Toma La Mano Cuerpo de Trabajo Parte II 2

Compañía Minera “TOMA LA MANO” S.A

INTRODUCCIÓN El presente trabajo fue realizado en una de las empresas más importantes de

Ancash, Toma la mano, en la cual el área de Planeamiento requiere una

programación de sus Operaciones Unitarias, para tal efecto se realiza el

Planeamiento por Cuadros Programados, esto se desarrolla tomando datos

Geológicos y de cada una de las Operaciones Unitarias (Tiempos, característica

del Equipo, Producción Programada, otros) de la Unidad en el Nivel -200, cuyos

resultados fueron:

En Perforación: 13 días.

En Voladura: 02 días.

En Limpieza: 08 días

En RR.HH: 04 días.

1 Control de Actividades Mineras FIMGM - UNASAM


CAPITULO I

UBICACIÓN Y ACCESO

Los depósitos minerales que conforman la Mina Toma la Mano, se ubican

políticamente en el distrito de Marcará, Provincia de Carhuaz, Departamento de

Ancash ; geográficamente se encuentra en los inicios de la Quebrada

Honda, debajo del nevado Pomabamba, dentro del Parque Nacional Huascarán

y con una altitud que varían entre los 4,500 a 4,800 m.s.n.m.

Actualmente todas las actividades de explotación minera se están desarrollando

dentro del área del denuncio denominado TOMA LA MANO 2 la cual sus

vértices tienen las siguientes coordenadas UTM:



VÉRTICE COORDENADA ESTE

COORDENADA NORTE

1 241603.28 8972259.052 242353.06 8970960.403 241487.29 8970460.554 240737.51 8971759.20



A la unidad minera Toma la Mano se puede acceder mediante las rutas

que se describen a continuación:

RUTA DISTANCIA (Km.)

TIPO DE CARRETERA

Lima-Pativilca 200 AsfaltadoPativilca-Huaraz 200 Asfaltado

Huaraz-Marcará 22 Asfaltado

Marcará-Vicos 10 AfirmadaVícos-Mina

Toma la Mano 38 Afirmada



CAPITULO II

GEOLOGÍA REGIONAL

2.1. Estratigrafía:

Regionalmente, el contexto geológico se caracteriza por presentar una

amplia secuencia sedimentaria, aisladas ocurrencias de diques y sills sub

volcánicos y la presencia de rocas intrusivas en el extremo Este, del Batolito de la

Cordillera Blanca. - Secuencia sedimentaria:

En la secuencia sedimentaria ubicada en el sector Oriental de la Cordillera

Blanca, denominada Cuenca CHAVÍN, predomina la formación Chicama de edad

Títoniana (150 Ma.), que tiene una litología mayormente de Lutita gris oscura,



con intercalaciones de horizontes de areniscas que han sido metamorfizadas a

Pizarras y cuarcitas respectivamente; por estar en contacto con las rocas

intrusitas del Batolito de la Cordillera Blanca. Las lutitas y/o pizarras,

son generalmente piritosas con nodulos ferruginosos y algunos horizontes

presentan capas delgadas carbonosas, porque estos sedimentos se depositaron

en una cuenca, en cuyo fondo prevalecieron condiciones de reducción. La

secuencia litoestratigráfica de la zona a nivel regional es la siguiente (a partir del

más antiguo):

Formaci ón Chicama:

Estratos de origen marino, como: lutitas, areniscas arcillosas,

areniscas finas y pizarras, de colores grises claros, oscuros y negro; en

delgadas capas, generalmente con potencias medias de 0.10 m.-0.30 m,

afloran mayormente hacia el sur este del poblado de Carhuaz, alcanza una

potencia estimada entre 150 y 200 m.

Formaci ón Chimú:

Comprende estratos de areniscas y cuarcitas de colores claros, blanco, beige

y gris, intercaladas con capas de lutitas carbonosas y capas delgadas de

carbón, lutitas grises a negras, de origen continental. Se le estima un

espesor entre 150 y 300 m. Más ampliamente distribuida en el sector este al

norte y al noroeste del la ciudad de Carhuaz, fuera del área de estudio; la

potencia de las capas entre 0.50 y 0,80 m; conformando paquetes de 8-10 m;

de potencia.



Grupo Goyllarisquizga:

No está bien diferenciado: Areniscas friables de color blanquecino, con

estratificaciones transversales de 2 m de grosor o menos en ciertos

casos, con intercalación de esquistos y lodolitas ínter estratificado.

Formaci ón Santa:

Se puede observar caliza de color azul grisáceo, con estratos de 0.1 a I m de

espesor, con nodulos hornfels, en colores grises a blancos. La formación

tiene aproximadamente entre 100 y 150 m de espesor y es concordante con

la Formación Chimú.

Formaci ón Carhuaz:

Se observan lutitas litificadas de color gris a gris verdoso, con algunos

estratos de areniscas. La formaciones de aproximadamente 600 m de

espesor y es concordante con la formación Santa.

Formaci ón Pariatambo:

Margas de color oscuro con Intercalaciones de caliza con esquistos de color

marrón. La formación tiene aproximadamente 100 m de grosor y es

concordante con la formación Pariahuanca.

Formaci ón Pariahuanca:



Caliza masiva de color plomo azulado, con estratos de 1 a 2 m de grosor. La

formación tiene aproximadamente 100 m de grosor y sobreyace en

concordancia con la formación Carhuaz



ESTRATIGRAFÍA REGIONAL

ERA sistema serie sector occidental tipo de material/rocas características

C

E

N

O

Z

O

I

C

Cuaternario Recientee

Depósitos Fluvio aluvionales Depósitos Aluvionales Depósitos

Fluvio Glaciares

Capas de sedimentos inconsolidados, formas

lenticulares, Lodos con gravas, arenas y Limos

Acumulaciones en las riberas de ríos. lagunas de origen glaciar

Distribución muy Irregular. Abundan en las partes bajas, márgenes de rios. Frecuentes

acumulaciones en zonas de pendientes fuertes y suelos inestables. Sólo existen restos poco identifícales e imprecisos en las zonas de cotas altas Potencia Total:

15.0 rn-, 25.0 m

NeógenoFormación Fortaleza

Toba porfiritica formada con flujos de cenizas que sobreyace a un suelo grueso aglomerádico La Base puede contener capas delgadas con

clasificación

Localiza en todo el Valle del río Fortaleza. -Potencia. 750 m. Sobreyace a la Fm. Cochapunta.

Discordancia Angular. Por su posición y litología se correlaciona con Fm Huayllay. Edad

584Ma. + -0.2M.a.

PaleógenoGrupo Caüpuy

Formación Calipuy-Supenor: Miembro de tobas soldadas Flujos y Tobas de flujos de cen izas Flujo y

Toba de lapilh. Formación Cahpuy - Inferior Tobas de Flujo de ceniza. Miembros de aglomerados Flujo finamente laminado y toba de

lapilh. Conglomerado Basal.

Depósitos de tufos, derrames lávicos de andesitas riolitas, dacitas, brechas. Amplia distribución

esencialmente hacia el sur, noroeste y oeste del área Hspesor total entre 2,000 m. y los 3,000 m , pero es

extremadamente variable Edad radiométrica de 53.5 Ma



M

E

S

O

Z

O

I

C

O

Cretácico Medio-Superior

Formación

Pariahuanca,

Chulee y

Pariatambo

Corresponde a secuencias calcáreas que tienen amplia

distribución en el centro y norte del país.

Espesores variables, en el área del Proyecto

localiza sólo hacia el este

Estratos de calizas negras a grises, bituminosas, fosilíferas, de

areniscas, calizas arenosas, margas de colores blanquecinos, grises y parduscos , cali/as dolo

míticas y Lutitas calcáreas

Formación Pariahuanca en capas delgadas a gruesas. También intercalaciones de las capas potencia

total :300 m Localizan al Norte del área Las facies varían de Norte a Sur, pasando desde aguas someras

a aguas profundas. Hacia el Este se transforman en areniscas (F.Goyllarisquizga).

Cretácico Inferior

Formaciones Santa

Carhuaz

La Formación Santa es de origen marino

se distribuye en el norte peruano su

máximo espesor ocurre el zona andina de Ancash.

La Formación Carhuaz tiene mayor-

mente origen continental y de bordes costeros, o

mares muy someros potencia mayor.

Calizas. Margas y lutitas negras a grises,

Lutitas. lutitas arenosas, areniscas de colores parduscos a

rojizos

Calizas , capas de yeso

Corresponde a una secuencia alternada de las capas. Las lutitas son fosilíferas. Espesor total es

Variable máx. 200 m. Aflora al W del río Santa. Capas linas a delgadas: 10-20 cm. de potencia. Esta formación comprende una serie o secuencia de capas arcillosas en la base hay intercalaciones Espesor en la

zona estimado en 500 m. Aflora al Oeste como al NB de la laguna de Conococha Se presenta muy

mtemperizada



Formación

Chimú

Esta formación es esencial mente de

origen continental, se distribuye en gran

extensión en la zona del Callejón de Huaylas.

Capas de cuarcitas, blancas a grises, grano medio a tino

Capas con intercalaciones de capas de carbón antracítico, espesor máximo1 500-600 m. Bancos

potentes. 1. 0-2.0 m. Rumbo promedio N350°E Adora hacia el Norte y al Sur De Carhuaz.

Jurásico Superior

Formación

Chicama

La secuencia está constituida por

sedimentos de origen marino que se distribuye

principalmente en las zonas altas de la Cordillera Blanca

Comprende estratos de pizarras, lutitas pizarrosas y

areniscas pizarrosas

Consiste en delgadas capas intercaladas, con potencias medias de 0.10 m -0.30 m, afloran mayormente hacia

el sur este del poblado de Carhuaz, alcanza una potencia estimada entre 150 v 200 m.



CAPITULO III

GEOLOGÍA LOCAL

3.1. Alteraciones Hidrotermales:

En el área de la propiedad, las estructuras más conspicuas son los sistemas de

falla que siguen preferencialmente el rumbo y buzamiento de la estratificación, con

rangos de rumbos N 28° a 42° W, y buzamientos entre 71° a 78° NE, y

algunas fallas transversales con rumbo N 27° E y buzamientos entre 74° a 80°

NW. El movimiento de falla, de acuerdo a la presencia de estrías, siguen

mayormente la inclinación del buzamiento producto de los movimientos de

compresión más el empuje hacia arriba de las intrusiones del Batolito de la

Cordillera Blanca, que originaron estas fallas longitudinales, conforme a la



estratificación, principalmente en los contactos de cuarcitas de consistencia dura y

compacta con las pizarras de contenidos carbonosos, que actuaron como

lubricantes para el movimiento de la caja techo (pizarras) sobre los

horizontes de cuarcitas, facilitando también el emplazamiento de los "sills" y/o

diques de ambiente hipabisal e hidrotermal, como posibles portadores de los fluidos

y gases que trajeron consigo la mineralización, formándose un sistema de vetas,

de las cuales, cinco vetas son conocidas y cinco por reconocer, algunas

acompañados de ramales o "splits", como lazos sigmoides simples y quizás

múltiples. Esta parte falta explorarlos subterráneamente, mediante perforaciones

diamantinas y/o cruceros. Los rellenos de las fallas - vetas en las zonas pobres

mayormente lo conforman Pizarras fuertemente hojosas con venillas cortas de

Cuarzo, sustancia carbonosa, panizo y en algunos casos presencia de brecha por

los movimientos repetitivos de la caja o roca encajonante donde la caja techo

conformado por Pizarras, por ser rocas dúctiles, se corrugaron generando lentes

con potencias que alcanzan desde 0.5 metros hasta 2.2 metros, y en donde en

estos lentes se aloja la mineralización económica polimetálica, enriquecida

principalmente en plata con algo de oro.

Las alteraciones hidrotermales, en los sedimentarios, no son tan conspicuas,

solo se limitan en los bordes de las vetas y en los contactos con los "sills" y

diques; tas pizarras se han silicificado con presencia de capitas de carbón y en

contacto con las cuarcitas, éstas se alteraron con una serie de venillas y

geodas tapizadas con Cuarzo y Pirita.



En los "sills", de acuerdo al estudio mineralógico, la alteración hidrotermal es

fuerte, con presencia de Sericita (20 %), remplazando a las

plagioclasas; biotización en la matriz intersticial, carbonates en

cristales agrupados en masas de 0.1 metros y opacos.

Clorita en masas irregulares, que engloba a Biotita Hornblenda, asociado al

Cuarzo hidrotermal en rellenos internos, rutilo y Cuarzo anhedral de 0.1

milímetro.

Esto podría demostrar que los ''sills" y diques actuaron como alimentadores de

las soluciones mineralizantes, también se suman la presencia de opacos (3 %), o

sea de sulfuros ligados a la biotita.

Asociada a la mineralización se observa mayormente alteración hidrotermal

Cuarzo - sericita raramente cristalizados, también se presenta la ocurrencia de la

argilitización moderada a avanzada, propilitización débil en las aureolas de las

vetas.

3.2. Características de los Afloramientos:

La mayoría de los afloramientos en el yacimiento Toma la Mano,

corresponden a pequeños crestones tipo rosario de sílice asociado a la

presencia de carbón por lo que toman una coloración algo oscura con

potencias que van desde 0.20 m hasta 1.20 m, por tramos se tiene la

presencia de sulfuros como la galena, Esfalerita en pequeños lentes

conformando la zona de óxidos



Veta principal (Long. Aprox. > 1 Km.)

Veta María (Long. Aprox. 700 m)

Ramal Ita(Long. Aprox. 180 m)

Veta Nancy (Long. Aprox. 400 m)

Veta San Judas Tadeo (Long. Aprox. 350 m)

Veta Split Isabel (Long. Aprox. 150 m)

Veta Pilar (Long. Aprox. 150 m)

3.3. Sistemas de Vetas Mineralizadas:

Con el mapeo superficial se pueden identificar tres categorías de

estructuras mineralizadas.

Primera categoría : Son las vetas conocidas por sus desarrollos y en

etapa de producción, Estas son:

1. Veta principal

2. Veta María

3. Ramal Ita



Segunda categoría : Son las vetas identificadas pero con poco o

nada de desarrollos, como:

1. VetaNancy y un ramal

2. Veta San Judas y sus 2 ramales

3. Veta Split Isabel

4. Veta Pilar

Tercera categoría: Son las estructuras de fallas con anomalías

geoquímicas moderadas y altas, recién identificadas en el mapeo geológico

superficial, son:

1. Estructura de falla R.V.2 y un ramal (Longitud aproximada 600 metros)

2. Estructura de falla Nicole y un ramal (Longitud aproximad a 600 metros)

3. Estructura de falla Rachel y 3 ramales (Longitud aproximada 700

metros)



4. Estructura de falla R.V.l y 3 ramales (Longitud aproximada 500 metros)

5. Estructura de falla transversal NE (Longitud aproximada 500

metros)

CAPÍTULO IV

Geología Estructural

Veta Principal:

• Generalidades: La Veta Principal es la estructura más extensa que se conoce

en el área, y no se conoce la longitud que ha sido mineralizada pero se puede



reconocer la estructura por algunos kilómetros hasta fuera de los límites de las

concesiones. La caja techo lo conforman las pizarras de la Formación

Chicama, mientras que la caja piso tiene tramos con rocas Hipabisales y

Cuarcitas. Hacia el lado de la caja techo existe una brecha pre mineral

consistente en fragmentos de Pizarra y Carbón principalmente, la parte

mineralizada se localiza en la caja piso, el rumbo promedio de la veta es

N30°W, con buzamiento que varía entre 90° y 85°E.

• Mineralización y Paragénesis: El ensamble mineralógico de la Veta Principal

consiste en Esfalerita, Galena, Sulfosales de Plata (Acerillo), Pirita y Cuarzo

sobre todo cuando atraviesa cajas de Cuarcita, también algo de Arsenopirita.

En la mina se ha determinado hasta 3 etapas de generación de Cuarzo y se

asume que los sulfuras acompañaron a cada uno de las etapas. Es necesario

realizar un estudio Paragenético.

• Alteración de las rocas encajonantes: Los hipabisales de las cercanías de las

cajas de la veta han sufrido caolinización en algunos decímetros, mientras que

la Cuarcita ha sufrido silicificación, las pizarras se encuentran trituradas a causa

de fallamiento.

• Controles de mineralización: La presencia de Carbón en la veta hace que

disminuya el mineral económico, mientras que cuando las cajas son rocas

volcánicas o Cuarcitas disminuye y casi desaparece el Carbón aumentando el

Cuarzo y el mineral económico. También cuando las cajas son Pizarras,

Cuarcitas y estas están piritizadas aumenta el mineral económico y genera



bolsonadas con altas leyes de Plata, Plomo y Cinc, la intersección con ramales

también forman bolsonadas ricas, en la parte alta de la veta ha habido

un enriquecimiento secundario.

Ramal Ita:

• Generalidades: Esta veta intercepta a la veta principal; la caja piso tiene tramos en

Cuarcita y Pizarra, las cuales se encuentran silicificadas en algunos sectores, la caja

techo también tiene tramos en Cuarcita y Pizarra los cuales se encuentran

silicificadas y piritizadas en algunos tramos. También la veta presenta brechas pre

mineral de Pizarra con Cuarzo y Pirita, la parte mineralizada está bien definido y

abarca la caja piso y techo. El rumbo promedio es N25°W con buzamiento que

varía 72° y 80 °NE.

• Mineralización: El ensamble mineralógico consiste en Galena, Esfalerita,

Óxidos, Pirita, Cuarzo y Carbón, este último sobre todo cuando la veta atraviesa

por cajas de Pizarra. Se puede observar dos etapas de generación de Pirita y

también tres etapas de generación de Cuarzo, la Arsenopirita se encuentra en

pequeñas cantidades.

• Alteración de las rocas encajonantes: La cuarcita ha sufrido silicificación y en

algunos tramos piritización, mientras que las pizarras también se encuentran

piritizadas, silicificadas, trituradas y rellenas por óxidos.

• Control de mineralización: En la parte alta los minerales son secundarios

(óxidos) en su totalidad, mientras que cuando las cajas son Pizarras y están

silicificadas se presentan bolsonadas de mineral económico (Galena,



Esfalerita, Acerillo, Pirita) es decir en Pizarras silicificadas el mineral económico

aumenta.

Veta Mar ía:

• Generalidades: La segunda veta más extensa reconociéndose su estructura

paralela a la veta principal, la caja techo lo conforman rocas hípabisales, pizarras

y cuarcitas, la caja piso contiene tramos en Cuarcita, Pizarras e Hipabisales.

En esta veta la parte mineralizada se presenta en el techo y en algunos tramos

en el piso. El rumbo promedio es de N30°W con buzamiento que varía entre 90°

y 85° NE.

• Mineralización: La mineralización en esta veta es de Galena, Pirita, Óxidos,

Cuarzo sobre todo cuando las cajas son Cuarcita y Volcánico, también hay

tramos de Arsenopirita que llega a tener varios centímetros de potencia. Se

puede notar etapas de mineralización tanto de Pirita como de Cuarzo que ha

acompañado la mineralización de esta veta.

• Alteración de las rocas encajonantes: Los volcánicos en las cercanías de las

cajas han sufrido silicificación y en algunos tramos piritización. La Cuarcita

también ha sufrido en tramos silicificación y piritización, las Pizarras están

trituradas y hasta rellenadas con óxidos.

• Control de mineralización: Cuando hay presencia de carbón el mineral económico

disminuye y cuando en la veta aparecen Cuarzo esta se encuentra con chispas y

hasta venas de Arsenopirita.



CAPÍTULO V

Geología Económica

5.1. Origen del Yacimiento:



El yacimiento minero Toma la Mano es de origen epitermal, en sistema de vetas

de alta sulfuración rellenando fracturas en los contactos de las

rocas pizarrosas y cuarcitas.

5.2. Mineralización:

Los depósitos epitermales de oro (flanco Oeste de la Cordillera Blanca) y de

polimetálicos con plata (flanco Oeste y Este de la Cordillera Blanca), están

asociadas a intrusiones sub-volcánicas, diques y/o sills (Mina Toma la Mano y

otros); dentro de esta franja se localizan yacimientos minerales, como relleno

de las fallas longitudinales, que a veces, dichas fallas siguen casi la misma

dirección y buzamiento de la estratificación (Mina Toma la Mano). También se

localizan yacimientos minerales en las intersecciones, entre las fallas

longitudinales (Normales) Nor-Oeste, y fallas transversales de dirección

general Ñor - Este (falla Honda, Patay, Cojup, Llanganuco, Parón, etc.).

El conjunto de minas como Toma la Mano, Atlanta, Vesuvio, Pompey,

Huamaní, Cajavilca, Arequipa, Carrosa y otros, se encuentran estrechamente

asociados al contacto oriental fallado del Batolito de la Cordillera Blanca y

acompañado de apófisis, dique y/o "sills" sub - volcánico cercanos, que se

manifiestan en las partes altas y dentro de la formación Chicama,

conformando una franja poli metálica rica en plata y que se extiende entre 15 a

20 Km.

Los minerales predominantes (boletín n° 16 INGEMMET - 1967) de estas

minas son: Pirita (FeS2), Galena (PbS), Esfalerita (ZnS), Calcopirita (CuFeS2),

Tetraedrita (Cu, Fe, Ag, Zn) 12Sb4S13, Tenantita (Cu, Fe, Ag, Zn)12As4S13;



como ganga: Cuarzo, Carbonates y material carbonoso. Los minerales de

plomo y cobre son argentíferos. En los niveles superiores de algunos

depósitos como mina Atlanta, se encuentran Polibasita (Ag,

Cu)16Sb2Sll y Estefanita (Ag5SbS4). En la mina Huamaní se ha

encontrado Estibina (Sb2S3).

En la mina Cajavilca, la mineralización se ubica en el contacto de un stock de

granodiorita cuarcífero con las Lutitas Chicama. Las vetas del tipo relleno de

fracturas, cortan a ambas rocas y muestran excelentes ejemplares de

bandeamiento de minerales de Pirita, Galena argentífera, Esfalerita y

Calcopirita. En algunos sectores de las vetas se encuentran Pirargirita

(Ag3SbS3). La ganga es el Cuarzo y Carbonates especialmente Ankerita

Ca(Fe2, Mg, MnCO3). Las rocas encajonantes en el caso de las lutitas,

presentan fuerte silicificación, y en la granodiorita presentan una roca casi

cuarcitita, mientras que las areniscas se transforman en cuarcitas. La mayor

parte de los depósitos o minas de esta franja Ñor - Oriental del batolito, tiene

las características de mineralización epitermal. La asociación de minerales

de Plomo, Plata, Zinc y cobre, con ganga de Cuarzo y Carbonates, es

predominante. Las vetas tienen estructuras bandeadas y texturas típicas de

depósitos epitermales.

En la Mineralización:

1. Estructura de falla R.V.2 y un ramal (Longitud aproximada 600 metros)

2. Estructura de falla Nicole y un ramal (Longitud aproximad a 600 metros)



3. Estructura de falla Rachel y 3 ramales (Longitud aproximada 700

metros)

4. Estructura de falla R.V.l y 3 ramales (Longitud aproximada 500

metros)

5. Estructura de falla transversal NE (Longitud aproximada 500 metros)

Como se puede comprobar, la mineralización en la Mina Toma la

Mano, es un sistema de vetas - fallas casi paralelas, con rumbos

entre N 28° a 42° W, y los buzamientos entre 71° a 80° NE. Las

vetas son del tipo relleno de fracturas. Con el desarrollo y

explotación de las vetas Principal! (con 7 niveles) y veta María (3

niveles), sus potencias o anchos son variables pero con mayor

frecuencia fluctúa entre 0.30 a 0.60 metros, y menos frecuente con

potencias entre 0.80 a 1.30 metros. Estas últimas generalmente están

acompañadas por brecha tectónica pre - mineral. En las zona

empobrecidas se relacionan mayormente con la presencia de

sustancias carbonosas con panizo, que posiblemente por el calor

generado por los "sills" y diques, se pre - concentraron e inyectaron

en algunos lugares de las fallas que en la etapa de mineralización

actuaron como tapones. Por tal razón, la mineralización económica

no es continua, como se puede observar en las secciones

longitudinales de las vetas: Principal, María y ramal Ita. De acuerdo



a su contenido mineralógico, este yacimiento podría corresponder a un

ambiente hidrotermal de media a baja temperatura.

Además estos tapones pueden haber desviado las soluciones

mineralizantes hacia los ramales, como es el caso de Ita, y que

puede suceder en los otros ramales mencionados arriba.

Significando que los ramales también presentan "Blancos de

exploración".

Las cajas techo de las estructuras mineralizadas mayormente lo

conforman las pizarras de la Formación Chicama, mientras que las

cajas piso tiene tramos mayormente de Cuarcitas (Formación

Chicama) y en menor proporción las intrusitas sub - volcánicas, en este

caso la Cuarzo monzodiorita porfirítica (sills y Diques). Pero en la veta

principal, hacia el NO, en el frente del nivel Mishel, ambas cajas son

de pizarra moderadamente silicifícada con presencia de sustancias

carbonosas y mineralización.

Otras de las características principales, tanto en la veta Principal y

María y el Ramal Ita, las leyes cambian bruscamente a distancias

cortas, dentro de los clavos, por decir de 52 onzas de Plata a 3 o 5

onzas de Plata. También sucede con la distribución asimétrica entre

las leyes de Plata, con los sulfuras de Plomo (Galena) y Zinc

(Esfalerita); por ejemplo en el Nivel Mishel de la Veta Principal,

existen leyes de Plata de 52 onz./TM, Pb: 0.28 % y Zn: 39.10 %y en



otra parte del mismo nivel: Ag = 40 onz/TM, Pb=4,66 % y Zn=2.91 %,

o sea cuando la ley de plata es alta, las leyes de plomo y zinc

varían indistintamente pero a nivel global existe cierta

correlación con el Plomo (r = 0.603).



CAPÍTULO VI

Geología de Minas

6.1. Descripción Mineralógica de las Vetas:

De acuerdo a las observaciones de campo y a los estudios minero-gráficos

indican que la mineralogía de menas principales son:

1. Los valores altos de Plata: Se debe a la Tenantita (Cu, Ag, Fe, Zn)

12As4SI3, que se presentan como inclusiones en la Galena y rellena

algunos intersticios de Pirita, y el otro mineral es la Fleieslebenita

(Ag5Pb3Sb5S12) que rellena a fisuras de la Galena (< I %).

2. Los valores altos de Plomo: Se deben a la presencia masiva de la Galena

(PbS) en porcentajes entre 40 % y 80 %, y en menor proporción la Jordanita

(Pb4As2S7), que representa el 12 % incluida en la Galena, este mineral

aparece en una muestra extraída del Ramal Ita, Nivel Cachetón.

3. Los valores altos de Zinc: Son exclusivamente por la presencia de

Esfalerita de la variedad roja ámbar, apreciablemente fracturada y rellenada

con cristales de Pirita.



Como mineral posible en masas milimétricas, incluidas en la Galena

se menciona a la Polibasita (AgCu) l6Sb2Sl 1, que es una fuente

adicional de Plata y es posterior a la Galena.

La ganga lo conforman mayormente Pirita (FeS2), Cuarzo (SiO2) y

Carbón. En menor proporción Pirrotita, Arsenopirita y algo de Carbonates y

otros.

El estudio realizado en sección pulida de la Cuarzo monzodiorita

porfirítica (Sill), detectaron los siguientes minerales metálicos, como relleno de

fisuras:

- Calcopirita (CuFeS3), que en volumen de la sección representa el 0.10 %

con Pirroíita (FeS)

- Esfalerita (ZnS), también con Pirrotita con una proporción < 0.1 %

- La Pirrotita se presenta en una proporción del 1.5 %.

En la muestra de roca encontramos, entre las facies hidrotermales además

de Ilmenita (Fe2TiO3) y Pirrotita, pequeñas proporciones de Calcopirita y

Esfalerita. Con los antecedentes anteriores podría inferirse que los "sills" y

diques del área, provienen de intrusivos productivos, o sea portadores de

mineralización económica que requiere de un estudio más detallado.

La secuencia paragenética, de acuerdo a la descripción mineralógica, se

muestra en el siguiente gráfico:

SECUENCIA

PARAGENÉTICA - MINA TOMA LA MANO



FUENTE: Empresa Consultora: BO Consulting S.A.

De acuerdo a esta secuencia, el ensamble mineralógico consiste en

dos generaciones de Cuarzo, acompañado por primera generación de

Pirita, Esfalerita, Arsenopirita y segunda generación es: Cuarzo, Galena,

Tenantita, Fleíeslebeníta y cierra Pirita.

6.2. Controles en la Mineralización:

Como control principal de mineralización se tiene a la galena argentífera, la

misma que presenta una textura de cristalización cúbica, los óxidos de fierro

cerca de la superficie forman costras de pacos con valores altos de plata y

algo de oro. Otros controles son los minerales de cuarzo alterado a sericita

con diseminación fina de piritas y rara vez de arsenopirita, siempre

asociado a panizo de falla en forma de carbón, silicificación de las cajas.



6.3. Profundidad de la Mineralización:

Los horizontes de mineralización en la mina Toma La Mano, se

presentan de la siguiente forma:

Zona de bonanza o metales preciosos, mayormente esta zona a sido erosionado

por la intensa glaciación, por lo que quedan pequeños lentes en la zona de

óxidos con valores altos, la presencia sulfuras en esta zona son escasos

quedando en forma aislada minerales de plomo y esfaleríta, los remanentes de

este horizonte son de poca altura en algunos caso llegan hasta los 15 -20 m,

también como producto del enriquecimiento supergénico los valores aumentan

con relación a la plata debajo de la zona de oxidación la presencia de sulfuras se

incrementan sobre todo los minerales de galena y en menor proporción la

esfalerita, este horizonte alcanzan alturas de 30 - 40 m.

En profundidad se incrementan los metales básicos principalmente la

esfalerita y disminuyendo la presencia de plomo y plata. El alto de este

horizonte no se ha podido determinar ya que en el último nivel de operación,

aun no profundiza.

6.4. Cubicación de Reservas:

PROCEDIMIENTOS PARA LA ESTIMACI ÓN DE RESERVAS:

Para los fines de la presente estimación de reservas de mena, se ha

optado por el empleo del "Método de los Bloques de Explotación", y se

han tomado las normas que son utilizadas y aceptadas en los

Cálculos de Reservas, de estructuras vetiformes con laboreo minero

subterráneo. Las normas y procedimientos empleados son:



CLASIFICACI ÓN DE BLOQUES DE CUBICACIÓN:

Las estimaciones de las reservas de mineral están basadas en el laboreo

minero y el muestreo sistemático de las diversas estructuras

mineralizadas.

Se tomaron muestras por e! método de canales continuos, con una sección de

0,02 x 0,12 m., y con anchos máximos de 2,00 m. con un espaciamientos entre

muestras cada 2.00 ó 3.00 m en Galerías, Chimeneas y 4.00 m. en tajos, Los

muestreos diarios son pasados a tarjetas de muestreo, posteriormente son

pasados a tarjetas de promedios que son archivados por meses de avances para el

cálculo de reservas.

La interpretación geológica y los análisis de las muestras de las estructuras

mineralizadas han sido volcadas en planos geológicos y de muestreo, que han

servido de base para la geometrización de las estructuras mineralizadas.

Con los datos existentes, se ha procedido a graficar las muestras en proyecciones en

sección longitudinal.

Finalmente, las leyes del tramo correspondiente al bloque a cubicar se registran

en tarjetas de cubicación.

Como: - Reservas de Mena

- Reservas Probables de Mena

- Reservas Probadas de Mena

OTROS CALIFICADORES:



Solamente con fines de la operación y para uso interno, en algunas tablas se

listan y se agrupan bloques, con Calificadores de Valor y Accesibilidad,

resultando así lo siguiente para cada caso específico:

Calificadores de Valor.- Pueden ser:

- Econ ómico

Aquel mineral cuyo valor excede todos los gastos directos (gastos de operación y

regalías) e indirectos (depreciación de equipos, amortizaciones, gastos

financieros, etc.), y permite obtener utilidades, para nuestro yacimiento se ha

estimado en US $. 112.00.

- Marginal

Aquel mineral que cubre los gastos directos (incluyendo regalías) y parte de los

indirectos, pero no así las amortizaciones, depreciaciones y gastos financieros.

Calificadores de Accesibilidad.- Peden ser:

- Accesible

Aquel mineral interceptado por laboreo minero (galerías, chimeneas, rampas,

etc.) y que está listo para entrar en explotación.

- Eventualmente Accesible

Aquel mineral que aún no está listo para ser explotado, faltándole algún laboreo

preparatorio adicionalmente.

- Inaccesible



Aquel mineral cuya ubicación espacial está muy distante de la operación

actual, o por debajo del último nivel y que estará disponible en un

mediano y/o largo plazo.

PAR ÁMETROS DE ESTIMACIÓN:

Para las estimaciones de los recursos y reservas se han considerado los siguientes

parámetros: ley, potencia de la estructura mineralizada, longitud del tramo o área

mineralizada, y altura de del bloque.

a. Muestreo:

Se toman muestras por el método de canales de ranurado continuo, con una

sección de 0,02 x 0,12 m., y con anchos máximos de 2,00 m., con un paso de

muestreo de 2.00 m. en galerías, chimeneas y 3.00 tajos; luego, los fragmentos

son chancados a diámetros más pequeños y reducidas por cuarteos sucesivos

hasta obtener aproximadamente 2,0 Kg. de material, que son enviados al

laboratorio de la Unidad Minera, donde se ensayan por Pb en %, Zn en %, y Ag en

Onz/Tc, de manera sistemática.

b. Cálculo De Leyes:

• La ley promedio del bloque con una sola labor, es igual a la suma de los

productos de los anchos por la ley respectiva, dividido entre sumatoria de los

anchos.

• La ley promedio para el bloque con dos o más labores, es igual a la sumatoria

del producto de la longitud del mineral por el ancho y por la ley respectiva,



dividido entre la sumatoria del producto de las longitudes por los

anchos.

c. Correcci ón de Leyes:

Para compensar errores por muestreo, ensayos de laboratorio y sobrerotura, las

leyes del bloque se corrigen utilizando el factor de 15%. Se ha considerado como

valores erráticos los valores que no guardan relación con los canales

adyacentes en más de 10 veces, se ha castigado promediando los canales

adyacentes, en cuyo caso se le considera el doble.

d. Potencia:

La potencia promedio de un bloque con una cara muestreada, es el promedio

aritmético de los anchos (medidos equidistantemente).

e. Ancho M ínimo Minable:

Actualmente, en la Unidad Minera Toma la Mano, la mayoría de las estructuras

mineralizadas de interés económico, tienen anchos entre 0,60 a 0,90 m,; el

equipo minero de explotación, para una adecuada operación, necesita anchos de

hasta 0.80 m., por lo que se ha determinado que 0.80 m. es el Ancho Mínimo de

Explotación (AME o Ancho Mínimo Minable AMM).

f. Longitud:

La longitud mínima considerada es de 10 metros, siendo la máxima la longitud de

un bloque de explotación, que en la unidad minera Toma la Mano es de 60.00 m.

g. Área:



Se considera como área, el producto de la longitud por la altura en la

sección longitudinal, considerando los ángulos de buzamiento de todas

las estructuras mineralizadas. En los casos en que los trabajos de

explotación hayan avanzado y parte de los bloques que se están

estimando y ya hayan sido extraídos, se está considerando las áreas remanentes

y con esos nuevos valores se están haciendo los cálculos.

h. Peso Espec ífico:

Para el cálculo del tonelaje se ha considerado por analogía, el peso específico

de 3,2 t/m3 para todas las estructuras mineralizadas, este valor del peso

específico es empleado en depósitos similares.

i. Tonelaje:

Se obtiene multiplicando el volumen por el peso específico o como también se

acostumbra llamar el factor de tonelaje. Para los fines del presente informe, los

valores obtenidos se han redondeado a las unidades.

VALORIZACIONES

Para la valorización del mineral se han considerado los parámetros siguientes:

• Cotización de los metales: plomo, zinc, plata y oro.



• Valores Unitarios de la campaña de Mesapata de la campaña de

tratamiento ejecutada durante las campañas 1RA-2006 al 9NA-2006

Valorizaci ón de los Concentrados:

COTIZACIONES

Zinc: 3,200.00US$/TM

Plomo: 1,029.00 USS/TM

Plata: 10.52 US$/Onza

Oro:641.60US$/Onza.

TABLA 01 ESTIMACI ÓN PRELIMINAR DE RESERVAS

PRELIMINAR DE RESERVAS

1. VETA PRINCIPAL SULFUROS

BLOQUE NIVEL CALIFICADORES TMH POTENCIA m Pb Zn Ag US$/TMVALOR CERTEZA

MISN550-1 MISHEL ECONÓMICO PROBADO 4,161 0.92 6.70 5.80 20.10 266.40MISN550-2 MISHEL ECONÓMICO PROBADO 1,400 0.90 2.82 3.15 8.06 116.83MISN550-3 MISHEL ECONÓMICO PROBABLE 1,440 0.90 2.82 3.15 8.06 116.83620N415 62 ECONÓMICO PROBADO 3,720 2.80 7.20 6.40 25.30 316.76620N636-1 62 ECONÓMICO PROBADO 3,372 1.15 6.20 5.50 19.10 251.85620N636-2 62 ECONÓMICO PROBADO 847 0.85 3.10 5.70 16.20 209.88620N636-3 62 ECONÓMICO PROBADO 15,143 1.70 7.40 8.90 48.70 526.80



620N636-4 62 ECONÓMICO PROBABLE 3,297 1.15 6.20 5.50 19.10 251.85620N636-5 62 ECONÓMICO PROBABLE 879 0.85 3.10 5.70 16.20 209.88

2. VETA ITA SULFUROS

BLOQUE NIVEL CALIFICADORES TMH POTENCIA m Pb Zn Ag USS/TMVALOR CERTEZA

560N985-1 560 ECONÓMICO PROBADO 766 1.34 5.47 2.61 18.88 213.21560N985-2 560 ECONÓMICO PROBADO 672 1.34 5.47 2.61 18.88 213.21560N985-3 560 ECONÓMICO PROBABLE 766 1.34 5.47 2.61 18.88 213.21560N985-4 560 ECONÓMICO PROBABLE 672 1.34 5.47 2.61 18.88 213.21MISN019-1 MISHEL ECONÓMICO PROBADO 547 1.60 1.78 1.38 10.90 112.04MISN019-2 MISHEL ECONÓMICO PROBADO 277 1.60 1.78 1.38 10.90 112.04MISN019-3 MISHEL ECONÓMICO PROBABLE 547 1.60 1.78 1.38 10.90 112.04MISN019-4 MISHEL ECONÓMICO PROBABLE 277 1.60 1.78 1.38 10.90 112.04MISN058-1 MISHEL ECONÓMICO PROBADO 909 1.50 4.20 1.88 20.50 208.81MISN058-2 MISHEL ECONÓMICO PROBABLE 909 1.50 4.20 1.88 20.50 208.81MISN064-1 62 ECONÓMICO PROBADO 448 1.30 3.85 2.02 15.10 166.10MISN064-2 62 ECONÓMICO PROBABLE 448 1.30 3.85 2.02 15.10 166.10

3. VETA MARÍA SULFUROS

BLOQUE NIVEL CALIFICADORES TMH POTENCIA m Pb % Zn Ag US$/TMVALOR CERTEZA

CACN965-1 CACHETÓN ECONÓMICO PROBADO 331 1.32 1.00 2.70 100.70 816.16CACN965-2 CACHETÓN ECONÓMICO PROBABLE 332 1.32 1.00 2.70 100.70 816.16CACN958-1 CACHETÓN ECONÓMICO PROBADO 138 1.32 1.00 2.70 100.70 816.16CACN958-2 CACHETÓN- ECONÓMICO PROBABLE 167 1.32 1.00 2.70 100.70 816.16560N918-1 560 ECONÓMICO PROBADO 329 1.13 2.64 3.42 20.88 217.77560N918-2 560 ECONÓMICO PROBABLE 316 1.13 2.64 3.42 20.88 217.77

En resumen tenemos los siguientes resultados:

ESTIMACIÓN PRELIMINAR DE RESERVAS

TIPO DE MINERAL TMH LEYESAg (Onz/TM) Pb (%) Zn {%)

MINERAL PROBADO 33,060 37.62 3.62 3.61

MINERAL PROBABLE 10,050 34.8 3.11 3.23

TOTAL MINERAL CUBICADO: 43,110 TMH



CAPÍTULO VII

Aspectos de Minería

7.1. Métodos de explotación:

En la mina Toma la Mano hasta el mes de junio del año 2008 se tenía un

programa de Exploraciones, Desarrollos y Explotación bien definido, más

aún, cuando se descubrían nuevas reservas inmediatamente se procedía a

su preparación y explotación del lente mineralizado, es decir, sólo interesaba

cumplir la producción del mes, sin una proyección clara hacia el futuro;

esto traía como consecuencia que la producción no era sostenible por no

tener suficientes reservas en stock, que a su vez ocasionaría, en cualquier

momento, una baja en la producción y leyes que significaría el colapso

financiero de la empresa. Esta situación se mantuvo durante los años 2003,

2004 y 2005. Antes del año 2003 la producción de la mina se centraba en

Extraer mineral de exportación que oscilaba entre los 280 TM/mes con leyes

que superaban los 150 Onz de Ag/TM, luego se fue revirtiendo la situación

y el mineral de exportación sólo se producía en un margen de 20 a 30

TM/mes y por otro lado el mineral de "planta" se convirtió en el principal



objetivo de la producción. Las principales labores de explotación eran los

tajos ya que contribuía en un 80 a 90 % del tonelaje de mineral

producido, algunos lentes con presencia de mineral económico se

recuperaban perforando en forma de realce hasta que corte o cierre la veta,

luego se procedía con la limpieza del mineral, pero el mineral económico

que se encontraba bloqueado por dos niveles se aplicaba el método de

explotación de shirinkaje. Entre las principales condiciones geológicas

favorables para aplicar este método son:

Potencia promedio de las vetas es de 1.20 m

Buzamiento promedio es 75° a 80°

Si aparece mineral con alta leyes se le puede extraer como

mineral de exportación. Entre los principales inconvenientes de

carácter geológico tenemos:

Las cajas por ciertos tramos están bastante alteradas

No se conoce con certeza el límite de la mineralización

Si la potencia de la veta es menor a 0.80 m, la dilución es

considerable.

a) Etapa De Preparación:

Una vez localizada la zona mineralizada entre las galerías superior e

inferior, por la parte del medio del block se levanta una chimenea simple

de 5' x 4' de sección hasta comunicar ambas galerías, cuando la

chimenea tiene 5 o 6 m se arma la tolva americana por donde se jalará

el mineral, una vez comunicado la chimenea principal se acondiciona el



camino de acceso con puntales y escaleras desde la galería superior,

luego se inicia el primer corte dejando 4 m de puente medido a

partir del piso de esta galería hacia abajo, se puede desarrollar

sub - niveles a ambos lados de la chimenea, éste sub nivel tiene por

ancho la potencia de la veta, en caso de que la veta sea muy angosta se

rompe un poco la caja piso hasta llegar al ancho mínimo de explotación

que es 0.80 m, la altura estándar es de 2.40m, la limpieza se hace con

palas y carretilla

b) Etapa De Explotación:

Una vez que se haya avanzado el sub - nivel unos 20. o 30m se procede

con el segundo corte descendente del tajo, pero ésta vez se va

colocando puntales espaciados a 1.5m de caja a caja, en todo momento

la perforación se realiza en forma horizontal y en ésta etapa se tiene la

ventaja de contar con 2 caras libres, lo cual facilita la rotura del mineral,

se continua descendiendo con cortes sucesivos hasta que finalmente se

deja de 3 a 4m de puente en el techo de la galena inferior (Ver lámina

01), si la ley del mineral y su potencia lo permiten se pueden extraer

todos los puentes y luego sostener armando cuadros completos para

evitar que caiga a la galería alguna roca o planchón de las cajas de la

parte superior, los cuadros están espaciados a un metro, con esto termina

la explotación del block.

c) Aspectos técnicos sobre las operaciones unitarias:



Rocas encajonantes: Pizarras, Areniscas y Cuarcitas.

Mineral: Galena, Esfalerita, Cuarzo, Pirita, Panizo

Buzamiento promedio: 75° a 80°

Potencia promedio: 1.20 m

Sistema de perforación: Horizontal paralelo

Malla de perforación: 0.40 m x 0.30 m

Ancho mínimo de explotación: 0.80 m

Longitud del taladro: 1.30 m

Diámetro del taladro: 41 mm -

Altura del corte: 2.40 - 2.80 m

N° de taladros disparados: 14 Eficiencias (valores promedios):

Factor de carga: 1.04 Kg/m3

Avance: 1.20 m/Disparo

Toneladas rotas de mineral: 12.00 TM/Disparo

Dilución: 20%

Recuperación de reserva: 90 %

Productividad: 2.40 TM/h-g

d) Ventajas :



Gran seguridad para el personal puesto que está trabajando en piso firme

(mineral).

Ventilación adecuada ya que el gas siempre tiende a subir y salir

por la parte de la entrada del tajo.

Permite hacerla selectividad en casos de que se presente mineral de muy

alta ley, se puede extraer de forma separada, además en caso de que se

estrangule la veta se puede dejar el frente e iniciar un nuevo corte horizontal

Alta recuperación de las reservas y baja dilución, permite separar el

mineral del desmonte, en caso de que la veta sea muy angosta (como por

ejemplo 0.2m.), el desmonte puede quedar acumulado sobre los encames

que han sido colocados previamente.

e) Desventajas

Poca cantidad de mineral roto por disparo, además que se tiene el

área de perforación muy limitado.

En caso de que el tajo tenga más de 40m. verticales, cuando se

está haciendo los últimos cortes el personal está expuesto a que

una laja de roca se desprenda ya que los puntales colocados no

son una garantía para soportar las enormes presiones de la roca.

En términos generales el tajo nos brinda una producción muy

limitada puesto que el mineral debe ser trasladado 20 o 30m.

Según sea el largo del tajo hasta el echadero, se usa mucha mano

de obra.



Gran consumo de madera para el sostenimiento, lo cual

incrementa el costo de producción del tajo, además no es

posible pasar a otro método de explotación.

7.2. Características de las labores de desarrollo y preparación:

En galerías.

Sección = 6'*7'(1.80∗2.10)

Longitud de taladro= 5'

Eficiencia del disparo= 90%

Características del macizo rocoso: Dura/ semidura

Ciclo de trabajo

Perforación: maquina Jackleg

Carguío: Manual

Voladura: Carmex- Con conectores

Ventilación: Por tiro natural o ventilador

auxiliar

Sostenimiento: con cuadro en madera.

Limpieza: Con pala neumática y carro

minero/locomotora

En chimeneas (Doble Compartimiento)

En galerías.

Sección = 5'*8'(1.50∗2.50)

Longitud de taladro= 5'



Eficiencia del disparo= 85%

Características del macizo rocoso: Dura/ semidura

Ciclo de trabajo

Perforación: maquina Jackleg

Carguío: Manual

Voladura: Carmex- Con conectores

Ventilación: Por tercera línea

Sostenimiento: Puntal de avance.

Limpieza: acarreo de material al

echadero.

7.3. Consideraciones de las operaciones unitarias de minado

Limpieza:

La limpieza de los frentes de avance (Galerías y Cortadas) así como los

tajos se realiza en forma manual, es decir no se utiliza ninguna clase de

equipo para realizar este trabajo, solamente herramientas como picos y

lampas, en el caso de las Galerías y Cortadas se hace uso además de los

carros mineros modelo U 35 de 1.0 m3 de capacidad, entre los principales

problemas que se observan es con respecto a la gradiente que no es el

estándar de 6/1000 y además las líneas o rieles no están colocadas

adecuadamente los mismos que ocasionan que el traslado del material en

los carros sea por demás trabajoso y a su vez cause peligros y demoras

innecesarias. A continuación se da a conocer las especificaciones técnicas

sobre la limpieza en la mina:



Peso específico del material roto: 1.80 Tn/m3

Peso específico del material sano: 3.2 Tn/m3 (mineral)

Peso específico del material sano: 2.8 Tn/m3 (desmonte)

Material roto por disparo (Galerías y cortadas): 16.00 TM

Tiempo de limpieza de un frente: 5.25 Hrs. (Galerías y Cortadas)

Perforación Y Voladura:

La perforación se realiza con máquinas perforadoras tipo JACK LEG Marca

Atlas Copeo modelo BBC-16, barrenos integrales de 3' y 5', las compresoras

generadoras de aire comprimido son de marca Atlas Copeo AXS 375 e

Ingersoll rand 750, Para efectuar la voladura se usan dinamita de 45 % y

semigelatína de 65 %, fulminante Nro. 8 y mecha de segundad color blanco;

las especificaciones técnicas se muestran en los siguientes cuadros: *

DINAMITA SEMIGELATÍNA 65:

CARACTERÍSTICAS ESPECIFICACIONES

Longitud 7 "

Diámetro 7/8 "

Densidad (gr/cc) 1.10

Velocidad de detonación (m/s) 4,000

Tamaño de partícula (mm) 0.2

Resistencia al agua Buena

Simpatía (cm) 10



FUENTE: Cat álogo de accesorios de FAMESA. Lima 1998

FULMINANTE:

FUENTE: Cat álogo de accesorios de FAMESA. Lima 1998.

Las operaciones de perforación y voladura tienen especial importancia ya que sus

resultados influyen directamente sobre la producción y productividad de la mina, por lo

que se le debe considerar como una actividad clave dentro de las operaciones

mineras y brindarle la importancia que merece. En la mina Toma la Mano el


MECHA DE SEGURIDAD:


personal tiene limitados conocimientos en los trabajos de perforación y voladura

por lo que será necesaria una continua capacitación; a continuación se

muestra la siguiente descripción sobre este aspecto:

Perforación:

Sección de la labor: 1.80 x 2.10 m

Tipo de roca: Pizarras / minera!

Nro. de tareas: 02

Longitud del taladro: 1.30m

Diámetro del taladro: 41 mm

Nro. de taladros perforados: 28

Nro. de taladros disparados: 25

Nro. de taladro de alivio: 3

Velocidad de perforación: 1.25 Pies/min (0.38 m/min)

Tiempo efectivo de perforación: 3.00 hrs

Tiempo de instalación y desinstalación: 0.50 hrs.

Tiempo de traslado y carguío del explosivo: 1.00 hrs.

Tiempo total de operación: 4.50 hrs.

Voladura:

Carga total por disparo: 10.02 Kg(125 cartuchos)

Fulminantes: 25

Mecha lenta: 175 pies (53.34 m)

Carga/taladro: 0.40 kg/Taladro



Eficiencias:

Perforación:

Rendimiento: 12.30m/hrs

Voladura:

Avance: 1.00 m/disparo.

Eficiencia: 76.92 %


Como se puede observar, las eficiencias en cuanto a las operaciones de

perforación y voladura no eran las más óptimas debido principalmente a la falta de

capacitación teórica y práctica del personal, entre los principales factores que

intervienen en et mal resultado de estas operaciones son:

Malla o trazo de perforación mal elaborado

Baja presión de aire debido a las múltiples fugas existentes en la

red de tubería

No emplean tacos de arcilla al final de la columna

explosiva para un mejor aprovechamiento de la energía del

explosivo

Uso de barrenos desgastados

Falta de paralelismo entre los taladros

Arranque elaborado sin taladro de alivio



No se sopletea el taladro antes de ser cargado.

Sostenimiento:

El sostenimiento se emplea en zonas donde la estabilidad de la masa

rocosa no está garantizada y representa un peligro latente para el personal

en general, esta situación muchas veces se da como consecuencia de un mal

trabajo realizado en cuanto a la perforación y voladura de rocas, que a su vez

genera enormes gastos innecesarios de sostenimiento y hasta paralización

de una labor, de allí radica la importancia de realizar los trabajos de

manera eficiente. En la mina se emplea sostenimiento pasivo utilizando para

ello la madera, éste material se adecúa a las necesidades del terreno, entre

sus principales ventajas tenemos su fácil traslado, maniobrabilidad y

prolongada duración, este material constituye el único elemento para todos los

trabajos de sostenimiento tanto en labores permanentes (galerías y cortadas) así

como para tajos y chimeneas, los diámetros de las maderas pueden ser de 5",

6", 8" y 10". En las galerías, cruceros y otras labores horizontales se emplean los

cuadros cojos y completos dependiendo del tipo de terreno a sostener, para su

armado usan maderas de 8" y 10" de diámetro, para el sostenimiento de los

tajos así como para acondicionar los accesos o caminos y avanzar chimeneas

se emplean los puntales en sus distintas formas según la función que van a

cumplir, entre sus principales limitaciones de este material podemos mencionar

que no se puede usar en tajos cuya potencia de veta sobrepasan los 2.50 m,

su resistencia a la compresión es limitada sobre todo si se desea sostener



planchones de roca de enormes tamaños, además la madera tiende a podrirse

con la acción de las bacterias, entre los más importantes.

Aspectos t écnicos sobre las operaciones unitarias:

Rocas encajonantes: Pizarras, Areniscas y Cuarcitas.

Mineral: Galena, Esfalerita, Cuarzo, Pirita, Panizo

Buzamiento promedio: 82°

Potencia promedio: 0.40 -1.50 m

Sistema de perforación: Vertical o Inclinado paralelo

Malla de perforación: 0.40 m x 0.40 m

Ancho mínimo de explotación: 1.00 m

Longitud del taladro: 1.30 m

Diámetro del taladro: 41 mm

Altura del corte: 1.20 m

N° de taladros disparados: 17 (promedio)

Toneladas rotas de mineral: 20.00 TM (promedio)

Eficiencias (valores promedios):


Avance: 1.20 m

Dilución: 22 %

Recuperación de reserva: 85 %

Productividad: 4.0 TM/h-g



7.4. Consideraciones de las operaciones auxiliares

a. Ventilación.

La circulación del aire en la mina es originada por la diferencia de las

presiones o por el tipo de aires creados entre 2 puntos por uno u otro

medio. El aire atmosférico imperante en una labor generalmente se

caracteriza por presentar una mezcla de gases y vapores de agua. Un

aire atmosférico seco contiene, en volumen, aproximadamente 79% de

nitrógeno,21% de oxígeno y 0.04% de bióxido de carbono. El aire

atmosférico al recorrer las galerías subterráneas sufre una serie de

alteraciones físicas y químicas que vienen a disminuir su contenido de

oxígeno y a enriquecerlo con bióxido de carbono y otros gases nocivos,

también se incrementa la pulverulencia del aire haciendo variar su

temperatura, humedad y peso específico, el aire de mina que no se

diferencia en cuanto a su composición al atmosférico se denomina aire

fresco. También se encuentran presentes dentro de las labores

subterráneas polvos de mina que son partículas finísimas de naturaleza

mineral suspendidas en el aire, las fuentes principales de generación de

polvo en la mina son la perforación, voladura y limpieza. El polvo de mina

es nocivo cuando el tamaño de sus partículas es menor a 10 mieras. En

la mina actualmente no se cuenta con ventiladores por lo que la limpieza

de los gases se realiza mediante el aire comprimido de las compresoras,

para el año 2006 se tiene programado adquirir 2 ventiladores neumáticos



de 5,000 CFM.

b. Servicio De Energ ía Eléctrica :

La energía eléctrica está distribuido netamente para los trabajos

de superficie, aún no se cuenta con una instalación eléctrica subterránea

lo cual felicitaría la ejecución de trabajos en interior mina tales como

soldadura de tubería de servicios, reparación de equipos tales como

ventiladores, etc., cuando la mina profundice mas, será necesario realizar

un sistema de cableado eléctrico dentro de la mina.

c. Servicio De Aire Comprimido :

El suministro de aire comprimido se realiza mediante las compresoras

ATLAS COPCO -XAS 375 y la compresora INGERSOLL RAND 750 que

abastecen el aire a todos los trabajos de ventilación, perforación y paleo.

El aire comprimido es distribuido por medio de tuberías de politileno

de 4", 3", 2" y 1" de diámetro. Diariamente las compresoras se distribuyen

el trabajo según el requerimiento, su trabajo efectivo es de 5 a 6 horas de

operación por turno y constituye parte vital en las operaciones de minado.

Compresoras:

- Marca Atlas Copco modelo XAS 375

* Caudal de aire: 800 CFM.

* Presión de aire: 100- 120 psi.

- Marca Ingersoll rand modelo 750

* Caudal de aire: 750 CFM., Aire : 100 – 20



CAPITULO VIII

Aspectos de metalurgia extractiva

8.1. Métodos de recuperación utilizado:

Flotación:

Es un proceso que tienen por objeto la separación de especies minerales,

finamente dividas, a partir de una pulpa acuosa, aprovechando sus

propiedades Hidrofílicas o Hidrológicas.

Las especies útiles constituyen una fracción menor del mineral, mientras

que las especies estériles constituyen la mayor parte.



Acondicionamiento De La Pulpa:

Es un tratamiento preliminar al que se comete a la pulpa mineral

con la finalidad de asegurar la eficiencia del proceso de flotación.

Consiste en mezclar los reactivos de flotación con la pulpa, lo más

íntimamente posible, y de esta manera asegurar la acción de los mismos.

Para ello se emplea la agitación mecánica y se realiza en tanques

denominados Acondicionadores.

Circuitos de Flotación:

Generalmente las celdas de ordenen en serie, formando un circuito o

bancada (banco de celdas) que reciben los relaves de la procedencia y se

tendrá 1, 2, 3 o más circuitos o bancos de celdas, según las clases de

materiales valiosas que se desea recuperar de un mineral. Así por ejemplo:

Si se tiene un solo elemento valioso se requiere un banco.

Si se tiene tres elementos valiosos se requiere de 3 bancos

Las celdas de flotación en cada banco o circuito se pueden

clasificar según las etapas de flotación de las partículas sólidas, así

tenemos.

Tanques Agitadores:

Es una operación de procesamiento de minerales se utilizan tanques en

una variedad de ubicación. Sin embargo, aunque a menudo sería deseable

contar con capacidad para absorber variaciones dentro de una planta, raras

veces se emplean los tanques para este propósito debido a la energía que

se requiere para mantener las partículas en suspensión.



Capacidad de Las Celdas:

La capacidad de las celdas de flotación de tratamiento de cualquier

mineral depende de varios factores o condiciones, los cuales pueden ser

determinados experimentalmente. Así como el tonelaje a tratarse, tiempo de

contacto requerido entre los reactivos de flotación y las menas valiosas,

densidad de pulpa que fluye por la máquina y el volumen de pulpa húmeda

por tonelada de mineral seco.

Calculo Del Número De Celdas :

Para hallar el número de celdas necesarias en un circuito o banco de

flotación con mayor margen de seguridad se debe aumentar el 30% más

en la capacidad de las celdas por efectos del espacio que ocupa el sistema

de aereación, recubrimiento de celdas, volumen de aire, de los finos que

tiene el mineral, etc.

Reactivos De Flotación:

Los reactivos en la flotación; son aquellos que aseguran que el proceso de

flotación sea selectivo y eficiente; se clasifican en:

Promotores.

Espumantes.

Modificadores.

Activadores y Reactivadores

Depresores.



Floculantes, etc

Circuito de Flotación del Plomo:

Luego de ser acondicionado, es decir agregar los promotores y

espumantes la cola pasa la las celdas de tipo Denver de un banco de

ocho celdas de 32 x 32 pulgadas de las cuales tres operan como celdas

de desbaste (rougher), dos como celdas de limpieza (cleaner) y tres

como celdas secundarias (scavenger). La pulpa acondicionada entra a

las celdas de flotación de donde pasa a las secundarias donde las colas

de esta constituyen la cabeza del circuito de flotación del zinc. Las

espumas de las celdas rougher son enriquecidas por las celdas cleanet

y recolectadas a través de mariposas que retiran la espuma al canal,

obteniendo el concentrado de plomo el que se deposita en dos posas de

decantación del 3.5 x 3 x 2.5 m. siendo el largo, ancho y alto

respectivamente.

Circuito de Flotación del Zinc:

Como la cola de las celdas scavenger son reacondicionadas (elevar el

PH) a través de una celda morococha y luego la cola entra a las celdas

rougher y al igual que el anterior estas funcionaban al igual que el

circuito anterior es decir: las espumas de las celdas rougher son

enriquecidas en la celda de limpieza obteniéndose un concentrado de

zinc las cuales tienen las mismas dimensiones que las anteriores. El uso

de reactivos depende del resultado que arroje el estudio realizado en el

laboratorio químico, y de la calidad de espuma encontrada para ello, el



encargado es decir el flotador de cada circuito era el que agregaba

espumantes y otros reactivos.

Como he mencionado no se puede especificar la cantidad y la

descripción de reactivos puesto que en la visita la planta no está en

funcionamiento.

Sección de secado y despacho del concentrado:

En esta sección solo se pudo apreciar las pozas o cochas en las cuales

eran los concentrados descargados a estas independientes para su

respectivo secado, el cual oscila entre el 10 y 12%; donde se realizaba

el despacho mediante el empleo de cartillas hacia los camiones que

transportaban dicho concentrado hacia a la ciudad del Callao para su

respectiva fundición.

El agua del proceso de filtrado y el de las cochas de concentración era

conducido a un sistema de pozas de sedimentación para recuperar los

finos antes de que sea descargado en el depósito de relaves.

Además debemos de mencionar que estos pozos se encuentran

medianamente llenados con agua, producto de las fugas del agua

potable, además en esta sección se pudo apreciar en sus alrededores

que se encontraban extractores y rotores de celdas abandonadas del

circuito de flotación.



8.2. Operaciones unitarias de recuperación:

Muestreo de Minerales:

El método de muestreo de minerales almacenado en pilas o

rumas se efectúan en proceso de formación de lote o de traslado,

antes de cada muestreo se debe homogeneizar en su totalidad o se

debe realizar la limpieza del mismo incremento con la apertura de

calicatas a fin de que este mineral no tenga oxidación al medio

ambiente a causa de diversos factores de la naturaleza. Una vez

extraído la muestra de incremento o de calicatas se debe proceder a la

reducción a través de la pila cónica y cuarteo sucesivo para ello se

debe tener en cuenta las siguientes consideraciones:

La trituración y reducción se realizo aproximadamente a un tamaño

de 1 a 1/2 de pulgada.

Los implementos usados en la toma de muestra, son: lampa, pico y

otros.

El método se utiliza para subdividir rumas menores de 10 TM. Y si

fuera de mayor tonelaje se debe dividir en 2 ó 3 partes iguales para

el cuarteo.

Cuando se trata polimetálicos la malla debe ser -10.

El mineral triturado se forma una pila cónica depositando cada

palada encima del anterior por el vértice de la pila.



La pila se debe combinar por traspaleo por lo menos tres veces,

cuando se trata de minerales de alta ley. Una vez formado

la pila cónica aplanar la parte superior asciendo inserciones

en el vértice y sin trasladar de un punto a otro la muestra, al final el

diámetro de la pila aplanada debe tener un espesor uniforme. De la

pila aplanada se toma los dos extremos, posterior a ello se debe

proceder el mismo modo hasta obtener una muestra representativa

aproximadamente de 2 – 4 Kg.

Recoger la muestra representativa y depositar en un saco con la

identificación

Antes de ello se debe pasar 100% por malla 10 ó 12. Con el uso de

pulverizador se reduce la granulometría y así homogeneizar. La

toma de muestra para la ley de cabeza, para análisis de laboratorio

químico; de los minerales polimetálicos debe pasar 100% por malla

200.

Análisis Granulométrico:

Las operaciones de concentración de minerales dependen en alto grado

del tamaño o distribución de tamaño de las partículas que intervienen en

estas operaciones. La forma más usual de determinar los tamaños de un

conjunto de partículas es mediante el análisis granulométrico por una

serie de tamices. Por este procedimiento el tamaño de partícula se asocia

al número de abertura que tiene el tamiz por pulgada lineal.



Es importante tener en cuenta que para un análisis granulométrico

completo consiste en hacer pasar un material (generalmente

1000gr.), representativo de la muestra original por una serie de

tamices comenzando por uno de menor número de mallas y concluyendo

en el de mayor número.

Determinación de la Humedad y Peso Específico del Mineral:

El porcentaje de humedad es la cantidad de agua que está presente en la

muestra húmeda y se determina mediante las siguientes formulas:

%H2O = ( (Wmh – Wms) / Wmh) x 100% , porcentaje de humedad

P.E = (1) / 1-k , k = constante

Con los datos obtenidos de la planta concentradora Santa Rosa de

Jangas en el Capítulo IV se calculara el porcentaje de humedad, peso

específico y constante de sólido de la muestra de la Minera Arequipa.

i. CHANCADO Y TRITURACIÓN:

La trituración es una operación del procesamiento de minerales que

consiste en la reducción de tamaño de rocas grandes a fragmentos de ¼

a ¾ de pulgadas utilizando fuerzas de compresión y en menor proporción

fuerzas de fricción, flexión u otras.

a) Clasificación de las Etapas de Chancado:

Chancadora Primaria: Concierne a reducciones de tamaño desde

dimensiones tan grandes como 60 pulgadas a productos de 4

pulgadas en gran minería. (Explotación a tajo abierto), mientras que



en pequeña minería reduce de 6 pulgadas tamaño máximo a

productos de ¾ a ½ de pulgadas.

Chancadora Secundaria Y Fina: La trituradora secundaria y

fina comprende a la reducción de tamaños desde un alimentación

proveniente de la descarga de la trituradora primaria hasta producir

que alimentaron las etapas de molienda.

b) Seleccionadoras de Trituración.

Los circuitos de trituración son diseñados generalmente en base a

la experiencia de los ingenieros ya dados de plantas pilotos.

Básicamente tiene dos ó tres etapas pudiendo intercalarse etapas

de tamizado que permite eliminar material fino que ingresaría

innecesariamente a las trituradoras.

Trituradora Primaria: Para este etapa existe una regla básica lo cual

es escoger preferentemente una trituradora de mandíbula siempre

que en la abertura de alimentación se tenga la capacidad requerida.

Trituradora Secundaria: La trituradora secundaria propiamente dicha

puede realizar después de tamizar el producto de la trituradora

primaria, si es que este tiene más el 10 – 15% de peso alimentado a

la etapa secundaria con una granulometría inferior al que seria. En

caso contrario, todo el producto deberá pasar a través de la

trituradora secundaria.

Trituradora Terciaria: En una gran mayoría de plantas

concentradoras, la terciaria, es la última etapa de trituración y



generalmente trabaja en circuito cerrado con un tamiz que además

puede recibir el underzise del tamiz secundario se realiza

mediante maquinas de tipo short hood , las cónicas estandar

o las hydrocónicas de allischalmers.

ii. MOLIENDA:

Operación unitaria que efectúa la etapa final de reducción de tamaño, o la

liberación de las particulares valiosas del mineral. Lo que se trata de hacer

en esta etapa, es la reducción de tamaño del material desde una

dimensión máxima de alimentación que va desde 9,000 a 10,000 micrones

(3/8), hasta un producto límite cuyo tamaño más grande varía de 35 a 200

mallas (420 a 740 micrones).”

El tamaño óptimo de liberación se determina usualmente mediante

consideraciones técnicas y económicas. Cuanto más fino se muele el

mineral, mayor es el costo de molienda y hasta cierto grado, una molienda

más fina conlleva a una mejora en la recuperación de valores. De acuerdo

a esto, la molienda óptima es aquella malla de molienda en la cual los

beneficios son máximos, cuando se considera tanto el costo de energía,

así como los retornos netos de dólares de los productos.



Finalidad de la Molienda:

El objeto de reducción de tamaño no consiste solamente en obtener

trozos pequeños a partir de las grandes, sino se persigue la obtención

de un producto que posee un determinado tamaño granular,

comprendido entre límites preestablecidos, con la finalidad de lograr

una buena liberación de la parte valiosa del mineral y lograr su

recuperación o separación de la granja, por alguno de los métodos de

concentración. En efecto la reducción de tamaño del mineral persigue

los siguientes fines.

1. La producción de cuerpos sólidos con una determinada amplitud

granular o superficie específica preestablecida.

2. La desintegración de minerales o cristales de compuestos químicos

que se hallan íntimamente asociados en el estado sólido



8.3. Diagrama de flujo de la planta de procesamiento:



BALANCE METALURGICO ACUMULADO

DESDE : 41322 MINA : CORP TOMA LA MANO Horas Acum.: 135.25 DIA: 1

HASTA : 41479 PROPIET : 0 CAMPAÑA: 1

L E Y E S CONTENIDOS DISTRIBUCION (%)

Producto TMS Ag OTC % PB %Cu % ZN Ag PB Cu ZN AG PB Cu ZN Ratio

CABEZA 1435.657 5.212 0.873 0.545 3.218 7483.259 12.538 7.821 46.196 100.000100.000

100.000 100.000

CONC. PB 50.413 120.835 18.266 9.856 13.161 6091.654 9.208 4.969 6.635 81.404 73.442 63.531 14.362 28.478

CONC. ZN 74.149 4.929 0.988 0.442 49.153 365.446 0.732 0.328 36.446 4.884 5.840 4.193 78.895 19.362

RELAVE 1311.095 0.783 0.198 0.193 0.238 1026.159 2.598 2.524 3.115 13.713 20.717 32.276 6.743

TMS/Hora :

10.615

Cuadro 01 : "Balance metalúrgico acumulado de la Corp. TOMA La MANO"



CONCLUSIONES

La mineralización de la mina Toma la Mano es de origen hidrotermal y

hepigenetico del tipo relleno de fracturas.

El principal mineral económico es la plata que se presenta asociado al

plomo como plata nativa.

Las fallas existentes o fracturas siguen el rumbo de los estratos

convergiendo en un punto formando así una veta de mayor potencia.

La mineralización es errática en sentido horizontal y vertical, lo que no se

puede decir lo mismo de su riqueza; ya que poseen leyes altas y su

potencia varia de 0.10 a 2.00 mts.

Gracias a este método se ha eliminado de las operaciones unitarias la

limpieza y el acarreo.

Como consecuencia en frentes como en tajeos no son las mas

satisfactorias no esperadas.

Se ha visto minerales de alto contenido de plata, 600 onzas / tonelada, pero

la producción actual es de mineral tercera, que supera las 1800 onzas /



toneladas métricas de plata, la producción por día es aproximadamente de

15 toneladas métricas llegando a 450 toneladas métricas

mensuales, de plata.

El método aplicado nos permite recuperar casi el 100% del mineral

delimitado y con poca dilución.

La mina Toma la Mano es parte integrante de un distrito minero conformada

además de Toma la mano, de las minas Atlante, Arequipa, Vesubio, San

Martín, Garrosa y otras más pequeñas.

El reconocimiento geológico en la zona de la mina Toma la Mano ha

mostrado que se trata de una mina relativamente joven y tiene mineral

potencial para varios años de explotación al ritmo actual

El objetivo de la Empresa Minera Toma la Mano es ampliar las dimensiones

de la mina



SUGERENCIAS

Hacer planos topográficos y geológicos a las vetas. Y otros, etc.

La perforación debe ser diseñado con su cuneta ya que hasta el momento

no se ha visto cuneta en la labor 62 y llevar una gradiente

aproximadamente 0.5% ya que esta labor falta controlar dicha gradiente

todo lo largo del frente perforado. Donde teníamos que perforar los pisos o

arrastres un aproximado de 50mts de largo, por la excesiva pendiente que

tenia, donde los carros mineros continuamente sufrían descarrilamiento.

Hacer cuneta todo de largo del trayecto, de las labores ITA y 62, porque

dificultan el paso del personal y los carros mineros, porque el agua

arrastra material disparado del frente.



Es fundamental incidir en trabajos de explotación y desarrollo para

prolongar la vida de la mina, ya que los indicios geológicos del

yacimiento son favorables.

Se debe controlar el consumo de explosivos así como su uso racional, en

algunos casos se exagera en la cantidad.



ANEXOS

PRODUCCION DE LA CIA MINERA TOMA LA MANO

DENOMINACION ACTIVIDAD DENOMINACION AVANCE N°DIAS LONGUITUDA SOCAVON SC-01 HORIZONTAL 41 100B SOCAVON CS-02 HORIZONTAL 33 80C SOCAVON SC-03 HORIZONTAL 19 50D GALERIA GL1.1 HORIZONTAL 4 51.2E CHIMENEA CH1.1 VERTICAL 6 25F GALERIA GL1.2 HORIZONTAL 4 51.2G CHIMENEA CH1.2 VERTICAL 6 25H GALERIA GL1.3 HORIZONTAL 4 51.2I CHIMENEA CH1.3 VERTICAL 6 25J GALERIA GL2.1 HORIZONTAL 4 51.2K CHIMENEA CH2.1 VERTICAL 6 25L SUBNIVEL SN1.1 HORIZONTAL 23 50M GALERIA GL2.2 HORIZONTAL 4 51.2N CHIMENEA CH2.2 VERTICAL 6 25Ñ SUBNIVEL SN1,2 HORIZONTAL 23 50O GALERIA GL2.3 HORIZONTAL 4 51.2P CHIMENEA CH2.3 VERTICAL 6 25Q SUBNIVEL SN1.3 HORIZONTAL 23 50R GALERIA GL3.1 HORIZONTAL 4 51.2S CHIMENEA CH3.1 VERTICAL 6 25T SUBNIVEL SN2.1 HORIZONTAL 23 50V GALERIA GL3.2 HORIZONTAL 4 51.2W CHIMENEA CH3.2 VERTICAL 6 25X SUBNIVEL SN2.2 HORIZONTAL 23 50Y GALERIA GL3.3 HORIZONTAL 4 51.2Z CHIMENEA CH3.3 VERTICAL 6 25

A1 SUBNIVEL SN2.3 HORIZONTAL 23 50A2 CHIMENEA CH4.1 VERTICAL 6 25A3 SUBNIVEL SN3.1 HORIZONTAL 23 50A4 CHIMENEA CH4.2 VERTICAL 6 25A5 SUBNIVEL SN3.2 HORIZONTAL 23 50



A6 CHIMENEA CH4.3 VERTICAL 6 25A7 SUBNIVEL SN3.3 HORIZONTAL 23 50a TAJO1-1 TJA1-1 HORIZONTAL 18 635b TAJO2-1 TJA2-1 HORIZONTAL 18 635c TAJO1-2 TJB1-2 HORIZONTAL 18 635d TAJO2-2 TJB2-2 HORIZONTAL 18 635e TAJO1-3 TJC1-3 HORIZONTAL 18 635f TAJO2-3 TJC2-3 HORIZONTAL 18 635g TAJO1-4 TJD1-1 HORIZONTAL 18 635h TAJO2-4 TJD2-1 HORIZONTAL 18 635i TAJO1-5 TJE1-2 HORIZONTAL 18 635j TAJO2-5 TJE2-2 HORIZONTAL 18 635k TAJO1-6 TJF1-3 HORIZONTAL 18 635l TAJO2-6 TJF2-3 HORIZONTAL 18 635m TAJO1-7 TJG1-1 HORIZONTAL 18 635n TAJO2-7 TJG2-1 HORIZONTAL 18 635ñ TAJO1-8 TJH1-2 HORIZONTAL 18 635o TAJO2-8 TJH2-2 HORIZONTAL 18 635p TAJO1-9 TJI1-3 HORIZONTAL 18 635q TAJO2-9 TJI2-3 HORIZONTAL 18 635



EN ASPECTOS DE MINERÍA: SOSTENIMIENTO QUE SE USA



CHIMENEA DOBLE COMPARTIMIENTO



YACIMIENTO TIPO EPITERMAL


Toma La Mano Cuerpo de Trabajo Parte II 2

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