑗𝑜⁄
𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑇𝑜𝑡𝑎𝑙 − 𝑇𝑖𝑒𝑚𝑝𝑜 𝑒𝑓𝑒𝑐𝑡𝑖𝑣𝑜 = 2 − 1.71
0.29 ≅ 17𝑚𝑖𝑛24𝑠𝑒𝑔
Demora real de perforación=2hr
Tiempo efectivo de trabajo=1.71hr
1.71
2
∗ 100% = 85 ≅ 85%

44
Tabla 18 Comparación de resultados de perforación Guardia A y Guardia B
Fuente propia
La tabla 18, representa el rendimiento de perforación y velocidad de perforación
de la Guardia A y Guardia B. Del cual podemos observar que a mayor velocidad
de perforación mayor será el rendimiento de perforación.
Observaciones:
 Se vio que la GUARDIA B tuvo menos demoras operativas.
 Básicamente las demoras en la guardia A fue por la presión de agua, ya que ese
día hubo perforación diamantina.
 El tiempo promedio de perforación es de 2 horas.
Tabla 19 CONTROL DE TIEMPOS GUARDÍA A Y GUARDIA B
Fuente propia
0
5
10
15
20
25
30
35
1 2 3 4
29.4 30.3
1.74 1.77
Comparación de resultados
Rendimiento de perforación (Tal/HR) Velocidad de perforación(m/min)
0.00
0.50
1.00
1.50
1 2 3 4
0.28 0.27
1.48 1.44
0.49
0.29
HORAS
GUARDIAS
COMPARACIÓN DE CONTROL DE TIEMPOS GUARDIA A Y GUARDIA B
TIEMPO POSICIONAMIENTO+EMBOQUILLADO TIEMPO PERFORACIÓN DEMORAS OPERATIVAS

45
La tabla 19, representa la distribución de las horas utilizadas para la perforación
en la Guardia A (2horas, 15min) y Guardia B (2horas), agrupadas en tres
categorías, posicionamiento+emboquillado, perforación y demoras operativas.
Tabla 20 CONTROL DE TIEMPOS GUARDÍA A Y GUARDIA B EN PORCENTAJES
Fuente propia
La tabla 20, representa la distribución de las horas utilizadas para la perforación en la
Guardia A (2horas, 15min) y Guardia B (2horas), agrupadas en tres categorías,
posicionamiento+emboquillado, perforación y demoras operativas, representadas en
porcentajes del tiempo total utilizado.
4.4. ANÁLISIS DE LA MALLA DE PERFORACIÓN GAL 4045 NV 2300
ZONA MILAGROS CENTRO SECCIÓN 3.5m X 4m RMR 30-40
En este capítulo compararemos la malla estándar establecida por la compañía,
con la malla de perforación desarrollada en el campo y ver la diferencia de costos
que se produce.
A continuación la malla pasaporte otorgada por la compañía.
0%
20%
40%
60%
80%
1 2
13% 13%
66%
72%
22%
15%
PORCENTAJES
GUARDIAS
COMPARACIÓN DE CONTROL DE TIEMPOS GUARDIA A Y
GUARDIA B
TIEMPO POSICIONAMIENTO+EMBOQUILLADO TIEMPO PERFORACIÓN
DEMORAS OPERATIVAS

46
Ilustración 16 Malla de perforación para per sección 3.5x4m2
Fuente CMH

47
Rendimiento Longitud de avance
12 ft
Unid.
Factor de carga 1.81 Kg/m3
Factor de potencia 0.70 Kg/tn
Tabla 21 Factor de potencia y carga según malla pasaporte CMH
Fuente CMH
La tabla 21, representa la cantidad de explosivos en Kg que se requerirá por m3
para el disparo de una sección de 3.5x4m2 con RMR de 31-40, según pasaporte
estándar de la compañía CMH.
 Para el precorte:
Distribución de explosivos dentro de los taladros del precorte.
 Malla según el pasaporte CMH
Sección: 3.5 x 4 m
Longitud de perforación: 12 pies = 3.6m
N°taladros de producción: 31
N°precortes: 12
N°ayudas del precorte: 13
N°taladros cargados: 44
N°total de taladros: 57
Tabla 22 Malla del pasaporte según CMH
Fuente CMH
Número de taladros perforados y su distribución, según la malla pasaporte
estándar de CMH.

48
 Malla desarrollada en el campo:
Sección: 3.5 x 4 m
Longitud de perforación: 12 pies = 3.6m
N°taladros de producción: 30
N°precortes: 10
N°ayudas del precorte: 11
N°taladros cargados: 40
N°total de taladros: 51
Tabla 23 Malla desarrollada en campo
Fuente propia
Número de taladros perforados y su distribución, según la malla realizada en
campo.
 Se realizaron sólo 10 taladros de precortes y 11 ayudas del precorte.
 Y se realizaron 30 taladros de producción, omitiendo una ayuda de
corona.
 En los taladros del precorte se usaron 1 semexsa 45% 1 1/8 de cebo y 4
exsablock 1 1/8.
 S=SEMEXSA, E=EXSABLOCK
 10 TALADROS PC (1S+4E)
 3 AYUDAS DE CORONA (6S+4E)
 4 CUADRADORES (6S+4E)
 3 ARRANQUES (11S)
 4 ARRASTRES (11S)
 16 TALADROS DE PRODUCCIÓN (9S)

49
Total de explosivo usado en la malla real.
N° SEMEXSA EXSABLOCK
PRECORTE 10 10 40
Ayu Cor 3 18 12
Cuadradores 4 24 16
Arranque 3 33 0
Arrastre 4 44 0
Tal. Producc. 16 144 0
Total 273 68
Tabla 24 total de semexsa y exsablock
Fuente propia
La tabla 25 representa la cantidad de explosivos en Kg que se requerirá por m3 para el
disparo de una sección de 3.5x4m2 con RMR de 31-40, según la malla desarrollada en
campo.
Rendimiento Longitud de
avance 12 ft
Unid.
Factor de carga 1.42 Kg/m3
Factor de
potencia
0.50 Kg/tn
Tabla 25 Factor de potencia y carga según malla efectuada en campo
Fuente propia
La tabla 26 representa la diferencia entre los factores de carga y potencia entre la malla
pasaporte entregada por CMH y la malla desarrollada en campo.
Malla según pasaporte Malla real en campo Variación
Rendimiento Unid. 12 pies Rendimiento Unid. 12 pies
Factor de
carga
Kg/m3 1.81 Factor de
carga
Kg/m3 1.42 0.39
Factor de
potencia
Kg/tn 0.7 Factor de
potencia
Kg/tn 0.50 0.2
Tabla 26 comparación de malla según pasaporte y malla real en campo
Fuente propia

50
4.5. CÁLCULO DE COSTO POR DISPARO
Costo de explosivo por malla:
Malla de pasaporte Malla real
Taladros cargados 43 40
Total taladros 57 51
#cartuchos semexsa 45% 1-1/8”x12” 371 273
#cartuchos exsablock 1-1/8”x12” 48 68
Costo de semexsa (0.53$/cartucho) 196.63 144.69
Costo exsablock (0.26$/cartucho) 12.48 17.68
Costo de explosivo 209.11 162.37
Tabla 27 comparación de mallas de perforación CMH y malla real aplicada en campo
Fuente propia
Cálculo del costo de explosivo de la malla pasaporte entregada por CMH y el costo
de explosivos usados en la malla real aplicada en campo.
Cálculo total de costos por disparo:
Malla pasaporte Malla real Variacion
($)Und. Precio Cant. Costo 1 Cant. Costo 2
Guía de seguridad $/m 0.86 1 0.86 1 0.86 0.00
Pentacord $/m 1.31 15 19.65 15 19.65 0.00
Exsanel(4.8m) $/pieza 1.61 45 72.45 40 64.4 -8.05
cartuchos semexsa 45 $/cart. 0.53 412 196.63 273 144.69 -51.94
cartuchos exsablock $/cart. 0.26 48 12.48 68 17.68 5.2
Costo total: 302.07 $/disp. 247.28$/disp. 54.79$/d
Tabla 28 Comparación de costos entre malla según pasaporte y malla real en campo
Fuente propia
La tabla 28, representa la diferencia entre el costo total de explosivos y accesorios usados
en la malla pasaporte entregada por CMH y la malla real aplicada en campo, en la malla
real se realizaron menos taladros y por ende menos explosivos y accesorios, lo cual nos
da una diferencia de ahorro de 54.79$/d.

51
CAPITULO V
CONCLUSIONES
1. Se pudo realizar las prácticas satisfactoriamente, para así poder optar el grado de
bachiller en Ciencias de la Ingeniería de Minas.
2. En el proceso de limpieza en la GAL 4045 NV 2300 duró 4 horas.
Tiempo promedio de acarreo 3 minutos 20segundos/ ciclo, con una desviación
estándar de +/-9seg.
4. El proceso de perforación en la GAL 4045 NV 2300 Guardia A, duró 2horas 15
minutos.
El proceso de perforación en la GAL 4045 NV 2300 Guardia B, duró 2horas.
Se realizaron 4 rimados para la perforación en ambas guardias, los cuales tuvieron
un tiempo de 2minutos y 30 segundos cada uno.
Tiempo promedio del ciclo para la Guardia A 124seg/ciclo, con una desviación
Tiempo promedio del ciclo para la Guardia B 121seg/ciclo, con una desviación
5. Se compararon los costos de explosivos y accesorios de la malla pasaporte
otorgado por la compañía y la malla real de campo, y se vio una variación de ahorro
de 54.79$/d.
6. Las principales demoras se da por factores externos, como el tráfico de vehículos
en el proceso de limpieza, y falta de presión de agua en el proceso de
sostenimiento y perforación.
7. La operación es mucho más rápida con la aplicación de la malla desarrollada en
campo por el ahorro de tiempo al tener menos taladros (Tiempo de perforación del
Jumbo + Tiempo de cargado de explosivo.)
8. Al estar expuesto al área de trabajo se vio una insuficiencia de equipos, ya que si
un equipo se averiaba, no se realizaba ningún trabajo.
3. En el proceso de sostenimiento en la GAL 4045 NV 2300, no tuvo muchos
percances el ciclo duro 45 minutos.
Tiempo promedio del ciclo 1minuto55segundos/ciclo, con una desviación estándar
de +/-4seg.

52
CAPITULO VI
RECOMENDACIONES
1. Planificar mejor el sistema de tránsito de vehículos a la hora de limpieza, para que
no haya inconvenientes con el tráfico de vehículos.
3. Hacer un análisis de los pasaportes actuales brindados comparándolos con los
resultados obtenidos en campo, así se puede hacer un trabajo operacionalmente
más eficiente por tomar menor tiempo en perforación implicando también en
ahorro por reducción de taladros perforados.
4. Realizar una buena distribución de equipos para las labores, el rendimiento puede
ser alto, pero si no hay buena distribución de equipos, los procesos no se llegan a
ejecutar.
5. Contar con un sistema de stand by podría mejorar el trabajo, así cada vez que un
equipo se averiaba, podíamos contar con otro para suplir un trabajo.
2. Verificar la presión de agua antes de realizar un trabajo, ya que es el principal
motivo de demora en el sostenimiento y perforación.

53
BIBLIOGRAFÍA
[4]E.I.R.L., C. M. (2018). http://www.bumeran.com.pe/perfiles/empresa_contrata-minera-cristobal-
e.i.r.l._13066962.html. Obtenido de http://www.bumeran.com.pe/perfiles/empresa_contrata-minera-
cristobal-e.i.r.l._13066962.html: http://www.bumeran.com.pe/perfiles/empresa_contrata-minera-
cristobal-e.i.r.l._13066962.html
[5]GIL GENOVEZ STHOYKO, M. M. (s/f). https://www.google.com.pe/search?q=334729181-Diapositivas-Finales-
Yacimientos.pptx&oq=334729181-Diapositivas-Finales-
Yacimientos.pptx&aqs=chrome..69i57.623j0j7&sourceid=chrome&ie=UTF-8. Recuperado el 15 de 04 de
2018, de https://www.google.com.pe/search?q=334729181-Diapositivas-Finales-
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Yacimientos.pptx&aqs=chrome..69i57.623j0j7&sourceid=chrome&ie=UTF-8
[6]JHONATAN, G. G.-M. (s/f). https://es.scribd.com/presentation/334729181/Diapositivas-Finales-Yacimientos.
Recuperado el 2018, de https://es.scribd.com/presentation/334729181/Diapositivas-Finales-Yacimientos:
https://es.scribd.com/presentation/334729181/Diapositivas-Finales-Yacimientos
[8]OTAZU CCAHUANA, L. A. (2012). INFORME DE PRACTICAS ABANCAY – APURÍMAC. INFOME DE PRACTICAS,
UNIVERSIDAD NACIONAL MICAELA BASTIDAS DE APURÍMAC, ABANCAY - APURIMAC. Recuperado el 05 de
abril de 2018
[10]EXSA. (S/A). Manual Practico de Voladura. Recuperado el 05 de abril de 2018
[11] Archivos de la compañía CMH y la contrata minera Cristóbal
[2]José Luis Ortiz Basauri, B. A. (2016). “PROPUESTA DEL MÉTODO CORTE Y RELLENO MECANIZADO PARA
INCREMENTAR LA PRODUCCIÓN EN MINA “LOURDES”, UEA PARCOY, CONSORCIOMINERO HORIZONTE S.A.
2016”. Tesis para optar título, UNIVERSIDAD PRIVADA DEL NORTE, Cajamarca. Recuperado el 03 de abril
de 2018
[9]VILCA CABRERA, M. H. (2017). Informe de practicas MINA ATAHUALPA _ CONSUELO. UNCSH, ayacucho.
Recuperado el 25 de abril de 2018
[3]Christian, P. M. (2016). INFORME FINAL DE PRÁCTICAS PRE PROFESIONALES CMH. Informe de practicas, UNMSM,
LIMA. Recuperado el 01 de abril de 2018
[7]Marlon Edmer Tomas Cristóbal, E. P. (2015). OPTIMIZACIÓN DE LA VOLADURA MEDIANTE EL USO DE
DETONADORES DE MICRORRETARDO EN EXPLOTACIONES MINERAS SUBTERRÁNEAS EN CONSORCIO
MINERO HORIZONTE S.A. Tesis para obtar título, UNIVESIDAD NACIONAL DEL CENTRO DEL PERÚ,
Huancayo. Recuperado el 10 de abril de 2018
[1] CARRASCO ROJAS, P. V. (2015). "APLICACIÓN DEL MÉTODO HOLMBERG PARA OPTIMIZAR LA MALLA DE
PERFORACIÓN Y VOLADURA EN LA UNIDAD PARCOY- CIA. CONSORCIO MINERO HORIZONTE S.A.". Tesis
para obtar título, UNSCH, Ayacucho, Ayacucho. Recuperado el 09 de abril de 2018

55
1. GEOLOGÍA REGIONAL
1.1. ESTRATIGRAFÍA.
Regionalmente la geología del distrito está dominada por tres franjas:
 El basamento Precambriano del Complejo Marañón (Este).
 El Batolito de Pataz del Carbonífero.
 Los estratos deformados del Pérmico – Cenozoico (Oeste).
1.1.1. PRECÁMBRICO
a. El Complejo del Marañón (Pe-cm)
Es una secuencia poli metamórfica que presenta diferentes estilos
estructurales. Está formado por 3 unidades descritas en el orden decreciente
en edades.
 Mica esquistos, que yacen en el fondo del Complejo
 Metavolcánicos
 Filitas de naturaleza turbidita.
Todo este paquete metamórfico regional alcanza 1 Km. de espesor en
promedio.
1.1.2. PALEOZOICO INFERIOR
a. Formación Contaya (O-c)
 Yace sobre el Complejo del Marañón en disconformidad angular.
 DIMENSIONES: 200 y 600 m. de espesor.
 COMPOSICIÓN: sílice – clástico, cuarcitas masivas, areniscas oscuras,
lutitas y en menor proporción calizas.[5]

56
1.1.3. PALEOZOICO SUPERIOR
a. Grupo Ambo (Ci-a)
 Genera FALLAMIENTOS NORMALES con subsidencias las que fueron
rellenadas con material clástico en ambientes fluviales y deltaicos.
 COMPOSICIÓN: Areniscas, lutitas y conglomerados pertenecientes al
Carbonífero inferior.
 Aflora en la parte sur de la Mina de Parcoy.
b. Grupo Mitu (Ps-m)
 Este grupo se presenta como remanentes volcánicos.
 COMPOSICIÓN: tufos y aglomerados riolíticos de edad Pérmico
superior.
1.1.4. TRIÁSICO – JURÁSICO
a. Grupo Pucará (TrJi-p)
 Producto de una sedimentación marina.
 COMPOSICIÓN: calizas grises y carbonosas, calizas intercaladas con
lutitas, dolomitas, margas y areniscas calcáreas.
b. Formación Chambará ( Tr-ch )
 Es la secuencia inferior del Grupo Pucará,
 COMPOSICIÓN: calizas de color gris a gris oscura intercalada con calizas
bituminosas, y calizas dolomíticas.
c. Formación Aramachay y Condorsinga (Ji–ar-c)
 Han sido motivo de intensas exploraciones en la búsqueda de Pórfidos o
cuerpos de reemplazamientos (obteniendo resultados satisfactorios en una
1° etapa)
 Está claro que es un blanco anómalo aún por explorar. [5]

57
1.1.5. CRETÁCEO
a. Grupo Goyllarisquizga (Ki-g)
 El Cretáceo en el Perú está bien desarrollado.
 CONSTITUYE: 4 formaciones diferenciadas en su litología y secuencia
deposicional, Chimú, Santa, Carhuaz y Farrat.
b. Formación Crisnejas (Ki – cr)
 COMPOSICIÓN: calizas, areniscas calcáreas y margas.
 El contacto inferior y superior están en discordancia erosional a las
areniscas del Grupo Goyllarisquizga y sedimentos clásticos de la Formación
Chota respectivamente.
c. Formación Chota (KsP – ch)
 Yace en discordancia erosional a la Formación Crisnejas.
 COMPOSICIÓN: conglomerados, areniscas, lutitas y limolitas de color rojo
intenso.
d. Depósitos Cuaternarios (Qr – al)
 Son principalmente eluviales-coluviales y aluviales (producto de la
descomposición de las rocas in-situ de la formación Chota)
 Los depósitos aluviales están localizados en las quebradas y faldas de los
cerros. [5]

58
1.2. ROCAS INTRUSIVAS
1.2.1. BATOLITO DE PATAZ
 FORMA: lenticular alargada alineada a lo largo del flanco oriental del valle
del Marañón.
 DIMENSIONES: 160 Km. de largo y de 1 a 3 Km. ancho promedio.
 COMPOSICIÓN: rocas calcoalcalinas de geometría irregular (dioritas,
tonalitas, en menor proporción, granodioritas con cambios graduales y
monzogranitos)
 MECANISMO PRINCIPAL DE DEFORMACIÓN: cizallamiento, debido a un
gran contraste de las competencias con las rocas metamórficas
adyacentes.
1.2.2. INTRUSIVOS TERCIARIOS
 Al SW de la zona de estudio, se encuentra aflorando un cuerpo intrusivo a
manera de stock, tiene una forma elíptica y alargada, orientado en dirección
de las estructuras regionales NW - SE.
 COMPOSICIÓN: diorítica y pórfido monzogranítico.
 EDAD: Emplazamiento Terciaria. [5]

59
Ilustración 17 mapa geológico regional
Fuente [5]

60
Ilustración 18 Leyenda del mapa geológico regional
Fuente [5]

61
Ilustración 19 columna estatigráfica
Fuente [5]

62
Ilustración 20 leyenda de columna estatigráfica
Fuente [5]
1.3. CONSIDERACIONES REGIONALES
1.3.1. PARAGÉNESIS
La paragénesis de las vetas auríferas es simple y repetida.
 Estadío I. Corresponde al relleno más antiguo de cuarzo lechoso
acompañado de pirita gruesa y arsenopirita.
 Estadío II. Ocurre el ascenso de cuarzo gris de grano fino, posteriormente
galena con inclusiones de sulfosales de Sb. Precipitando más tarde el Oro
nativo generalmente con galena y también en la pirita fracturada. En una
etapa tardía se deposita cuarzo con carbonatos.
El volumen de los minerales del estadío I es mucho mayor que los depositados
en el estadío II, sin embargo este estadío es la etapa aurífera.

63
1.3.2. MINERALOGÍA EN LA ZONA
a. Macroscópicamente. Cuarzo lechoso abundante, pirita, galena, esfalerita,
arsenopirita, también se observa oro nativo en el cuarzo.
b. Microscópicamente. A continuación se nombra el orden decreciente de
abundancia de los minerales hipógenos y supérgenos: Cuarzo – pirita –
calcita – sericita – arsenopirita – galena – esfalerita – calcopirita - Oro Nativo
– tetanita – pirrotita – cerusita – covelita – limonita – bornita.³
1.4. GEOLOGÍA LOCAL
Las operaciones de Consorcio Minero Horizonte, están en lo que se ha
denominado el Bloque Estructural Parcoy
Es un importante metalogenetico aurífero conocido como Batolito de Pataz.
Conformado por rocas calcoalcalinas del Paleozoico superior en el que se
emplazan importantes estructuras mineralizadas. [5]

64
Ilustración 21 geología local
Fuente [5]
1.5.1. EL BATOLITO DE PATAZ
 Es una gran masa rocosa a grandes dimensiones consolidada a grandes
profundidades de la corteza terrestre.
 Este cuerpo está limitado por dos grandes fallas una al lado NE que lo pone
en contacto con el Complejo Marañón, y otra al borde SW que la separa del
paquete sedimentario del Mesozoico ambas son de alto ángulo
 Probablemente están asociadas con fallas de gravedad que origino la fosa
tectónica del Marañón y han podido servir de canales de transporte de las
soluciones de la mineralización.
 Está constituido por areniscas, lutitas de color gris marrón a verdoso, en
capas delgadas, con intercalaciones de conglomerados gris verdoso, duros
y compactos en matriz areno arcillosa. [5]

65
Ilustración 22 batolito de pataz
Fuente [5]

66
Ilustración 23 leyenda batolito de pataz
Fuente [5]
1.5.2. MORFOLOGÍA
La cuenca se caracteriza por un relieve abrupto, con quebradas, ríos
encañonados y laderas pronunciadas con pendientes de hasta 50%, con
valles en formación emplazados en el flanco occidental de la Cordillera
Oriental de los Andes, cuyas aguas discurren de Sur a Norte conformando
las estribaciones más altas de la cuenca del Marañón. [5]

67
Ilustración 24 morfología
Fuente [5]
1.6. GEOLOGÍA ESTRUCTURAL
1.6.1. Plegamiento
Son de extensión regional, con eje orientado al SE a NW presentándose en
rocas sedimentarias y metamórficas. La dirección de esfuerzos probable de
estos esfuerzos es de NE a SW.4
1.6.2. Fracturamiento
La zona se halla fuertemente fracturada debido al tectonismo, estas
fracturas siguen un patrón estructural derivado de la dirección de esfuerzos,
se presentan formando sistemas de fracturamiento local.4
1.6.3. Fallamiento
Hay tres sistemas de fallamiento:
a. Sistema de Fallamiento NW- SE (longitudinal): son fallas post mineral
de rumbo paralelo-sub paralelo a la veta originando ensanchamiento,
acuñamiento, etc. Son de carácter normal sinextral e inversa.

68
b. Sistema de Fallamiento NE- SW a NS (diagonal): de rumbo N a NW y
buzamiento alto al W, se presentan agrupadas (fallas
gravitacionales).las vetas muchas veces se hallan afectadas por este
tipo de fallamiento ya sea normal como inverso, etc.
c. Sistema de Fallamiento principal E-W o fallas mayores
(transversal); de rumbo promedio E-W.
1.7. GEOLOGÍA ECONÓMICA
1.7.1. Mineralogía
La mineralogía de las vetas se emplazó en los granitos, granodioritas,
tonalitas y micro tonalitas del Batolito de Pataz al que se considera
responsable de esta mineralización. Las soluciones mineralizantes
circularon a través de las fracturas preexistentes y se depositaron a lo
largo de estas; la reacción con las rocas encajonantes provocaron
alteraciones hidrotermales causadas por los cambios físicos y químicos
que imperaron en el ambiente deposicional. Se tiene una mineralogía en
orden de abundancia como el cuarzo, pirita, arsenopirita, esfalerita, oro,
electrum, galena, calcopirita y esporádicamente pirrotina y jamesonita.
1.7.2. Estructuras Mineralizadas
Se presenta un sistema de estructuras mineralizadas NW -SE, la diferencia
está en el buzamiento de 40° a 80° NE, todo como resultado del
emplazamiento del sistema de fallas de cizalla. 4
Las potencias son muy variables, desde centímetros hasta 20m.formando
las vetas tipo rosario (veta orquídea), en otros casos se observan
ramificaciones que son lazos sigmoideos (veta candelaria}, las alteraciones
de las cajas consisten en propilitización, sericitización, silificación. En
algunas zonas se encuentran las cajas cloritizadas .en algunas partes de la
veta milagros se observa fuerte propilitizacion con presencia de pirita que
contiene altos valores de oro. [1]
Las principales estructuras de cuarzo-pirita son: veta Milagros, Esperanza,

69
Lourdes, Sissy, Candelaria, Santa Rosa y Titos.
a. Veta Milagros: Presenta cuarzo, limonita, cuarcita, calcita principalmente
con rumbo N20-30W y buzamiento al NE
b. Veta Lourdes: Rumbo promedio de 20 a 40 W y buzamiento al Este,
presenta principalmente cuarzo
c. Veta Candelaria: Tiene cuarzo, limonita con rumbo N20W y buzamiento
45 a 50° NE.
d. Veta Sissy: Presencia de cuarzo, limonita y calcita. Aflora con 81° NW de
buzamiento.
1.7.3. CLASIFICACIÓN DE MINERALES
En C.M.H.S.A. se puede clasificar a los minerales de acuerdo a su
importancia económica, necesaria para los costos de su explotación y que
genere utilidades rentables para la empresa, clasificándolo en: [1]
a) Minerales de MENA: Son todos aquellos minerales que con su
extracción dan beneficio económico. 5 -Oro (Au)
b) Minerales de Ganga:
 Cuarzo (Si02) • Arsenopirita (A AsF e)
 Pirita (S2Fe) • Calcopirita (CuFeS2)
 Esfalerita (ZnS) • Pirrotina (Fel-xS)
 Galena (PbS) • Jamesonita (814 Sb6 Pb4 Fe)

70
1.8. YACIMIENTO
1.8.1. CARACTERÍSTICAS
La mineralización consiste en vetas hidrotermales, rellenadas de cuarzo,
pirita y en menor proporción arsenopirita. Las estructuras se encuentran
afectados por fallas diagonales de alto ángulo, generando el modelo
"Rosario" con adelgazamiento y ensanchamiento cuyo rango abarca de 0.5
a 10m existen pequetlas fallas que se concentran como falsas cajas, donde
se concentran los valores auríferos en la pirita masiva y de grano muy fino,
también hay fallas transversales de corto desplazamiento.
El contenido de oro varía según se presente libre o asociado a la pirita
masiva y de grano fino, la pirita cristalizada de grano grueso generalmente
es de baja ley.
1.8.2. TIPO Y FORMA DEL YACIMIENTO
Se trata de un yacimiento tipo relleno de fisuras cuyos afloramientos
algunas veces se dan como afloramientos ciegos, las principales vetas de
parcoy están en el cuerpo granodioritico.
Las vetas están oxidadas hasta unos 20 a 30m de profundidad y el
enriquecimiento secundario carece de la significación por las leyes
observadas en las secciones longitudinales, las rocas de las cajas están
cloritizadas, caolinzadas y sericitizadas alguno de ellos muestran signos de
reavivamiento.
La composición del relleno mineral es bastante homogénea tanto en el
sentido horizontal como el vertical. [1]
a) Primario, por precipitarse a partir de soluciones mineralizantes que se
originaron durante al diferenciación magmatica. A las vetas de
enriquecimiento secundario se les considera de carácter secundario.
b) Hipógeno, por que los minerales provienen de aguas ascendentes de
derivación magmática.

71
c) Hipogénico, porque las rocas encajonantes se formaron con
anterioridad a la formación de las estructuras mineralizadas, la
formación de las vetas tuvo lugar por el: fracturamiento de la roca
encajonante emplazándose las soluciones mineralizantes en algunos de
estas: fracturas.
d) Mesotermal a epitermal, por sus características de temperatura
intermedia baja que nos indica su formación en condiciones de presión,
temperatura moderada y profundidad. [1]
Ilustración 25 geología del yacimiento
Fuente [3]

72
2. CATÁLOGOS
Catálogo 1Especificaciones técnicas del Exsanel.
Fuente [10]

73
Catálogo 2Especificaciones técnicas del Pentacord.
Fuente [10]

74
Catálogo 3Especificaciones técnicas del explosivo Semexa 45% 7/8” x 7”
Fuente [10]

75
Catálogo 4Especificaciones técnicas del Exsablock.
Fuente [10]

76
3. FOTOS DE ALGUNOS TRABAJOS REALIZADOS
Carnet de identificación de mi persona
Fuente propia
Colocación de plomadas para el trazado de la línea centro
Colocación de plomada para marcar la línea dirección de perforación By Pass 5050 NV 2300
Fuente propia

77
Colocación de plomadas para marcar la línea centro de perforación en el By Pass 5050 NV 2300
Fuente propia
Trazado de malla de perforación
Mi persona trazando la malla de perforación
Fuente propia

78
Perforación del frente
Jumbo realizando la perforación de los taladros del precorte GAL 4045 NV 2300
Fuente propia
Traslado de explosivos
Traslado de explosivos para el carguío de la GAL 4045
Fuente propia

79
Elaboración de las cañas utilizadas en el precorte
Trabajador realizando las cañas para el precorte
Fuente propia
Cargado de los taladros
Trabajador realizando el proceso de carguío de explosivo en la GAL 4045 NV 2300
Fuente propia

80
Amarre de pentacor y exsanel
Trabajador realizando el amarre del pentacord con el exsanel para el disparo en la GAL 4045 NV2300
Fuente propia
Empalme del pentacor y el carmex
Amarre del circuito de voladura, uso de cinta aislante en el empalme para ahorro de pentacord.
Fuente propia

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