La Compañía Minera VOLCAN opera la Mina Animon, la cual extrae minerales como plomo, cinc y cobre. La mina utiliza métodos subterráneos de explotación y cuenta con una planta concentradora con capacidad de 3,000 toneladas por día. El documento describe las características geológicas, de mineralización y métodos de explotación de la principal veta María Rosa en la mina, la cual tiene una longitud de 1.5 km, buzamientos variables y contenidos altos de cinc, plomo y plata. El mé

1. VOLCAN COMPAÑÍA MINERA S.A.A
EMPRESA ADMINISTRADORA CHUNGAR S.A.C
U.E.A ANIMON
INFORME DE PRACTICAS PRE PROFESIONALES
Enero 2010

2. La Compañía Minera VOLCAN es una Empresa Minera dedicada a la explotación de minerales de
Pb, Zn y Cu. Aplicando para ello los diferentes métodos de explotación subterráneo de acuerdo a
una evaluación preliminar de las características geológicas y geomecánicas del yacimiento.
Para el tratamiento del mineral extraído la Mina Animon cuenta con una planta concentradora
con capacidad de 3000 TPD. que está en funcionamiento durante los 365 días de año.
El presente es una síntesis de los diferentes trabajos y observaciones asignados durante el
periodo de prácticas realizadas en la Mina Animon durante los meses de Junio a Octubre del
2008. Durante este periodo se ha recopilado datos de mina, tanto de los trabajos de explotación
como de labores de desarrollo y preparación, los cuales han sido complementados con datos e
informaciones de gabinete

3. GENERALIDADES
Ubicación y Accesibilidad.
La Mina Animon es propiedad de la Empresa Administradora Chungar S.A.C. está
situada en la parte Central de Cordillera de los Andes del Perú, donde la
temperatura es muy variable desde –10ºC en las noches hasta 30ºC en el día; con una
temperatura ambiente medio de 8ºC con pastos (ichu) como vegetación
predominante propios de la zona.
Políticamente se encuentra en le distrito de Huayllay en las coordenadas UTM:
N. 8’780,728 y E. 344654 a una altura de 4600 msnm. La mina es accesible por tres
vías, siendo el principal acceso por la carretera central
Lima-Oroya-cruce Villa de Pasco: 285 km. en carretera asfaltada, y de este punto a
Animón hay 43 Km. en carretera afirmada, haciendo un total de 328 Km.

4. Otras rutas:
•Lima Canta Animón 219 Km.
5 Horas
•Lima Huaral Animón 225
Km. 5 Horas
•Ayacucho Huancayo Cerro
de Pasco Huayllay Animón

5. GEOLOGIA
Las Unidades lito estratigráficas que afloran en la región minera de
Animon-Huarón están constituidos por sedimentitas conocidas como “Capas
rojas” pertenecientes al grupo Casapalca el cual presenta dos ciclos de
sedimentación: El ciclo más antiguo es el más potente con 1400 a 1500 metros
de grosor y el ciclo más joven tiene una potencia de 800 a 900 metros.
constituido por areniscas arcillitas y margas de coloración rojiza o verde en
estratos delgados.
Regionalmente presenta rocas volcánicas tipo ignibrita.
En el Distrito minero se distinguen tres zonas: interior, intermedia y exterior.

7. Geología Económica
Mineralización
Inmediatamente después de la formación de las primeras fracturas pre minerales las
soluciones hidrotermales primitivas invaden y circulan a lo largo de ellos a
temperaturas relativamente altas.
Los compuestos llevados en solución fueron precipitados en el siguiente orden
paragenético : Cuarzo lechoso, pirita, enargita y tetraedrita.
A este primer ciclo de precipitación mineral pertenecen las vetas Travieso, Alianza, veta
4, Tapada, la parte sur de la Veta Fastidiosa, y la parte Norte de la veta San Narciso.
Debido a pulsaciones tectónicas ocurre un segundo ciclo de mineralización a mediana
temperatura, a la cual pertenecen las vetas Santa Rita, Providencia, Elena, parte Oeste
de Tapada, extremo oeste de Alianza, veta 4, Yanacrestón, Patrik, Veta 17, Shiusha, Veta
Pozo D y las bolsonadas de Bernabé y Sevilla.

8. 343500 P IQUE MONT ENEGRO
Veta 343000 E
15º
24º
Veta Elisa
Veta Cabrillas
53º
Veta M aria Rosa
8 5º
Veta 15
Veta 16

5 4º
6 5º
3 5º
6 0º
Veta Anita
7 0º
3 3º
7 8º
5 6º
34º
7 2º
4 0º
5 0º
Magaly
4 8º
Veta 4 2º
5 4º
4 5º
5 2º
3 9º
5 6º
3 6º
5 0º
6 9º
4 0º
3 4º
LAGU NA
4 2º
LA G UNA
Q U IM ACOCHA 6 0º
3 6º
3 5º
3 5º
3 0º
4 5º
5 3º
5 0º
4 1º
6 3º
3 5º
6 3º
3 5º
5 2º 6 0º
6 2º
5 0º
5 5º
3 7º
6 5º
3 8º
3 5º
3 3º
33º
3 0º
7 1º
5 2º
46º
7 5º
5 0º
3 2º
7 5º
7 6º
7 5º
6 5º
6 5º 35º
3 4º
5 4º
7 5º
4 3º
33º
32º
7 5º

5 0º
4 6º
5 0º
4 7º
65°
80°
78°
70º
24º
25º
20º
68º
Veta V . M a rthita
Veta Lupe
6 2º
6 0º
4 9º
5 8º
5 0º 4 6º
Veta Gisela
Gina
Veta 7 0º
Veta Jesabel
60°
7 5°
72°
V . Principa l
75°
80°
20°
Cuer po E s peranza
C uerpo 620
25° 89°
68°
50°
71°
72 ° 44°
39°
51°
5 0°
49°
50°
35°
4 5°
34°
25°
Sección 4600 E
E
344000 E
344500 E
8781500 N
8781000 N
8780500 N
8780000 N
UNIDAD SUPERIOR
UNIDAD MEDIO
VETA FALLA
ANTICLINAL
SINCLINAL
LIMITE CONCESIÓN
CONTACTO DEFINIDO
CONTACTO INFERIDO
L E Y E N D A
UNIDAD SUPERIOR
UNIDAD MEDIO
VETA FALLA
ANTICLINAL
SINCLINAL
LIMITE CONCESIÓN
CONTACTO DEFINIDO
CONTACTO INFERIDO
L E Y E N D A

9. Tipos de Mineralización.
Los tipos de mineralización del distrito esta constituidos por vetas, bolsonadas o
cuerpos mineralizados así como también por vetas-manto
Descripción de las Estructuras.
1.- Zona Animon.- conformado por Veta principal, veta marthita, María Rosa .
2.- Zona Quimacocha .- conformado por Veta Maria Rosa, veta 15, veta 16, veta
cabrillas.

10. Zona I.
Comprende desde el Nivel 330 inferior, nivel 355, Nivel 390, nivel 465, Nivel 540, Hasta el nivel
670 Superior, esta zona es en su totalidad Mecanizada, tando en las labores de preparación,
desarrollo, explotación, sostenimiento y extracción, estas operaciones se efectúan con equipos
como: Jumbos, Scoops (Eléctricos, Diesel ), Dumper, Robot (lanzado de Shotcrete), Jumbo
Empernador, Volquetes de 30 Ton. Que acarrean mineral y desmonte desde los Ore pass y los
Fill pass.
Zona II.|
Comprende desde el nivel inferior Nv. 250 hasta el Nv. 310, los niveles 250 y 270 esta en proceso
de preparación, esta zona es semi mecanizada, algunos niveles son convencionales cuya
explotación es con palas neumáticas y rastras eléctricas, el acarreo de mineral sobre rieles y la
extracción es por un pique (izaje) la otra parte de esta zona se trabaja con equipos mecanizados
como son los Jumbos y microscoops eléctricos de 0.5 yd3, 2.2 yd3. La extracción del mineral es
por medio de los dumpers hacia la zona de carguio de Zona I.

11. SECCION 4600 E
S N
VOLCAN COMPAÑÍA MINERA S.A.A.
UNIDAD ECONOMICA ADMINISTRATIVA CHUNGAR
Unidad Media
Unidad Superior
Veta Inferida
Sección 4600 E
MIRANDO AL W
Cuerpos
4600m
4550m
Nv. 640
Nv. 610
Nv. 570
Nv. 465
N v. 390
N v. 355
N v. 310
Veta Andalucia
Veta Cabrillas
Veta 85
Veta Lucia
Veta Rm. Cabrillas
DDH 20 - 21
R pa. Mirko
Veta Principal
Veta Rm. Elva
Veta Miluska
Veta Elva
Veta 15
Veta Maria Rosa
Veta Paola
Sección 4600 E

12. ANIMON : MODELO GEOLOGICO
Calizas Mitricas - Cherticas
Areniscas - Lutitas
MIRANDO AL OESTE
Conglomerado San Pedro
Margas Rojas - Grises
Conglomerado Bernabe
Cuerpo mineralizado
Calizas - Dolomita
Veta
Elva
Miluska
Veta Andalucia
Veta Principal
Veta Marthita
Maria Rosa
Veta 85
V. Maria Rosa
Dolomitización
Nv. 700
Nv. 670
Nv. 610
Nv. 540
Nv. 355
Nv. 310
Paola
Cabrillas
Nv. 465
Nv. 390
Sección N - S
S

13. La estructura mas importante de la Mina Animon es la Veta María Rosa con una
longitud de 1.5 Km. Con potencias de 0.3 a 7.00 metros, buzamiento variable, en la
partes bajas de 60º en la parte media 40º|y la superficie 45º.
La mineralización predominante es esfalerita, pirita y galena, casi como trazos de
marcasita, pirolusita y otros.
Esfalerita.- es casi masiva.
Pirita.- se presenta en cristales euhedrales,
Galena.- se encuentra agrupada con los sulfuros anteriormente indicados.

14. Características de la VetaMaría Rosa.
•Forma de rosario y lazos sinoide tanto en horizontal y vertical
•Buzamiento de 30º a 60º
•Ancho de Veta diluida 3ma 12 metros.
•Mineralización: Esfalerita, galena, calcopirita, pirita, carbonatos.
•Ley de Mineral: con buena ley de 18% de Zn.
•Estructura con RMR entre 40 a 50, con cajas entre 35 a 45
•La estructura presenta aberturas hasta 5.0metros con un tiempo máximo de auto soporte
de 10 horas.
•Las cajas presentan aberturas de hasta 4.0 metros y tiempo de auto soporte de 8.00
horas.
Teniendo estas características presentes tanto en aspectos Geo estructurales como
Geométricos, se opta por el método de Corte y Relleno Ascendente Mecanizado.

15. VETA MARIA ROSA
S N
Mirando al Oeste
Nv. 500
Nv. 465
Nv. 390
Nv. 355
Nv. 310
Margas grises
Conglomerado
Alteración con mineralización Veta - mineral
Arenisca calcarea
Secc: 4280 E
V. Maria Rosa
Resumen de Leyes
Pot. % Cu % Pb % Zn Oz Ag
10.62 0.47 5.22 12.94 5.32
18.54 0.41 3.42 10.02 2.55
19.95 0.36 5.79 11.06 3.68
8.05 0.92 4.73 17.73 6.24
14.29 0.48 4.77 12.01 3.98
540
465
465 DDH
390
Promedio

16. DIMENSIONAMIENTO DEL TAJO
- Longitud : 150 m.
- Alto : 60 m.
-Ancho : 3 a 12 m.
PREPARACIONES
- Rampa de Acceso en “Z” (3.5 * 3.0m.)
- 01 Chimenea para echadero de mineral (1.5 * 1.5 m.)
- 02 Chimeneas de Servicio (1.2 * 1.2 m.)
- 02 Acceso de la Rampa a la Veta (3 * 3m)
EXPLOTACION
- Perforación horizontal (bresting) con jumbo (altura de corte 3m.)
- Voladura con explosivos de baja densidad.
- Acarreo con Scoops de 3.5 yd3
- Relleno detrítico y/o Relleno Hidráulico

17. DESVENTAJAS DEL METODO CRAM
- Sostenimiento Riguroso (Pernos y/o Shotcrete)
- Mayor avance en preparaciones
- Costos de explotación $/t 11.6
-Bajo rendimiento a falta de Relleno Inmediato
Preparación del Tajo.
La preparación del tajo se realiza en material estéril, luego de definir el tamaño del block se
procede a realizar un By pass de 3.0 x 3.0 metros, a partir de ello se inicia una rampa positiva con
una sección de 3.5 m. x 3.0m. es decir tiene una gradiente de 13%, a partir de esta rampa se procede
a abrir accesos hacia el tajeo del mismo nivel con gradiente negativa de 18%
Se consideran también las siguientes labores:
Una Chimenea para echadero de mineral de sección 1.5 x 1.5 metros.
Dos Chimeneas de servicio de sección 1.2 x 1.2 metros.
Dos accesos de la rampa a la veta con sección de 3.5 x 3.0 metros.

18. ESTIMACION DE DILUCION
1.- PORCENTAJE DE DILUCION (% DIL)
% DIL = 33/( RAIZ (AV) * Seno (Buz))
2.- POTENCIA DE DESMONTE (D)
% DIL = D /(D + AV)
3.- ANCHO DE VETA DILUIDA (AV Dil )
AV Dil = D + AV
4.- ANCHO DE LABOR PLANEADA (ALP)
ALP = AV Dil / Seno (Buz)

19. DISEÑO DEL METODO CRAM

21. CRAM
SECUENCIA DE LAS
OPERACIONES
UNITARIAS

22. El acceso principal a las labores subterráneas de la Mina Animon es por la Rampa Mirko de
sección 4.0 m x 4.0 m y 3.5 x 3.0m. Sostenimiento: shotcrete(CL) y Pernos cementados de 5’
– 8’.
Equipo: jumbo electro hidráulico, loaders (LHD) de 3.5 yd3
Avance: galería 80 m x mes
Rampa 80 m x mes
Así como también la extracción del mineral es por el pique Esperanza el cual tiene una
capacidad de extracción de 2000 tpd.
LABORES MINERAS.
En la Mina Animon se realizan labores de desarrollo y preparación por el sistema Trackless,
las labores de acceso (rampas y cruceros) se construyen con una sección de 4.0 m x 4.0 m
para permitir el ingreso de camiones de 20 toneladas que se emplean para el transporte de
mineral a superficie.

23. Entre las labores preparatorias para empezar la explotación del tajeo tenemos: rampas de
sección 3.0 m x 3.0 m, by pass, galerías y cruceros de sección 2.1 m x 2.4 m, subniveles de
sección 3.0 mx 2.4 m, chimeneas 1.5 mx 2.0 my ore pass de sección 1.5 mx 1.5 m.
La perforación en galerías de sección 2.1 m x 2.4 m y menores se realiza con equipo de
perforación convencional Jack Leg y las barras que se utilizan normalmente son de 4’ y 6’
con brocas de 40 mm y 38 mm respectivamente. La malla de perforación típica utilizada
en condiciones de terreno competente es el corte quemado con 30 taladros cargados y 03
taladros de alivio.
Las galerías de sección 2.1 m x 2.4 m tienen una pendiente positiva o negativa de 6/1000.
Estas labores cuentan con una cuneta de 0.3 m x 0.3 m de sección excavada en roca; Las
tuberías, manga de ventilación y cable de energía eléctrica se instalan sobre alcayatas
distanciadas a 3.0 m entre sí y ubicados según el estándar para instalación de servicios
auxiliares

24. Entre las labores de desarrollo se tienen rampas y galerías de sección 4.0 m x 4.0 m, las
rampas tienen una pendiente de 12 % (positiva o negativa según los requerimientos), y
las galerías tienen una pendiente de 6/1000 (positiva o negativa). Las rampas y galerías
cuentan con una cuneta de 0.5 m x 0.5 m de sección excavada en roca; las tuberías,
manga de ventilación y cable de energía eléctrica se instalan de sobre alcayatas
distanciadas a 3.0 m entre sí y ubicadas según el estándar para instalación de servicios
auxiliares
La perforación de labores de desarrollo como rampas y cruceros de sección 4.0 m x 4.0
m se ejecutan generalmente con Jumbo electro hidráulico Jumbos de un solo barazo de
marca Tamrock, modelos AXERA, QUASAR de un brazo, con una longitud de barra de
14 pies Y 12pies y diámetro de broca de 45 mm. y 51mm. para taladros de producción y
alivio.
La perforación en la labores de producción se lleva acabo mediante perforación en
BREASTING

25. Perforación Y Voladura.- La perforación se realiza con perforadora Jumbo de 12 pies y
broca de 45 mm. o Jack leg de 8 pies y brocas de 38 mm. dependiendo del tipo de
labor y su sección. Se efectúan en los diferentes frentes de ataque ya sea en las de
preparación así como también en los Tajos.
Para la voladura se emplea explosivos de baja potencia como: Semexa de 65% y 45% y
los accesorios como: el exel y tecnel no eléctricos, cordón detonante 3P, mecha de
seguridad y mecha rápida, al mismo tiempo se realiza voladura controlada, para
minimizar el efecto secundario del explosivo y como tal reducir los costos
La ventilación después del disparo se realiza con aire comprimido y mediante mangas
de ventilación conforme se avanza la labor.
Limpieza.- Se realiza con LHD diesel de 3.5 Yd3, 2.5 Yd3 Ofreciendo un rendimiento
optimo y eficaz en la limpieza de los Tajeos hacia los hechaderos y cámaras de
almacenamiento y dependiendo de la sección de la labor.

26. Sostenimiento.- Se realiza con equipos mecanizados y robotizados para el concreto
lanzado (shotcrete) estas por vía seca y húmeda con espesores de 2” sobre ello se
instala los pernos hydrabold de 5’ y 7’ espaciados de 1.2 x 1.2m en forma sistemático,
en algunos casos se instalan cuadros de madera y en labores permanentes cerchas
metálicas teniendo en cuenta la sección de la labor.
Relleno.- el relleno puede ser detrítico o Hidráulico.
Relleno Hidráulico.- Este material para relleno se bombea desde la planta ubicado
muy cerca a la planta concentradora hacia el silo Nro. 03 que esta ubicado en la
bocamina RP-Mirko a una distancia de 2.5 Km. Con una densidad de 1950 gr./lt, es
distribuido a través de tuberías de 3” hacia los tajeos programados para el relleno;
también se emplean relleno en pasta con una densidad de 1800 gr./lt este significa
dosificar con 2 bolsas de cemento tipo I por minuto.
Relleno Detrítico.- El 50 % del relleno lo conforma las Margas grises, provenientes
de las labores de preparación y desarrollo, estas están seleccionados por su dureza y
menos hidroscópico.

27. Animon: Diagrama del Proceso
HIDROELECTRICAS
10,000 kw
RAMPA MIRKO
PRODUCCION: 40%
PIQUE ESPERANZA
PRODUCCION: 60%
CONCENTRADORA
ANIMON
CAPACIDAD: 2200tpd
PLANTA RELLENO
HIDRAULICO
CANCHA DE RELAVES
CAPACIDA:120,000m3
POZAS DE
DECANTACION
ZINC
100% Exportación
PLOMO
100% Exportación
RELLENO HIDRAULICO
COBRE
RELAVE
55% Exportación
45% Local
AGUAS SUBTERRANEAS
CONCENTRADOS

28. La dificultad principal que presenta la Mina CHUNGAR en la calidad de roca que existe,
por lo que se ha priorizado el control de riesgo en todo los procesos.
La medida de prevención con que se cuenta es una estrategia de control de caída de rocas,
mediante procedimientos escritos de trabajo seguro (PETS), así como también se cuenta
con CHEK LIST de labores donde se escriben las condiciones claras y precisas con la que
se encuentra la labor después de evaluar el área por parte del Jefe de Guardia.
hoy en día chungar ha implementado el sistema integral de gestión que incluye OHSAS
18001 (gestión de seguridad y salud ocupacional) . Así como también el ISO 14001
(Gestión Ambiental) y el ISO 9001 para el control de calidad.

30. CONTROL Y ESTUDIO DE TIEMPOS
Razón del Estudio de Tiempos.
Sirve para el cálculo de costos, reducir costos.
Permite determinar y controlar exactamente los costos de mano de obra, equipo, etc.
Fijar las horas extras o extraordinarias para promocionar.
Sirve para establecer un sistema adecuado de control de operaciones.
Es base para programar trabajos futuros.
Sirve como un medio de equilibrio entre el personal y el trabajo disponible.
Todo estudio de tiempo conduce a dos aspectos que tendrán que lograr y son:
A. Reducción de costos.
B. Mayor eficiencia en la producción.

31. DATOS:
Equipo Jumbo Quasar
Presión de Agua 12-15 Psi
Presión de Percusión 50-80 Bar
Nivel 390
Labor Tajo 300 Ac-11
Sección 3 x 3m.
Tipo de Perforación Frente de Avance
Tipo de roca Marga Roja
RMR 35-45
Peso Específico 2.5Tn/m3
Longitud de Barreno 12 pies
Longitud de taladro 10pies
Diámetro de Taladro 45mm.
Diámetro de Taladro de alivio 51mm.
Numero de taladros perforados 30
Numero de taladros cargados 27
Burden 0.83m.
Espaciamiento 0.67m.
pies perforados 300 pies
Avance real 2.8m

32. NRO. TALADRO. T. EMBOQUILLE T. PERF.
OTRAS
DEMORAS
EN PERF.
1 0.04 1.36 0.29
2 0.08 1.26 0.63
3 0.09 1.03 0.62
4 0.07 1.55 1.28
5 0.07 1.20 1.00
6 0.10 1.15 0.64
7 0.08 0.99 0.38
8 0.09 1.34 0.30
9 0.07 1.25 0.51
10 0.11 1.60 0.63
11 0.07 1.02 0.51
12 0.08 1.34 0.69
13 0.09 1.01 0.51
14 0.10 1.85 0.54
15 0.10 1.62 0.83
16 0.09 1.49 0.35
17 0.10 1.44 0.19
18 0.10 1.67 1.12
19 0.09 1.48 0.72
20 0.08 1.88 0.50
21 0.08 1.77 0.33
22 0.10 1.45 0.16
23 0.11 1.40 0.39
24 0.11 1.45 0.32
25 0.10 0.92 0.51
26 0.10 1.02 0.71
27 0.07 1.80 0.50
28 0.08 1.46 0.66
29 0.08 1.68 0.28
30 0.09 1.89 0.60
Sumatoria 2.62 42.37 16.70
Tiempo Prom. 0.09 1.41 0.56
Tiempo Total. Perf. 1h. 2min 49seg.

33. 1.- Horas efectivas de Perforación = 1h .02 min. 49 seg.
2.-Tiempo Total de Perforación por Taladro = 62min/30 taladros
= 2.06 min./tal.
3.-Velocidad Media de Perforación = (10 pies/tal.)x(1tal/2.06min)
= 4.85 pies/min.
4.- Pies Perforados = (10 pies/tal)x(30 tal)
= 300 ft.
5.-Metros Perforados = (300 pies/disp.)x(0.3048 m./pie)
= 91.44 metros/disp.
6.-Eficiencia de Perforación = (10ft. X 100%)/12ft.
= 83%
7.- Eficiencia de disparo = (2.7m. X 100%)/3m.
= 90%

34. 8.- Tonelaje de Desmonte Roto = 3m.*3m*2.7m.*2.5ton/m3
= 60.75 ton.
9.- Índice de Perforación = 300ft/60.75 ton.
= 4.94 ft/ton.
10.-Velocidad de Penetración Neta = 2.06min/tal = 0.485 tal/min
= 0.485tal/min * 2.7m./tal
=1.30 m/min
11.- Rendimiento horario / tal. = 1.30m/min * 1tal/2.7m * 60min/1hora
= 29tal/hora
12.- Ratio de perforación = (300ft. * 0.3048m)/(3m*3m*2.7m*1ft.)
= 3.8m/m3
13.- Toneladas por taladro = 60.75ton/30tal
= 2.00 ton/tal

35. Se usaron dinamita Semexa 65% 11/2 x 12" y para la Corona se usaron dinamita exadit 45%
7"7/8
Distribucion de Taladros
Nro.
Taladros
Nro.
Cartuchos
Nro. Total de
cartuchos
Peso Por
Cartucho
(Kg)
Pesto total
(kg)
Alivio 3 0 0
Arranque 3 6 18 0.368 6.62
Ayuda de Arranque 4 5 20 0.368 7.36
Ayuda de cuadradores 5 5 25 0.368 9.20
Ayuda de Arrastres 3 3 9 0.368 3.31
Cuadradores 4 4 16 0.368 5.89
Alzas 4 6 24 0.076 1.82
Arrastres 4 6 24 0.368 8.83
Total 30 136 43.04
CALCULO DE FACTORES DE CARGA
a.- Fc = 43.04 kg/2.7m = 15.9 Kg/m.
b.- Fc = 43.04 kg/24.3 m3 = 1.77 kg/m3
c.- Fc = 43.04 kg/27 tal = 1.6 kg/tal
d. - Fp = 43.04 kg/60.75 ton = 0.71 kg/Ton.
e. - Fc = 43.04 kg/300 ft = 0.14 kg/ft

36. DATOS:
Equipo Jumbo Quasar
Presión de Agua 12-15 Psi
Presión de Percusión 50-80 Bar
Nivel 355
Labor Tajo100W
Sección 3 x 3m.
Tipo de Perforación Breasting
Tipo de roca Mineral
RMR < 40 (suave)
Peso Específico 3.3Tn/m3
Longitud de Barreno 12 pies
Longitud de taladro 10 ft.
Diámetro de Taladro 45mm.
Numero de taladros perforados 26
Numero de taladros cargados 23
Pies perforados 260 ft.
Metros efectivos de Perforación 2.7m.
Burden 0.5m
Espaciamiento 0.75m
NRO. TALADRO.
T.
EMBOQUILLE
T. PERF.
OTRAS
DEMORAS
EN
PERFORACIO
N
1 0.07 2.32 0.10
2 0.10 2.00 0.07
3 0.16 1.80 0.10
4 0.21 1.53 0.12
5 0.22 1.60 0.18
6 0.23 1.57 0.13
7 0.23 2.92 0.10
8 0.14 2.32 0.14
9 0.11 2.25 0.09
10 0.12 1.94 0.11
11 0.13 2.32 0.10
12 0.23 2.83 0.14
13 0.28 1.75 0.15
14 0.22 2.00 0.16
15 0.20 1.96 0.15
16 0.21 1.98 0.10
17 0.14 2.05 0.12
18 0.19 2.06 0.13
19 0.22 2.08 0.14
20 0.23 2.20 0.18
21 0.24 2.25 0.19
22 0.23 1.92 0.17
23 0.21 2.10 0.10
24 0.19 2.12 0.10
25 0.24 1.96 0.13
26 0.17 2.10 0.15
Sumatoria 4.92 53.93 3.35
Tiempo Prom. 0.19 2.07 0.13
Tiempo Total Perf. 1h 3min 40 seg.

37. Horas efectivas de Perforación = 63min 40 seg.
Tiempo Total de Perforación por Taladro = 63min/26 tal
= 2.42min/tal
Velocidad Media de Perforación = (10ft/tal)*(1tal/2.42min)
= 4.13 ft/min
Pies Perforados = (10 pies/tal)x(26 tal)
= 260ft.
Pies perforados Efectivos
(2.7m)./ 0.3048m/ft. = 8.85ft.
8.85ft. * 26 tal. = 230m.
Metros Perforados = (230 pies/disp.)x(0.3048 metros/pie)
= 70.1 metros/disp.
Eficiencia de Perforación = (10ft. X 100%)/12ft. = 83%

38. Eficiencia de disparo (2.7m. X 100%)/3.048m.
= 89%
Tonelaje de Desmonte Roto = 3m.*3m*2.7m.*0.9*3.3ton/m3
=72.18 ton.
Índice de Perforación =230ft/72.18 ton.
= 3.18 ft/ton.
Velocidad de Penetración Neta = 2.42min/tal = 0.4132 tal/min
= 0.4132tal/min * 2.7m./tal
= 1.12 m/min
Rendimiento horario / tal. = 1.12m/min * 1tal/2.7m * 60min/1hora
= 25tal/hora
Ratio de perforación = (260ft. * 0.3048m)/(3m*3m*2.7m*1ft.)
= 3.26m/m3
Toneladas por taladro = 72.18ton/26tal.
= 2.8ton/tal.

39. Se usaron dinamita Semexa 65% 11/2 x 12" y dinamita exadit 45% 7"7/8
Distribución de
Taladros
Nro. Taladros
Nro.
Cartuchos
Nro. Total de
cartuchos
Peso Por
Cartucho
(Kg)
Pesto total
(kg)
1ra. Secuencia 5 4 20 0.368 7.36
2da. Secuencia 5 4 20 0.368 7.36
3ra. Secuencia 5 4 20 0.368 7.36
4ta. Secuencia 6 6 36 0.076 2.74
Contorno 5 0 0 0 0.00
Total 26 96 24.82
CALCULO DE FACTORES DE CARGA
a.- Fc = 24.82 kg/2.7m = 9.19 Kg/m.
b.- Fc = 24.82kg/21.87 m3 = 1.13 kg/m3
c.- Fc = 24.82 kg/26 tal = 1.42 kg/tal
d.- Fp = 24.82 kg/47.52 ton = 0.95 kg/Ton.
e.- Fc = 24.82kg/260 ft = 0.10 kg/ft

40. 3.00 m.
3.00m.
2.00m.
Diámetro de Taladro 45mm.
Diámetro de Taladro de alivio 51mm.
Numero de taladros perforados 30
Numero de taladros cargados 27
Burden 0.83m.
Espaciamiento 0.67m.
pies perforados 300 pies
Avance real 2.8m

41. exadit 45%
Semexa 65%
taladro vacio
4ta. secuencia
3era. secuencia
2da. secuencia
1era. secuencia
4 4 4
3 3 3
2 2 2
1
1
1
1
1
1
1
1
1
1
1
2,5
3
0,5
Numero de Taladros =26tal.
Burden = 0.5m.
Espaciamiento = 0.75m.
Pies perforados = 260 ft.
Longitud de taladro = 10ft.
Diámetro de taladro = 0 45 mm.
Tipo de perforación Breasting.

42. En la Unidad de chungar este ciclo se inicia después de haber realizado los trabajos
previos de desatado de rocas en algunos casos después del sostenimiento con
Shotcrete.
Esta Operación en las diferentes labores sea tajos, preparación o desarrollo se realiza
con equipos LHD de bajo perfil diesel y eléctrico de capacidad de cuchara de 3.5 yd3
con un rendimiento horario de 60 Ton y equipos de 2.2 yd3 con rendimiento horario de
30 Ton.
Estos equipos son asignados a las labores de acuerdo a la sección determinada por la
potencia de la estructura mineralizada.
las cámaras de acumulación y carguio ubicados a distancias económicas de 150 metros
a partir de este punto es acarreado por Dumperes de 20 Ton y 15 Ton hacia los
echaderos deMineral y desmonte

43. CONTROLES DE TIEMPOS
POR VIAJE
CONTROL DE TIEMPOS DE LIMPIEZA Y ACARREO
DATOS
Zona 1
Nivel 465
Labor Tj. 400
Equipo Semiglo Nro. 11
Pendiente 15%
Distancia 50M.
Nro. Viajes
Tiempo de
Cuchareo
Tiempo de
Ida con
carga
Tiempo de
Descarga
Tiempo
de
Retorno
Tiempo
Total del
ciclo (TTC)
1 0.50 1.20 0.11 1.15 2.96
2 0.52 1.24 0.10 1.16 3.02
3 0.60 1.18 0.16 1.37 3.31
4 0.63 1.37 0.16 1.32 3.48
5 0.48 1.39 0.12 1.25 3.24
6 0.43 1.40 0.11 1.29 3.23
7 0.97 1.41 0.11 1.37 3.86
8 0.60 1.40 0.12 1.23 3.35
9 0.65 1.48 0.15 1.18 3.46
10 0.52 1.35 0.25 1.25 3.37
11 0.80 1.37 0.22 1.26 3.65
12 1.97 1.29 0.28 1.28 4.82
13 1.48 1.40 0.10 1.23 4.21
14 1.20 1.35 0.12 1.25 3.92
15 1.50 1.40 0.13 1.29 4.32
16 1.54 1.42 0.25 1.30 4.51
17 0.85 1.39 0.19 1.35 3.78
18 0.40 1.25 0.18 1.18 3.01
19 1.10 1.37 0.25 1.20 3.92
Sumatoria de tiempos 16.74 25.66 3.11 23.91 69.42
Tiempo Promedio 0.88 1.35 0.16 1.26 3.65
T. TOTAL 1hra. 9 min. 42 seg.
T. TOTAL (min) 69.42 min.
Tiempos Fijos (tf) 0.88min+0.16min = 1.04min
Tiempos Variables (tv) 1.35min + 1.26min = 2.61min

44. VARIABLES FIJAS
Factor de esponjamiento 30.0 %
Densidad del Mineral 3.3 Ton/m3
Capacidad de cuchara 3.5 yd3
Factor de Relleno de Cuchara 90.0 %
Numero de cucharas por Volquete 4.0 Cucharas
Capacidad del Volquete 24.6 Ton.
Disponibilidad Mecánica (DM) 75 %
CALCULO DE PRODUCCION
Densidad de Mineral Esponjado (3.3 Ton/m3)/(1+(30/100))
2.54 Ton/m3
Tonelaje practico por Cuchara (24.6 Ton)/(4cucharas)
6.15 Ton/cuchara
Tonelaje Teórico por cuchara (CUC) (3.5 Yd3*0.7646m3*2.54Ton/m3)/(1Yd3)
6.8 Ton/cuchara
Factor de llenado por cuchara (FC) (6.15 ton/cuchara *100%) / (6.8 ton/cuchara)
90%
Capacidad Real de la Cuchara (CRC) CUC*0.90
6.12 Ton/cuchara
Tiempo Total del Ciclo (TTC) 3.65 min

45. ESTANDARES DE PRODUCCION
Eficiencia Operativa (EFF) (69.42/80)*100
86.80 %
Velocidad Media con Carga 50m./1.35min
2.20 Km/h.
Velocidad Media sin Carga 50m./1.26min.
2.38 Km/h.
Velocidad promedio (2.20Km/h + 2.38 Km./h)/2
2.29 Km/h.
Producción Horaria (60*DM*CUC*FC)/TTC
(60*0.75*6.8*0.9)/3.65
75.45 ton/hr.
Tiempo Neto de Operación/Hora (TNO) 60min/hr. * EFF*DM
39.06 min/hr.
Numero de viajes/ Hora 1/(tf + tv)
16 viajes/hora
Producción Horaria máxima 16 viajes/hora *6.12Ton/cuchara
98 Ton/hora

46. CUADRO RESUMEN
Nro. Viajes TTC
1 2.96
2 3.02
3 3.31
4 3.48
5 3.24
6 3.23
7 3.86
8 3.35
9 3.46
10 3.37
11 3.65
12 4.82
13 4.21
14 3.92
15 4.32
16 4.51
17 3.78
18 3.01
19 3.92
Numero de Intervalos (m)
m= 1+ 3.322Log(Nro. Viajes)
m = 1+3.322Log (19)
m=5
Amplitud (C = R/m)
R= (sup-Inf)
R=(4.82-2.96)
R=1.86
C=0.96/5
C=0.372
CUADRO ESTADISTICO
Intervalos ni yi niyi Ni
[2.96 3.33> 6 3.15 18.88 0.3
[3.33 3.70> 5 3.52 17.59 0.3
[3.70 4.08> 4 3.89 15.56 0.2
[4.08 4.45> 2 4.26 8.52 0.1
[4.45 4.82> 2 4.63 9.27 0.1
Total 19 69.82 1.0

47. Tiempo Promedio Estadístico (TPE).
TPE = 69.82/19 3.67 min/ciclo
TPE = 3.67*19 69.82 min/tarea.
1hr. 9 min. 82 seg.
TPE = 1hr. 9 min. 82 seg.
LHD 3.5 Yd3

48. El sostenimiento es la parte importante del ciclo de minado, que consiste en la aplicación
de shotcrete mas refuerzo con los pernos hidrabolt, ocasionalmente se usan puntales de
madera con jackpot para soportar caja techo de los tajos y voladizos existentes en dichas
labores. En la Mina Animon se usa shotcrete más pernos hydrabolt. Se opto por este
conjunto de sostenimiento debido a que su aplicación e instalación es rápido a
comparación con el armado de cuadros por lo tanto da mayor velocidad al ciclo de
minado y por ende la producción.
SOSTENIMIENTO CON PERNOS HYDRABOLT.
Este es un elemento de sostenimiento mejorado, Los pernos Hydrabolt una ves instalados
trabajan creando arcos de soporte en el área excavada de tal manera que genere
confinamiento a la roca fracturada en un radio de 60 a 75 cm. Dicho perno esta fabricado
de un tubo de acero que no se corroe fácilmente, dicho perno es inflado a presiones altas
con aire comprimido y agua,

49. SOSTENIMIENTO CON PERNOS HYDRABOLT
Dicho perno esta
fabricado de un tubo de
acero que no se corroe
fácilmente, dicho perno
es inflado a presiones
altas con aire
comprimido y agua. La
capacidad de soporte de
este perno es de 10
toneladas, en roca suave
como marga gris, para
adquirir un mejor
soporte por este
elemento los taladros
deben perforarse
perpendicularmente
hacia la pared de la roca o
fallas y fracturas.

50. El jackpot es un mecanismo pre tensionado,
trabajan en conjunto con los puntales de
madera que son utilizados para prevenir la
caída de rocas en las labores de explotación.
El Jackpot es colocado como “sombrero” o
“zapato” en cualquier extremo del puntal de
madera sin necesidad de patilla y siempre en
contacto con la caja piso, techo, o los
hastíales de las labores. Una vez situados en
la posición más conveniente, se procede a
inflarlos con agua a alta presión por medio
de una bomba manual o una neumática, La
variable de sostenimiento del Jackpot está
entre las 20 y 40 toneladas. Luego de su
instalación se optimiza el trabajo del puntal
dándole mayor durabilidad y potencia como
sostenimiento. El Jackpot convierten a la
madera en un sostenimiento activo e
inmediato, la cual empieza a trabajar al
instante de haberse completado el inflado.

51. SOSTENIMIENTO CON JACKPOT
con los jackpot, el
sostenimiento con madera
que es “pasivo” se
transforma en un
sostenimiento “activo”,
capaz de actuar de manera
inmediata sobre la roca,
contrarrestando de manera
efectiva el relajamiento de la
roca a soportar.

52. Es un método de sostenimiento donde el principal elemento es el Concreto con
aditivos que aceleran la fragua.
el uso de acelerantes es eficaz y posibilita la colocación de concreto en superficies
verticales y en la bóveda. El rápido fraguado de la mezcla de concreto permite que el
shotcrete funcione como soporte inicial en zonas donde la roca se encuentre
perturbada .
Shotcrete Para SeccionesMenores a 3 x 3m.
Para labores menores a secciones 3x3m. se aplica shotcrete vía seca.
Su aplicación es realizado con equipos mecanizados con potencia de 14.5 HP. Siendo
su capacidad de lanzado 3m3/hora. el tiempo de exposición de la mezcla es de 2 horas
como máximo, con un factor de humedad de agregado de 5% pasado este tiempo se
debe desechar.
El tiempo de fraguado es de 4 horas después de culminar el lanzado para para luego
seguir con los trabajos en la labor sostenida.

53. Shotcrete para SeccionesMayores a 3x3m.
Para Secciones mayores a 3x3m. se aplica shotcrete Vía Húmeda.
Su aplicación es en labores de alto riesgo. En este método todos los ingredientes
incluyendo el agua, son premezclados y depositados en una bomba de concreto,
donde el concreto o mortero se bombea a través de tuberías y/o mangueras hasta
una boquilla. La proyección del material se efectúa mediante la aplicación de aire
comprimido en la boquilla.
La proyección por vía húmeda tiene las ventajas de un control de calidad superior,
menor costo de colocación y un ambiente de trabajo relativamente libre de polvo.

54. SOSTENIMIENTO CON SHOTCRETE
V-LOX es un acelerante de fragua
líquido diseñado para ser utilizado
en concreto lanzado por vía seca.
Beneficios.
Disminuye el rebote.
Mayor rapidez de la fragua inicial.
Acelera el tiempo de fragua del
concreto
Evita los desprendimientos de
zonas soportadas.
No contiene cloruros
El shotcrete posee ventajas enormes en su calidad de proceso de construcción y
de soporte de rocas.

55. El transporte es mediante los
mixers de capacidad de 3m3. este
equipo es de bajo perfil con
tracción en las cuatro llantas
diseñado específicamente para
trabajos en obras subterráneas.
En este método todos los
ingredientes incluyendo el agua,
son premezclados y depositados
en una bomba de concreto, donde
el concreto o mortero se bombea a
través de tuberías y/o mangueras
hasta una boquilla.

56. El área de costos es el encargado de controlar diariamente las operaciones de la mina,
para lo cual se expide informes diarios, semanales y mensuales. Las principales
responsabilidades del área de costos son las siguientes:
•Diseñar los reportes diarios de operación y equipos acorde con las necesidades de
información que se requiere para el control de costos y operaciones.
•Realizar el informe mensual valorizado de las operaciones, controlando el costo por
mano de obra, equipos, materiales y gastos generales. Se debe coordinar con taller y
almacén.
•En coordinación con Planeamiento, capacitar al personal involucrado para el
correcto reporte de operaciones.

57. •Llevar el control y seguimiento de costos de las operaciones, para lo cual los
ingenieros de turno y supervisores deberán alcanzar sus reportes de operaciones
diariamente.
Informar a la coordinación de obra los resultados obtenidos diariamente, se tiene
que trabajar conjuntamente con topografía para tener el control de avances y de
producción y comparar con los programas y factores establecidos coordinado con
planeamiento.
•Realizar un informe semanal de rendimientos.

58. 1.- Costo de Producción.

59. 2.- Costo de Minado.

61. 3.-EVOLUCION DE LA PRODUCTIVIDAD TOTAL (1999-2002)
Y PLAN (2003-2011)

62. 4.-EVOLUCION DE PRODUCCION DE CONCENTRADOS (1999-
2002) Y PLAN (2003-2011)

63. Actividades
Total
Estimado
INVERTIDO
2000-2002
Por
Invertir
2003-
2009
2003 2004 2005 2006 2007 2008 2009 2010 2011 2012
TOTAL
PROYE
CTADO
Exploracion
es
2,076 600 1,476 216 240 270 270 180 300 0 0 0 0 1,476
Mina 26,493 8,143 18,350 1,468 5,493 5,079 1,820 1,570 950 970 540 270 190 18,350
Planta 11,646 8,504 3,142 1,082 660 350 350 350 350 3,142
Servicios
Generales
13,731 1,466 12,265 2,235 1,850 1,280 1,280 1,280 80 80 80 2,000 2,100 12,265
Seguridad
y Medio
Ambiente
690 590 100 50 50 0 0 0 0 0 0 0 0 100
Total 54,636 19,303 35,333 5,051 8,293 6,979 3,720 3,380 1,680 1,050 620 2,270 2,290 35,333

64. RENDIMIENTO DE MATERIAL CON EQUIPO LHD 3.5 Yd3

65. •La recuperación del mineral en un 90% es debido al grado de mecanización, la cual da mayor
velocidad a las operaciones a fin de cumplir con el objetivo trazado de acuerdo a planeamiento.
•Para evitar una alta dilución del mineral, estas son depositadas en cámaras limpias, para luego
ser enviadas a la planta concentradora a diferentes canchas de acuerdo a la ley de cabeza.
•Siendo el sostenimiento una etapa muy importante en el proceso o ciclo de minado del cual
dependerá la producción, se cuenta con la aplicación de shotcrete a 2” de espesor y Pernos
Hydrabolt de 5’ y 7’ de acuerdo a las dimensiones de la labor.
•La voladura, una operación muy importante en el proceso de la productividad, dependerá de
factores como el diseño apropiado de la malla, , una adecuada perforación, el adecuado uso de
los explosivos y con una buena distribución de los accesorios de voladura, con el fin de obtener
una buena fragmentación y sin dilución

66. •En el estudio de tiempos al estudiarlos y analizarlos se logro un mayor control en el ciclo de
limpieza por cada tajeo.

67. En cuanto a la seguridad, se deberá realizar una exhaustiva inspección de las labores, a fin
de evitar posibles incumplimientos durante las operaciones.
Capacitar al personal que cuenta con labores como perforación y voladura, así como
también al personal de limpieza y extracción de mineral/desmonte.
Las vías de acceso a las labores como tajeos deberán estar en constante adecuación y
mantenimiento a fin de evitar accidentes que lamentar.
Mejorar la calidad de ventilación en zonas donde existe una mayor concentración de gases
producto de las maquinarias y las operaciones de voladura.

68. GRACIAS POR SU
ATEN CION