UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR
FACULTAD DE INGENIERÍA EN GEOLOGÍA, MINAS, PETRÓLEOS
Y AMBIENTAL
CARRERA DE INGENIERÍA DE MINAS
Diseño de explotación de la veta Melina ubicada en la concesión minera melina, parroquia
Pacto, cantón Quito, provincia de Pichincha
Trabajo teórico de titulación modalidad proyecto integrador previo a la obtención del título
de Ingeniero de Minas.
AUTOR: Andrango Beltrán Juan Francisco
TUTOR: Marco Antonio Zaldumbide Verdezoto PH.D.
Quito, 2019
ii
DERECHOS DE AUTOR
Yo; Juan Francisco Andrango Beltrán, en calidad de autor y titular de los derechos morales y
patrimoniales del Proyecto Integrador realizado sobre “DISEÑO DE EXPLOTACIÓN DE
LA VETA MELINA UBICADA EN LA CONCESIÓN MINERA MELINA,
PARROQUIA PACTO, CANTÓN QUITO, PROVINCIA DE PICHINCHA”, de
conformidad con el Art. 114 del CODIGO ORGÁNICO DE LA ECONOMIA SOCIAL DE
LOS CONOCIMIENTOS, CREATIVIDAD E INNOVACION, concedo a favor de la
UNIVERSIDAD CENTRAL DEL ECUADOR una licencia gratuita, intransferible y no
exclusiva para el uso no comercial de la obra, con fines estrictamente académicos. Conservo a
mi favor todos los derechos de autor sobre la obra, establecidos en la norma citada.
Así mismo, autorizo a la Universidad Central del Ecuador para que realice la digitalización y
publicación de este trabajo de titulación en el repositorio virtual, de conformidad a lo dispuesto
en el Art. 144 de la LEY ORGANICA DE EDUCACION SUPERIOR.
El autor declara que la obra objeto de la presente autorización es original en su forma de
expresión y no infringe el derecho de autor a terceros, asumiendo la responsabilidad por
cualquier reclamación que pudiere presentarse por esta causa y liberando a la Universidad de
toda responsabilidad.
Quito, D.M., 29 de Noviembre del 2019
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Juan Francisco Andrango Beltrán
C.I. 1723548820
Teléfono: 0998046766
Correo: [email protected]
iii
APROBACIÓN DEL TUTOR
En mi calidad de tutor del trabajo de titulación, presentado por JUAN FRANCISCO
ANDRANGO BELTRÁN, para optar por el grado de Ingeniero en Minas; cuyo título es:
“DISEÑO DE EXPLOTACIÓN DE LA VETA MELINA UBICADA EN LA
CONCESIÓN MINERA MELINA, PARROQUIA PACTO, CANTÓN QUITO,
PROVINCIA DE PICHINCHA”, considero que dicho trabajo reúne los requisitos y méritos
suficientes para ser sometido a la presentación pública y evaluación por parte del tribunal
examinador que se designe.
En la ciudad de Quito a los 7 días del mes de Agosto del 2019.
-----------------------------
Dr. Marco Antonio Zaldumbide Verdezoto
iv
INFORME DE APROBACIÓN DEL TRIBUNAL
Los miembros del tribunal del proyecto integrador denominado “DISEÑO DE
EXPLOTACIÓN DE LA VETA MELINA UBICADA EN LA CONCESIÓN MINERA
MELINA, PARROQUIA PACTO, CANTÓN QUITO, PROVINCIA DE PICHINCHA”,
preparada por el señor ANDRANGO BELTRÁN JUAN FRANCISCO, estudiante de la
Carrera de Ingeniería de Minas, declaran que el presente proyecto ha sido revisado, verificado
y aprobado legalmente, por lo que lo califican como original y autentico del autor.
En la ciudad de Quito, a los 29 días del mes de Noviembre del 2019.
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Ing. Fabián Jácome Ing. Danny Burbano
v
DEDICATORIA
Dedicado a mis queridos padres Luis Andrango y María Beltrán, por su apoyo incondicional
durante todas la etapas del proceso educativo que he realizado a lo largo de mi vida, aquellos
seres únicos que me guían siempre hacia el camino del éxito con amor y sabiduría; quienes día
a día se esforzaron por brindarme su mejor legado, la más valiosa herencia; como es la
educación. A mi tía Rosario Andrango, mujer respetable que siempre me brindó su apoyo
incondicional, quien me ha regalado sus sabios y sinceros consejos que me han servido para
enfrentar los momentos difíciles y obstáculos que se han presentado en el camino en busca del
objetivo.
A mis hermanos Angélica, José y Ricardo por nunca dejar de creer en mí y motivarme
constantemente a seguir adelante.
vi
AGRADECIMIENTO
Agradezco infinitamente a toda mi familia y a todas las personas que me han apoyado
emocional y económicamente durante el proceso universitario.
A la Escuela de Minas de la Universidad Central del Ecuador, institución que impartió todos
los conocimientos necesarios para ser un profesional competente, honesto y ético.
Al equipo de J.M. Servicios Profesionales conformado por el Ingeniero Álvaro Vera, jefe de
producción, al Ingeniero Jorge Martínez, Gerente General y al Ingeniero Oscar Trigo, Jefe de
Planificación; por confiar en mi desde el momento que me aceptaron para realizar la presente
investigación de titulación.
vii
ÍNDICE DE CONTENIDO
Pág.
DERECHOS DE AUTOR ......................................................................................................... ii
APROBACIÓN DEL TUTOR ................................................................................................ iii
INFORME DE APROBACIÓN DEL TRIBUNAL ................................................................. iv
DEDICATORIA ........................................................................................................................ v
AGRADECIMIENTO .............................................................................................................. vi
RESUMEN ............................................................................................................................ xiii
ABSTRACT ............................................................................................................................ xiv
CAPÍTULO I ............................................................................................................................. 1
1. ANTECEDENTES ......................................................................................................... 1 1.1 Trabajos realizados en el proyecto. .......................................................................................................... 1 1.2 Justificación del Proyecto ........................................................................................................................ 1 1.3 Beneficiarios ............................................................................................................................................ 2
1.3.1 Beneficiarios Directos ...................................................................................................................... 2 1.3.2 Beneficiarios Indirectos .................................................................................................................... 2
1.4 Relevancia del proyecto ........................................................................................................................... 3 1.5 Aportes ..................................................................................................................................................... 3 1.6 Recursos para el desarrollo del proyecto ................................................................................................. 3
CAPÍTULO II ............................................................................................................................ 5
2. MARCO LÓGICO DEL PROYECTO .............................................................................. 5 2.1 Planteamiento del problema ..................................................................................................................... 5 2.2 Formulación del proyecto ....................................................................................................................... 5 2.3 Variables dependientes e independientes ................................................................................................. 5
2.3.1 Variables independientes .................................................................................................................. 6 2.3.2 Variables dependientes ..................................................................................................................... 6
2.4 Objetivos .................................................................................................................................................. 6 2.4.1 Objetivo General .............................................................................................................................. 6 2.4.2 Objetivos Específicos ....................................................................................................................... 6
2.5 Factibilidad del proyecto .......................................................................................................................... 7 2.6 Acceso a la información ........................................................................................................................... 7
CAPÍTULO III ........................................................................................................................... 8
3. MARCO TEÓRICO .......................................................................................................... 8 3.1 Ubicación del área de estudio .................................................................................................................. 8
3.1.1 Ubicación Geográfica ....................................................................................................................... 8 3.1.2 Ubicación Cartográfica ..................................................................................................................... 9
3.2 Situación actual de la zona a investigarse ................................................................................................ 9 3.3 Geología del área de estudio .................................................................................................................. 10
3.3.1 Geología Regional .......................................................................................................................... 10 3.3.2 Geología Local ............................................................................................................................... 12 3.3.3 Geología Estructural ....................................................................................................................... 13 3.3.4 Mineralización ................................................................................................................................ 14
3.4 Caracterización geomecánica del macizo rocoso ................................................................................... 15 3.5 Identificación de los parámetros a investigarse...................................................................................... 23 3.6 Referencias específicas de la investigación ........................................................................................... 23 3.8 Determinación o medición de variables y parámetros propuestos ......................................................... 24
3.8.1 Topografía ...................................................................................................................................... 24
viii
3.8.2 Parámetros geométricos .................................................................................................................. 24 3.8.3 Parámetros físico-mecánicos .......................................................................................................... 25
3.8.3.1 Peso específico ........................................................................................................................ 25 3.8.3.2 Resistencia de la roca .............................................................................................................. 26 3.8.3.3 Coeficiente de resistencia ....................................................................................................... 29 3.8.3.4 Ángulo de resistencia interna ................................................................................................. 29 3.8.3.5 Resistencia a la tracción ......................................................................................................... 30 3.8.3.6 Capacidad de absorción .......................................................................................................... 31 3.8.3.7 Esponjamiento ......................................................................................................................... 32
3.8.4 Ley .................................................................................................................................................. 33 3.9 Registro de información ......................................................................................................................... 34 3.10 Procesamiento de datos ........................................................................................................................ 35 3.11 Interpretación de resultados ................................................................................................................. 35 3.12 Alternativas de solución al problema investigado ................................................................................ 36
3.12.1 Corte y relleno .............................................................................................................................. 40
CAPÍTULO IV......................................................................................................................... 43
4. MARCO METODOLÓGICO .......................................................................................... 43 4.1 Tipo de estudio ....................................................................................................................................... 43 4.2 Universo y muestra ................................................................................................................................ 43 4.3 Técnicas ................................................................................................................................................. 43 4.4 Planteamiento de la propuesta en base a resultados ............................................................................... 44
CAPÍTULO V .......................................................................................................................... 46
5. DISEÑO DE EXPLOTACIÓN ........................................................................................ 46 5.1 Reservas ................................................................................................................................................. 46 5.2 Parámetros técnicos ............................................................................................................................... 48
5.2.1 Altura de los niveles ....................................................................................................................... 48 5.2.2 Dimensiones de los bloques............................................................................................................ 48 5.2.3 Volumen y tonelaje de los bloques de mineral ............................................................................... 48 5.2.4 Forma y dimensiones de las labores ............................................................................................... 49
5.2.4.1 Galerías de transporte .............................................................................................................. 49 5.2.4.2 Chimeneas de ventilación ........................................................................................................ 53 5.2.4.3 Chimenea central de trasiego .................................................................................................. 61 5.2.4.4 Franja de corte del bloque de explotación ............................................................................... 62
5.2.5 Ritmo de producción ...................................................................................................................... 64 5.2.6 Cantidad de material estéril a extraer ............................................................................................. 65 5.2.7 Operaciones Mineras ...................................................................................................................... 68
5.2.7.1 Proceso de preparación de los bloques de explotación ............................................................ 68 5.2.7.2 Perforación y voladura ............................................................................................................ 73 5.2.7.3 Carguío y transporte ................................................................................................................ 96 5.2.7.4 Diseño de ventilación minera .................................................................................................. 98
5.2.8 Requerimientos mineros para la explotación ................................................................................ 100 5.2.8.1 Personal requerido ................................................................................................................. 100 5.2.8.2 Maquinaria y equipos ............................................................................................................ 101 5.2.8.3 Materiales o insumos requeridos por procesos ...................................................................... 101
5.2.9 Planificación ................................................................................................................................. 103 5.3 Parámetros económicos-financieros ..................................................................................................... 106
5.3.1 Inversión ....................................................................................................................................... 106 5.3.2 Ingresos ........................................................................................................................................ 107 5.3.3 Costos (Egresos) ........................................................................................................................... 107 5.3.4 Índices Financieros ....................................................................................................................... 109
5.4 Parámetros sociales .............................................................................................................................. 113 5.5 Parámetros ambientales ....................................................................................................................... 114
5.5.1 Climatología ................................................................................................................................. 114
ix
5.5.2 Flora y fauna ................................................................................................................................. 115 5.5.3 Recurso Hídrico ............................................................................................................................ 116
CAPÍTULO VI....................................................................................................................... 117
6. IMPACTOS DEL PROYECTO ..................................................................................... 117 6.1 Identificación de impactos técnicos, económicos, sociales y ambientales ........................................... 117
6.1.1 Impactos Técnicos ........................................................................................................................ 117 6.1.2 Impactos económicos ................................................................................................................... 118 6.1.3 Impactos sociales .......................................................................................................................... 118 6.1.4 Impactos ambientales ................................................................................................................... 119
6.2 Valoración de los impactos .................................................................................................................. 120 6.3 Categorización de los impactos ............................................................................................................ 122
CAPÍTULO VII ..................................................................................................................... 124
7. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES ............................................................. 124 7.1 Conclusiones ........................................................................................................................................ 124 7.2 Recomendaciones ................................................................................................................................ 125
CAPÍTULO VIII .................................................................................................................... 125
8. BIBLIOGRAFÍA Y ANEXOS....................................................................................... 125 8.1 Bibliografía .......................................................................................................................................... 125 8.2 Anexos ................................................................................................................................................. 127
x
ÍNDICE DE FIGURAS
Pág.
Figura #1: Ubicación y acceso a la Concesión Minera “Melina” ............................................. 8
Figura #2: Mapa Geológico Regional “Cordillera Occidental 0°-1° N Concesión “Melina”.
.................................................................................................................................................. 11
Figura # 3: Rocas volcano sedimentarias en galería principal proyecto Melina. ................... 12
Figura # 4: Principales fallamientos a partir de la Reinterpretación Geofísica por método
magnético. ................................................................................................................................ 13
Figura # 5: Mineralización veta Melina. ................................................................................ 14
Figura # 6: Veta de cuarzo y vetillas tipo stock-work proyecto Melina. ................................ 15
Figura # 7: Martillo de Schmidt para geología. ...................................................................... 17
Figura # 8: Número de discontinuidades de estación geomecánica 1, galería Melina. .......... 18
Figura # 9: Perfil topográfico área de concesión minera Melina. .......................................... 24
Figura # 10: Modelo 3D del cuerpo mineralizado “Melina” software Maptek Vulcan. ........ 25
Figura # 11: Ensayo de roca con esclerómetro o martillo de Schmidt. .................................. 27
Figura # 12: Ábaco de correlación del ensayo del esclerómetro para determinar resistencia a
la compresión, aplicada a la roca de piso. ................................................................................ 28
Figura # 13: Lectura de datos estructurales en galería Melina. .............................................. 44
Figura # 14: Arranque por capas y relleno del espacio explotado con la roca estéril
arrancada. ................................................................................................................................. 45
Figura # 15: Estimación de reservas Veta Melina mediante Software Maptek Vulcan. ........ 47
Figura # 16: Forma y dimensiones de las galerías de transporte. ........................................... 52
Figura # 17: Chimenea central y de ventilación del bloque en explotación, método Corte y
relleno. ..................................................................................................................................... 53
Figura # 18: Chimenea lateral de ventilación. ........................................................................ 55
Figura # 19: Esquema para el cálculo de presión de las rocas de acuerdo a la hipótesis de
M.M Protodiakonov. ................................................................................................................ 57
Figura # 20: Esquema de fortificación de la chimenea de ventilación nivel 1032, Bloque 1. 61
Figura # 21: Chimenea central de trasiego. ............................................................................ 62
Figura # 22: Fortificación chimenea central de trasiego. ....................................................... 62
Figura # 23: Franja de corte del bloque de explotación. ........................................................ 64
Figura # 24: Esquema de los bloques de explotación veta Melina. ........................................ 68
Figura # 25: Esquema de franja de corte de bloque de explotación. ...................................... 69
Figura # 26: Esquema final de los bloques de explotación 1. ................................................ 71
xi
ÍNDICE DE TABLAS
Pág.
Tabla # 1: Coordenadas Concesión Minera “Melina”, Código 401429 .................................... 9
Tabla # 2: Corrección por la dirección de las diaclasas. .......................................................... 19
Tabla # 3: Datos geotécnicos medidos en campo familias J1 y J2 estación 1. ........................ 20
Tabla # 4: Clasificación de los macizos rocosos. .................................................................... 20
Tabla # 5: Caracterización geomecánica del macizo rocoso de estación 1, familia J1, del
proyecto Melina. ...................................................................................................................... 21
Tabla # 6: Cuadro resumen de la caracterización geomecánica de la zona de la veta Melina. 22
Tabla # 7: Resultados de ensayos de muestras sometidas a peso específico. .......................... 26
Tabla # 8: Valores de rebote ensayo martillo de Schmidt muestra estéril de piso. ................. 27
Tabla # 9: Resistencia final de la roca de caja y de la veta. ..................................................... 29
Tabla # 10: Resultados de los ensayos de absorción de la roca de caja y de la veta. .............. 31
Tabla # 11: Factor de conversión volumétrica de materiales. ................................................. 32
Tabla # 12: Resultados del muestreo en rocas de la veta Melina sometidas a análisis químico.
.................................................................................................................................................. 33
Tabla # 13: Geometría del yacimiento vetiforme Melina. ....................................................... 35
Tabla # 14: Propiedades físico-mecánicas Veta Melina y Roca encajante. ............................. 36
Tabla # 15: Puntaje por método según su aplicabilidad. ......................................................... 37
Tabla # 16: Parámetros del yacimiento para la selección del sistema de explotación. ............ 37
Tabla # 17: Resumen de puntuaciones asignadas según el método de explotación. ............... 39
Tabla # 18: Análisis de parámetros en la elección de la variante del sistema de explotación. 42
Tabla # 19: Reservas Probables de la Veta Melina. ................................................................. 46
Tabla # 20: Reservas Posibles de la Veta Melina. ................................................................... 47
Tabla # 21: Análisis para selección de la forma de galería de transporte. ............................... 50
Tabla # 22: Valores mínimos para diseño de galería de transponte. ....................................... 50
Tabla # 23: Propiedades mecánicas de maderas. ..................................................................... 57
Tabla # 24: Datos para el diseño de perforación ...................................................................... 74
Tabla # 25: Datos para el diseño del diagrama de destroza. .................................................... 83
Tabla # 26: Datos para determinar la cantidad de sustancia explosiva a usarse en la galería de
transporte por cada voladura. ................................................................................................... 89
Tabla # 27: Cantidad de sustancia explosiva para galería de transporte por avance. .............. 90
Tabla # 28: Datos para determinar la cantidad de sustancia explosiva a usarse en la franja de
corte por cada voladura. ........................................................................................................... 91
Tabla # 29: Cantidad de sustancia explosiva necesaria para la franja de corte del bloque por
avance. ..................................................................................................................................... 92
Tabla # 30: Datos para determinar la cantidad de sustancia explosiva a usarse en el franqueo
de las chimeneas de ventilación y trasiego en la veta Melina por cada voladura. ................... 93
Tabla # 31: Cantidad de sustancia explosiva necesaria para el franqueo de la chimenea por
avance. ..................................................................................................................................... 94
Tabla # 32: Datos para determinar la cantidad de sustancia explosiva a usarse en el franqueo
del bloque de estéril durante la fase de explotación de la veta Melina por cada voladura. ..... 95
Tabla # 33: Cantidad de sustancia explosiva necesaria para el franqueo del bloque de estéril
en fase de explotación. ............................................................................................................. 96
Tabla # 34: Cantidad de aire necesario en función del número de personas en mina. ............ 98
xii
Tabla # 35: Personal necesario en operaciones subterráneas................................................. 100
Tabla # 36: Materiales y/o equipos. ....................................................................................... 101
Tabla # 37: Materiales e insumos para perforación y voladura. ............................................ 101
Tabla # 38: Materiales e insumos para carguío y transporte. ................................................ 102
Tabla # 39: Materiales e insumos para servicios y mantenimiento. ...................................... 103
Tabla # 40: Materiales e insumos para ventilación y drenaje. ............................................... 103
Tabla # 41: Planificación Gantt del turno diario de trabajo en mina. .................................... 105
Tabla # 42: Inversión para la Explotación de la Veta Melina. ............................................... 106
Tabla # 43: Costos unitarios de actividades de producción. .................................................. 107
Tabla # 44: Utilidad después de imposiciones. ...................................................................... 111
Tabla # 45: Utilidad después de imposiciones, menos impuestos. ........................................ 112
Tabla # 46: Identificación de impactos técnicos durante la operación minera. ..................... 117
Tabla # 47: Caracterización de los impactos ambientales en el Proyecto. ............................ 119
Tabla # 48: Tabla de parámetros de valoración de variables. ............................................... 120
Tabla # 49: Tabla de valoración de variables. ..................................................................... 121
Tabla # 50: Categorización de impactos técnicos. ................................................................. 122
Tabla # 51: Categorización de impactos económicos. ........................................................... 122
Tabla # 52: Categorización de impactos económicos. ........................................................... 123
Tabla # 53: Categorización de impactos sociales. ................................................................. 123
xiii
TÍTULO: Diseño de explotación de la veta Melina ubicada en la concesión minera melina,
parroquia Pacto, cantón Quito, provincia de Pichincha.
Autor: Juan Francisco Andrango Beltrán
Tutor: Dr. Marco Antonio Zaldumbide Verdezoto
RESUMEN
El Proyecto Integrador tiene como principal objetivo realizar el diseño de explotación de la
veta Melina, ubicada en la parroquia Pacto, cantón Quito, provincia de Pichincha.
Es importante realizar un estudio previo de los trabajos anteriormente realizados además de un
levantamiento topográfico, geológico (propiedades geomecánicas y estructurales) de la zona,
los cuales son parámetros muy importantes para el desarrollo del diseño de explotación del
cuerpo mineralizado Melina.
Los resultados del diseño son confiables debido a que se aplican técnicas que en la actualidad
son utilizadas en la mayoría de proyectos mineros subterráneos.
Los parámetros resultantes del diseño son analizados para el aprovechamiento del mineral a
menor costo, aplicando técnicas amigables con el ambiente y cumpliendo la normativa legal
vigente en el Ecuador.
En el diseño de explotación se aplica un programa de modelamiento minero, además el
proyecto ayuda a la población con fuentes de empleo; demostrando así, que la industria minera
puede trabajar de la mano con actividades de agricultura y ganadería.
PALABRAS CLAVE: DISEÑO DE EXPLOTACION/ VETA MELINA/
MODELAMIENTO MINERO / TECNICAS /INDUSTRIA MINERA.
xiv
TITLE: Design of exploitation of the Melina vein located in the Melina mining concession,
Pacto parish, Quito canton, Pichincha province.
Author: Juan Francisco Andrango Beltrán
Tutor: Dr. Marco Antonio Zaldumbide Verdezoto
ABSTRACT
The main objective of the Integration Project is to design the exploitation of the Melina vein,
located in the Pacto parish, Quito canton, Pichincha province.
It is important to carry out a previous study of the work previously carried out in addition to a
topographic, geological survey (geomechanical and structural properties) of the area, which are
very important parameters for the development of the exploitation design of the Melina
mineralized body.
The design results are reliable because techniques that are currently used in most underground
mining projects are applied.
The parameters resulting from the design are analyzed for the exploitation of the mineral at a
lower cost, applying environmentally friendly techniques and complying with the legal
regulations in force in Ecuador.
In the exploitation design a mining modeling program is applied, in addition the project helps
the population with employment sources; thus demonstrating that the mining industry can work
hand in hand with agriculture and livestock activities.
KEYWORDS: EXPLOITATION DESIGN/ VEIN MELINA / MINING MODELING/
TECHNIQUES/ MINING INDUSTRY.
I CERTIFY that the above foregoing is a true and correct translation of the original document
in Spanish.
----------------------------------
Ing Adán Viterbo Guzmán Garcia.
Certified Translator
ID: 180072711-5
1
CAPÍTULO I
1. ANTECEDENTES
1.1 Trabajos realizados en el proyecto.
El cantón Pacto es considerado como un distrito minero aurífero de gran interés para el
Ecuador, por lo tanto; diferentes empresas han realizado trabajos exploratorios en el área con
la finalidad de determinar el potencial minero; es así que a partir de la década de los 90 se
empezó con la explotación subterránea de vetas que afloran cerca de la población de Pacto,
llegándose inclusive a instalar trituradoras primarias y molinos chilenos cerca de la población,
específicamente junto al río Chirapi.
En enero del año 2007, Avalanche Networks Corporation, realizó una campaña de exploración
regional del proyecto “Pacto” en las concesiones ubicadas al noreste del área Ingapi y “La
Conquista” al este del sector de la Victoria.
Dentro de las zonas de interés ubicadas al sureste de Pacto y el área Melina ubicada al norte se
localizaron anomalías de Cu, Mo, Au, Ag, Zn, As con valores de gran interés para continuar
con una nueva fase de investigación.
En el año 2009 la compañía minera Silex Ecuador S.A realizó la estimación de los recursos
mineros de las vetas de Pacto determinando un potencial geológico de 300 000 onzas de oro
contenidas en 9 vetas principales; la veta Melina con un recurso de 5 000 a 10 000 onzas de
oro.
1.2 Justificación del Proyecto
En la actualidad la empresa consultora dedicada a la remediación ambiental Green Oíl S.A,
conjuntamente con la empresa minera J.M. Servicios profesionales, son las responsables de los
2
trabajos de adecuación y vías en la concesión Melina cumpliendo las funciones de operadores
mineros; esto a través de la celebración de un contrato de operación minera con la empresa
Melina Chango-Santa Bárbara Cía. Ltda, titular de los derechos mineros.
Por lo tanto, debido a la necesidad que presenta la empresa JM, de diseñar, planificar y ejecutar
los trabajos mineros, se decide realizar este proyecto de investigación enfocado en generar un
diseño de explotación mediante la aplicación de conocimientos técnicos que en base a un plan
de producción razonable permita la máxima rentabilidad del proyecto minero.
1.3 Beneficiarios
1.3.1 Beneficiarios Directos
La empresa J.M. Servicios Profesionales, es la beneficiaria de la investigación realizada debido
a que recibirá la información minero técnica responsable para una operación sustentable y
amigable con el medio ambiente en el proyecto Melina.
El proyecto beneficia directamente al estudiante que al realizar la presente investigación
cumple con el requisito indispensable para obtener el título de Ingeniero de Minas.
La población de Pacto será beneficiada por la ejecución del proyecto debido a la generación de
plazas de empleos directos e indirectos.
1.3.2 Beneficiarios Indirectos
A la Universidad Central del Ecuador, debido a la contribución como fuente información que
estará a disposición de esta institución.
3
1.4 Relevancia del proyecto
El presente trabajo de investigación es relevante porque asegura el inicio de la fase de
explotación del proyecto minero La Melina, debido a que la empresa de servicios J.M. tendrá
a su disposición el diseño técnico de explotación del cuerpo mineralizado “Melina”.
1.5 Aportes
El proyecto integrador realizado por el estudiante aporta a J.M., Servicios Profesionales
un diseño de explotación que garantiza la utilización responsable, rentable y sustentable
del recurso.
El aporte técnico del tutor y docentes de la carrera de Ingeniería de Minas, quienes con
su vasta experiencia y conocimientos colaboran en las propuestas de soluciones.
1.6 Recursos para el desarrollo del proyecto
Para el desarrollo del proyecto de investigación denominado “DISEÑO DE EXPLOTACIÓN
DE LA VETA “MELINA” UBICADA EN LA CONCESIÓN MINERA MELINA,
PARROQUIA PACTO, CANTÓN QUITO, PROVINCIA DE PICHINCHA” se necesitan los
siguientes recursos:
Los conocimientos adquiridos en la formación académica aportado por el estudiante
investigador y la supervisión técnica especializada del tutor y revisores de la carrera de
Ingeniería de Minas de la Universidad Central del Ecuador.
Información proporcionada por las empresas involucradas en el proyecto “La Melina”,
siendo estas Green Oíl, J.M. y Melina Chango- Santa Bárbara Cía. Ltda.
Recursos económicos para cubrir costos que se presentan a lo largo del desarrollo del
proyecto de investigación y que serán costeados por las empresas operadoras.
4
Recursos tecnológicos necesarios para el procesamiento de la información recolectada
en campo.
Recursos bibliográficos, libros, artículos científicos, tesis, manuales técnicos.
5
CAPÍTULO II
2. MARCO LÓGICO DEL PROYECTO
2.1 Planteamiento del problema
El área de concesión “La Melina”, años atrás, fue explotada de forma artesanal por los
habitantes de la zona, que sin ningún conocimiento de cómo se desarrolla técnicamente una
explotación subterránea, realizaron actividades mineras anti-técnicas, insostenibles, inseguras
y poco amigables con el medio ambiente.
Teniendo en cuenta lo mencionado anteriormente se plantea lo siguiente:
¿Cómo realizar una explotación técnica, sustentable, rentable y responsable del mineral de la
veta “Melina” con la finalidad de garantizar el éxito de las inversiones en el proyecto?
2.2 Formulación del proyecto
Para aprovechar racionalmente las reservas de depósito mineralizado, es necesario el diseño de
explotación de la veta “Melina” ubicada en la concesión minera Melina, parroquia Pacto,
cantón Quito, provincia de Pichincha; siempre bajo un criterio técnico, económico, ambiental
y social.
2.3 Variables dependientes e independientes
Con respecto al desarrollo del proyecto de investigación se han determinado las variables que
influyen en el diseño de explotación; por lo tanto la investigación demanda identificar,
categorizar y evaluar estas variables relacionadas al proyecto integrador.
6
2.3.1 Variables independientes
Topografía
Geología
Reservas
Geotecnia
Cotización del mineral
Tipo de Yacimiento
Ritmo de explotación del cuerpo mineralizado
2.3.2 Variables dependientes
Diseño de explotación
Elección del sistema de explotación
Vida útil de la veta
Dimensionamiento de labores mineras
Dimensionamiento de bloques en explotación
Diseño de perforación y voladura.
2.4 Objetivos
2.4.1 Objetivo General
Diseñar el sistema de explotación de la veta “Melina” ubicada en la concesión Melina,
parroquia Pacto, cantón Quito, provincia de Pichincha.
2.4.2 Objetivos Específicos
Determinar las propiedades físico-mecánicas del cuerpo mineralizado y roca estéril
mediante muestreo y análisis de laboratorio.
7
Realizar una simulación técnica de los distintos sistemas de explotación propuestos
para el proyecto y compararlos entre sí.
Elegir y desarrollar el sistema de explotación más adecuado en función de las
características del yacimiento.
Identificar, valorizar y categorizar los impactos técnicos, económicos, sociales y
ambientales que producirá la explotación del cuerpo mineralizado “Melina” para
minimizar su impacto en la operación minera.
2.5 Factibilidad del proyecto
La factibilidad del proyecto integrador está asegurada gracias a la disposición de recursos como
el conocimiento y aporte técnico del estudiante; así como también el asesoramiento profesional
que brinda la Universidad Central del Ecuador mediante la constante supervisión de un tutor y
dos docentes de la Carrera de Ingeniería de Minas que ejercerán las funciones de revisores del
trabajo final del proyecto integrador previo a la obtención del título de Ingeniero de Minas.
Un factor importante para facilitar la ejecución del proyecto integrador es la predisposición de
apoyar de los ejecutivos de la empresa J.M. Servicios Profesionales; mediante la asignación de
recursos económicos durante el tiempo que dure la investigación y cubriendo gastos generados
en el desarrollo del proyecto.
2.6 Acceso a la información
La empresa garantiza el acceso a la información analógica y digital, siempre teniendo en cuenta
que debe ser manejada con confidencialidad.
Además, para el desarrollo del proyecto integrador el estudiante puede guiarse en información
bibliográfica y net grafía como fuentes de información.
8
CAPÍTULO III
3. MARCO TEÓRICO
3.1 Ubicación del área de estudio
3.1.1 Ubicación Geográfica
La Concesión Minera “Melina”, Código 401429, está ubicada en la región noroccidental de la
provincia de Pichincha, dentro de la parroquia de Pacto, cantón Quito, provincia de Pichincha,
aproximadamente a 105 km de la capital del Ecuador como se puede observar en la figura #1.
La ciudad de Pacto se encuentra a 3 horas aproximadamente desde Quito, el acceso se lo realiza
por carretera asfaltada desde Quito-Calacalí-Nanegalito-Pacto.
Figura #1: Ubicación y acceso a la Concesión Minera “Melina”
Fuente: Cartografía digital proporcionada por Melina chango-Santa Bárbara Cía. Ltda.
9
3.1.2 Ubicación Cartográfica
A continuación se presentan las coordenadas del área de Concesión Minera “Melina”:
Tabla # 1: Coordenadas Concesión Minera “Melina”, Código 401429
Vértices
Coordenadas UTM 17N,
DATUM WGS-84
X -Este Y-Norte
P.P. 749750 10020632
1 749750 10018632
2 750150 10018632
3 750150 10017532
4 748150 10017532
5 748150 10018332
6 747350 10018332
7 747350 10017932
8 747550 10017932
9 747550 10017732
10 747750 10017732
11 747750 10017532
12 746750 10017532
13 746750 10018632
14 747750 10018632
15 747750 10020632
Fuente: FIS Ecuaintegral Consulting S.A. (2018).Estudio de impacto
Ambiental y Plan de Manejo Ambiental de la concesión Minera
“Melina”, código 401429.
3.2 Situación actual de la zona a investigarse
En la actualidad en el área de concesión “La Melina” se han localizado galerías antiguas, que
fueron utilizadas para la explotación artesanal de los recursos auríferos de la zona, de igual
manera instalaciones como campamento y polvorín.
Bajo este antecedente es importante mencionar que los trabajos que se ejecutan al momento
están enfocados en la adecuación de todas las instalaciones como campamento, vías internas
de la concesión, construcción de oficinas, polvorín, comedor, cocina, etc.
10
Con respecto al aspecto técnico del proyecto “La Melina” se puede decir que se encuentra en
fase de exploración avanzada, teniendo en cuenta que actualmente se están realizando trabajos
como: levantamiento topográfico y geológico en interior mina para identificar vetas, piques,
rumbos, fallas, buzamientos, etc. También se está llevando a cabo muestreo en las vetas
identificadas y escombreras.
3.3 Geología del área de estudio
3.3.1 Geología Regional
Geológicamente, Pacto se encuentra emplazado en la Cordillera Occidental, correspondiente
a un ambiente geológico de Arco Marginal volcano sedimentaria correspondiente a las
Unidades Mulaute y Pilatón de edad Campaniana (figura #2) que se describen a continuación:
Unidad Mulaute (K? MI) (Hughes & Bermúdez, 1997)
Se ubica al noroccidente de la cordillera Occidental, aflora especialmente en el río Mulaute, en
la vía Pacto Loma-Sahuangal y sobre el Río Guayllabamba. Corresponde a una serie volcano-
clástica de abanico turbidíco submarino de al menos 2 000 metros de espesor. Consiste
principalmente de brechas masivas, fino granulares matriz soportadas monomicticas, y
secuencias de lutitas y limolitas gris oscuras. Su edad es desconocida. Por correlaciones
regionales se la considera del Cretácico tardía Senoniana (74–65 Ma, Wilkinson 1998).
El área está dominada por un sistema de fallas regionales de dirección Noreste-Suroeste, que
ayudan al emplazamiento de vetas de cuarzo y un fracturamiento intenso, estas estructuras
marcan los límites tectónicos en la cordillera Occidental entre la Unidad Mulaute y las
secuencias más occidentales definidas por la falla Toachi-Toacaso, que también marca el límite
occidental de la zona de cizalla de Mulaute. (Ureña, 2016, p.5)
11
Unidad Pilatón (KPI). (Egüez, 1986).
La Unidad está compuesta de brechas, conglomerados masivos volcano-clásticos, volcano-
sedimentos, areniscas, limolitas verdes y cherts de color gris a negro, los clastos están
conformados por lavas porfiríticas y sedimentos verdes de grano fino.
En el sector aflora parte del Batolito de Apuela, caracterizado por un cuarzo diorita de grano
medio a grueso con hornablenda y biotita, geoquímicamente es un granitoide cálcico,
metaluminoso de arco volcánico de edad Miocénica.
La unidad Pilatón es interpretada como parte de un ambiente de abanico submarino con material
derivado de una fuente volcánica intermedia a básica de edad Maastrichtiense (74-65 Ma,
Wilkinson, 1998) y marca un contacto fallado con la unidad Silante en su límite oriental.
Figura #2: Mapa Geológico Regional “Cordillera Occidental 0°-1° N Concesión “Melina”.
12
Fuente: Mapa geológico Regional Escala 1:200.000 CODIGEM-BGS.
3.3.2 Geología Local
En interior mina se observan rocas volcano sedimentarias, específicamente tobas andesíticas
sillisificadas, de color gris a negro, de grano fino a medio, faneríticas y de magnetismo bajo
(figura # 3). Además los volcano sedimentos están cortados por un sistema de vetas de cuarzo
y enjambres de vetillas de cuarzo blanco lechoso con sulfuros como piritas y pirrotinas.
Las observaciones realizadas en interior de la Mina Melina, y en la superficie de la misma,
correspondiente a la concesión Melina, se observa una secuencia de sedimentos estratificados
a lo largo de la carretera Pacto-Melina y en las riberas de los ríos Chirapi y Chalupe. Se
reconoció una secuencia de rocas sedimentarias que está compuesta de lutitas y areniscas, con
lentes de cherts de color gris a negro meteorizado. En algunos sectores ocurren filitas y meta-
sedimentitas de color verde; todas estas rocas pertenecen a la Unidad Pilatón de edad Cretácico
depositadas. (Ureña, 2016, p.6)
Figura # 3: Rocas volcano sedimentarias en galería principal proyecto Melina.
13
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
3.3.3 Geología Estructural
La interpretación de la geología estructural del área minera La Melina, está íntimamente
relacionada con las zonas de cizalla Mulaute y otras estructuras mayores con dirección NE–
SW. En las zona se identificaron múltiples fallas y vetas mineralizadas con dirección NW- SE
(principales) y además otro sistema de fallas menores de dirección NW – SE (secundarias).
(Ureña, 2016, p.7)
Como se puede observar en la figura # 4, la dirección preferencial de las estructuras
mineralizadas es NW – SE, posiblemente relacionadas al sistema tectónico regional de igual
dirección. Existen sistemas de vetillas (< 0,10m), con paralelismo variable y que interceptan a
las vetas principales, con características similares en su mineralogía.
Figura # 4: Principales fallamientos a partir de la Reinterpretación Geofísica por método magnético.
Fuente: Fuente BGS-PRODEMINCA 1992.
14
3.3.4 Mineralización
“En el área predominan principalmente sistemas vetiformes mineralizados de Au, Ag, Pb,
Zn, posiblemente relacionados a un depósito mesotermal, que se ubica en una franja
regional NE-SW dentro del sistema de cizallamiento Mulaute de comportamiento
dextral.”(Ureña, 2016, p.11).
El proyecto Melina se caracteriza por presentar un sistema de vetas de cuarzo,
principalmente dos: la veta Melina con una dirección preferencial NS con buzamientos
que bordean los 50°-55° al este (figura # 5); cortada por otro sistema vetiforme NW-SE
denominado Melina E con un ángulo de buzamiento vertical de 88°-90°.
Figura # 5: Mineralización veta Melina.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
Estos sistemas poseen espesores entre 10 y 60 cm, son vetas de cuarzo y vetillas tipo
stock-work como se muestra en la figura # 6. La mineralización de Au y Ag se halla
principalmente en cuarzo lechoso, que contienen sulfuros de hierro como piritas,
calcopiritas y pirrotinas.
15
“La alteración dominante viene dada por una asociación clorita-biotita, en ocasiones
biotita-clorita, que puede ser de una intensidad leve a fuerte con una débil
sobreimposición de sericita, ocasionalmente acompañada con vetillas de carbonatos”
(Ureña, 2016, p. 12).
Figura # 6: Veta de cuarzo y vetillas tipo stock-work proyecto Melina.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
3.4 Caracterización geomecánica del macizo rocoso
Esto se refiere al estudio y análisis del comportamiento del macizo rocoso, teniendo en
cuenta factores de suma importancia para la estabilidad del macizo y que influyen
directamente en la estabilidad de las labores mineras a excavarse. Dichos factores
geotécnicos pueden ser fallas, fracturas, discontinuidades, calidad de roca, resistencia de la
roca y esponjamiento.
Dentro de los diversos métodos que se conocen para determinar la calidad de un macizo
rocoso se aplicará el planteado por Bieniawski en 1989 en el presente estudio.
El sistema de clasificación Rock Mass Rating o sistema RMR fue desarrollado por
Z.T. Bieniawski; sistema el cual ha sido modificado en base a más de 300 casos reales
16
de túneles, cavernas, taludes y cimentaciones. Actualmente se usa la edición de 1989,
que coincide sustancialmente con la de 1979. (Chipantiza, 2019, p.30)
Dicho método consiste en la evaluación de los siguientes parámetros: RQD (Rock Quality
Designation), resistencia de la roca, cantidad de agua, dirección de las diaclasas,
espaciamiento, ente otros; asignando un valor para cada parámetro que fue medido en campo
y analizado en una tabla estandarizada.
Resistencia de la roca.-Tendrá una puntuación máxima 15 puntos y como referencia se
puede usar ensayos de compresión uniaxial, ensayo por martillo de schmidt o también
índices de resistencia obtenidos en campo.
Para el presente estudio se han tomado tres muestras de roca en el área de investigación que
es la veta Melina; esto es una muestra en el techo, piso y en la veta.
Para determinar la resistencia de la roca se realizó el ensayo del esclerómetro o también
llamado martillo de Schmidt, en el laboratorio de geotecnia de la Universidad Central del
Ecuador, llevado a cabo por el autor del presente proyecto integrador (figura # 7). “Este
ensayo permite estimar de forma aproximada la resistencia a compresión simple mediante
una sencilla correlación, siendo aplicable fundamentalmente a matriz rocosa, pero también
a discontinuidades. Su uso está muy extendido dada la facilidad y rapidez de su utilización”
(Gonzales de Vallejo, 2004, p.346).
17
Figura # 7: Martillo de Schmidt para geología.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
De los ensayos realizados con el esclerómetro se ejecutó un cálculo promedio de los valores
obtenidos para la resistencia de la roca caja, obteniendo así un valor de 78 MPa.
RQD.- Este parámetro se evalúa en una puntuación máxima de 20 y se lo calcula teniendo
en cuenta la sumatoria de los núcleos de los testigos de longitudes mayores a 10 cm
expresado en porcentaje.
Para determinar el RQD en un túnel o galería se aplica una fórmula para cada caso en
particular:
Caso 1: Para bloques tabulares o prismáticos
RQD= 115-3.3*Jv (Palmstrom 1995-2005)
Caso 2: Para bloques poliédricos, romboédricos y equidimensionales
RQD=110-2.5 Jv (Palmstrom 1995-2005)
Donde:
Jv: Es el índice volumétrico de fracturas o número de fracturas por m3.
18
Jv =# de discontinuidades
Longitud de medida
En campo se evidencio que las estructuras presentan forma equidimensional; como
consecuencia se considera el segundo caso. Cabe mencionar que la longitud de medida es
de 5 metros para cada tramo (figura # 8), tanto en el nivel principal de la galería Melina
como también en el pique inclinado de transporte.
Figura # 8: Número de discontinuidades de estación geomecánica 1, galería Melina.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
Separación de las discontinuidades
Chipantiza (2019) afirma que “Se refiere a la separación entre las discontinuidades de una
misma familia de diaclasas de la roca en metros; este parámetro tiene una valoración máxima
de 20 puntos” (p.34).
Estado de las discontinuidades
Además de ser el parámetro más importante para ser evaluado hasta 30 puntos, es
relevante, porque está constituido por otros 5 factores geotécnicos de gran importancia
mencionados a continuación: (Chipantiza, 2019, p.34)
19
Relleno
Abertura
Alteración
Rugosidad
Continuidad.
Cantidad de agua.- Este parámetro mide el estado general de la roca teniendo en cuenta
humedad y su valoración límite es de 15 puntos.
Se debe tomar en cuenta que para obtener un RMR básico, es inevitable realizar correcciones
debido a la dirección de las diaclasas. (Tabla # 2)
Tabla # 2: Corrección por la dirección de las diaclasas.
Fuente: Bieniawski, Z.T. (1989). Engineering rock mass classifications.
La tabla estandarizada planteada por Bieniawski en 1989 para estimar la calidad de un
macizo fue aplicada en el presente proyecto; teniendo en cuenta que se ha levantado un total
de 11 estaciones geomecánicas en la zona de interés, obteniendo así un número considerable
de datos geotécnicos que serán evaluados bajo el contexto del método de RMR de
Bieniawski.
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección
perpendicular al eje
del túnel Dirección paralela al
eje del túnel
Dirección perpendicular al
eje del túnel
Buzamiento
0°-20°
cualquier
dirección
Excavación con
buzamiento
Excavación contra
buzamiento
Buz 45° -
90°
Buz 20°-
45°
Buz 45° -
90°
Buz 20°-
45°
Buz 45° -
90° Buz 20°-45°
Muy
favorable Favorable
Muy
desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y
buzamiento
Muy
favorable Favorable Media Desfavorable
Muy
desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12
20
Se realizó el análisis geotécnico para cada una de las familias de discontinuidades identificadas
en las estaciones geomecánicas levantadas en el proyecto Melina (Anexo 1).
En la estación geomecánica 1 se identificaron 2 familias de discontinuidades medidos en
campo y cuyos datos se exponen en la Tabla # 3.
Tabla # 3: Datos geotécnicos medidos en campo familias J1 y J2 estación 1.
Familia J2
Dirección 293°
Buzamiento 60°
Espaciamiento mayor a 2m
Abertura < 0.1 mm
Continuidad < 1 m
Relleno Nulo
Rugosidad Ondulada
Agua Húmedo
Alteración
Mod.
Alterada
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
Los datos recopilados de la primera familia de diaclasas localizadas en la estación 1, nos indica
el comportamiento geomecánico de la zona evaluada como se demuestra en la Tabla # 5.
Para determinar la calidad del macizo rocoso en función de la puntuación del RMR, Bieniawski
plantea la Tabla # 4 de clasificación.
Tabla # 4: Clasificación de los macizos rocosos.
Clasificación de los macizos rocosos Según Bieniawski(1989)
Clase I II III IV V
Calidad Muy Buena Buena Media Mala Muy Mala
Puntuación 100-81 80-61 60-41 40-21 < 20
Fuente: Bieniawski, Z.T. (1989). Engineering rock mass classifications.
De la Tabla # 5 se obtiene un RMR de 76 para la familia J1, mientras que para la familia J2 un
RMR de 75 (Anexo 1), por lo tanto se toma el menor valor debido a que esta familia de
diaclasas será la que genere más problemas de estabilidad a las labores franqueadas.
Familia J1
Dirección 305°
Buzamiento 70°
Espaciamiento mayor a 2m
Abertura 0.1 a 0.25mm
Continuidad menor a 1
Relleno Qz < 5mm
Rugosidad Rugosa
Agua Húmedo
Alteración
Mod.
Alterada
21
Tabla # 5: Caracterización geomecánica del macizo rocoso de estación 1, familia J1, del proyecto Melina.
Fuente: Bieniawski, Z.T. (1989). Engineering rock mass classifications.
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga
puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2—1
4
Com. Simple
7 Com.
Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50—25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD= 100 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 20
Estado de las
discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 6
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 5
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno
duro(>5mm) 2
Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno
blando(>5mm) 0 4
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 3
Agua freática
Q. por 10m de
túnel Nulo
15 10 L /min 10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min 0 7 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 76 ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel
Buzamiento 0°-20°
cualquier dirección
Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 0
TOTAL RMR 76
22
De lo mencionado anteriormente y en base a la Tabla # 4 tenemos como resultado un macizo
rocoso de calidad buena, pero se debe tener en cuenta que este resultado es solo para la estación
geomecánica 1; en consecuencia es necesario evaluar las estaciones restantes con sus
respectivas discontinuidades con la finalidad de obtener un resultado geomecánico
representativo para toda la zona de interés del diseño de explotación (Tabla # 6).
Tabla # 6: Cuadro resumen de la caracterización geomecánica de la zona de la veta Melina.
Estación
Geomecánica
Familias de
discontinuidades
RMR Menor
valor Clase Calidad
G1 J1 76
75 II Buena J2 75
G2 J1 65
65 II Buena J2 71
G3
J1 60
45 III Media J2 53
J3 45
J4 60
G4 J1 58
58 III Media J2 62
G5
J1 45
45 III Media J2 60
J3 54
G6 J1 47
47 III Media J2 56
G7 J1 64
49 III Media J2 49
G8
J1 51
51 III Media J2 65
J3 57
G9 J1 52
52 III Media J2 61
G10 J1 53 53 III Media
G11 J1 44 44 III Media
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
De los resultados obtenidos se concluye que se dispone de un macizo rocoso de calidad media.
23
3.5 Identificación de los parámetros a investigarse
Los parámetros a investigarse se detallan a continuación:
Propiedades físico-mecánicas del depósito mineralizado
Parámetros del sistema de explotación
o Dimensionamiento de los bloques en explotación
o Dimensionamiento de las labores de transporte
o Dimensionamiento de las labores de ventilación
o Diseños de perforación y voladura de las labores de preparación y explotación
Parámetros económicos
o Costo de operación
3.6 Referencias específicas de la investigación
El levantamiento actualizado de la topografía subterránea en el proyecto Melina es de mucha
importancia, ya que se tomará en cuenta para plantear el diseño en el presente estudio.
Los diseños de los diagramas de perforación y voladura para las distintas labores mineras tales
como: galerías horizontales, chimeneas, desbanques; contribuyen a la obtención de varios
resultados como pueden ser: rendimientos en avance, fragmentación, estado de los contornos
de las labores, sobre excavación.
3.7 Características relevantes del proyecto
Es relevante y de suma importancia la existencia de reservas explotables, para asegurar el inicio
de la fase de explotación minera de manera técnica, sustentable, rentable y amigable con el
medio ambiente. Esto garantiza el éxito del proyecto a nivel económico en beneficio no solo
de los inversionistas o de la empresa sino también de la comunidad.
24
3.8 Determinación o medición de variables y parámetros propuestos
3.8.1 Topografía
En el proyecto Melina la cota más alta en la superficie es de 1 120 m s.n.m, mientras que la
cota más baja es la del río Chirapi con 960 m s.n.m; la galería principal de acceso se ubica en
la cota 1057 msnm. Esto nos indica que la distancia vertical entre el nivel principal y la
superficie es de 63 m como se puede observar en la figura # 9 diseñada en el software Maptek
Vulcan.
Figura # 9: Perfil topográfico área de concesión minera Melina.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
3.8.2 Parámetros geométricos
Forma: el cuerpo mineralizado Melina está considerado de forma tabular- vetiforme.
Longitud explorada: se evidencio una longitud aproximada de 35 metros.
Potencia: la potencia de la veta Melina varía entre 0.2 a 0.6 metros.
Profundidad explorada: El pique inclinado tiene una longitud de 150 metros, lo cual indica
que tiene una profundidad de 114 metros desde el nivel principal ubicado en la cota 1 057 m.
25
Dirección: La veta Melina sigue un rumbo N-S, con un buzamiento de 55° SE.
La información de la geometría del cuerpo mineralizado antes mencionada, fue formulada en
base al modelo geológico diseñado por el equipo de geología de J.M. Servicios profesionales
(figura # 10); este modelamiento fue realizado teniendo en cuenta las labores exploratorias y
también aquellas que fueron franqueadas en la pasada etapa de minería artesanal.
Figura # 10: Modelo 3D del cuerpo mineralizado “Melina” software Maptek Vulcan.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
3.8.3 Parámetros físico-mecánicos
3.8.3.1 Peso específico
Para determinar el peso específico se han extraído tres muestras de la galería principal: una
muestra de roca encajante yacente, del lado pendiente y de la veta; y fueron analizadas en el
laboratorio profesional certificado de TerraHidro S.A. (Anexo 2).
Cada muestra fue cortada en 4 partes y se realizó un ensayo para cada fragmento con la
finalidad de calcular un valor promedio de peso específico representativo.
Los resultados obtenidos en los ensayos se exponen en la Tabla # 7.
26
Tabla # 7: Resultados de ensayos de muestras sometidas a peso específico.
Veta Estéril de Techo Estéril de Piso
Muestra
Peso
Específico(g/cm3) Muestra
Peso
Específico(g/cm3) Muestra
Peso
Específico(g/cm3)
Fragmento
1 2.552
Fragmento
1 2.714 Fragmento 1 2.674
Fragmento
2 2.585
Fragmento
2 2.724 Fragmento 2 2.679
Fragmento
3 2.636
Fragmento
3 2.71 Fragmento 3 2.303
Fragmento
4 2.563
Fragmento
4 2.718 Fragmento 4 2.681
Promedio 2.58 Promedio 2.72 Promedio 2.58
Promedio
en KN/m3 26
Promedio
en KN/m3 27
Promedio en
KN/m3 26
Fuente: Laboratorio de geología, geotecnia, hidrogeología y geofísica de Terrahidro S.A.
3.8.3.2 Resistencia de la roca
Para determinar la resistencia de la roca se aplicó el ensayo por martillo de Schmidt (figura #
11), teniendo en cuenta que se han tomado 3 muestras en la veta Melina; muestras en las cajas
estéril yacente y pendiente y en la veta.
Para la realización del ensayo, en primer lugar, se limpia la zona a ensayar, que debe estar libre
de fisuras o grietas, eliminando la pátina de roca meteorizada. A continuación se aplica el
martillo, presionando hasta que salta el muelle; el aparato debe colocarse perpendicular al plano
de ensayo. En función de la dureza o resistencia de la roca, el muelle sufre mayor o menor
rebote, valor que queda reflejado en una escala situada al costado del aparato. (González de
Vallejo, 2004, p.348)
27
Figura # 11: Ensayo de roca con esclerómetro o martillo de Schmidt.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
En la roca estéril yacente se han tomado un total de 9 mediciones (Tabla # 8), de dichos datos
se procede a calcular un valor promedio de golpes de rebote del martillo. “Este valor se
relaciona mediante un ábaco directamente con la resistencia a la compresión simple, en función
de la densidad de la roca, de la inclinación del martillo y del plano ensayado” (González de
Vallejo, 2004, p.348).
Tabla # 8: Valores de rebote ensayo martillo de Schmidt muestra estéril de piso.
Número de golpe 1 2 3 4 5 6 7 8 9 Promedio
Golpes de rebote 36 34 41 33 34 33 37 27 35 34
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
Tomando en cuenta que la posición del martillo es vertical hacia abajo, con una densidad de
caja yacente de 26 KN/m3 y con la ayuda del ábaco planteado por González de Vallejo (2004),
obtenemos como resultado una resistencia a la compresión de 65 MPa (figura # 12).
28
Para la roca estéril de la caja pendiente se obtuvo como resultado un valor aproximado de 90
MPa, mientras que para la muestra de veta la resistencia a la compresión resultante fue de 115
MPa (Anexo 3).
Figura # 12: Ábaco de correlación del ensayo del esclerómetro para determinar resistencia a la compresión,
aplicada a la roca de piso.
Fuente: González de Vallejo, L. (2004). Ingeniería Geológica.
Se procedió a calcular un valor promedio entre la resistencia de la caja yacente y pendiente
con el objetivo de alcanzar un resultado final representativo (Tabla # 9).
29
Tabla # 9: Resistencia final de la roca de caja y de la veta.
Roca estéril Veta
Lado yacente Lado pendiente
Resistencia( MPa) 65 90 115
Resistencia
final(MPa) 78 115
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
3.8.3.3 Coeficiente de resistencia
L.J. Barón propuso la siguiente fórmula para determinar el coeficiente de resistencia de la roca:
f =Rcp
300+ √
𝑅𝑐𝑝
30
Donde:
Rcp: Resistencia a la compresión simple en kg/cm2
Rcp de estéril: 78Mpa = 795.4 kg/cm2
f =795.4
300+ √
795.4
30
f =7.8
Rcp de veta: 115 Mpa = 1172.7 kg/cm2
f =795.4
300+ √
795.4
30
f =10.2
3.8.3.4 Ángulo de resistencia interna
Según M.M. Protodiakonov el ángulo de resistencia interna se determina por la siguiente
formula:
30
β =tan -1f
Dónde: f es el coeficiente de resistencia de la roca
f del estéril: 7.8
β = 82.7 °
f de la veta: 10.2
β = 84.4 °
3.8.3.5 Resistencia a la tracción
“Es la máxima fuerza de tensión por unidad de área que la muestra de roca soporta antes de la
ruptura, pero existe otro método para determinar el valor de la resistencia a la tracción de forma
indirecta.”(Chipantiza, 2019, p.45).
Broch & Franklin (como se menciona en Chipantiza, 2019) afirma que existe una relación entre la
resistencia a la compresión simple y el índice de carga puntual.
𝐑𝐜𝐩 = 24 ∗ Is
Brook (1993) (también citado en Chipantiza, 2019) relaciona el índice de carga puntual con
la resistencia a la tracción de la roca.
𝐑𝐭𝐫 = 1.5 ∗ Is
Por lo tanto si llevamos a cabo una relación entre los dos planteamientos llegaremos a la
siguiente conclusión:
Rcp
Rtr=
24*Is
1.5 ∗ Is
Rcp
Rtr= 16
31
Rtr= Rcp
16
Resistencia a la tracción de la roca estéril:
Rtr= 78
16=4.88 Mpa
Resistencia a la tracción veta:
Rtr= 115
16=7.19 MPa
3.8.3.6 Capacidad de absorción
Se denomina a la propiedad de las rocas de retener tal o cual cantidad de agua en dependencia
de sus propiedades y condiciones geológicas.
Para determinar la capacidad de absorción se procedieron a realizar ensayos pertinentes en el
laboratorio de geotecnia cómo se demuestra en el Anexo 2.
Los resultados obtenidos se muestran en la Tabla #10.
Tabla # 10: Resultados de los ensayos de absorción de la roca de caja y de la veta.
Veta Estéril de Techo Estéril de Piso
Muestra Absorción % Muestra Absorción % Muestra Absorción %
Fragmento 1 0.914 Fragmento 1 0.215 Fragmento 1 0.400
Fragmento 2 0.863 Fragmento 2 0.216 Fragmento 2 0.305
Fragmento 3 1.190 Fragmento 3 0.202 Fragmento 3 6.488
Fragmento 4 0.834 Fragmento 4 0.235 Fragmento 4 0.275
Promedio 0.95 Promedio 0.22 Promedio 1.87
Promedio roca estéril 1.04
Fuente: Laboratorio de geología, geotecnia, hidrogeología y geofísica de Terrahidro S.A.
32
3.8.3.7 Esponjamiento
Es el aumento de volumen que se produce en el material rocoso al fragmentarlo. Se
expresa mediante porcentaje de aumento sobre el volumen original en el macizo,
denominándose “factor de conversión volumétrica o FCV” a la relación entre el peso
volumétrico del material fragmentado y en el banco, expresándose en porcentaje:
FCV =Kg *m cúbico de material suelto
Kg *m cúbico de material en el macizo
Y luego: la expansión o coeficiente de esponjamiento, es igual a:
E =(1
FCV)
(Exsa, 2009, p.60).
El factor de conversión volumétrica también se lo puede obtener con la ayuda de cuadros que
no toman en cuenta el tamaño de los fragmentos, como se indica en la Tabla # 11.
Tabla # 11: Factor de conversión volumétrica de materiales.
Esponjamiento y factor de conversión volumétrica de materiales y rocas
Material Porcentaje de
expansión (%) Factor volumétrico
Arcilla 40 0.72
Arcilla y grava seca 40 0.72
Arcilla y grava húmeda 40 0.72
Carbón, veta, tobas y andesitas 35 0.74
Tierra común y marga 25 0.8
Tierra húmeda 25 0.8
Grava (6 a 51mm) seca 12 0.89
Grava (6 a 51mm) húmeda 12 0.89
Yeso solido 74 0.57
Mineral de hierro 33 0.75
Piedra caliza 67 0.6
Arena seca suelta 12 0.89
Arena húmeda compacta 12 0.89
Arenisca 54 0.65
Basaltos 65 0.61
33
Fuente: Exsa. (2009). Manual Práctico de Voladura.
E =(1
0.74)
𝐸 = 1.35
La toba andesítica correspondiente al material estéril del proyecto Melina tendrá un FCV de
0.61, por lo tanto el coeficiente de esponjamiento será de 1.6.
3.8.4 Ley
Se trata del contenido de mineral útil en relación a la unidad de tonelaje; estos valores de
concentración de la veta Melina fueron determinados en el estudio de pre factibilidad del
proyecto “La Melina” en el año 2016, registrando leyes que van desde los 8 gr/Ton hasta 26
gr/Ton.
En dicho estudio se tomaron 18 muestras en el cuerpo vetiforme Melina, por lo tanto se
procedió al calcular la ley media ponderada teniendo en cuenta su potencia en la zona de
muestreo, como se evidencia en la Tabla # 12.
Tabla # 12: Resultados del muestreo en rocas de la veta Melina sometidas a análisis químico.
ID_MUESTRA
TIPO DE
MUESTREO
POTENCIA
(m) Au(g/Ton) LEY*POTENCIA
ML-001 Veta 0.2 18.36 3.67
ML-002 Veta 0.3 15.45 4.64
ML-003 Veta 0.3 17.96 5.39
ML-004 Veta 0.3 9.378 2.81
ML-005 Veta 0.2 13.87 2.77
ML-006 Veta 0.15 14.16 2.12
ML-007 Veta 0.15 10.25 1.54
ML-008 Veta 0.2 25.11 5.02
ML-009 Veta 0.4 9.39 3.76
ML-010 Veta 0.25 12.53 3.13
ML-011 Veta 0.4 8.93 3.57
ML-012 Veta 0.2 12.03 2.41
ML-013 Veta 0.3 10.65 3.20
34
ML-014 Veta 0.2 16.24 3.25
ML-015 Veta 0.3 26.88 8.06
ML-016 Veta 0.2 13.23 2.65
ML-017 Veta 0.2 24.71 4.94
ML-018 Veta 0.2 11.62 2.32
Sumatoria 4.45 65.25
Ley promedio de
Au(g/Ton) 14.66
Fuente: Ureña, F. (2016).Informe de pre factibilidad del área minera “La Melina”.
𝐿𝑒𝑦𝑚𝑒𝑑𝑖𝑎 =Σ(Potencia ∗ Ley)
Σ Potencia
𝐿𝑒𝑦𝑚𝑒𝑑𝑖𝑎=65.25
4.45
𝐋𝐞𝐲𝐦𝐞𝐝𝐢𝐚 = 𝟏𝟒. 𝟔𝟔 𝐠𝐫
𝐓𝐨𝐧
3.9 Registro de información
Para el registro de la información recopilada en el proyecto integrador, fue necesario el uso de
herramientas como:
Cámara fotográfica: herramienta usada para elaborar un registro fotográfico del
proyecto Melina.
Excel: herramienta informática usada para procesar datos, creación de tablas, ejecución
de cálculos necesarios para el proyecto investigativo.
Word: herramienta informática para la elaboración del documento final.
35
3.10 Procesamiento de datos
El procesamiento de la información del diseño de explotación de la veta Melina se realizó en
los siguientes programas en versión demo:
AutoCAD: programa utilizado en el diseño 2D, diseño de mallas de perforación.
Maptek Vulcan: programa utilizado en el diseño digital de la explotación de la veta,
estimación de reservas explotables y modelamiento 3D.
Ventsim: software utilizado especialmente en ventilación.
3.11 Interpretación de resultados
La información de los resultados recopilados hasta el momento, que son de importancia para
llevar acabo el diseño final de explotación se resume de la siguiente manera:
Con respecto a la geometría del depósito Melina (Tabla # 13):
Tabla # 13: Geometría del yacimiento vetiforme Melina.
DATOS GEOMÉTRICOS VETA
MELINA
Característica Valor Unidad
Forma Tabular -------
Longitud 35 m
Potencia 0.2 - 0.6 m
Profundidad 63 m
Dirección N-S grados
Buzamiento 55-60 SE grados
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
Algunos de los parámetros físico-mecánicos fueron resultados de pruebas en laboratorio, otros
medidos en el campo, y datos de bibliografía especializada en geomecánica, estos constan en
la Tabla # 14:
36
Tabla # 14: Propiedades físico-mecánicas Veta Melina y Roca encajante.
PROPIEDADES FÍSICO-MECÁNICAS
Característica Valor Unidad
RMR(Calidad del macizo rocoso)
III Media
Peso específico(Veta) 2.58 g/cm 3
Peso específico Estéril (Techo) 2.72 g/cm 3
Peso específico Estéril (Piso) 2.58 g/cm 3
Resistencia a compresión Estéril(Rcp) 78 MPa
Resistencia a compresión Veta(Rcp) 115 MPa
Coeficiente de resistencia Estéril (f) 7.8 -------
Coeficiente de resistencia Veta(f) 10.2 ------
Angulo de resistencia interna Estéril (β) 82.7 grados
Angulo de resistencia interna Veta (β) 84.4 grados
Resistencia a la tracción Estéril (Rtr) 4.88 MPa
Resistencia a la tracción Veta (Rtr) 7.19 MPa
Capacidad de Absorción Estéril 0.95 %
Capacidad de Absorción Veta 1.04 %
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
3.12 Alternativas de solución al problema investigado
Para determinar el sistema de explotación más adecuado se empleará el procedimiento de
selección por análisis numérico planteado por Llanque et al. (1999). “El procedimiento
numérico de selección del método de explotación consiste en asignar a cada uno de éstos,
calificaciones individuales en función de las características y parámetros que presentan los
yacimientos” (Llanque, et al., 1999, p.35).
37
En la Tabla # 15 se colocan las puntuaciones que se le puede otorgar a cada uno de los métodos
mineros en función de la geometría del yacimiento y de la distribución espacial de
concentración mineral.
Tabla # 15: Puntaje por método según su aplicabilidad.
CLASIFICACIÓN VALOR
Preferido 3-4
Probable 1-2
Improbable 0
Desechado -49
Fuente: Llanque, et al. (1999). Explotación Subterránea Métodos y Casos Prácticos.
Para que este proceso pueda llevarse a cabo se deben tomar en cuenta los parámetros del
yacimiento expuestos en la Tabla # 16:
Tabla # 16: Parámetros del yacimiento para la selección del sistema de explotación.
PARÁMETRO CARACTERÍSTICA UNIDADES
Geometría
Forma Tabular N/A
Ancho 0.20-0.6 Metros
Mineralización Distintas leyes que gradualmente
cambian N/A
Buzamiento 55-60 ° (Grados)
Mineral
UCS (R. Compr. Simple) 115 MPa
Profundidad 63 Metros
RQD 40-60 %
Espaciamiento Grande ff/m
Condición de estructuras Relleno de mayor resistencia que la
roca intacta N/A
Pared
Colgante
(Techo)
UCS (R. Compr. Simple) 90 MPa
RQD 40-60 %
Espaciamiento Grande ff/m
Condición de estructuras
Relleno de mayor resistencia que la
roca intacta N/A
Pared
Pendiente
(Piso)
UCS (R. Compr. Simple) 65 MPa
RQD 40-60 %
Espaciamiento Grande ff/m
Condición de estructuras Relleno de mayor resistencia que la
roca intacta N/A
Fuente: Llanque, et al. (1999). Explotación Subterránea Métodos y Casos Prácticos.
38
Posteriormente, se realiza el análisis numérico partiendo de los datos mencionados en el cuadro
anterior (Anexo 4), el primer cuadro analiza la geometría y distribución de leyes, mientras que
los cuadros 2, 3 y 4 se enfocan en las propiedades geomecánicas del material mineralizado,
de la roca estéril de techo y de la roca de piso.
“Después de totalizar las puntuaciones, los métodos que presentan las mayores calificaciones
serán los que tendrían mayores posibilidades de aplicación y con los que se procederá a cubrir
la siguiente etapa de elección del sistema” (Llanque, et al., 1999, p.35).
39
Tabla # 17: Resumen de puntuaciones asignadas según el método de explotación.
PARÁMETROS Característica Hundimiento
por bloques
Cámaras
por subnivel
Hundimiento
por subniveles
Tajeo
largo
Cámaras
y Pilares
Cámara
almacén
Corte y
relleno
Entibación
con marcos
Forma del yacimiento Tabular 2 2 4 0 4 2 4 2
Potencia del mineral Estrecho -49 1 -49 4 4 1 4 4
Inclinación Inclinado 4 4 4 -49 0 4 4 3
Distribución de leyes Uniforme 4 3 4 4 3 3 3 3
Profundidad 63 m
SUBTOTAL 1 (S1) -39 10 -37 -41 11 10 15 12
Geomecánica
Zona del mineral
Resistencia de la roca Alta 1 4 3 0 4 4 2 1
Espaciamiento entre fracturas Grande 3 1 4 0 2 3 2 2
Resistencia de discontinuidades Media 3 2 2 3 2 2 3 3
SUBTOTAL 2 (S2) 7 7 9 3 8 9 7 6
Zona del techo
Resistencia de la roca Alta 1 4 1 0 4 1 2 2
Espaciamiento entre fracturas Grande 3 1 3 3 2 3 2 2
Resistencia de discontinuidades Media 2 2 2 2 2 2 3 3
SUBTOTAL 3 (S3) 6 7 6 5 8 6 7 7
Zona del piso
Resistencia de la roca Alta 3 4 4 3 4 3 2 2
Espaciamiento entre fracturas Grande 3 2 3 4 3 3 2 2
Resistencia de discontinuidades Grande 3 1 2 3 3 2 4 4
SUBTOTAL 4 (S4) 9 7 9 10 10 8 8 8
TOTAL (S1+S2+S3+S4) -17 31 -13 -23 37 33 37 33
Fuente: Llanque, et al. (1999). Explotación Subterránea Métodos y Casos Prácticos.
40
Los sistemas de minado más adecuados de acuerdo a la Tabla # 17: son corte y relleno con un
total de 37 puntos, al igual que cámaras y pilares; en consecuencia los 2 sistemas serán las
alternativas propuestas para el diseño de explotación.
3.12.1 Corte y relleno
Estos sistemas son utilizados en yacimientos de potencia pequeña en los que es imposible
que el trabajador se encuentre dentro del frente con su maquinaria de trabajo. Se
caracterizan debido a que el mineral arrancado es trasegado hacia los buzones mientras que
la roca estéril arrancada queda en calidad de material de relleno. El arranque del material
mineralizado o de la roca estéril es selectivo, y pueden efectuarse con anterioridad o
posterioridad. Estos sistemas son utilizados con las siguientes condiciones, según
(Zaldumbide, 2014, p.92), y éstas son:
Potencia del yacimiento de 0.3 a 0.4 metros, de lo contario estos sistemas son
desventajosos,
Yacimientos con cualquier ángulo de buzamiento o caída,
Macizo mineralizado y roca estéril estables de lo contario podría producirse perdida
y dilución,
El mineral debe ser de riqueza tal para que todos los gastos efectuados en los
diferentes trabajos puedan ser recuperados,
La roca de las paredes no debe tener incrustaciones grandes de mineral ya que será
utilizada como material de relleno y estas reservas se perderán para siempre.
Dentro del sistema de explotación por Corte y Relleno (Cut and Fill), es importante elegir la
variante más adecuada que será aplicada en el diseño de minado, esta selección estará
condicionada por las características geológicas y minero-técnicas del yacimiento.
41
En la práctica este tipo de características son las que esencialmente entregan como
resultado uno u otro sistema que podrá ser utilizado para el trabajo en cierto yacimiento.
Los principales factores geológicos de estratificación son: ángulo de caída, potencia del
yacimiento, características físicas del macizo mineralizado y la roca estéril. Aparte de
estos existen otros factores tales como: tipo de fracturamiento del yacimiento, tipo de
contacto entre macizo mineral y la roca estéril, estas últimas características en ciertas
ocasiones influyen directamente en la no utilización del sistema elegido. (Zaldumbide,
2014, p.174)
Otros factores que influyen en la elección de la variante son por ejemplo: las características
hidrogeológicas, la profundidad a la que se encuentra el depósito y la situación de la superficie;
también son parámetros importantes a tomar en cuenta (Tabla # 17).
En base a la puntuación resultante del análisis, es evidente que la variante de relleno con la
misma roca encajante es más factible, esto debido a la potencia estrecha del yacimiento;
parámetro decisivo entre las 2 variantes planteadas.
42
Tabla # 18: Análisis de parámetros en la elección de la variante del sistema de explotación.
Fuente: Zaldumbide, M. (2014).Sistemas de Explotación Subterránea.
Características
Características
del yacimiento
Corte y relleno
Convencional
Corte y relleno con la
misma roca encajante
Ángulo de caída 50°-55° x X
Potencia del
yacimiento
30-60 cm
- (Es muy
angosto)
X
Características
físicas del macizo
mineralizado
Moderadamente
resistente a
resistente
x
x
Características
físicas del macizo
estéril
Moderadamente
resistente a
resistente
x
X
Tipo de
fracturamiento del
yacimiento
Bajo
x
X
Tipo de contacto
mineral-estéril
Intrusión
x
X
Características
hidrogeológicas
Alta
x
X
Profundidad del
yacimiento
50-60 m
x
X
Características de
la superficie sobre
el yacimiento
Zona
agrícola(Necesaria
su conservación)
x
X
Ley Media x X
Tendencia del
mineral a la
compactación
No
x
X
Tendencia al auto
incendio
No
x
X
Tendencia a la
oxidación
Si
x
X
TOTAL 13 14
43
CAPÍTULO IV
4. MARCO METODOLÓGICO
4.1 Tipo de estudio
La presente investigación será de tipo descriptiva porque debe ser estudiado el diseño de
explotación, básicamente a través de la medición de sus variables.
El proyecto integrador será realizado en base al estudio de campo debido a la necesidad del
investigador de recolectar información directamente en el área de estudio.
La investigación será de tipo analítica, ya que se analizará detalladamente tanto la información
recolectada como la generada en campo.
4.2 Universo y muestra
El universo de la presente investigación ha sido identificado como concesión “La Melina”.
La muestra será la veta denominada Melina, la cual será objeto del diseño de explotación.
4.3 Técnicas
La información que servirá para la presente investigación será la registrada en archivos
relacionados a geología, topografía, geotecnia; información bibliografía, plan de manejo
ambiental del área minera La Melina, informes técnicos del área, artículos científicos,
proyectos de investigación integradores.
Las principales técnicas aplicadas en el presente proyecto son:
Recopilación de la información en campo (figura # 13)
Muestreo del cuerpo mineralizado y escombreras.
Análisis de ensayos en laboratorio
44
Investigación bibliográfica
Procesamiento de la información con la versión demo de los programas Vulcan,
AutoCAD y Ventsim.
Figura # 13: Lectura de datos estructurales en galería Melina.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
4.4 Planteamiento de la propuesta en base a resultados
En base a toda la información recopilada, analizada e investigada se plantea que el sistema de
explotación más adecuado para el aprovechamiento del cuerpo mineralizado Melina es Corte
y Relleno, con arranque del material mineralizado por una sola capa horizontal y relleno del
espacio explotado con la roca estéril (figura # 14).
El arranque por una sola se realiza con el relleno total o parcial del espacio explotado
en dependencia de la cantidad de roca estéril arrancada. La roca estéril que sobrepase
el volumen necesario será trasegada hacia la superficie. Se utiliza la fuerza de la
voladura o barrenos direccionales para formar una pila de material estéril por lo que
desaparece la necesidad de removerla de manera manual. El arranque en el campo
45
minero se ejecuta dividiendo a éste en frentes pequeños o frentes largos, las
dimensiones de los frentes de arranque están en función de los métodos de trasiego a
utilizarse. (Zaldumbide, 2014, p.92)
Figura # 14: Arranque por capas y relleno del espacio explotado con la roca estéril arrancada.
Fuente: Zaldumbide, M. (2014).Sistemas de Explotación Subterránea.
46
CAPÍTULO V
5. DISEÑO DE EXPLOTACIÓN
5.1 Reservas
Llamamos reservas a la cantidad de material mineralizado expresado en unidad de volumen o
de masa, que se encuentra concentrado en el depósito investigado.
Según Chipantiza (2019, p. 39) las reservas pueden ser de 3 tipos:
Reservas Probadas: son aquellas que están listas para la extracción, es decir, se conoce
la cantidad y calidad del mineral.
Reservas Probables: son aquellas en las cuales solo se ha medido en dos dimensiones,
mediante las labores de acceso.
Reservas Posibles: son prolongadas en función de la continuidad y lógica del
yacimiento.
Para estimar reservas de la veta Melina, se consideró la longitud del pique inclinado que corta
la veta 150 m en profundidad, el nivel principal 1057 que sigue la veta con una extensión de
65 m y una potencia media de 40 cm.
Con el software Maptek Vulcan se estimaron las reservas del cuerpo mineralizado mediante el
modelamiento de los sólidos, aplicando el método de los polígonos para calcular sus volúmenes
y por consiguiente obtener un tonelaje gracias al peso específico de la veta (Tabla # 19 y 20).
Tabla # 19: Reservas Probables de la Veta Melina.
Reservas Probables
Número de puntos 75
Triangulaciones 146
Reservas en volumen 2 615.23 m3
Peso específico veta 2.6 g/cm3
Reservas 6 799.6 Toneladas Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
47
Tabla # 20: Reservas Posibles de la Veta Melina.
Reservas Posibles
Número de puntos 90
Triangulaciones 176
Reservas en volumen 4 222.735 m3
Peso específico veta 2.6 g/cm3
Reservas 10 979.11 Toneladas
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
Teniendo en cuenta que la veta Melina ha sido dimensionada en base a dos labores mineras, es
evidente que se no se dispone de reservas probadas pero si de probables y posibles como se
observa en la figura # 15.
Con una ley promedio de 14,66 g de oro por tonelada, las reservas probables concentran un
total de 99.682,13 gramos de Au, mientras que las reservas posibles serían 160.953,75 gramos
de Au.
Figura # 15: Estimación de reservas Veta Melina mediante Software Maptek Vulcan.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
48
5.2 Parámetros técnicos
“Este método se denomina también Over Cut and Fill, además el minado de este sistema es en
forma de tajadas horizontales comenzando del fondo del tajo avanzando hacia arriba” (Llanque,
et al., 1999, p.150).
5.2.1 Altura de los niveles
Para determinar la altura entre los niveles, es importante considerar varios aspectos, como
sostenimiento del enmaderado de los buzones de trasiego dentro del material de relleno,
particularidad que limita su tiempo del uso. Llanque, et al (1999) planteo para el sistema de
explotación. “Las tajadas ascendentes rellenadas se ajustan a distancias entre niveles de 25 a
50 m, donde el mineral pobre se deja en forma de relleno” (p.150).
Por lo expuesto, se determina que la altura entre los niveles de explotación será de 30 m, medida
en sentido del buzamiento de la veta de 55°.
5.2.2 Dimensiones de los bloques
El bloque de explotación está definido por la altura entre niveles de 30 m, la distancia medida
desde la chimenea de ventilación y el pique inclinado es de 35 m, y la potencia promedio de la
veta valorizada es 0,40 m; no obstante en roca caja yaciente se franqueara 0.80 m con la
finalidad de realizar la explotación selectiva del mineral, y también obtener material estéril
para el relleno, en consecuencia el ancho del frente será de 1.2 m.
La veta Melina será explotada en cinco bloques con las dimensiones especificadas.
5.2.3 Volumen y tonelaje de los bloques de mineral
El volumen del bloque calcula de la siguiente manera:
Vb = Pm ∗ Lb ∗ Hb
49
Vb = 420mᶟ
Lb: Longitud del bloque=35 m
Hb: Altura del bloque= 30 m
Pm: potencia media de la veta=0.4 m
d: peso específico de la veta= 2.6 Ton / m3
El tonelaje del bloque será:
Tnb = Vb ∗ d
Tnb = 1092 Ton
5.2.4 Forma y dimensiones de las labores
5.2.4.1 Galerías de transporte
Las galerías de transporte están ubicadas en la parte inferior de cada bloque en explotación,
serán utilizadas para el acarreo del material mineralizado desde los buzones de trasiego
instalados en las chimeneas centrales, hasta los buzones que abastecen la salida de mineral en
el pique inclinado principal.
Para determinar la forma de la galería se analizó la presión rocosa que soporta la labor minera,
la utilidad o función de la misma, tiempo de vida y la fortificación que necesitará durante la
operación minera (Tabla # 21).
50
Tabla # 21: Análisis para selección de la forma de galería de transporte.
ELECCIÓN DE LA FORMA
DE LA GALERIA Rectangular Trapezoidal Abovedada Circular
Vida útil de
la galería
Vida corta *
Vida larga * *
Material de
fortificación
Madera * *
Metal * * *
Hormigón Armado * * * *
Pernos de Anclaje * * * *
Intensidad
de
presiones
Baja * *
Media *
Alta *
Función
Acceso * *
Preparación *
Extracción * * *
Exploración * *
Total 6 7 8 7
Nota: Valoración de * = 1
Fuente: López, C. (1997). Manual de Túneles y Obras Subterráneas.
Del análisis anterior se concluye que la forma más adecuada para la galería de transporte es
tipo abovedada. Por consiguiente se procede a dimensionar dicha galería teniendo en cuenta
los datos de la Tabla # 22 que representan los valores mínimos para el diseño de una galería,
sabiendo que el transporte será manual en vagones con neumáticos.
Tabla # 22: Valores mínimos para diseño de galería de transponte.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
Ancho de la galería (2a)
2𝑎 = 𝑚 + 𝐵 + 𝑛
Datos para el diseño de galería abovedada
Ancho mínimo del vagón (B) 1 m
Distancia de seguridad mínima entre la pared de galería y vagón (n) 0.25 m
Anden para personal ( m) 0.75 m
Altura de la galería (h1) 2 m
51
2𝑎 = 0.75 𝑚 + 1 𝑚 + 0.25 𝑚
𝟐𝒂 = 𝟐 𝒎
Radio de la bóveda (r)
𝑟 =(𝑛 + 𝑚 + 𝐵)
2
𝑟 =(0.25 𝑚 + 0.75 𝑚 + 1 𝑚)
2
𝒓 = 𝟏𝒎
Altura de la galería (H)
𝐻 = ℎ1 + 𝑟
𝐻 = 1 𝑚 + 1 𝑚
𝑯 = 𝟐 𝒎
52
Figura # 16: Forma y dimensiones de las galerías de transporte.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
Fortificación
La fortificación minera es una construcción artificial que tiene como objetivo brindar seguridad
al personal, garantizar el transporte, asegurar la estabilidad de las operaciones mineras y
soportar las cargas que afectan a cada una de las labores, ubicadas a distintas profundidades a
lo largo y ancho del yacimiento.
Según la Tabla # 21 para la fortificación de las galerías de transporte, se puede utilizar
hormigón armado, metal y pernos de anclaje; esto debido a la forma de las galerías, las
presiones y el tiempo de vida de las mismas que corresponde a toda la vida útil del proyecto.
Debido a la calidad de la roca mineralizada y estéril, según las determinaciones indicadas
anteriormente, no se necesita de ningún tipo de fortificación.
Secciones de las galerías de transporte
Sección Luz
Es aquella sección útil para la operación minera, considerando el contorno abovedado se
calcula de la siguiente manera:
Sluz = h1 ∗ 2a +r² ∗ π
2
Sluz = 1 ∗ 2 +1² ∗ 3.14
2
Sluz = 3.57 m²
Sección Voladura
Área de la galería que es consecuencia directa de la voladura.
53
Svol = 1.05 ∗ S luz
Svol = 1.05 ∗ 3.57m²
Svol = 3.75 m²
5.2.4.2 Chimeneas de ventilación
Acorde al sistema de explotación planteado, se franquea una chimenea en el borde norte de
cada bloque de explotación, dicha labor inclinada será empleada para ventilar los frentes y el
acceso del personal a los mismos. (Figura # 17).
Figura # 17: Chimenea central y de ventilación del bloque en explotación, método Corte y relleno.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
Para determinar las dimensiones de las chimeneas se aplica el método empírico
checoslovaco.
La dimensión de las chimeneas de paso de mineral y ventilación se obtiene con las
siguientes fórmulas.
Dimensión del lado de la chimenea L:
54
L = 4.6√(d² ∗ K)
Sección rectangular de lado mayor W:
L = 4.6√(d² ∗ K)
Sección circular de diámetro D:
L = 5.2√(d² ∗ K)
Dónde.
o d = mayor dimensión del tamaño en el conducto
o k = una constante de un ábaco que para voladuras típicas de roca en minas
toma los siguientes valores:
k = 0.6 para un contenido de finos igual a 0%
k = 1 para un contenido de finos igual a 5%
k = 1.4 para un contendido de finos igual a 10%.
(Madrid, 2007, pág. 62)
Lado de la chimenea
Se consideran chimeneas de forma cuadrada, con una dimensión de materiales en conducto
de máximo 30 cm, y un porcentaje estimado de finos de 5%.
L = 4.6√(0.3² ∗ 1)
L = 1.4 m
55
En consecuencia, y considerando el ancho del frente de trabajo que es de 1,20 m, y el largo de
1,4 m, la sección de la chimenea es rectangular con altura de 30 m. El buzamiento de la veta
es de la chimenea, esto es 55° (figura # 18).
Figura # 18: Chimenea lateral de ventilación.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
Fortificación de la chimenea de ventilación El material escogido para la fortificación de las chimeneas es la madera, basando en su tiempo
de uso, costos, que se corrobora en la Tabla # 21, la cual toma en cuenta la utilidad que se le
dará a estas excavaciones y presiones que afectan a las mismas. Sosa (1978) afirma:
Se puede deducir que sobre la magnitud de la presión de las rocas influye los siguientes
factores: profundidad a la que se encuentra la galería, tiempo de existencia de uno u
otro denudamiento; forma, dimensiones y tipo de galería; construcción de las
56
fortificaciones, ángulo de buzamiento y carácter de las rocas, influencia de los trabajos
de arranque, sistemas de explotación y otros factores. (p. 6)
Suponiendo que cada capa de roca se caracteriza por sus parámetros: peso volumétrico,
coeficiente de resistencia f y la profundidad H. Sosa (1978) plantea:
La fortificación juega el papel de pared de apoyo y la magnitud de la presión que se
ejerce sobre ellas es igual:
Q = d ∗ H²
2𝑡𝑎𝑛²
90 − β
2
Dónde:
d =Peso volumétrico de las rocas.
H= profundidad (se considera la longitud del bloque más profundo, ya que este será
sometido a la mayor presión).
β = Ángulo de resistencia interna de la roca. (p.18)
Q = 2.65 ∗ 165²
2tan²
90 − 82.7
2
Q = 146,8 T/m
Esto quiere decir que a la profundidad de 165 metros desde la superficie, la presión rocosa será
de 146 T por cada metro de roca, por lo tanto se puede afirmar que la presión de las rocas
independientemente de sus propiedades, aumenta con la profundidad de las excavaciones; es
decir la presión sobre los sostenimientos se eleva constantemente (figura # 19).
57
Figura # 19: Esquema para el cálculo de presión de las rocas de acuerdo a la hipótesis de M.M Protodiakonov.
Fuente: Sosa, G. (1978). Tecnología del franqueo y mantenimiento de galerías.
Se deben analizar las propiedades mecánicas del tipo de madera a utilizarse, debido a que dicho
material debe ser lo suficientemente resistente para resistir las presiones que someterán a las
chimeneas de ventilación, además el ambiente minero juega un papel fundamental en la
preservación de la madera a lo largo del tiempo. Según Chipantiza (2019):
Cuando el aire es limpio, seco y frío la madera se conserva mejor que en condiciones de
humedad y calor. Para prevenir la pudrición de la madera es necesario impregnarla con
antisépticos, bajo la acción de los cuales las albúminas e hidratos de carbono de la madera
se coagulan y forman compuestos químicos que convierten la madera en veneno para los
hongos y bacterias. (p. 67)
Recalde (2015) agrupa los distintos tipos de maderas en función de la resistencia y la densidad de
las mismas como se observa en la tabla # 23.
Tabla # 23: Esfuerzos admisibles de maderas en Ecuador.
GRUPO FLEXION
Kg/cm2
TRACCION
PARALELA
Kg/cm2
COMPRESION
Kg/cm2
COMPRESION
TRANSVERSAL
Kg/cm2
CORTE
PARALELO
Kg/cm2
A 670 145 290 80 30
B 479 105 220 56 24
C 319 75 80 24 16
58
Fuente: Recalde, F. (2015).Diseño de elementos estructurales utilizando madera laminada.
La categoría C corresponde a un grupo de maderas de resistencia media a baja, también
conocidas como maderas suaves, mismas que son fáciles de trabajar, de baja duración y poco
durables. A esta agrupación pertenece el Pino, madera que ha sido escogida para el
sostenimiento de las chimeneas de ventilación.
Por consiguiente se procede al cálculo de las especificaciones de la fortificación.
Momento de flexión máxima (Mmax)
L = 5
16∗ Q ∗ a ∗ 1000 ∗ 100
L = 5
16∗ 146.8 Ton ∗ 0.7 m ∗ 1000 ∗ 100
L = 3 211 250 kg ∗ cm
Momento de resistencia máxima (W)
W = M max
M ∗ Rflex
Donde M: es un coeficiente de seguridad que varía entre 0.7 a 0.8 unidimensional.
𝐖 = 3 211 250
0.7 ∗ 795
W = 5 770.4 cm3
Diámetro de los Cumbreros (Dc)
Dc = 2.167 √W3
Dc = 2.167 √5570.43
Dc = 38.86 cm
59
Diámetro de los postes (Dp)
𝐃𝐩 = √Q ∗ Lp ∗ 1000 ∗ 100
M ∗ Rcomp
3
Lp = Longitud de los postes en metros =1.4 m
Dp = √146.8 Ton ∗ 1.4 m ∗ 1000 ∗ 100
0.7 ∗ 590kg/ cm²
3
Dc = 36.8 cm
Espesor del encostillado (C)
C = K ∗ Le ∗ √d ∗ a
M ∗ f ∗ Rflex
2
Donde:
K: coeficiente que considera la sección del encostillado y varia de 0.87 a 1.3 (0.87 para
sección rectangular y 1.3 contorno redondo).
Le: longitud del encostillado en cm.
(f): coeficiente de resistencia de la roca= 7.8
C = 0.87 ∗ 100 cm ∗ √2.65 kg/cm² ∗ 70cm
0.7 ∗ 7.8 ∗ 795 kg/cm²
2
C = 18cm
60
Secciones de la chimenea
Sección luz
Sl = L ∗ L
Sl = 1.4 𝑚 ∗ 1.2𝑚
Sl = 1.68m²
Sección optima
Sección ocupada por las fortificaciones (m2).
Sop = (L + 2C) ∗ (2Dc + 1.2m)
Sop = (1.4m + 2 ∗ 0.18m) ∗ (2 ∗ 0.38m + 1.2m)
Sop = 1.76m ∗ 1.96m
Sop = 3.44m²
Sección resultante de la voladura (m2)
Svol = (1.05) ∗ Sop
Svol = (1.05) ∗ 3.44 m²
Svol = 3.6 m²
En conclusión, la profundidad a la que se encuentran cada chimenea influye directamente en
la estabilidad de las paredes debido a que las cargas aumentan a medida que se profundizan los
trabajos, de modo que es inevitable que el diseño de fortificación se vea modificado
constantemente mientras se desciende a través de los niveles de explotación. En la figura # 20
se puede observar el diseño de fortificación para la chimenea de ventilación.
.
61
Figura # 20: Esquema de fortificación de la chimenea de ventilación nivel 1032, Bloque 1.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
5.2.4.3 Chimenea central de trasiego
Esta labor inclinada será empleada exclusivamente para el trasiego del mineral arrancado de
los bloques de explotación, la misma estará ubicada en el centro de cada bloque, tendrá las
mismas dimensiones que la chimenea de ventilación como se observa en la figura # 21.
62
Figura # 21: Chimenea central de trasiego.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
Fortificación
Para determinar la fortificación más adecuada se usarán los resultados obtenidos en los
cálculos de las chimeneas de ventilación, considerando que la función principal del
enmaderado es contener el relleno de roca estéril (Figura # 22) proveniente de la explotación
de bloque.
Figura # 22: Fortificación chimenea central de trasiego.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
5.2.4.4 Franja de corte del bloque de explotación
La primera franja de explotación se ubica sobre el umbral que protege a cada uno de los niveles
de transporte, esta excavación permite iniciar la fase de explotación mediante los bloques de
corte y relleno en ascenso. (Figura #23).
63
La altura de la capa arrancada como también la altura entre el relleno y el mineral es de 1.8-2
metros rara vez de 3 metros. (Zaldumbide, 2014, p.84)
En consecuencia la primera franja tiene una elevación de 1.8 m en vertical, esto considerando
también la profundidad que alcanza el barreno en perforación inclinada y una holgura de 1.2
m correspondiente al ancho de veta más el estéril destinado a relleno.
Ancho de la franja (a)
𝑎 = 𝑎𝑛𝑐ℎ𝑜 𝑑𝑒 𝑒𝑠𝑡é𝑟𝑖𝑙 + 𝑎𝑛𝑐ℎ𝑜 𝑑𝑒 𝑣𝑒𝑡𝑎
𝑎 = 0.8 𝑚 + 0.4 𝑚
𝒂 = 𝟏. 𝟐 𝒎
Longitud del costado de la franja (Lc)
Lc =h
Sen ∝
Lc =1.8 m
Sen 55°
Lc = 2.2 m
Fortificación
Esta excavación no será fortificada a causa de que el estéril volado será utilizado como relleno
in situ, por lo tanto servirá de sostenimiento y también como mesa de trabajo para los trabajos
de perforación.
Sección de la franja de corte
Sección Luz
Sl = a ∗ h
64
Sl = 1.2m ∗ 1.8 m
Sl = 2.16 m²
Sección Voladura
Svol = 1.05 ∗ Sl
Svol = 1.05 ∗ 2.16 m²
Svol = 2.3 m²
Figura # 23: Franja de corte del bloque de explotación.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
5.2.5 Ritmo de producción
La empresa Melina Chango Santa Bárbara S.A estableció un ritmo de extracción mineral de 20
Ton/ día, correspondiente a la veta Melina; considerando que dicha producción se logrará
teniendo al menos 2 bloques en explotación trabajando simultáneamente. Por lo tanto para
65
cumplir la meta extractiva estimada se toma las reservas minerales probables medidas en 6
800 Toneladas.
Para determinar el tiempo de vida útil se emplea la siguiente expresión:
Tv =R
Pd
Donde:
R: Reservas probables del cuerpo mineralizado Melina = 6800Ton
Pd: Producción diaria establecida = 20 Ton/día
Tv =6800 Ton
20Tondia
Tv = 340 días
Tv ≈ 11 meses
Además es importante mencionar que según la legislación de la República del Ecuador, la
producción propuesta se mantiene dentro del rango de pequeña minería.
5.2.6 Cantidad de material estéril a extraer
Para la medición de la cantidad de material que será desalojado de los frentes de explotación
se considera una altura de la franja de 1.8 m, el largo total del corte equivalente a 36 m y una
potencia de roca de caja más veta valorizada en 1.2 m; debido a que este proceso de minado es
estrictamente selectivo en la extracción, debe ser calculado este volumen para establecer
relación con el de veta.
Volumen del bloque
Vb = Lb + Sl
66
Donde:
Vb: Volumen total del bloque (m3)
Lb : Longitud del bloque (m 3) = 35 m
S luz: Sección luz (m2) = 1.62 m2
Vb = 35m ∗ 2.16m²
Vb = 75.6m³
Volumen de la franja de mineral a extraer
𝑉𝑚𝑖𝑛 = 0.4 𝑚 ∗ 1.8 𝑚 ∗ 35 𝑚
𝑉𝑚𝑖𝑛 = 0.4 𝑚 ∗ 1.8 𝑚 ∗ 35 𝑚
𝑉𝑚𝑖𝑛 = 25.2 𝑚3
Este valor evidencia que el volumen de mineral representa el 33.3% del total extraído de
frente de minado, por otro lado el estéril representa el 66.6%.
Volumen de la franja de estéril
𝑉𝑒𝑠𝑡 = 0.66 ∗ 𝑉𝑏
𝑉𝑒𝑠𝑡 = 0.66 ∗ 75.6 𝑚3
𝑉𝑒𝑠𝑡 = 50.4𝑚3
Volumen de la franja de estéril esponjado
Posterior al proceso de voladura la roca sufre una variación de su volumen, aumenta con
respecto al valor que tenía cuando se encontraba confinado en el macizo rocoso.
67
Sabiendo esto, es necesario calcular el nuevo volumen del estéril en base al coeficiente de
esponjamiento (Tabla # 11) E= 1.35.
𝑉𝑒𝑠𝑡 = 𝐸 ∗ 50.4 𝑚3
𝑉𝑒𝑠𝑡 = 1.35 ∗ 50.4𝑚3
𝑉𝑒𝑠𝑡 = 68 𝑚3
Según Chipantiza (2019):
Dependiendo de la potencia del yacimiento existen 3 casos de ubicación de la roca estéril:
La roca estéril completamente rellena el espacio arrancado;
La roca estéril arrancada no es suficiente para rellenar el espacio explotado;
El material estéril arrancado es demasiado para rellenar el espacio explotado.(p. 82)
Se debe determinar primero si el estéril esponjado rellena eficientemente el espacio explotado.
𝑉𝑟𝑒𝑙𝑙 = 𝑉𝑏 − 𝑉𝑐ℎ𝑖
Donde:
V rell: Volumen a rellenar sin considerar la chimenea central (m3)
V chi: Volumen optimo que ocupa la chimenea central por cada 1.8 m de avance (m3)
𝑉𝑟𝑒𝑙𝑙 = 75.6𝑚3 − (3.44 𝑚2 ∗ 1.8 𝑚)
𝑉𝑟𝑒𝑙𝑙 = 75.6 𝑚3 − 6.1 𝑚3
𝑽𝒓𝒆𝒍𝒍 = 𝟔𝟗. 𝟓 𝒎𝟑
Claramente se evidencia que la cantidad de material estéril faenado durante las operaciones,
es suficiente para rellenar el espacio explotado.
68
5.2.7 Operaciones Mineras
5.2.7.1 Proceso de preparación de los bloques de explotación
Las operaciones en la mina se inician con la preparación de los bloques de explotación de la
veta Melina; partiendo del pique inclinado principal que corta la veta en sentido de su
buzamiento, se franquea las galerías de transporte cada 30 metros en dirección del cuerpo
mineralizado. Esta galería será excavada hasta alcanzar la longitud de 35 m, en este punto
empezará el franqueo de chimeneas con una altura de 30 m (figura # 24).
Figura # 24: Esquema de los bloques de explotación veta Melina.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
Ya delimitado cada uno de los bloques, se procede a la construcción de una chimenea central
distinta a la diseñada para el proceso de ventilación, pero antes es necesario definir la altura
del umbral de seguridad.
69
El ancho de los umbrales que se ubican sobre y bajo las galerías de preparación se toman
en función de la potencia del yacimiento; ángulo de caída y estabilidad del macizo
mineralizado y roca estéril, y varia de 2 a 4 metros. (Zaldumbide, 2014, p.84)
La altura del umbral será de 2 m, medidos desde el techo de la galería de transporte; por
consiguiente la chimenea dispondrá de esta misma altura.
Desde el acceso principal inclinado se franquea una franja de corte que atraviesa
horizontalmente todo el bloque de explotación, 2 metros por encima de cada una de las galerías
de transporte; esta apertura será la base para iniciar la faena de la siguiente franja como se
muestra en la figura # 25.
Figura # 25: Esquema de franja de corte de bloque de explotación.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
70
Una vez extraída esta franja se procederá con las siguientes, manteniendo un procedimiento
similar que consiste en arrancar la roca de una franja, rellenar con dicho material el espacio
dejado y usarlo como plataforma de apoyo para el minado de la siguiente franja. Este proceso
se repetirá hasta llegar a los últimos 2 metros que no serán arrancados para dejar otro umbral
de seguridad que corresponde al techo del bloque y sirve de piso para el nivel superior.
El mineral arrancado en cada jornada será trasegado por la chimenea central, misma que será
fortificada con madera en simultáneo con el avance ascendente de los trabajos, con el objetivo
de contener el relleno; mientras que la chimenea lateral será empleada para ventilación (figura
# 26).
El proceso de arranque por perforación y voladura será de la siguiente manera: primero se
extrae el estéril, obteniendo material de relleno y dejando la veta colgada en la caja pendiente
con el objetivo de reducir las pérdidas por dilución al máximo; posteriormente se arranca la
franja mineralizada en una voladura o arranque manual (Figura #27), una vez realizado este
proceso para dar apertura a la cara libre, el arranque de todo el nivel se llevara a cabo con
desbanques horizontales o verticales; este método es eficaz puesto que es un proceso
estrictamente selectivo y sabiendo que la veta es más dura que la roca estéril.
71
Figura # 26: Esquema final de los bloques de explotación 1.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
72
Figura # 27: Esquema final de los bloques de explotación 2.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
73
5.2.7.2 Perforación y voladura
5.2.7.2.1 Galería de transporte
Las voladuras en túneles y galerías se caracterizan por tener una cara libre, que es el frente de
trabajo o ataque. El principio de ejecución se basa en crear una cara o cavidad libre con los
barrenos del cuele y contracuele hacia el cual rompen las cargas restantes de la sección. El
esquema de perforación para el franqueo de la galería de transporte está conformado por
secciones que serán detonadas en secuencia iniciando desde el centro hasta los extremos de la
galería (figura # 28).
Figura # 28: Esquema de secciones de perforación para una galería minera.
Fuente: López, Pernia, Ortiz, López. (2003). Manual de perforación y voladura de rocas.
Los datos necesarios para llevar a cabo el cálculo de perforación de la galería de transporte
constan en la Tabla # 24.
74
Tabla # 24: Datos para el diseño de perforación
Fuente: López et al. (2003). Manual de Perforación y Voladura de rocas.
Avance por voladura
El avance está limitado por el diámetro del barreno de expansión y la desviación de los
barrenos cargados. Siempre que esta última se mantenga por debajo del 2% los avances
medios (X) pueden llegar al 90% de la profundidad de los barrenos (L). (López et al,
2003, p.254)
𝑋 = 0.90 ∗ 𝐿
Donde:
X: Avance por cada voladura
L: Profundidad de los barrenos = 1.8 m
𝑋 = 0.9 ∗ 1.8 𝑚
𝑿 = 𝟏. 𝟔𝟐 𝒎
DATOS
Ancho del túnel 2m
Altura de los hastiales 1 m
Flecha del arco de coronación 1 m
Diámetro del barreno de cuele (D2) 38 mm
Diámetro de perforación (D1) 38 mm
Ángulo de barrenos de contorno ( γ ) 3°
Desviación angular (α) 1%
Error de emboquille ( é ) 2%
Avance efectivo 95%
Potencia relativa en peso del explosivo 1.18
Constante de la roca 0.4
Longitud de barreno 1.8 m
Emboquille en contornos y zapateras 5%
75
Cuele y contracuele
Se ha considerado un cuele de barreno central vacío para el diseño de perforación, tomando en
cuenta los siguientes factores: la eficacia de este método sobre los cueles quemados y una total
independencia de las dimensiones de las galerías a ser franqueadas.
El cuele a emplearse es el de cuatro secciones, debido a su facilidad de diseño y ejecución; es
así que el esquema general del cuele con barreno central conformado por 4 secciones se
demuestra en figura # 29.
Figura #29: Esquema de cuele de cuatro secciones.
Fuente: López et al. (2003). Manual de perforación y voladura de rocas.
Primera sección
La distancia entre el barreno central vacío y los barrenos de la primera sección, conocida
también como piedra, según López et al (2003) se determina por la siguiente expresión:
𝐵1 = 1.5 ∗ 𝐷2
(p.254).
Donde:
B1= B: Piedra; m
D2: Diámetro del barreno del cuele o de expansión = 102 mm = 5 barrenos de alivio
𝐵1 = 1.5 ∗ (0.102𝑚)
𝐵1 = 0.15 𝑚
76
𝐵 = 0.15 𝑚
Concentración lineal de carga (q1)
“Se calcula a partir de la siguiente expresión:
𝑞1 = 55 ∗ 𝐷1 ∗ (𝐵1 −𝐷2
2) ∗ (
𝐶
0.4 ) ∗ (
1
PRP ) ∗ (
𝐵1
𝐷2)
𝟏.𝟓
Donde:
q1: Concentración lineal de carga (kg/m)
D1: Diámetro de perforación (m)
D2: Diámetro de barreno central (m)
B1: Dimensión de la piedra (m)
c : Constante de la roca
PRP: Potencia relativa en peso del explosivo”
(López et al, 2003, p.255).
𝒒𝟏 = 55 ∗ 0.038m ∗ (0.15𝑚 −0.102m
2) ∗ (
0.4
0.4 ) ∗ (
1
1.18 ) ∗ (
0.15𝑚
0.102m)
𝟏.𝟓
𝒒𝟏 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈
𝒎
Espaciamiento
Considerado como la distancia entre columnas de barrenos, según López et al (2003) se
determina por la siguiente formula:
𝐴ℎ1 = √2 ∗ (B1)
Donde:
Ah 1= Espaciamiento (m)
77
B1 = Dimensión de la piedra (m) =0.15 m
𝐴ℎ1 = √2 ∗ 0.15 𝑚
𝐴ℎ1 = 0.2 𝑚
Retacado
Las longitudes de los retacados se estiman con:
𝑇 = 10 ∗ 𝐷1
𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚
𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎
Cantidad de sustancia explosiva por barreno
Ya determinado el valor del retacado y sabiendo que la distancia del barreno es de 1.8 m,
realizamos la respectiva diferencia, obteniendo así un valor de 1.42 m correspondiente a la
longitud del barreno que será llenado de sustancia explosiva; por lo tanto en base a este criterio
se puede deducir la carga explosiva específica por cada barreno de la primera sección con el
siguiente cálculo:
𝑄𝑏 = 1.42 𝑚 ∗ 𝑞1
𝑄𝑏 = 1.42 𝑚 ∗ 0.31 𝑘𝑔/𝑚
𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟒𝟒 𝒌𝒈
Segunda sección
Piedra
Determinamos el error de perforación:
𝐸𝑝 = 𝛼 ∗ 𝐿 + é
Donde:
Ep: Error de perforación (m)
α = Desviación angular (m/m) = 0.01 m/m
78
é = Error de emboquille (m) = 0.02 m
L= Longitud de los barrenos (m) = 1.8 m
𝐸𝑝 = 0.01𝑚
𝑚∗ 1.8 𝑚 + 0.02𝑚
𝑬𝒑 = 𝟎. 𝟎𝟑𝟖 𝒎
Y en base a lo calculado anteriormente se determina la piedra con la siguiente ecuación:
𝐁₂ = 10.5 ∗ 10ˉ² ∗ √(B1 − Ep) ∗ 𝑞1 ∗ PRP
𝐷1 ∗ c
Donde:
B2 = ecuación general de la piedra a partir de la segunda sección equivalente a la siguiente
expresión:
𝐁₂ = 10.5 ∗ 10ˉ² ∗ √(0.15 m − 0.038 m) ∗ 0.31kg/m ∗ 1.18
0.038 m ∗ 0.4
𝑩𝟐 = 𝟎. 𝟏𝟕 𝒎
Retacado
𝑇 = 10 ∗ 𝐷1
𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚
𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎
Espaciamiento
𝐴ℎ2 = √2 ∗ (𝐵2 + 𝐴ℎ1
2)
𝐴ℎ2 = √2 ∗ (0.17 𝑚 + 0.2 𝑚
2)
𝑨𝒉𝟐 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎
Cantidad de sustancia explosiva por barreno
𝑄𝑏 = 1.42 𝑚 ∗ 𝑞1
79
𝑄𝑏 = 1.42 𝑚 ∗ 0.31 𝑘𝑔/𝑚
𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟒𝟒 𝒌𝒈
Tercera sección
Piedra
𝐁₃ = 10.5 ∗ 10ˉ² ∗ √(𝐵2 + 0.15 m/2 − Ep) ∗ q1 ∗ PRP
D1 ∗ c
𝐁₃ = 10.5 ∗ 10ˉ² ∗ √(0.17 m + 0.15 m/2 − 0.038 m) ∗ 0.31kg/m ∗ 1.18
0.038 m ∗ 0.4
𝑩𝟑 = 𝟎. 𝟐𝟑 𝒎
Retacado
𝑇 = 10 ∗ 𝐷1
𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚
𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎
Espaciamiento
𝐴ℎ3 = √2 ∗ (B₃ + 𝐴ℎ2
2)
𝐴ℎ3 = √2 ∗ (0.23 m +0.038 𝑚
2)
𝑨𝒉𝟑 = 𝟎. 𝟔 𝒎
Cantidad de sustancia explosiva por barreno
𝑄𝑏 = 1.42 𝑚 ∗ 𝑞1
𝑄𝑏 = 1.42 𝑚 ∗ 0.31 𝑘𝑔
𝑚
𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟒𝟒 𝒌𝒈
Zapateras
Piedra Teórica
La piedra de los barrenos de zapatera dispuestos se calcula básicamente así:
80
𝐁 = 0.9 ∗ √𝑞1 ∗ PRP
f ∗ (S/B) ∗ c"
Donde:
f: Factor de fijación de que toma en cuenta el efecto gravitacional, generalmente toma valor
de 1,45.
S/B: Relación entre el espaciamiento y la piedra. Se suele toma igual a 1.
c”: Constante de roca corregida.
c” = c + 0.05 para B >1.4m
c” = c+0.07 / B < 1.4 m
𝑐" = 0.4 + 0.05
𝑐" = 0.45
𝐁 = 0.9 ∗ √0.31 ∗ 1.18
1.45 ∗ (1) ∗ 0.45
𝑩 = 𝟎. 𝟕 𝒎
Número de barrenos
𝐍𝐁 = 2 +AT + 2L ∗ Sen γ
B
Donde:
AT: Ancho del túnel (m) = 2m
L: Longitud del barreno (m) = 1.8 m
γ : Ángulo de los barrenos de contorno (°) = 3°
𝐍𝐁 = 2 +2m + 2( 1.8m) ∗ Sen 3°
0.7 m
𝑵𝑩 = 𝟓 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐𝒔
81
Piedra práctica
La piedra práctica Bz se determina a partir de:
𝐵𝑧 = 𝐵 − 𝐿 ∗ 𝑆𝑒𝑛 𝛾 − 𝐸𝑝
𝐵𝑧 = 0.7𝑚 − 1.8𝑚 ∗ 𝑆𝑒𝑛(3°) − 0.038𝑚
𝑩𝒛 = 𝟎. 𝟔 𝒎
Longitud de carga de fondo
𝑰𝒇 = 𝟏. 𝟐𝟓 ∗ 𝑩𝒛
𝐼𝑓 = 1.25 ∗ 0.6 𝑚
𝑰𝒇 = 𝟎. 𝟕𝟓 𝒎
Longitud de carga de columna
𝐼𝑐 = 𝐿 − 𝐼𝑓 − 10 ∗ 𝐷1
𝐼𝑐 = 1.8𝑚 − 0.75𝑚 − 10 ∗ (0.038𝑚)
𝑰𝒄 = 𝟎. 𝟔𝟕 𝒎
Retacado
𝑇 = 10 ∗ 𝐷1
𝑇 = 10 ∗ 0.038𝑚
𝑇 = 0.38 𝑚
Espaciamiento
𝑺𝒛 = 𝑨𝑻/𝑵𝑩
𝑆𝑧 = 2 𝑚
5
𝑆𝑧 = 0.4 𝑚
Concentración de carga lineal de fondo y de columna
Concentración lineal de fondo
La concentración de carga lineal de fondo será igual a la del cuele y contracuele:
82
𝑞1 = 𝑞𝑓
𝒒𝒇 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈
𝒎
Concentración lineal de columna
La concentración de carga lineal de columna será igual al 70% de la carga lineal de fondo:
𝑞𝑐 = 0.7 ∗ 𝑞𝑓
𝑞𝑐 = 0.7 ∗ (0.31 𝑘𝑔
𝑚)
𝒒𝒄 = 𝟎. 𝟐𝟏 𝒌𝒈
𝒎
Cantidad de sustancia explosiva por barreno de zapateras
Cantidad de sustancia explosiva en la carga de fondo
𝑄𝑓 = 𝑞𝑓 ∗ 𝐼𝑓
𝑄𝑓 = 0.31 𝑘𝑔
𝑚∗ 0.75 𝑚
𝑸𝒇 = 𝟎. 𝟐𝟑 𝒌𝒈
Cantidad de sustancia explosiva en la carga de columna
𝑄𝑐 = 𝑞𝑐 ∗ 𝐼𝑐
𝑄𝑐 = 0.21 𝑘𝑔
𝑚∗ 0.67 𝑚
𝑸𝒄 = 𝟎. 𝟏𝟒 𝒌𝒈
Cantidad total de sustancia explosiva por barreno:
𝑄𝑏 = 𝑄𝑓 + 𝑄𝑐
𝑄𝑏 = 0.23 𝑘𝑔 + 0.14𝑘𝑔
𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟑𝟕 𝒌𝒈
83
Destroza
“El método para calcular el esquema de los barrenos de destroza es similar al empleado para
los de zapatera, aplicando únicamente unos valores distintos del factor de fijación y relación
espaciamiento/piedra” (López et al, 2003, p.258).
Piedra Teórica
La piedra de los barrenos de destroza, teniendo en cuenta la Tabla # 25 se calcula así:
Tabla # 25: Datos para el diseño del diagrama de destroza.
Dirección de salida de los barrenos Factor de fijación Relación S/B
Hacia arriba y horizontalmente 1.45 1.25
Hacia abajo 1.20 1.25
Fuente: López et al. (2003). Manual de Perforación y Voladura de rocas.
𝐁 = 0.9 ∗ √q1 ∗ PRP
f ∗ (S/B) ∗ c"
𝐁 = 0.9 ∗ √0.31 ∗ 1.18
1.45 ∗ (1.25) ∗ 0.45
𝑩 = 𝟎. 𝟔 𝒎
Número de barrenos
𝐍𝐁 = 2 +AT + 2L ∗ Sen γ
B
𝐍𝐁 = 2 +2m + 2(1.8m) ∗ Sen 3°
0.6 m
𝑵𝑩 = 𝟐. 𝟓 ≈ 𝟑 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐𝒔
Piedra práctica
𝐵𝑧 = 𝐵 − 𝐿 ∗ 𝑆𝑒𝑛 𝛾 − 𝐸𝑝
𝐵𝑧 = 0.6 𝑚 − 1.8 𝑚 ∗ 𝑆𝑒𝑛 3° − 0.038 𝑚
84
𝑩𝒛 = 𝟎. 𝟒𝟔 𝒎
Longitud de carga de fondo
𝐼𝑓 = 1.25 ∗ 𝐵𝑧
𝐼𝑓 = 1.25 ∗ 0.46 𝑚
𝑰𝒇 = 𝟎. 𝟓𝟕 𝒎
Longitud de carga de columna
𝐼𝑐 = 𝐿 − 𝐼𝑓 − 10 ∗ 𝐷1
𝐼𝑐 = 1.8 𝑚 − 0.57 𝑚 − 10 ∗ 0.038
𝑰𝒄 = 𝟎. 𝟖𝟓 𝒎
Retacado
𝑇 = 10 ∗ 𝐷1
𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚
𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎
Concentración de carga lineal de fondo y de columna
Concentración lineal de fondo:
𝒒𝒇 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈
𝒎
La concentración de carga lineal de columna será igual al 50% de la carga lineal de fondo:
𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 𝑞𝑓
𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 0.31 𝑘𝑔
𝑚
𝒒𝒄 = 𝟎. 𝟏𝟔 𝒌𝒈
𝒎
Cantidad de sustancia explosiva por barreno de destroza
Cantidad de sustancia explosiva en la carga de fondo:
𝑄𝑓 = 𝑞𝑓 ∗ 𝐼𝑓
85
𝑄𝑓 = 0.31 𝑘𝑔
𝑚∗ 0.57 𝑚
𝑸𝒇 = 𝟎. 𝟏𝟕 𝒌𝒈
Cantidad de sustancia explosiva en la carga de columna
𝑄𝑐 = 𝑞𝑐 ∗ 𝐼𝑐
𝑄𝑐 = 0.16 𝑘𝑔
𝑚∗ 0.85 𝑚
𝑸𝒄 = 𝟎. 𝟏𝟒 𝒌𝒈
Cantidad total de sustancia explosiva por barreno:
𝑄𝑏 = 𝑄𝑓 + 𝑄𝑐
𝑄𝑏 = 0.17 𝑘𝑔 + 0.14 𝑘𝑔
𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈
Barrenos de contorno
Espaciamiento
Se determina a partir de:
𝑆𝑐 = 𝐾 ∗ 𝐷1
Donde:
K: Constante de voladura de contorno y varía entre 15 y 16
𝑆𝑐 = 16 ∗ 0.038 𝑚
𝑺𝒄 = 𝟎. 𝟔 𝒎
Número de barrenos de contorno
Para determina el número de barrenos, primero se debe determinar el perímetro del contorno
superior y el perímetro de los hastiales.
𝑵𝑩 =𝑷
𝑺𝒄
P: Perímetro del contorno en metros.
86
𝑃 = 2 𝜋 𝑟
2+ 2ℎ
Donde:
r : Radio del contorno circular de la bóveda (m) = 1 m
h: Altura de los hastiales (m) = 1 m
𝑃 = 2 𝜋 1𝑚
2+ 2(1 𝑚)
𝑷 = 𝟓. 𝟏 𝒎
𝑁𝐵 =5.1 𝑚
0.6 𝑚
𝑵𝑩 = 𝟖. 𝟓 ≈ 𝟗 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐𝒔
Concentración de carga lineal de fondo y de columna
Concentración lineal de fondo
La concentración lineal de fondo se determina en función del diámetro de perforación:
𝑞𝑓 = 90 ∗ 𝐷12
𝑞𝑓 = 90 ∗ (0.038 𝑚)2
𝒒𝒇 = 𝟎. 𝟏𝟑 𝒌𝒈
𝒎
Concentración lineal de columna
𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 𝑞𝑓
𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 0.13 𝑘𝑔
𝑚
𝒒𝒄 = 𝟎. 𝟎𝟕 𝒌𝒈
𝒎
Retacado
𝑇 = 10 ∗ 𝐷1
𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚
𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎
87
Longitud de carga de fondo y columna
Estos valores será iguales a los calculados en los barrenos de destroza
𝐼𝑓 = 0.57 𝑚
𝐼𝑐 = 0.85 𝑚
Cantidad de sustancia explosiva por barreno de contorno
Cantidad de sustancia explosiva en la carga de fondo:
𝑄𝑓 = 𝑞𝑓 ∗ 𝐼𝑓
𝑄𝑓 = 0.13 𝑘𝑔
𝑚∗ 0.57 𝑚
𝑸𝒇 = 𝟎. 𝟎𝟕 𝒌𝒈
Cantidad de sustancia explosiva en la carga de columna
𝑄𝑐 = 𝑞𝑐 ∗ 𝐼𝑐
𝑄𝑐 = 0.07 𝑘𝑔
𝑚∗ 0.85 𝑚
𝑸𝒄 = 𝟎. 𝟎𝟔 𝒌𝒈
Cantidad total de sustancia explosiva por barreno:
𝑄𝑏 = 𝑄𝑓 + 𝑄𝑐
𝑄𝑏 = 0.07 𝑘𝑔 + 0.06 𝑘𝑔
𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟏𝟑 𝒌𝒈
88
Figura #30: Malla de perforación galerías de transporte.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
89
Los datos indispensables para determinar la cantidad de sustancia explosiva a utilizarse se
resumen en la Tabla # 26 presentada a continuación:
Tabla # 26: Datos para determinar la cantidad de sustancia explosiva a usarse en la galería de transporte por
cada voladura.
DATOS
Masa de 1 cartucho de Emulnor 1 1/8” x 8 1000 Me 0.094 kg
Masa de 1 cartucho de Anfo Ma 0.106 kg
Longitud de cartucho de Emulnor 1 1/8” x 8 1000 Le 17.78 cm
Longitud de 1 cartucho de Anfo La 28 cm
Longitud del retacado Tb 38 cm
Numero de taladros de alivio Nta 5 -
Numero de taladros de zapatera Ntz 5 -
Numero de taladros de cuele y contracuele Ntcu 12 -
Numero de taladros de contorno Ntc 9 -
Numero de taladros de destroza Ntd 3 -
Numero de taladros de desagüe Nde 1
Fuente: Chipantiza, V. (2019).Diseño de explotación de la veta Cindy (nivel ii) operada por la sociedad los
Compitas, ubicada en el área minera Cincoca 1, cantón Ponce Enríquez, provincia de Azuay.
90
Tabla # 27: Cantidad de sustancia explosiva para galería de transporte por avance.
Aliv
io
Cu
ele y
con
tracuele
Destro
za
Zap
atera
Co
nto
rno
Arran
qu
e de v
eta
Desag
üe
S.E. por barreno(kg) 0 0.44 0.31 0.37 0.13 0.41 0.13
Carga de fondo por barreno(kg) 0 0.22 0.17 0.23 0.07 0.094 0.07
Masa de Emulnor (kg) 0 0.094 0.094 0.094 0.09
4
0.094 0.094
# de cartuchos Emulnor por
barreno
0
2
2
2.5
1
1
1
Carga de columna por barreno(kg) 0 0.22 0.14 0.14 0.06 0.318 0.06
Masa del cartucho de Anfo (kg) 0 0.106 0.106 0.106 0.10
6
0.106 0.106
# de cartuchos Anfo por barreno 0 2 2 1 1 3 1
# de barrenos por avance 1 12 3 5 9 4 1
# cartuchos de Emulnor por
avance
0 24 6 12.5 9 4 1
# cartuchos de Anfo por avance 0 24 6 5 9 12 1
Sustancia explosiva total (kg) 0 5.28 0.93 1.85 1.17 1.64 0.07
Sustancia explosiva total por
avance (kg)
10.9
Fuente: Chipantiza, V. (2019).Diseño de explotación de la veta Cindy (nivel ii) operada por la sociedad los
Compitas, ubicada en el área minera Cincoca 1, cantón Ponce Enríquez, provincia de Azuay.
5.2.7.2.2 Franja de corte del bloque de explotación
Los parámetros calculados para el diseño de la malla de perforación para la franja de corte se
detallan en el Anexo 5.
91
Figura # 31: Malla de perforación franja de corte.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
Tabla # 28: Datos para determinar la cantidad de sustancia explosiva a usarse en la franja de corte por cada
voladura.
DATOS
Masa de 1 cartucho de Emulnor 1 1/8” x 8 1000 Me 0.094 kg
Masa de 1 cartucho de Anfo Ma 0.106 kg
Longitud de cartucho de Emulnor 1 1/8” x 8 1000 Le 17.78 cm
Longitud de 1 cartucho de Anfo La 28 cm
Longitud del retacado Tb 38 cm
Numero de taladros de zapatera Ntz 4 -
Numero de taladros de contorno Ntc 9 -
Numero de taladros de destroza Ntd 6 -
Fuente: Chipantiza, V. (2019).Diseño de explotación de la veta Cindy (nivel ii) operada por la sociedad los
Compitas, ubicada en el área minera Cincoca 1, cantón Ponce Enríquez, provincia de Azuay.
92
Tabla # 29: Cantidad de sustancia explosiva necesaria para la franja de corte del bloque por avance.
Destro
za
Zap
atera
Co
nto
rno
S.E. por barreno(kg) 0.31 0.37 0.13
Carga de fondo por barreno(kg) 0.17 0.23 0.07
Masa de Emulnor (kg) 0.094 0.094 0.094
# de cartuchos Emulnor por barreno 2 2.5 1
Carga de columna por barreno(kg) 0.14 0.14 0.06
Masa del cartucho de Anfo (kg) 0.106 0.106 0.106
# de cartuchos Anfo por barreno 2 1 1
# de barrenos por avance 6 4 9
# cartuchos de Emulnor por avance 12 8 9
# cartuchos de Anfo por avance 12 4 9
Sustancia explosiva total (kg) 1.86 1.48 1.17
Sustancia explosiva total por avance (kg) 4.51
Fuente: Chipantiza, V. (2019).Diseño de explotación de la veta Cindy (nivel ii) operada por la sociedad los
Compitas, ubicada en el área minera Cincoca 1, cantón Ponce Enríquez, provincia de Azuay.
5.2.7.2.3 Chimeneas
Los cálculos de los parámetros para el diseño de la malla de perforación para las chimeneas
se detallan en el anexo 6.
93
Figura # 32: Malla de perforación chimeneas de ventilación y de trasiego en veta Melina.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
Tabla # 30: Datos para determinar la cantidad de sustancia explosiva a usarse en el franqueo de las chimeneas
de ventilación y trasiego en la veta Melina por cada voladura.
DATOS
Masa de 1 cartucho de Emulnor 1 1/8” x 8 1000 Me 0.094 kg
Masa de 1 cartucho de Anfo Ma 0.106 kg
Longitud de cartucho de Emulnor 1 1/8” x 8 1000 Le 17.78 cm
Longitud de 1 cartucho de Anfo La 28 cm
Longitud del retacado Tb 38 cm
Numero de taladros de alivio Nta 5 -
Numero de taladros de cuele y contracuele Ntcu 8 -
Numero de taladros de contorno Ntc 8 -
Numero de taladros de destroza Ntd 4 -
Fuente: Chipantiza, V. (2019).Diseño de explotación de la veta Cindy (nivel ii) operada por la sociedad los
Compitas, ubicada en el área minera Cincoca 1, cantón Ponce Enríquez, provincia de Azuay.
94
Tabla # 31: Cantidad de sustancia explosiva necesaria para el franqueo de la chimenea por avance.
Aliv
io
Cu
ele y
con
tracuele
Destro
za
Co
nto
rno
S.E. por barreno(kg) 0 0.44 0.31 0.13
Carga de fondo por barreno(kg) 0 0.22 0.17 0.07
Masa de Emulnor (kg) 0 0.094 0.094 0.094
# de cartuchos Emulnor por barreno 0 3 2 1
Carga de columna por barreno(kg) 0 0.22 0.14 0.06
Masa del cartucho de Anfo (kg) 0 0.106 0.106 0.106
# de cartuchos Anfo por barreno 0 2 2 1
# de barrenos por avance 1 8 4 8
# cartuchos de Emulnor por avance 0 24 8 8
# cartuchos de Anfo por avance 0 16 8 8
Sustancia explosiva total (kg) 0 3.52 1.24 1.04
Sustancia explosiva total por avance (kg) 5.8
Fuente: Chipantiza, V. (2019).Diseño de explotación de la veta Cindy (nivel ii) operada por la sociedad los
Compitas, ubicada en el área minera Cincoca 1, cantón Ponce Enríquez, provincia de Azuay.
5.2.7.2.4 Bloque en explotación
De la veta Melina, la empresa titular ha establecido que se deben extraer diariamente 20
toneladas de mineral; para lograr esto, primero debe ser arrancado el bloque de estéril a través
de una malla de perforación adecuada y posteriormente el desbanque del bloque mineral.
El bloque de estéril que se arrancará contiene una altura de 1.8 m, ancho de 0.5 m y una longitud
de 5 m (Figura # 32).
95
Los cálculos para el diseño de la malla de perforación se detallan en el anexo 7.
Figura # 33 Malla de perforación bloque de estéril en fase de explotación.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
Tabla # 32: Datos para determinar la cantidad de sustancia explosiva a usarse en el franqueo del bloque de
estéril durante la fase de explotación de la veta Melina por cada voladura.
DATOS
Masa de 1 cartucho de Emulnor 1 1/8” x 8 1000 Me 0.094 kg
Masa de 1 cartucho de Anfo Ma 0.106 kg
Longitud de cartucho de Emulnor 1 1/8” x 8 1000 Le 17.78 cm
Longitud de 1 cartucho de Anfo La 28 cm
Longitud del retacado Tb 38 cm
Numero de taladros de contorno Ntc 18 -
Numero de taladros de destroza Ntd 10 -
Fuente: Chipantiza, V. (2019).Diseño de explotación de la veta Cindy (nivel ii) operada por la sociedad los
Compitas, ubicada en el área minera Cincoca 1, cantón Ponce Enríquez, provincia de Azuay.
96
Tabla # 33: Cantidad de sustancia explosiva necesaria para el franqueo del bloque de estéril en fase de
explotación.
Destro
za
Co
nto
rno
S.E. por barreno(kg) 0.31 0.13
Carga de fondo por barreno(kg) 0.17 0.07
Masa de Emulnor (kg) 0.094 0.094
# de cartuchos Emulnor por barreno 2 1
Carga de columna por barreno(kg) 0.14 0.06
Masa del cartucho de Anfo (kg) 0.106 0.106
# de cartuchos Anfo por barreno 2 1
# de barrenos por avance 10 18
# cartuchos de Emulnor por avance 20 18
# cartuchos de Anfo por avance 20 18
Sustancia explosiva total (kg) 3.1 2.34
Sustancia explosiva total por avance (kg) 5.44
Fuente: Chipantiza, V. (2019).Diseño de explotación de la veta Cindy (nivel ii) operada por la sociedad los
Compitas, ubicada en el área minera Cincoca 1, cantón Ponce Enríquez, provincia de Azuay.
5.2.7.3 Carguío y transporte
El sistema consiste en el transporte de mineral volado desde los buzones centrales de los
bloques en explotación, utilizando vagones ¾ o de 1 tonelada de capacidad; hasta los buzones
que abastecen el winche de izaje instalado en el pique principal.
97
Posteriormente el material elevado en la jaula es llevado al nivel principal 1057 y por
consiguiente es movido a través de la línea principal cruzando la bocamina y finalmente
depositado en el stock pile, donde se almacenará hasta ser transportado a la planta de beneficio.
Para medir la eficiencia del carguío se toma como referencia el rendimiento del winche de
izaje, debido a que este será el eje principal de transporte en toda la operación subterránea del
proyecto.
Rendimiento del winche de izaje
𝐑𝐰 =Q ∗ F ∗ fcv ∗ E
𝑇𝑐60 +
2𝐷Vm ∗ 1000
Donde:
Q: Capacidad del valde (m) =1.5 m3
Tc: Tiempo de ciclo (min) =5 min
D: Distancia de desalojo máxima (m)= 150m
Vm: velocidad media del winche (km/h) =15km/h
Fcv: factor de conversión de la roca= 0.61
F: Factor de carga (entre 0.6 a 1.0)= 0.8
E: Factor de eficiencia: 90%
Rw =1.5 ∗ 0.8 ∗ 0.61 ∗ 0.9
560 +
2 ∗ 150𝑚15km/h ∗ 1000
𝑅𝑤 = 6.4𝑚3
ℎ
𝑹𝑾 = 𝟏𝟔. 𝟔 𝑻𝒐𝒏/𝒉
En consecuencia, es evidente que el sistema de carguío y transporte planteado es eficiente para
cumplir con la meta productiva del proyecto en relación al cuerpo mineralizado Melina.
98
5.2.7.4 Diseño de ventilación minera
Estimación de Requerimiento de Aire
En función del personal
La normativa de ventilación exige que por cada trabajador en una mina subterránea exista 3
metros cúbicos por minutos de flujo de aire (Tabla # 34), además se debe considerar un factor
de seguridad con la finalidad de ampliar el rango de efectividad del proceso de ventilación, así
asegurando la integridad del personal interior mina.
Tabla # 34: Cantidad de aire necesario en función del número de personas en mina.
Personal en fase de explotación
N° de personas por turno 30
Caudal en m3 /min 3
Caudal total m3 /min 90
Caudal total m3 / s 1.5
Considerando un factor de seguridad (20%) del caudal total en m3 / s
Factor de seguridad (20%) 0.3 m3 / s
Caudal total m3 / s + f. seguridad 1.8
Caudal total ft3 /min
3814
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
La cantidad de aire tomando en cuenta las pérdidas según (Chipantiza Mayorga, 2019) se
calcula con la siguiente expresión:
𝐐𝐩 = 𝑄𝑎 ∗ (1 +P ∗ L
100)
Donde:
Qp: Cantidad de aire con pérdidas (m3/min)
Qa: Cantidad de aire necesario en función del número de personas (m3/min) =90 m3/min
P: Porcentaje de pérdidas: (5-10%)
99
L: Distancia de ventilación = 150 m
Qp = 90 𝑚ᶟ/𝑚𝑖𝑛 ∗ (1 +0.05 ∗ 150m
100)
𝑄𝑃 = 96.75 𝑚3/𝑚𝑖𝑛
𝑸𝑷 = 𝟏. 𝟔𝟏 𝒎𝟑/𝒔
Depresión del ventilador (H)
H = (6.5 ∗ α ∗ L ∗ Qp²
Ɵ⁵)
Donde:
α : Coeficiente de resistencia de las paredes de la manga de ventilación (0.00015 a 0.0002)
Ɵ : Diámetro de la manga de ventilación (m) = 0.5 m
H = (6.5 ∗ 0.00015 ∗ 150 ∗ 1.61²
(0.3 𝑚)⁵)
𝑯 = 𝟏𝟓𝟔 𝒌𝒈/𝒎𝟐
Potencia del motor del ventilador (Kv)
Procedemos a calcular la potencia necesaria con el objetivo de escoger la unidad de ventilación
adecuada en función de sus características:
Kv = (1.05 ∗ Qp ∗ H
102 ∗ E)
Donde:
E: Factor de eficiencia de ventilación= 90%
Kv = (1.05 ∗ 1.61 ∗ 156
102 ∗ 0.9)
Kv =2.9 Kw
Kv = 3.9 Hp
En conclusión se debe adquirir unidades de ventilación de 5 Hp, distribuidos de tal manera
que permitan el constante flujo de aire limpio a través de toda la operación minera, además es
100
importante que los extractores aseguren el desalojo de aire viciado de los frentes de trabajo
(figura # 33).
Figura #34: Diseño de ventilación de la veta Melina simulado en el software Ventsim 3.9.1.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
5.2.8 Requerimientos mineros para la explotación
5.2.8.1 Personal requerido
Durante la fase de explotación, se contará con el siguiente personal:
Tabla # 35: Personal necesario en operaciones subterráneas.
Proceso Cargo Tipo de personal
Exploración 1 Geólogo junior Calificado
Explotación
2 Ingenieros de minas Calificado
2 Mecánicos/soldadores Capacitado
4 Perforistas Capacitado
20 Ayudantes/ obreros No calificado
Servicios y Administración
1 Administrador Calificado
1 Contador Calificado
1 Secretaria Calificado
1 Ing. Ambiental/Ing. Seguridad Calificado
1 Enfermera/ Paramédico Calificado
Total 34
101
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
5.2.8.2 Maquinaria y equipos
La maquinaria, equipos, materiales o insumos requeridos para las actividades a realizar en las
diferentes actividades de ejecución del proyecto se detallan así:
Tabla # 36: Materiales y/o equipos.
Maquinaria Especificaciones Cantidad Uso/Proceso
Compresor de aire
comprimido 180 HP 2
Perforación y
Ventilación
Generador 250 Kw 2 Servicios
Soldadoras Eléctrica 1 Servicios
Equipos Oxicorte (Gas + Oxigeno) 1 Servicios
Martillos Neumáticos +
Pie de avance YT 27 4
Perforación
Pulmón de aire - 2 Perforación
Retro excavadora Cat 320 1 Servicios
Winche 30 Hp 1 Carguío y
Transporte
Torno 25 hp 1 Servicios
Locomotora 18 ton 2 Carguío y
Transporte
Ventiladores 5 HP 2 Ventilación
Bombas Neumáticas y
Eléctricas 5
Servicios
(Drenaje)
Computadoras Portátiles 3 Administración
Máquina de Sondaje Tipo Fluimec 1 Exploración
Vagones De 0.75 - 1 Ton 15 Carguío y
Transporte
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
5.2.8.3 Materiales o insumos requeridos por procesos
5.2.8.3.1 Materiales e insumos para perforación y voladura
Tabla # 37: Materiales e insumos para perforación y voladura.
Materiales Especificaciones Unidad Cantidad Almacenamiento
Explogel III Dinamita caja 50 Polvorín
Emulnor 1 1/8" X 8" Emulsión caja 30 Polvorín
102
Anfo Nitrato de Amonio
+ Fuel Sacos 200 Polvorín
Mecha Lenta Sistema de
Iniciación
Metros 10000 Polvorín
Detonador N°8 Sistema de
Iniciación
Unid 4000 Polvorín
Conector Cabeza
Roja
Sistema de
Iniciación
Unid 4000 Polvorín
Faneles (Distintos
Números)
Sistema de
Iniciación Unid 500 Polvorín
Cordón detonante Sistema de
Iniciación
Metros 1000 Polvorín
Brocas tungsteno Perforación Cajas 50 Bodega
Barrenos 1.20 m Perforación Unid 100 Bodega
Barrenos 1.60 m Perforación Unid 100 Bodega
Barrenos 1.80 m Perforación Unid 100 Bodega
Manguera reforzada
de 1plg para aire
Perforación Rollo 10 Bodega
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
5.2.8.3.2 Materiales e insumos para carguío y transporte
Tabla # 38: Materiales e insumos para carguío y transporte.
Materiales Especificaciones Unidad Cantidad Almacenamiento
Palas Para carguío manual Unid 50 Bodega
Cabos 3/4" - 1"-1 1/4" rollo 3 Bodega
Durmientes Para rieles Unid 100 Bodega
Chumacera Para Poleas Unid 5 Bodega
Rulimanes Varios tipos Unid 30 Bodega
Grasa omega 065 Engrasado Galón 15 Sitio de
Combustibles
Cable acerado 1/4 Para Izaje Metros 300 Bodega
Rieles 22 Kilos x 6 m
15 Kilos X 6 m Unid 60 Bodega
Plancha naval 8mm 5/16 X 5 X8 Plancha 3 Bodega
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
103
5.2.9.3.3 Materiales e insumos de servicios y mantenimiento
Tabla # 39: Materiales e insumos para servicios y mantenimiento.
Materiales Especificaciones Unidad Cantidad Almacenamiento
Insumos eléctricos Varios -Breaker,
Cable, etc Unid 200 Bodega
Insumos ferretería
Acoples, T,
cortadores, Pernos,
etc
Unid 500 Bodega
Insumos de
Limpieza
Cloro, Papel, etc Unid 100 Bodega
Insumos de Oficina Hojas, esferos, etc. Unid 150 Bodega
Herramientas Alicate, flexo metro,
llave francesa, etc. Unid 60 Bodega
Insumos
Maquinaria
Filtros, Llantas, etc. Unid 50 Bodega
EPP Cascos, linternas
guantes, etc.
Unid 200 Bodega
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
5.2.8.3.4 Materiales e insumos útiles para ventilación y drenaje
Tabla # 40: Materiales e insumos para ventilación y drenaje.
Materiales Especificaciones Unidad Cantidad Almacenamiento
Mangas de Lona 12" - 20" Metro 500 Bodega
Anemómetros Medición de Flujo Unid 1 Bodega
Aspas ventilador Cambios Unid 5 Bodega
Manguera 1"-2" Rollo 10 Bodega
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
5.2.9 Planificación
Para llevar a cabo el proceso de planificación de las operaciones mineras es importante
considerar los factores que se describen posteriormente:
Tiempo de limpieza de los frentes volados (T1)
𝑻𝟏 = 𝟏 𝒉
104
Tiempo de perforación (Tp)
Según los apuntes de clase de la materia de diseño y planificación de minas de la carrera de
ingeniería de minas de la Universidad Central del Ecuador, el tiempo de perforación durante la
faena minera en los bloques de explotación se determina por la siguiente expresión:
Tp =Ʃt0
60+
Lb ∗ Np ∗ 100
np ∗ Vp ∗ 60
Donde:
Lb: Longitud del barreno = 1.8m
Np: Número de perforaciones = 10 en desbanque de mineral y 22 en estéril
n p: Numero de martillos neumáticos = 1
Vp: Velocidad de perforación = 0.45 m/min o 45 cm/min
to: tiempo de cambio de un barreno a otro = 1 min
Tp =47 ∗ 1
60+
1.8 ∗ 47 ∗ 100
1 ∗ 45 ∗ 60
Tp =3.91 h
Tiempo de carguío de sustancia explosiva (Tcse)
Tcse =1 h
Tiempo de entibado (Te)
Te =Lb ∗ E
Pe ∗ nc ∗ Nm
105
Donde:
Pe: Numero de enmaderadores = 2 personas
nc: Numero de cuadros por metro= 1
Nm: número de metros enmaderados= 1
Te =1.8m ∗ 0.9
2 ∗ 1 ∗ 1
Te= 0.81 h
Tiempo de instalación de servicios (Ts)
Ts= 0.5 h
Tiempo de ventilación (Tv) después de la voladura
En base al sistema de ventilación planteado en el presente proyecto se estima que los frentes
se ventilen en un periodo máximo de una hora.
Tv = 1 h
Tabla # 41: Planificación del turno de trabajo en mina.
Cronograma de actividades diarias en mina
Actividades Duración 7-9 8-9 9-10 10-11 11-12 12-13 13-14 14-15
Limpieza del frente 1
Servicios y
preparación
0.5
106
Perforación 3.91
Carguío y disparo 1
Entibado 0.81
Ventilación 1
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
5.3 Parámetros económicos-financieros
5.3.1 Inversión
Para la adquisición de tierras, apertura de vías, y la infraestructura en general de la mina se ha
dispuesto una inversión de 1 500,000 $.
Tabla # 42: Inversión para la Explotación de la Veta Melina.
EQUIPOS CANTIDAD COSTO
MÁQUINA
INVERSIÓN
Compresor 2 $ 10,000.00 $ 20,000.00
Generador 2 $ 20,000.00 $ 40,000.00
Soldadoras 1 $ 3,500.00 $ 3,500.00
Equipos Oxicorte 1 $ 3,000.00 $ 3,000.00
Martillos Neumáticos +
Pie de avance
4 $ 10,000.00 $ 40,000.00
Pulmón de aire 2 $ 20,000.00 $ 40,000.00
Retro excavadora 1 $ 50,000.00 $ 50,000.00
Winche 1 $ 5,000.00 $ 5,000.00
Torno 1 $ 33,000.00 $ 33,000.00
Locomotora 2 $ 65,000.00 $ 130,000.00
Ventiladores 2 $ 2,300.00 $ 4,600.00
Bombas 5 $ 800.00 $ 4,000.00
Máquina de Sondaje 1 $ 50,000.00 $ 50,000.00
Vagones 15 $ 1,300.00 $ 19,500.00
107
Computadoras 3 $ 1,200.00 $ 3,600.00
TOTAL $ 446,200.00
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
5.3.2 Ingresos
Los ingresos principales se los obtendrá de la venta de oro como producto final de la
explotación.
𝐼 = 𝐿 ∗ 𝑇 ∗ 𝑝 ∗ 𝑅
Donde:
L: ley media del mineral; 14,66 g Au/TM
T: Toneladas a procesar; 600 T/mes
p: Precio del oro; 38 $/g
R: Porcentaje de recuperación: 95%
𝐼 = 14,66 𝑔
𝑇∗ 600
𝑇
𝑚𝑒𝑠∗ 38
$
𝑔∗ 0,95
𝐼 = 317 535,60 $
5.3.3 Costos (Egresos)
Los costos de explotación abarcan todos los costos que se generan en cada una de las
actividades de producción hasta la venta del producto final.
Estos costos se los expresa en dólares por tonelada de material mineralizado a procesar ($ /Ton)
Tabla # 43: Costos unitarios de actividades de producción.
ACTIVIDAD UNIDAD COSTO UNITARIO
108
Perforación y Voladura $/Ton 11
Carguío + Transporte $/Ton 8,50
Fortificación $/Ton 6
Servicios (Ventilación,
Desagüe, Mantenimiento)
$/Ton 13
Administración-Mano de
obra
$/Ton 52
Transporte a planta $/Ton 83,33
Alquiler Planta $/Ton 53
TOTAL 226,83
Fuente: FIS Ecuaintegral Consulting S.A. (2018).Estudio de impacto Ambiental y Plan de Manejo Ambiental
de la concesión Minera “Melina”, código 401429.
EGRESOS TOTALES
𝐸 = (𝐶𝑝𝑒𝑟 + 𝐶𝑐𝑎𝑟 + 𝐶𝑓𝑜𝑟 + 𝐶𝑠𝑒𝑟 + 𝐶𝑎𝑑𝑚 + 𝐶𝑡𝑟𝑎 + 𝐶𝑝𝑙𝑎) ∗ 𝑇
Donde:
Cper : Costo unitario de perforación y voladura
Ccarr: Costo unitario de carguío y transporte
Cfor : Costo unitario de fortificación
Cser: Costo unitario de Servicios (Ventilación, Desagüe, Mantenimiento, otros)
Cadmr: Costo unitario de administración-Mano de obra
Ctrar: Costo unitario de transporte a planta
Cpla: Costo unitario de alquiler de planta.
T: Ritmo de extracción al mes.
𝐸 = (11 + 8,50 + 6 + 13 + 52 + 83,33 + 53)$/𝑇 ∗ 600 𝑇
109
𝐸 = 226,83$
𝑇∗ 600 𝑇
𝑬 = 𝟏𝟑𝟔 𝟎𝟗𝟖 $
Factor de recuperación del capital
𝑀 = 𝑆𝑜 ⟦𝑖 ∗ (1 + 𝑖)𝑛
(1 + 𝑖)𝑛 − 1⟧
Donde:
M: Capital de dinero en el año de inicio, conocido como año “Cero”; $
So : Serie actualizada del año; $
n: Número de años; adimensional
i: interés anual; 10 %
𝑀 = 446 200 ⟦0,1 ∗ (1 + 0,1)1
(1 + 0,1)1 − 1⟧
𝑀 = 490 820 $
Al considerar la amortización como un rubro que se debe recuperar de la extracción de mineral
efectuada, a esta se la considera como un costo fijo del proyecto.
La inversión anteriormente realizada para la apertura del socavón, franqueo de chimeneas,
apertura de vías, campamento e instalaciones; está alrededor de los US$ 1 053.800,00,
dándonos una inversión total de US$ 1 500.000,00.
5.3.4 Índices Financieros
Datos:
Ritmo de extracción mes (T mes): 600 TM/mes
110
Ley media (L): 14,66 gr Au/TM
Costo Fijo (CF): 708 500 $/año o 59 041,67 $/mes
Costo Unitario (CU): 226,83 $/TM
Porcentaje de Recuperación (R): 95 %
Inversión del proyecto minero (Inv.): $ 1 500.000,00
Precio del Oro actualizado: 38 $/gr Au
INDICES DE RIESGO (U=0)
𝐼 = 𝐸
𝑇 ∗ 𝐿 ∗ 𝑅 ∗ 𝑝 = 𝐶𝐹 + (𝐶𝑢 ∗ 𝑇)
Punto de Equilibrio
𝑇 = 𝐶𝐹
𝐿 ∗ 𝑝 ∗ 𝑅 − 𝐶𝑢
𝑇 = 1 500.000 $
14,66𝑔𝑇 ∗ 38
$𝑔 ∗ 0,95 − 226,83
$𝑇
𝑇 = 4 960,38 𝑇𝑜𝑛
Ley crítica
𝐿 = 𝐶𝐹 + 𝐶𝑢 ∗ 𝑇
𝑇 ∗ 𝑝 ∗ 𝑅
𝐿 = 1 500.000 $ + 226,83
$𝑇𝑀 ∗ 6 800 𝑇𝑀
6 800 𝑇𝑀 ∗ 38 $
𝑔𝑟 𝐴𝑢 ∗ 0.95
𝐿 = 12,32 𝑔𝑟 𝐴𝑢
𝑇𝑀
En relación con la ley media representa un 84,04 % de riesgo.
111
Precio Crítico
𝑃 = 𝐶𝐹 + 𝐶𝑢 ∗ 𝑇
𝑇 ∗ 𝐿 ∗ 𝑅
𝑃 = 1 500.000 + 226,83
$𝑇𝑀 ∗ 6.800 𝑇𝑀
6.800 𝑇𝑀 ∗ 14,66 𝑔𝑟 𝐴𝑢
𝑇𝑀 ∗ 0,95
𝑃 = 32,13 $
𝑔𝑟 𝐴𝑢
En relación con la ley media representa un 84,52 % de riesgo.
RENTABILIDAD
UTILIDAD BRUTA MENSUAL
UB = I-E
𝑈𝐵 = 317.535,60 $
𝑚𝑒𝑠− 136.098
$
𝑚𝑒𝑠
𝑈𝐵 = 181.437,60 $
𝑚𝑒𝑠
UTILIDAD BRUTA ANUAL
𝑈𝐵 (𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙) = 𝑈𝐵 (𝑚𝑒𝑛𝑠𝑢𝑎𝑙) ∗ 12
𝑈𝐵 (𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙) = 181.437,60 $
𝑚𝑒𝑠∗ 12
𝑈𝐵 (𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙) = 2 177.179,20 $
𝑎ñ𝑜
Utilidad bruta menos Imposiciones
Tabla # 44: Utilidad después de imposiciones.
112
Utilidad Bruta $ 2 177.179,20
Imposiciones
Trabajadores 10 % UB $ 217 717,92
Comunidad 5 % UB $ 108 858,96
IR 25 % UB $ 544 294,80
Total Imposiciones 870 871,68
Utilidad después de imposiciones (UB – imposiciones) 1 306.307,52
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
Utilidad bruta menos Imposiciones e Impuestos
Según el artículo 408 de la Constitución de la República del Ecuador, “El Estado participará
en los beneficios del aprovechamiento de estos recursos, en un monto que no será inferior a
los de la empresa que los explota.”.
Tabla # 45: Utilidad después de imposiciones, menos impuestos.
Utilidad Bruta- Imposiciones $ 1 306.307,52
Impuestos
Patentes de conservación 2%(RBU)*Ha $ 5 689,36
Regalías 3% Ventas $ 114 312,81
Comunidad 5% UB $ 108 858,96
IR 25 % UB $ 544 294,80
Otros impuestos (IVA, aduana, etc) $ 156 756,90
Total Impuestos 929 912,83
Utilidad después de imposiciones (UB – Imposiciones-Impuestos) 376 394,69
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
Las utilidades se reparten para dos (la empresa y el estado).
Dando un valor de 188.197,35 $
113
La ganancia que tendrá el estado por partes iguales, equivale a los impuestos más la utilidad
repartida entre la empresa y el Estado.
Utilidad neta= Impuestos+ Utilidad (entre la empresa y Estado)
Utilidad neta= 929 912,83 $ + 188.197,35 $
Utilidad neta= 1 118.110,18 $/año
RENTABILIDAD
𝑅 =𝑈𝑡𝑖𝑙𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑛𝑒𝑡𝑎 𝑎𝑛𝑢𝑎𝑙
𝐼𝑛𝑣𝑒𝑟𝑠𝑖𝑜𝑛 𝑡𝑜𝑡𝑎𝑙∗ 100 %
𝑅 =1 118.110,18
1 500.000∗ 100 %
𝑅 = 0,7454 ∗ 100% = 74,54 %
5.4 Parámetros sociales
El proyecto Melina tiene como área de influencia directa a la parroquia de Pacto e
indirectamente influye en los poblados de Gualea, Gualeacruz y Santa Elena.
Esta parroquia a su vez organizada en recintos, cuenta con una directiva o con un comité pro
mejoras, cuya finalidad es promover el desarrollo del poblado. Las actividades que
normalmente realizan los comités, son gestiones para la consecución de obras de
infraestructura, trámites de legalización de barrios y organización de festividades, y eventos
barriales (figura # 34). Algunas de las organizaciones del sector económico-productivo
existentes en Pacto son:
Queseras del Río, producción de queso.
Asociaciones de ganaderos
Coordinadora de panela, producción de panela y azúcar integral que exportan a Italia.
114
Asociación de palmicultora, dedicada al cultivo y comercialización de la palma.
Figura #35: Parroquia de Pacto.
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
5.5 Parámetros ambientales
5.5.1 Climatología
El clima en Pacto es de tipo tropical, de modo que en la mayoría de los meses del año en Pacto
se presentan precipitaciones importantes. Además de varias estaciones secas muy cortas.
El mes más seco es Agosto, debido a que alcanza hasta los 48 mm de precipitación; mientras
que en contraste Marzo llega a los 376 mm media, mes que cuenta con las mayores
precipitaciones del año.
En Pacto, la temperatura media anual es de 19.6 ° C y la precipitación es de 2412 mm al año.
La precipitación varía 328 mm entre el mes más seco y el mes más húmedo. Las temperaturas
medias varían durante el año en un 0.9 °C.
Con un promedio de 20.1 ° C, Abril es el mes más cálido; el mes más frío del año es Noviembre
con una media de 19.2 °C.
115
5.5.2 Flora y fauna
En los sectores de Mashpi y Saguangal se han desarrollado inventarios botánicos preliminares
que han identificado varias especies de suma importancia. Dentro de la reserva Mashpi se han
registrado 14 especies de plantas consideradas endémicas, de estas el “caimito o mamey de
monte” (Pouteria capacifolia; Sapotaceae), tiene la categoría de “Peligro Crítico” de extinción
según las listas rojas de la Unión Internacional para la Conservación de la Naturaleza (UICN).
Figura #36: Flora del área de concesión Melina.
Fuente: FIS Ecuaintegral Consulting S.A. (2018).Estudio de impacto Ambiental y Plan de Manejo Ambiental
de la concesión Minera “Melina”, código 401429.
Con respecto a la fauna existen pocos inventarios zoológicos, en su mayoría estudios
preliminares desarrollados en distintos sectores de la parroquia, que se complementan con
información novedosa y datos anecdóticos. En base a estos se han identificado varias especies
consideradas importantes, por ser raras, endémicas y/o amenazadas de extinción (figura # 36).
116
Figura #37: Especie endémica originaria de la reserva nacional Mashpi.
Fuente: FIS Ecuaintegral Consulting S.A. (2018).Estudio de impacto Ambiental y Plan de Manejo Ambiental
de la concesión Minera “Melina”, código 401429.
5.5.3 Recurso Hídrico
La parroquia Pacto es parte de la subcuenca del Río Guayllabamba que a su vez es parte de la
cuenca del Río Esmeraldas, su territorio se encuentra regado por 7 microcuencas y un sistema
de Drenajes Menores dirigido al río Pachijal (D.M. R. Pachijal)
Los sistemas hídricos más representativos son los de los ríos Mashpi, Chirapi, Pachijal y
Guaycuyacu, cuyas nacientes deben ser declaradas y manejadas como zonas de conservación,
al igual que las cabeceras de los Ríos Huambupe, y Chalpi (figura # 37).
Las zonas en mejor estado de conservación están al oeste de la parroquia, específicamente en
las nacientes del río Mashpi, parte media baja de la sub cuenca río Pachijal, y alrededores de
San Francisco de Pachijal. En esta zona existe el Bosque Protector Mashpi y algunas otras
reservas privadas, sin embargo los pobladores identifican la necesidad de extender las zonas
de conservación hacia todas las microcuencas hídricas de la parroquia.
117
Figura #38: Río Chirapi, cercano a la concesión Melina.
Fuente: FIS Ecuaintegral Consulting S.A. (2018).Estudio de impacto Ambiental y Plan de Manejo Ambiental
de la concesión Minera “Melina”, código 401429.
CAPÍTULO VI
6. IMPACTOS DEL PROYECTO
6.1 Identificación de impactos técnicos, económicos, sociales y ambientales
6.1.1 Impactos Técnicos
Aquellos que son producidos directamente por la actividad minera como se muestra en la Tabla
# 46.
Tabla # 46: Identificación de impactos técnicos durante la operación minera.
Parámetros técnicos
Actividades mineras
Lim
pie
za
Tra
nsp
ort
e y
carg
uío
Per
fora
ción
Tra
nsp
ort
e a
pla
nta
Vola
dura
Ven
tila
ción
Des
agüe
Estabilidad de labores mineras x x x
118
Estado de los equipos y maquinaria x x x x x
Seguridad ocupacional x x x x x x
Cantidad de materiales e insumos
disponibles
x x x
Estado de las vías del proyecto x x x
Estado del personal y mano de obra x x x x x x
Fuente: FIS Ecuaintegral Consulting S.A. (2018).Estudio de impacto Ambiental y Plan de Manejo Ambiental
de la concesión Minera “Melina”, código 401429.
6.1.2 Impactos económicos
Los impactos económicos se mencionan a continuación:
Generación de plazas de empleo directo en indirecto, teniendo como involucrados
principales a los habitantes de Pacto y las comunidades cercanas.
Las empresas involucradas se verán beneficiadas económicamente gracias al ingreso
por la explotación técnica de la veta Melina y la venta del mineral.
La explotación de la veta por parte de las empresas mineras, colocará a la parroquia
Pacto como eje de desarrollo económico de la zona, con proyección muy positiva
orientada a la reactivación del comercio, debido a la necesidad constante de materiales
de ferretería, insumos, alimentos, etc.
En Pacto la matriz productiva se verá modificada gracias al ingreso de la actividad
minera legal técnica propuesta en el presente proyecto.
6.1.3 Impactos sociales
Se conoce como impactos sociales a aquellos que influyen en la forma de vida de la comunidad
que habita en la zona de influencia.
119
Salud, la empresa construirá un pequeño centro de salud que ofrecerá atención gratuita
al personal de la empresa y a la comunidad.
Educación, se dará apoyo al sistema educativo de la comunidad, realizando
mantenimiento en la infraestructura de las instituciones educativas de la zona de
influencia.
En un trabajo coordinado con la comunidad y sus representantes se planificará obras
que beneficiaran a todos, obras como mantenimiento vial, canchas, mantenimiento de
parques, etc.
Se realizará talleres, capacitaciones, acercamientos con la comunidad, se apoyará a
nivel cultural a la misma.
6.1.4 Impactos ambientales
En la Tabla # 47 se describen los impactos que genera el proyecto Melina.
Tabla # 47: Caracterización de los impactos ambientales en el Proyecto.
Impacto Nivel de impacto Observación
Cambio en el relieve
Medio
Cambio en la topografía superficial
debido a la adecuación de
infraestructuras como campamento,
oficinas, piscinas de saneamiento, vías,
etc.
Generación de Polvo
Bajo El polvo levantado por las volquetas
cuando transportan el mineral o lastre,
pero son pocos viajes al día
Visual
Bajo
El impacto es bajo porque el proyecto es
subterráneo.
120
Agua
Alto
Se necesita un flujo constante de agua
para uso industrial interior mina y para
consumo personal, por lo tanto es
importante la construcción de piscinas
de saneamiento para tratar el agua
contaminada con sulfuros.
Fauna endémica
Media
La actividad minera puede afectar
directamente a la fauna que habitan en
la zona de influencia.
Flora
Media
Desbroce de vegetación en algunas
zonas para escombrera, piscinas, entre
otros.
Fuente: FIS Ecuaintegral Consulting S.A. (2018).Estudio de impacto Ambiental y Plan de Manejo Ambiental
de la concesión Minera “Melina”, código 401429.
6.2 Valoración de los impactos
Los impactos se valorizan mediante la tabla # 48, misma que nos señala los indicadores de
impactos que se aplicaran en la tabla # 49:
Tabla # 48: Tabla de parámetros de valoración de variables.
VALORACION DE VARIABLES
Intensidad (i) Extensión (e) Duración (d) Reversibilidad(r) Riesgo (g)
Alta
3
Regional
3
Permanentes
3
Irrecuperable
3
Alto
3
Moderada
2
Local
2
Temporal
2
Poco recuperable
2
Medio
2
Baja
1
Puntual
1
Periódica
1
Recuperable
1
Bajo
1
Fuente: Chipantiza, V. (2019).Diseño de explotación de la veta Cindy (nivel ii) operada por la sociedad los
Compitas, ubicada en el área minera Cincoca 1, cantón Ponce Enríquez, provincia de Azuay
121
Tabla # 49: Tabla de valoración de variables.
Fuente: Chipantiza, V. (2019).Diseño de explotación de la veta Cindy (nivel ii) operada por la sociedad los Compitas, ubicada en el área minera Cincoca 1, cantón Ponce
Enríquez, provincia de Azuay.
FACTORES
ÍTEM Indicador de
alteración
| FASES DE OPERACIÓN
Limpieza y
carguío
Transporte Perforación Voladura Ventilación Desagüe
VARIA BLE i e d r g i e d r g i e d r g i e d r g i e d r g i e d r g
FÍSICO Ruido 2 2 1 1 1 2 2 1 1 1 3 2 1 1 1 3 2 1 1 2 2 1 1 1 3 1 1 1 1 1
Polvo 1 1 1 1 1 2 2 1 1 2 2 2 1 1 2 3 2 1 1 2
Gases 2 2 1 1 1 3 2 1 1 3
Calidad 1 1 1 1 1 2 1 1 1 1 2 2 1 1 2 2 2 1 1 3
Caudales 1 1 1 1 1 1 1 1 1 1 2 2 1 1 2 2 2 1 1 3
Modificación del
relieve
2 2 3 2 2
Uso del suelo 2 1 2 1 2 1 1 2 1 2
Calidad 2 1 2 1 2 1 1 2 1 2
BIÓTICO
Pérdida de la
sobrecarga
2 2 2 1 1
Diversidad 1 3 2 1 1
Pérdida de hábitat 1 3 2 1 1
Salida de especies 1 2 2 1 1 1 3 2 1 1 1 2 2 1 1 1 2 2 1 1 1 2 2 1 1
SOCIO-
CULTURAL
Obras a la
comunidad
2 3 2 1 1 2 3 2 1 1 2 3 2 1 1 2 3 2 1 1 2 3 2 1 1 2 3 2 1 1
Alteración del
modo de vida
2 3 2 2 2 2 3 2 2 2 2 3 2 2 2 2 3 2 2 2 2 3 2 2 2 2 3 2 2 2
Cultura 2 3 2 2 2 2 3 2 2 2 2 3 2 2 2 2 3 2 2 2 2 3 2 2 2 2 3 2 2 2
Paisaje 2 2 3 2 2 1 1 1 2 2 1 2 2 2 2
6.3 Categorización de los impactos
Los resultados del análisis anterior se los pudo categorizar en positivos y negativos como se
evidencia enseguida:
Impactos técnicos
Tabla # 50: Categorización de impactos técnicos.
Impactos Positivos Negativos
Estabilidad de labores mineras x x
Estado de los equipos y maquinaria x
Seguridad ocupacional x
Cantidad de materiales e insumos disponibles x
Estado de las vías del proyecto x
Estado del personal y mano de obra x
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
Impactos económicos
Tabla # 51: Categorización de impactos económicos.
Impactos Positivos Negativos
Generación de empleo x
La parroquia Pacto como foco de desarrollo x
Cambio de matriz productiva en la parroquia x
Ingreso económico para las empresas x
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
123
Impactos ambientales
Tabla # 52: Categorización de impactos ambientales.
Impactos Positivos Negativos
Cambio en el relieve x
Generación de Polvo x
Visual x
Agua x
Fauna endémica x
Flora x
Fuente: FIS Ecuaintegral Consulting S.A. (2018).Estudio de impacto Ambiental y Plan de Manejo Ambiental
de la concesión Minera “Melina”, código 401429.
Impactos sociales
Tabla # 53: Categorización de impactos sociales.
Impactos Positivos Negativos
Salud x
Educación x
Obras para la comunidad x
Vinculación con la sociedad x
Fuente: Elaborado por el autor de la presente investigación.
124
CAPÍTULO VII
7. CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
7.1 Conclusiones
Con la realización de ensayos de laboratorio se determinaron los parámetros físicos-
mecánicos como son: calidad del macizo rocoso (Calidad Media), resistencia de la roca
a la compresión (Rcom = 78Mpa) resistencia de la veta a la compresión (Rcom = 115
Mpa).
Se determinaron factores técnicos económicos como: reservas probables (6800 Ton
de mineral) y reservas posibles (10 980 Ton de mineral), con una ley media de 14.66
gr de Au.
De acuerdo con las reservas minerales cubicadas, el ritmo de extracción óptima de
mineral es de 600 TM/mes; extracción que garantiza un tiempo de vida útil aproximado
de 1 año para la Veta Melina.
De acuerdo al análisis numérico que evalúa las propiedades geométricas y geológicas
del yacimiento, se determinó que el método de explotación más adecuado es corte y
relleno ascendente con la misma roca estéril y por capas horizontales.
En la categorización de los impactos se evidenció que el recurso hídrico, es el factor
que sufrirá más efectos durante la operación minera, debido a que se necesita un
suministro constante del agua; tanto para uso industrial como para consumo personal.
125
7.2 Recomendaciones
Se recomienda aplicar el diseño de explotación propuesto para la extracción de los
recursos minerales de la veta Melina.
Se recomienda realizar una campaña de exploración más a detalle de forma simultánea
con las labores de preparación y explotación, con la finalidad de seguir incorporando
nuevas reservas minerales.
Se recomienda realizar un estudio técnico a detalle para determinar el diseño más
adecuado para el sistema de fortificación en las galerías de transporte.
Se recomienda la realización de un nuevo proyecto integrador, para el diseño técnico a
detalle del sistema de ventilación de la operación minera Melina y melina E.
CAPÍTULO VIII
8. BIBLIOGRAFÍA Y ANEXOS
8.1 Bibliografía
Bieniawski, Z.T. (1989). Engineering Rock Mass Classifications. Wiley, New York.
Chipantiza Mayorga, V. A. (Marzo de 2019). Diseño de explotacion de la veta Cindy
(nivel II) operada por la Sociedad los Compitas. Diseño de explotación de la veta Cindy
(Nivel II) operada por la sociedad Los Compitas, ubicada en el área minera CINCOCA
1, cantón Ponce Enríquez, provincia de Azuay”., 1, 131. (U. C. Ecuador, Ed.) Quito,
Pichincha, Ecuador: UCE.
Consulting, E. I. (2016). Estudio de mpacto Ambiental y Plan de manejo ambiental de
la concesion minera Melina. Quito.
126
Egüez, A. (1986). Evolution Cenozoique de la Cordillere Occidentale Septentrionale
d‘Equateur: Les mineralisation associees.Unpublished PhD thesis; Universite Pierre
et Marie Curie, Paris.
Gonzalez de Vallejo, L. (2002). Ingenieria Geologica. Madrid.
Hughes R., Bermúdez R. (1997). Geology of the Cordillera Occidental of Ecuador
between 0°00’and 1° 00’S. Quito - Ecuador: Proyecto de desarrollo minero y control
ambiental, programa de información cartográfica y geológica PRODEMINCA,
CODIGEM - British Geological Survey.
LLanque , O., Navarro, V., Durant, J., Coila, Y., Calderon, R., & Tapia, H. (1999).
Explotacion Subterranea. Puno, Peru.
López Jimeno, C. (1997). Manual de Túneles y Obras subterráneas. (F. J. Ayala
Carcedo, Ed.) Madrid, España.
Lopez Jimeno, C., Pernia Llera, J. M., Ortiz de urbina, F., & Lopez Jimeno, E. (2003).
Manual de perforación y voladura de rocas. Madrid, España: Carlos Lopez Jimeno.
Madrid, U. P. (2007). Diseño de Explotaciones e infraestructuras Mineras
Subterráneas. Madrid.
Shanley, F. R. (1971). Mecanica de materiales. (A. Martinez Marquez, Trad.) Los
Angeles, California, Estados Unidos: McGraw-Hill Book Company.
Sosa Gonzalez, G. H. (1978). Tecnología del franqueo y mantenimiento de galerías.
Quito, Pichincha, Ecuador.
Recalde, F. R. (2015).Diseño de elementos estructurales utilizando madera laminada,
(U. C. Ecuador, Ed.) Quito, Pichincha, Ecuador: UCE.
Ureña, F. (2016). Informe de Pre factibiilidad Area Minera Melina. Quito.
Wilkinson, I. 1. (1998). Foraminifera from a suite of Late Cretaceous to Palaeogene
samples of the Cordillera occidental, Ecuador. Technical Report WH/98/163R
Biostratigraphy and Sedimentology Group BGS. Nottingham UK.
Zaldumbide, M. (2014). Sistemas de Explotación Subterránea. Quito, Ecuador.
127
8.2 Anexos
ANEXO 1 (Levantamiento geomecánico por el método de Bieniawski de estaciones en
Proyecto Melina para diseño de explotación de la veta
DIRECCIÓN DE TUNEL: 292°
128
ESTACION G1 -J1
Dirección: 305° /70°
Jv= 0.4 RQD= 100
Resist. Matriz rocosa
(Mpa)
Carga
puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD= 100 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 20
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 6
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 5
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 4
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 3
Agua freática
Q. por 10m de túnel
Nulo 15 10 L /min 10
10-25 L/min 7
25-125 L/min 4 >125 L/min 0 7
Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 76 ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel
Buzamiento 0°-20° cualquier dirección
Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 0
TOTAL RMR 76
129
G1 -J2
Dirección: 293° /60°
Jv= 1.2 RQD= 100
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD= 100 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 20
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 6
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 5
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 1
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 6
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 3
Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo
15 10 L /min
10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min
0 7 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 75
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del tunel
Dirección perpendicular al eje del túnel
Buzamiento 0°-20° cualquier dirección
Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 0
TOTAL RMR 75
130
G2-J1
Dirección: 260° /80°
Jv= 4 RQD= 100
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD= 100 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 10
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 6
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 0
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 6
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 5
Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo
15 10 L /min
10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min
0 7 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 65
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel
Buzamiento 0°-20° cualquier dirección
Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 0
TOTAL RMR 65
131
G2-J2
Dirección: 20° /44°
Jv= 4 RQD= 100
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD= 100 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 20
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 6
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 1
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 6
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 5
Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo
15 10 L /min
10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min
0 7 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 76
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel
Buzamiento 0°-20° cualquier dirección
Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 -5
TOTAL RMR 71
132
G3-J1
Dirección: 265° /85°
Jv= 11 RQD= 83
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD= 83 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 17
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 8
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 6
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 1
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 4
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 3
Agua freática Q. por 10m de tunel Nulo
15 10 L /min
10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min
0 10 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 60
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del tunel
Dirección perpendicular al eje del tunel
Buzamiento 0°-20° cualquier dirección
Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 0
TOTAL RMR 60
133
G3-J2
Dirección: 115° /47°
Jv= 11 RQD= 83
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD= 83 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 17
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 8
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 2
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 1
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 6
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 3
Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo
15 10 L /min
10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min
0 10 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 58
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel
Buzamiento 0°-20° cualquier dirección
Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 -5
TOTAL RMR 53
134
G3-J3
Dirección: 68° /63°
Jv= 11 RQD= 83
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD= 83 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 17
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 8
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 2
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 0
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 4
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 5
Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo
15 10 L /min
10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min
0 10 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 57
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel
Buzamiento 0°-20° cualquier dirección
Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 -12
TOTAL RMR 45
135
G3-J4
Dirección: 223° /72°
Jv= 11 RQD= 83
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD= 83 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 17
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 10
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 2
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 3
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 4
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 3
Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo
15 10 L /min 10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min 0 10 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 60
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel
Buzamiento 0°-20° cualquier dirección
Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 0
TOTAL RMR 60
136
G4-J1
Dirección: 118° /60°
Jv= 6 RQD= 95
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD= 95 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 8
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 2
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4
Rugosidad Muy
rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 3
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 6
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 3
Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo
15 10 L /min
10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min
0 10 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 63
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel Buzamiento 0°-20° cualquier dirección Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 -5
TOTAL RMR 58
137
G4-J2
Dirección: 91° /40°
Jv= 4 RQD= 100
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD=100 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 10
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 4
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 3
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 6
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 3
Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo
15 10 L /min
10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min
0 10 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 67
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel
Buzamiento 0°-20° cualquier dirección
Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 -5
TOTAL RMR 62
138
G5-J1
Dirección: 30° /55°
Jv= 10 RQD= 85
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD=85 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 17
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 8
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 4
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 3
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 4
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 3
Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo
15 10 L /min
10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min
0 7 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 57
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel
Buzamiento 0°-20° cualquier dirección
Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 -12
TOTAL RMR 45
139
G5-J2
Dirección: 180° /30°
Jv= 8 RQD= 90
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD=90 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 8
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 4
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 5
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 4
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 6
Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo
15 10 L /min
10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min
0 7 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 65
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel
Buzamiento 0°-20° cualquier dirección
Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 -5
TOTAL RMR 60
140
G5-J3
Dirección: 75° /25°
Jv= 6 RQD= 95
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD=95 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 8
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 4
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 5
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 6
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 3
Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo
15 10 L /min
10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min
0 7 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 64
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel
Buzamiento 0°-20° cualquier dirección
Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 -10
TOTAL RMR 54
141
G6-J1
Dirección: 25° /75°
Jv= 9.2 RQD= 87
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD=87 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 17
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 8
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 4
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 3
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 4
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 5
Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo
15 10 L /min
10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min
0 7 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 59
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel
Buzamiento 0°-20° cualquier dirección
Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 -12
TOTAL RMR 47
142
G6-J2
Dirección: 155° /49°
Jv= 4 RQD=100
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD=100 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 10
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 4
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 3
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 6
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 5
Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo
15 10 L /min
10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min
0 7 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 66
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel
Buzamiento 0°-20° cualquier dirección
Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 -10
TOTAL RMR 56
143
G7-J1
Dirección: 300° /75°
Jv= 3 RQD=100
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD=100 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 10
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 4
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 3
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 4
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 5
Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo
15 10 L /min
10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min
0 7 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 64
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel
Buzamiento 0°-20° cualquier dirección
Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 0
TOTAL RMR 64
144
G7-J2
Dirección: 160° /20°
Jv= 6.6 RQD=93.5
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD=93.5 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 8
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 4
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 1
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 3
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 4
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 5
Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo
15 10 L /min
10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min
0 7 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 59
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel
Buzamiento 0°-20° cualquier dirección
Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 -10
TOTAL RMR 49
145
G8-J1
Dirección: 170° /45°
Jv= 5 RQD=97.5
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD=97.5 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 8
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 6
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 5
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 4
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 5
Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo
15 10 L /min
10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min
0 4 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 63
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel Buzamiento 0°-20° cualquier dirección Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 -12
TOTAL RMR 51
146
G8-J2
Dirección: 100° /70°
Jv= 2 RQD=100
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD=97.5 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 10
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 6
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 5
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 4
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 5
Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo
15 10 L /min
10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min
0 4 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 65
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel
Buzamiento 0°-20° cualquier dirección
Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 0
TOTAL RMR 65
147
G8-J3
Dirección: 302° /70°
Jv= 9 RQD=87.5
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD=87.5 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 17
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 8
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 2
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 5
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 4
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 5
Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo
15 10 L /min
10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min
0 10 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 62
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel
Buzamiento 0°-20° cualquier dirección
Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 -5
TOTAL RMR 57
148
G9-J1
Dirección: 128° /15°
Jv= 4.6 RQD=98.5
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD=98.5 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 10
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 4
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 1
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 4
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 5
Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo
15 10 L /min
10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min
0 7 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 62
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel
Buzamiento 0°-20° cualquier dirección
Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 -10
TOTAL RMR 52
149
G9-J2
Dirección: 65° /40°
Jv= 4 RQD=100
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD=100 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 10
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 4
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 3
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 4
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 5
Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo
15 10 L /min
10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min
0 61 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 61
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel Buzamiento 0°-20° cualquier dirección Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 0
TOTAL RMR 61
150
G10-J1
Dirección: 220° /80°
Jv= 2 RQD=100
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD=100 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 20
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 10
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 4
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 1
Rugosidad Muy
rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 3
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 4
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 5
Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo
15 10 L /min
10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min
0 4 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 58
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel
Buzamiento 0°-20° cualquier dirección
Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 -5
TOTAL RMR 53
151
G11-J1
Dirección: 310° /30°
Jv= 10 RQD=85
Resist. Matriz
rocosa (Mpa)
Carga puntual(Is) > 10
15
10--4
12
4--2
7
2--1
4
Com. Simple
7 Com. Simple(Cs) >250 250--100 100--50 50--25
25--5 5--1 < 1
2 1 0
RQD= 110-2.5Jv RQD=100 100-90% 20 90-75% 17 75-50% 13 50-25% 8 < 25% 3 17
Separación entre diaclasas > 2m 20 2-0.6 m 15 0.6-0.2 m 10 0.2-0.06m 8 < 0.06 m 5 8
Estado de las discontinuidades
Continuidad < 1m 6 1-3m 4 3-10 m 2 10-20 m 1 > 20 m 0 4
Abertura Nada 6 < 0.1 mm 5 0.1-1 mm 4 1-5mm 1 > 5 mm 0 4
Rugosidad Muy rugosa 6 Rugosa 5 Lig. Rugosa 3 Ondulada 1 Suave 0 3
Relleno Ninguno 6 Relleno
duro(<5mm) 4
Relleno duro(>5mm)
2 Relleno
blando(<5mm) 2
Relleno blando(>5mm)
0 4
Alteración Inalterada 6 Lig. alterada 5 Mod. alterada 3 Muy alterada 1 Descompuesto 0 3
Agua freática Q. por 10m de túnel Nulo
15 10 L /min
10 10-25 L/min
7 25-125 L/min
4 >125 L/min
0 4 Estado general Seco Lig. Húmedo Húmedo Goteando Agua fluyendo
Subtotal 54
ORIENTACIÓN DE LAS DIACLASAS
Dirección perpendicular al eje del túnel Dirección paralela al eje del túnel
Dirección perpendicular al eje del túnel
Buzamiento 0°-20° cualquier dirección
Excavación con buzamiento Excavación contra buzamiento
Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45° Buz 45° - 90° Buz 20°-45°
Muy favorable Favorable Muy desfavorable Media Media Desfavorable Desfavorable
Dirección y buzamiento Muy favorable Favorable Media Desfavorable Muy desfavorable
Valoración Túneles 0 -2 -5 -10 -12 -10
TOTAL RMR 44
152
ANEXO 2 (Ensayos de Laboratorio de Peso Específico)
2A) Ensayo de peso específico en Veta.
153
2B) Ensayo de peso específico en Estéril Pendiente.
154
2C) Ensayo de peso específico en Estéril Yacente.
155
ANEXO 3 (Cálculo de la resistencia a compresión simple de estéril y veta por
esclerómetro)
3A) Roca de techo
Numero de golpe 1 2 3 4 5 6 7 8 9 10 Promedio
Golpes de rebote 32 32 28 46 38 42 30 45 51 54 40
Posición del martillo: vertical hacia abajo
Densidad: 27 KN/m3
Resistencia final de roca estéril techo: 90 Mpa
156
3B) Muestra de Veta
Numero de golpe 1 2 3 4 5 6 7 8 Promedio
Golpes de rebote 46 52 44 48 46 42 40 44 45
Posición del martillo: vertical hacia abajo
Densidad: 26 KN/m3
Resistencia final de Veta: 115 Mpa
157
ANEXO 4 Análisis del procedimiento numérico de selección del método de minado según
Llanque et al. (1999)
4A) Clasificación de los métodos mineros en función de la geometría y distribución de leyes
del yacimiento
4B) Clasificación de los métodos atendiendo a las características geomecánicas –zona mineral
Método de Explotación
Resistencia de las
rocas Espaciamiento entre fracturas
Resistencia de las discontinuidades
P M A MP P G MG P M G
Cielo Abierto 3 4 4 2 3 4 4 2 3 4
Hundimiento por bloques 4 1 1 4 4 3 0 4 3 0
Cámaras por subnivel -49 3 4 0 0 1 4 0 2 4
Hundimiento por subniveles 0 3 3 0 2 4 4 0 2 2
Tajeo largo 4 1 0 4 4 0 0 4 3 0
Cámaras y pilares 0 3 4 0 1 2 4 0 2 4
Cámaras almacén 1 3 4 0 1 3 4 0 2 4 Corte y relleno 3 2 2 3 3 2 2 3 3 2
Entibación con marcos 4 1 1 4 4 2 1 4 3 2
Resistencia de las rocas: P= Pequeña, M=Media, A=Alta
Espaciamiento entre fracturas: MP= Muy Pequeña, P= Pequeña, G= Grande, MG= Muy Grande
Resistencia de las discontinuidades: P= Pequeña, M= Media, G= Grande
Método de Explotación
Forma del
yacimiento Potencia del mineral Inclinación
Distribución de
leyes
M T I E IT P MP T IT IN U D ER
Cielo Abierto 3 2 3 2 3 4 4 3 3 4 3 3 3
Hundimiento por bloques 4 2 0 -49 0 2 4 3 2 4 4 2 0
Cámaras por subnivel 2 2 1 1 2 4 3 2 1 4 3 3 1 Hundimiento por
subniveles 3 4 1 -49 0 4 4 1 1 4 4 2 0
Tajeo largo -49 0 -49 4 0 -49 -49 4 0 -49 4 2 0
Cámaras y pilares 0 4 2 4 2 -49 -49 4 1 0 3 3 3
Cámaras almacén 2 2 1 1 2 4 3 2 1 4 3 2 1
Corte y relleno 0 4 2 4 4 0 0 0 3 4 3 3 3
Entibación con marcos 0 2 4 4 4 1 1 2 3 3 3 3 3
M: Masivo T: Tabular I: Irregular E: Estrecho
P:
Potente MP: Muy Potente
T:
Tumbado
IT:
Intermedio
IN:
Inclinado
U:
Uniforme D: Diseminado
ER:
Errático
158
4C) Clasificación de los métodos atendiendo a las características geomecánicas –Caja Techo
Método de Explotación Resistencia de las rocas
Espaciamiento entre
fracturas
Resistencia de las
discontinuidades
P M A MP P G MG P M G
Cielo Abierto 3 4 4 2 3 4 4 2 3 4
Hundimiento por bloques 4 2 1 3 4 3 0 4 2 0
Cámaras por subnivel -49 3 4 -49 0 1 4 0 2 4
Hundimiento por subniveles 3 2 1 3 4 3 1 4 2 0
Tajeo largo 4 2 0 4 4 3 0 4 2 0
Cámaras y pilares 0 3 4 0 1 2 4 0 2 4
Cámaras almacén 4 2 1 4 4 3 0 4 2 0
Corte y relleno 3 2 2 3 3 2 2 4 3 2
Entibación con marcos 3 2 2 3 3 2 2 4 3 2
4D) Clasificación de los métodos atendiendo a las características geomecánicas –Caja Piso
Método de Explotación
Resistencia de las rocas Espaciamiento entre
fracturas
Resistencia de las
discontinuidades
P M A MP P G MG P M G
Cielo Abierto 3 4 4 2 3 4 4 2 3 4
Hundimiento por bloques 2 3 3 1 3 3 3 1 3 3
Cámaras por subnivel 0 2 4 0 0 2 4 0 1 4
Hundimiento por subniveles 0 2 4 0 1 3 4 0 2 4
Tajeo largo 2 3 3 1 2 4 3 1 3 3
Cámaras y pilares 0 2 4 0 1 3 3 0 3 3
Cámaras almacén 2 3 3 2 3 3 2 2 2 3
Corte y relleno 4 2 2 4 4 2 2 4 4 2
Entibación con marcos 4 2 2 4 4 2 2 4 4 2
159
ANEXO 5 Cálculos de perforación y voladura de la franja de corte del bloque de
explotación.
Concentración lineal de carga (q1)
“Se calcula a partir de la siguiente expresión:
𝑞1 = 55 ∗ 𝐷1 ∗ (𝐵1 −𝐷2
2) ∗ (
𝐶
0.4 ) ∗ (
1
PRP ) ∗ (
𝐵1
D2)
𝟏.𝟓
𝑞1 = 55 ∗ 0.038m ∗ (0.15𝑚 −0.102 m
2) ∗ (
0.4
0.4 ) ∗ (
1
1.18 ) ∗ (
0.15𝑚
0.102m)
𝟏.𝟓
𝒒𝟏 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈
𝒎
Determinamos el error de perforación:
𝐸𝑝 = 𝛼 ∗ 𝐿 + é
Donde:
Ep: Error de perforación (m)
α = Desviación angular (m/m) = 0.01 m/m
é = Error de emboquille (m) = 0.02 m
L= Longitud de los barrenos (m) = 1.8 m
𝐸𝑝 = 0.01𝑚
𝑚∗ 1.8 𝑚 + 0.02 𝑚
𝑬𝒑 = 𝟎. 𝟎𝟑𝟖 𝒎
Zapateras
Piedra Teórica
La piedra de los barrenos de zapatera dispuestos se calcula básicamente así:
𝐁 = 0.9 ∗ √q1 ∗ PRP
f ∗ (S/B) ∗ c"
Donde:
f: Factor de fijación de que toma en cuenta el efecto gravitacional, generalmente toma valor
de 1.45.
160
S/B: Relación entre el espaciamiento y la piedra. Se suele toma igual a 1.
C”: Constante de roca corregida.
c” = c + 0.05 para B >1.4m
c” = c+0.07 / B < 1.4 m
𝑐" = 0.4 + 0.05
𝑐" = 0.45
𝐁 = 0.9 ∗ √0.31 ∗ 1.18
1.45 ∗ (1) ∗ 0.45
𝑩 = 𝟎. 𝟕 𝒎
Número de barrenos
𝐍𝐁 = 2 +AT + 2L ∗ Sen γ
B
Donde:
AT: Ancho del túnel (m) = 0.9m
L: Longitud del barreno (m) = 1.8 m
γ: Ángulo de los barrenos de contorno (°) = 3°
𝐍𝐁 = 2 +0.9m + 2(1.8m) ∗ Sen 3°
0.7 m
𝑵𝑩 = 𝟒 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐𝒔
Piedra práctica
La piedra práctica Bz se determina a partir de:
𝐵𝑧 = 𝐵 − 𝐿 ∗ 𝑆𝑒𝑛 𝛾 − 𝐸𝑝
𝐵𝑧 = 0.7 𝑚 − 1.8𝑚 ∗ 𝑆𝑒𝑛 3° − 0.038 𝑚
𝑩𝒛 = 𝟎. 𝟔 𝒎
Longitud de carga de fondo
𝐼𝑓 = 1.25 ∗ 𝐵𝑧
161
𝐼𝑓 = 1.25 ∗ 0.6 𝑚
𝑰𝒇 = 𝟎. 𝟕𝟓 𝒎
Longitud de carga de columna
𝐼𝑐 = 𝐿 − 𝐼𝑓 − 10 ∗ 𝐷1
𝐼𝑐 = 1.8 𝑚 − 0.75 𝑚 − 10 ∗ 0.038 𝑚
𝑰𝒄 = 𝟎. 𝟔𝟕 𝒎
Retacado
𝑇 = 10 ∗ 𝐷1
𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚
𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎
Espaciamiento
𝑆𝑧 =𝐴𝑇
𝑁𝐵
𝑆𝑧 = 0.9 𝑚
4
𝑺𝒛 = 𝟎. 𝟐𝟑 𝒎
Concentración de carga lineal de fondo y de columna
Concentración lineal de fondo
La concentración de carga lineal de fondo será igual a la del cuele y contracuele:
𝑞1 = 𝑞𝑓
𝒒𝒇 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈
𝒎⁄
Concentración lineal de columna
La concentración de carga lineal de columna será igual al 70% de la carga lineal de fondo:
𝑞𝑐 = 0.7 ∗ 𝑞𝑓
𝑞𝑐 = 0.7 ∗ 0.31 𝑘𝑔
𝑚⁄
162
𝒒𝒄 = 𝟎. 𝟐𝟏 𝒌𝒈/𝒎
Cantidad de sustancia explosiva por barreno de zapateras
Cantidad de sustancia explosiva en la carga de fondo
𝑄𝑓 = 𝑞𝑓 ∗ 𝐼𝑓
𝑄𝑓 = 0.31𝑘𝑔
𝑚∗ 0.75 𝑚
𝑸𝒇 = 𝟎. 𝟐𝟑 𝒌𝒈
Cantidad de sustancia explosiva en la carga de columna
𝑄𝑐 = 𝑞𝑐 ∗ 𝐼𝑐
𝑄𝑐 = 0.21𝑘𝑔
𝑚∗ 0.67 𝑚
𝑸𝒄 = 𝟎. 𝟏𝟒 𝒌𝒈
Cantidad total de sustancia explosiva por barreno:
𝑄𝑏 = 𝑄𝑓 + 𝑄𝑐
𝑄𝑏 = 0.23 𝑘𝑔 + 0.14 𝑘𝑔
𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟑𝟕 𝒌𝒈
Destroza
Piedra Teórica
La piedra de los barrenos de destroza, teniendo en cuenta la Tabla # 23 se calcula así:
𝐁 = 0.9 ∗ √q1 ∗ PRP
f ∗ (S/B) ∗ c"
𝐁 = 0.9 ∗ √0.31 ∗ 1.18
1.45 ∗ (1.25) ∗ 0.45
𝑩 = 𝟎. 𝟔 𝒎
163
Número de barrenos
𝐍𝐁 = 2 +AT + 2L ∗ Sen γ
B
𝐍𝐁 = 2 +2.2 m + 2(1.8m) ∗ Sen 3°
0.6 m
𝑵𝑩 = 𝟓. 𝟗 ≈ 𝟔 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐𝒔
Piedra práctica
𝐵𝑧 = 𝐵 − 𝐿 ∗ 𝑆𝑒𝑛 𝛾 − 𝐸𝑝
𝐵𝑧 = 0.6 𝑚 − 1.8 𝑚 ∗ 𝑆𝑒𝑛 3° − 0.038 𝑚
𝑩𝒛 = 𝟎. 𝟒𝟔 𝒎
Longitud de carga de fondo
𝐼𝑓 = 1.25 ∗ 𝐵𝑧
𝐼𝑓 = 1.25 ∗ 0.46 𝑚
𝑰𝒇 = 𝟎. 𝟓𝟕 𝒎
Longitud de carga de columna
𝐼𝑐 = 𝐿 − 𝐼𝑓 − 10 ∗ 𝐷1
𝐼𝑐 = 1.8 𝑚 − 0,57 𝑚 − 10 ∗ 0.038 𝑚
𝑰𝒄 = 𝟎. 𝟖𝟓 𝒎
Retacado
𝑇 = 10 ∗ 𝐷1
𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚
𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎
Concentración de carga lineal de fondo y de columna
Concentración lineal de fondo:
𝒒𝒇 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈/𝒎
La concentración de carga lineal de columna será igual al 50% de la carga lineal de fondo:
164
𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 𝑞𝑓
𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 0.31 𝑘𝑔/𝑚
𝒒𝒄 = 𝟎. 𝟏𝟔 𝒌𝒈/𝒎
Cantidad de sustancia explosiva por barreno de destroza
Cantidad de sustancia explosiva en la carga de fondo:
𝑄𝑓 = 𝑞𝑓 ∗ 𝐼𝑓
𝑄𝑓 = 0.31𝑘𝑔
𝑚∗ 0.57 𝑚
𝑸𝒇 = 𝟎. 𝟏𝟕 𝒌𝒈
Cantidad de sustancia explosiva en la carga de columna
𝑄𝑐 = 𝑞𝑐 ∗ 𝐼𝑐
𝑄𝑐 = 0.16𝑘𝑔
𝑚∗ 0.85 𝑚
𝑸𝒄 = 𝟎. 𝟏𝟒 𝒌𝒈
Cantidad total de sustancia explosiva por barreno:
𝑄𝑏 = 𝑄𝑓 + 𝑄𝑐
𝑄𝑏 = 0.17 𝑘𝑔 + 0.14 𝑘𝑔
𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈
Barrenos de contorno
Espaciamiento
Se determina a partir de:
𝑆𝑐 = 𝐾 ∗ 𝐷1
Donde:
K: Constante de voladura de contorno y varía entre 15 y 16
𝑆𝑐 = 16 ∗ 0.038 𝑚
𝑺𝒄 = 𝟎. 𝟔 𝒎
165
Número de barrenos de contorno
Para determina el número de barrenos, primero se debe determinar el perímetro del contorno
superior y el perímetro de los hastiales.
𝑵𝑩 =𝑷
𝑺𝒄
P: Perímetro del contorno en metros.
𝑃 = 𝐴𝑇 + 2ℎ
Donde:
AT: Ancho de la franja (m) = 0.9m
h: Longitud de los hastiales (m) = 2.2 m
𝑃 = 0.9 𝑚 + 2 ∗ 2.2 𝑚
𝑷 = 𝟓. 𝟑 𝒎
𝑁𝐵 =5.3 𝑚
0.6 𝑚
𝑵𝑩 = 𝟖. 𝟖 ≈ 𝟗 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐𝒔
Concentración de carga lineal de fondo y de columna
Concentración lineal de fondo
La concentración lineal de fondo se determina en función del diámetro de perforación:
𝑞𝑓 = 90 ∗ 𝐷12
𝑞𝑓 = 90 ∗ (0.038 𝑚)2
𝒒𝒇 = 𝟎. 𝟏𝟑 𝒌𝒈/𝒎
Concentración lineal de columna
𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 𝑞𝑓
𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 0.13 𝑘𝑔/𝑚
𝒒𝒄 = 𝟎. 𝟎𝟕 𝒌𝒈/𝒎
Retacado
166
𝑇 = 10 ∗ 𝐷1
𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚
𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎
Longitud de carga de fondo y columna
Estos valores será iguales a los calculados en los barrenos de destroza
𝐼𝑓 = 0.57 𝑚
𝐼𝑐 = 0.85 𝑚
Cantidad de sustancia explosiva por barreno de contorno
Cantidad de sustancia explosiva en la carga de fondo:
𝑄𝑓 = 𝑞𝑓 ∗ 𝐼𝑓
𝑄𝑓 = 0.13𝑘𝑔
𝑚∗ 0.57 𝑚
𝑸𝒇 = 𝟎. 𝟎𝟕 𝒌𝒈
Cantidad de sustancia explosiva en la carga de columna
𝑄𝑐 = 𝑞𝑐 ∗ 𝐼𝑐
𝑄𝑐 = 0.07𝑘𝑔
𝑚∗ 0.85 𝑚
𝑸𝒄 = 𝟎. 𝟎𝟔 𝒌𝒈
Cantidad total de sustancia explosiva por barreno:
𝑄𝑏 = 𝑄𝑓 + 𝑄𝑐
𝑄𝑏 = 0.07 𝑘𝑔 + 0.06 𝑘𝑔
𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟏𝟑 𝒌𝒈
167
ANEXO 6 Cálculos de perforación y voladura para las chimeneas.
Cuele y contracuele
𝐵1 = 1.5 ∗ 𝐷2
Donde:
B1= B: Piedra; m
D2: Diámetro del barreno del cuele o de expansión = 102 mm
𝐵1 = 1.5 ∗ 0.102 𝑚
𝐵1 = 0.15 𝑚
Concentración lineal de carga (q1)
“Se calcula a partir de la siguiente expresión:
𝑞1 = 55 ∗ 𝐷1 ∗ (𝐵1 −D2
2) ∗ (
𝐶
0.4 ) ∗ (
1
PRP ) ∗ (
B1
D2)
𝟏.𝟓
𝒒𝟏 = 55 ∗ 0.038m ∗ (0.15𝑚 −0.102m
2) ∗ (
0.4
0.4 ) ∗ (
1
1.18 ) ∗ (
0.15𝑚
0.102m)
𝟏.𝟓
𝒒𝟏 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈/𝒎
Espaciamiento
𝐴ℎ1 = √2 ∗ (B1)
Donde:
Ah 1= Espaciamiento (m)
B1 = Dimensión de la piedra (m) =0.15 m
𝐴ℎ1 = √2 ∗ (0.15 m)
𝐴ℎ1 = 0.2 𝑚
Retacado
Las longitudes de los retacados se estiman con:
168
𝑇 = 10 ∗ 𝐷1
𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚
𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎
Cantidad de sustancia explosiva por barreno
𝑄𝑏 = 1.42 𝑚 ∗ 𝑞1
𝑄𝑏 = 1.42 𝑚 ∗ 0.31 𝑘𝑔/𝑚
𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟒𝟒 𝒌𝒈
Segunda sección
Piedra
Determinamos el error de perforación:
𝐸𝑝 = 𝛼 ∗ 𝐿 + é
Donde:
Ep: Error de perforación (m)
α = Desviación angular (m/m) = 0.01 m/m
é = Error de emboquille (m) = 0.02 m
L= Longitud de los barrenos (m) = 1.8 m
𝐸𝑝 = 0.01𝑚
𝑚∗ 1.8 𝑚 + 0.02 𝑚
𝑬𝒑 = 𝟎. 𝟎𝟑𝟖 𝒎
Y en base a lo calculado anteriormente se determina la piedra con la siguiente ecuación:
𝐁₂ = 10.5 ∗ 10ˉ² ∗ √(B1 − Ep) ∗ q1 ∗ PRP
D1 ∗ c
Donde:
B2 = ecuación general de la piedra a partir de la segunda sección equivalente a la siguiente
expresión:
169
𝐁₂ = 10.5 ∗ 10ˉ² ∗ √(0.15 m − 0.038 m) ∗ 0.31kg/m ∗ 1.18
0.038 m ∗ 0.4
𝑩𝟐 = 𝟎. 𝟏𝟕 𝒎
Retacado
𝑇 = 10 ∗ 𝐷1
𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚
𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎
Espaciamiento
𝐴ℎ2 = √2 ∗ (𝐵2 +𝐴ℎ1
2)
𝐴ℎ2 = √2 ∗ (0.17 𝑚 +0.2 𝑚
2)
𝑨𝒉𝟐 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎
Cantidad de sustancia explosiva por barreno
𝑄𝑏 = 1.42 𝑚 ∗ 𝑞1
𝑄𝑏 = 1.42 𝑚 ∗ 0.31 𝑘𝑔/𝑚
𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟒𝟒 𝒌𝒈
Destroza
Piedra Teórica
La piedra de los barrenos de destroza, considerando la Tabla # 23 se calcula con la siguiente
expresión:
𝐁 = 0.9 ∗ √q1 ∗ PRP
f ∗ (S/B) ∗ c"
𝐁 = 0.9 ∗ √0.31 ∗ 1.18
1.45 ∗ (1.25) ∗ 0.45
𝑩 = 𝟎. 𝟔 𝒎
170
Número de barrenos
𝐍𝐁 = 2 +AT + 2L ∗ Sen γ
B
𝐍𝐁 = 2 +1.4 m + 2(1.8m) ∗ Sen 3°
0.6 m
𝑵𝑩 = 𝟒. 𝟔 ≈ 𝟒 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐𝒔
Piedra práctica
𝐵𝑧 = 𝐵 − 𝐿 ∗ 𝑆𝑒𝑛 𝛾 − 𝐸𝑝
𝐵𝑧 = 0.6 𝑚 − 1.8 𝑚 ∗ 𝑆𝑒𝑛 3° − 0.038 𝑚
𝐵𝑧 = 0.46 𝑚
Longitud de carga de fondo
𝐼𝑓 = 1.25 ∗ 𝐵𝑧
𝐼𝑓 = 1.25 ∗ 0.46 𝑚
𝑰𝒇 = 𝟎. 𝟓𝟕 𝒎
Longitud de carga de columna
𝐼𝑐 = 𝐿 − 𝐼𝑓 − 10 ∗ 𝐷1
𝐼𝑐 = 1.8 𝑚 − 0.57 𝑚 − 10 ∗ 0.038 𝑚
𝑰𝒄 = 𝟎. 𝟖𝟓 𝒎
Retacado
𝑇 = 10 ∗ 𝐷1
𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚
𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎
Concentración de carga lineal de fondo y de columna
Concentración lineal de fondo:
𝒒𝒇 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈/𝒎
La concentración de carga lineal de columna será igual al 50% de la carga lineal de fondo:
171
𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 𝑞𝑓
𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 0.31 𝑘𝑔/𝑚
𝒒𝒄 = 𝟎. 𝟏𝟔 𝒌𝒈/𝒎
Cantidad de sustancia explosiva por barreno de destroza
Cantidad de sustancia explosiva en la carga de fondo:
𝑄𝑓 = 𝑞𝑓 ∗ 𝐼𝑓
𝑄𝑓 = 0.31𝑘𝑔
𝑚∗ 0.57 𝑚
𝑸𝒇 = 𝟎. 𝟏𝟕 𝒌𝒈
Cantidad de sustancia explosiva en la carga de columna
𝑄𝑐 = 𝑞𝑐 ∗ 𝐼𝑐
𝑄𝑐 = 0.16𝑘𝑔
𝑚∗ 0.85 𝑚
𝑸𝒄 = 𝟎. 𝟏𝟒 𝒌𝒈
Cantidad total de sustancia explosiva por barreno:
𝑄𝑏 = 𝑄𝑓 + 𝑄𝑐
𝑄𝑏 = 0.17 𝑘𝑔 + 0.14 𝑘𝑔
𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈
Barrenos de contorno
Espaciamiento
Se calcula así:
𝑆𝑐 = 𝐾 ∗ 𝐷1
Donde:
K: Constante de voladura de contorno y varía entre 15 y 16
𝑆𝑐 = 16 ∗ 0.038 𝑚
𝑺𝒄 = 𝟎. 𝟔 𝒎
172
Número de barrenos de contorno
Para determina el número de barrenos, primero se debe determinar el perímetro del contorno
superior y el perímetro de los hastiales.
𝑵𝑩 =𝑷
𝑺𝒄
P: Perímetro del contorno en metros.
𝑃 = 2𝐴𝑇 + 2ℎ
Donde:
AT: Ancho de la franja (m) = 1.4 m
h: Longitud de los hastiales (m) =1.4 m
𝑃 = 2(1.4 𝑚) + 2(1.4 𝑚)
𝑷 = 𝟓. 𝟔 𝒎
𝑁𝐵 = 5.6 𝑚
0.6 𝑚
𝑵𝑩 = 𝟖 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐𝒔.
Concentración de carga lineal de fondo y de columna
Concentración lineal de fondo
La concentración lineal de fondo se determina en función del diámetro de perforación:
𝑞𝑓 = 90 ∗ 𝐷12
𝑞𝑓 = 90 ∗ (0.038 𝑚)2
𝒒𝒇 = 𝟎. 𝟏𝟑 𝒌𝒈/𝒎
Concentración lineal de columna
𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 𝑞𝑓
𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 0.13 𝑘𝑔/𝑚
𝒒𝒄 = 𝟎. 𝟎𝟕 𝒌𝒈/𝒎
173
Retacado
𝑇 = 10 ∗ 𝐷1
𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚
𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎
Longitud de carga de fondo y columna
Estos valores será iguales a los calculados en los barrenos de destroza
𝐼𝑓 = 0.57 𝑚
𝐼𝑐 = 0.85 𝑚
Cantidad de sustancia explosiva por barreno de contorno
Cantidad de sustancia explosiva en la carga de fondo:
𝑄𝑓 = 𝑞𝑓 ∗ 𝐼𝑓
𝑄𝑓 = 0.13𝑘𝑔
𝑚∗ 0.57 𝑚
𝑸𝒇 = 𝟎. 𝟎𝟕 𝒌𝒈
Cantidad de sustancia explosiva en la carga de columna
𝑄𝑐 = 𝑞𝑐 ∗ 𝐼𝑐
𝑄𝑐 = 0.07𝑘𝑔
𝑚∗ 0.85 𝑚
𝑸𝒄 = 𝟎. 𝟎𝟔 𝒌𝒈
Cantidad total de sustancia explosiva por barreno:
𝑄𝑏 = 𝑄𝑓 + 𝑄𝑐
𝑄𝑏 = 0.07 𝑘𝑔 + 0.06 𝑘𝑔
𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟏𝟑 𝒌𝒈
174
ANEXO 7 Cálculos de perforación y voladura para el bloque de explotación.
Concentración lineal de carga (q1)
Se calcula a partir de la siguiente expresión:
𝑞1 = 55 ∗ 𝐷1 ∗ (𝐵1 −D2
2) ∗ (
𝐶
0.4 ) ∗ (
1
PRP ) ∗ (
B1
D2)
𝟏.𝟓
𝐪𝟏 = 55 ∗ 0.038m ∗ (0.15𝑚 −0.102m
2) ∗ (
0.4
0.4 ) ∗ (
1
1.18 ) ∗ (
0.15𝑚
0.102m)
𝟏.𝟓
𝒒𝟏 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈
Determinamos el error de perforación:
𝐸𝑝 = 𝛼 ∗ 𝐿 + é
Donde:
Ep: Error de perforación (m)
α = Desviación angular (m/m) = 0.01 m/m
é = Error de emboquille (m) = 0.02 m
L= Longitud de los barrenos (m) = 1.8 m
𝐸𝑝 = 0.01𝑚
𝑚∗ 1.8 𝑚 + 0.02 𝑚
𝑬𝒑 = 𝟎. 𝟎𝟑𝟖 𝒎
Destroza
Piedra Teórica
𝐁 = 0.9 ∗ √𝑞1 ∗ PRP
f ∗ (S/B) ∗ c"
𝐁 = 0.9 ∗ √0.31 ∗ 1.18
1.45 ∗ (1.25) ∗ 0.45
𝑩 = 𝟎. 𝟔 𝒎
Número de barrenos
175
𝐍𝐁 = 2 +AT + 2L ∗ Sen γ
B
𝐍𝐁 = 2 +5 m + 2 (1.8m) ∗ Sen 3°
0.6 m
𝑵𝑩 = 𝟏𝟎. 𝟒 ≈ 𝟏𝟎 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐𝒔
Piedra práctica
𝐵𝑧 = 𝐵 − 𝐿 ∗ 𝑆𝑒𝑛 𝛾 − 𝐸𝑝
𝐵𝑧 = 0.6 𝑚 − 1,8 𝑚 ∗ 𝑆𝑒𝑛 3° − 0.038 𝑚
𝑩𝒛 = 𝟎. 𝟒𝟔 𝒎
Longitud de carga de fondo
𝐼𝑓 = 1.25 ∗ 𝐵𝑧
𝐼𝑓 = 1.25 ∗ 0.46 𝑚
𝑰𝒇 = 𝟎. 𝟓𝟕 𝒎
Longitud de carga de columna
𝐼𝑐 = 𝐿 − 𝐼𝑓 − 10 ∗ 𝐷1
𝐼𝑐 = 1.8 𝑚 − 0.57 𝑚 − 10 ∗ 0.038 𝑚
𝑰𝒄 = 𝟎. 𝟖𝟓 𝒎
Retacado
𝑇 = 10 ∗ 𝐷1
𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚
𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎
Concentración de carga lineal de fondo y de columna
Concentración lineal de fondo:
𝒒𝒇 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈/𝒎
Concentración de carga lineal de columna:
𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 𝑞𝑓
176
𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 0.31 𝑘𝑔/𝑚
𝒒𝒄 = 𝟎. 𝟏𝟔 𝒌𝒈/𝒎
Cantidad de sustancia explosiva por barreno de destroza
Cantidad de sustancia explosiva en la carga de fondo:
𝑄𝑓 = 𝑞𝑓 ∗ 𝐼𝑓
𝑄𝑓 = 0.31𝑘𝑔
𝑚∗ 0.57 𝑚
𝑸𝒇 = 𝟎. 𝟏𝟕 𝒌𝒈
Cantidad de sustancia explosiva en la carga de columna
𝑄𝑐 = 𝑞𝑐 ∗ 𝐼𝑐
𝑄𝑐 = 0.16𝑘𝑔
𝑚∗ 0.85 𝑚
𝑸𝒄 = 𝟎. 𝟏𝟒 𝒌𝒈
Cantidad total de sustancia explosiva por barreno:
𝑄𝑏 = 𝑄𝑓 + 𝑄𝑐
𝑄𝑏 = 0.17 𝑘𝑔 + 0.14 𝑘𝑔
𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟑𝟏 𝒌𝒈
Barrenos de contorno
Espaciamiento
Se calcula así:
𝑆𝑐 = 𝐾 ∗ 𝐷1
Donde:
K: Constante de voladura de contorno y varía entre 15 y 16
𝑆𝑐 = 16 ∗ 0.038 𝑚
𝑺𝒄 = 𝟎. 𝟔 𝒎
Número de barrenos de contorno
177
Se determina el perímetro del contorno superior y el perímetro de los hastiales.
𝑁𝐵 =𝑃
𝑆𝐶
P: Perímetro del contorno en metros.
𝑃 = 2 𝐴𝑇 + 2ℎ
Donde:
AT: Ancho de la franja (m) = 0.5 m
h: Longitud de los hastiales (m) =5 m
𝑃 = 2(0.5 𝑚) + 2(5 𝑚)
𝑷 = 𝟏𝟏 𝒎
𝑁𝐵 =11 𝑚
0.6 𝑚
𝑵𝑩 = 𝟏𝟖. 𝟑𝟑 ≈ 𝟏𝟖 𝒃𝒂𝒓𝒓𝒆𝒏𝒐𝒔.
Concentración de carga lineal de fondo y de columna
Concentración lineal de fondo
La concentración lineal de fondo se determina en función del diámetro de perforación:
𝑞𝑓 = 90 ∗ 𝐷12
𝑞𝑓 = 90 ∗ (0.038 𝑚)2
𝒒𝒇 = 𝟎. 𝟏𝟑 𝒌𝒈/𝒎
Concentración lineal de columna
𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 𝑞𝑓
𝑞𝑐 = 0.5 ∗ 0.13 𝑘𝑔/𝑚
𝒒𝒄 = 𝟎. 𝟎𝟕 𝒌𝒈/𝒎
Retacado
𝑇 = 10 ∗ 𝐷1
𝑇 = 10 ∗ 0.038 𝑚
178
𝑻 = 𝟎. 𝟑𝟖 𝒎
Longitud de carga de fondo y columna
Estos valores será iguales a los calculados en los barrenos de destroza
𝐼𝑓 = 0.57 𝑚
𝐼𝑐 = 0.85 𝑚
Cantidad de sustancia explosiva por barreno de contorno
Cantidad de sustancia explosiva en la carga de fondo:
𝑄𝑓 = 𝑞𝑓 ∗ 𝐼𝑓
𝑄𝑓 = 0.13𝑘𝑔
𝑚∗ 0.57 𝑚
𝑸𝒇 = 𝟎. 𝟎𝟕 𝒌𝒈
Cantidad de sustancia explosiva en la carga de columna
𝑄𝐶 = 𝑞𝑐 ∗ 𝐼𝑐
𝑄𝑐 = 0.07𝑘𝑔
𝑚∗ 0.85 𝑚
𝑸𝒄 = 𝟎. 𝟎𝟔 𝒌𝒈
Cantidad total de sustancia explosiva por barreno:
𝑄𝑏 = 𝑄𝑓 + 𝑄𝑐
𝑄𝑏 = 0.07 𝑘𝑔 + 0.06 𝑘𝑔
𝑸𝒃 = 𝟎. 𝟏𝟑 𝒌𝒈