universidad andres bello comparaciÓn tÉcnico econÓmica de
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UNIVERSIDAD ANDRES BELLO
Facultad de Ingeniería
Escuela Ciencia de la Tierra
COMPARACIÓN TÉCNICO ECONÓMICA DE SISTEMAS DE PERFORACIÓN EN EL
MÉTODO SHRINKAGE APLICADO A EXPLOTACIÓN DE MINA SUBTERRÁNEA EL
DORADO
Proyecto De Título Para Optar Al Título De Ingeniero Civil En Minas
Alumna:
Tamara Tabita Godoy Quilodrán
Profesor guía:
Jorge Antonio Villarroel Villalobos
Concepción, 2020
II
Dedicatoria
A mis padres
Miriam Quilodrán e Ivan Godoy
Su amor, cariño y compresión han sido los detonantes de llegar hasta este momento.
Cada enseñanza y palabra entregada a lo largo de mi vida, han logrado esa búsqueda
incasable de ser la mejor versión de mí, gracias por ser parte de cada paso que he
dado y daré.
III
Agradecimiento
Primeramente este agradecimiento va dirigido a Dios quien con su amor infinito me
acompaño y apoyo en cada uno de estos procesos, logrando cumplir cada una de mis
metas.
Gracias también a mi familia, especialmente padres Ivan y Miriam por ser parte de mis
sueños y acompañarme en cada momento, a mis hermanos Elías e Ivan y mi sobrina
Martina por el amor y apoyo entregado siempre, gracias también por la bendición de ser
parte de su vida. Y por último gracias a cada una de las personas que de una u otra
manera han sido parte de esto, cada detalle y gesto entregado, es guardado con el
mejor recuerdo.
IV
INDICE
INTRODUCCIÓN ............................................................................................................ 1
1 FUNDAMENTACIÓN ............................................................................................... 3
1.1 Problemática u oportunidad ................................................................................ 3
1.2 Justificación ........................................................................................................ 4
2 OBJETIVOS ............................................................................................................. 5
2.1 Objetivo General................................................................................................. 5
2.2 Objetivos Específicos ......................................................................................... 5
3 ALCANCES ............................................................................................................... 6
4 METODOLOGÍA ....................................................................................................... 7
4.1 Recopilación de la información ........................................................................... 7
4.2 Estructuración de la información ........................................................................ 7
4.3 Definición del óptimo .......................................................................................... 8
5 ANTECEDENTES GENERALES ............................................................................. 9
5.1 Ubicación ............................................................................................................ 9
5.2 Descripción mineralógica ................................................................................. 10
5.3 Descripción geomorfológica del yacimiento ..................................................... 10
5.4 Geomecánica ................................................................................................... 12
5.5 Hierro ................................................................................................................ 15
5.5.1 Usos ........................................................................................................... 15
5.5.2 Producción ................................................................................................. 15
5.5.3 Reservas mundiales del hierro ................................................................... 16
5.5.4 Precio del Hierro ........................................................................................ 16
V
6 MARCO TEORICO ................................................................................................. 17
6.1 Mineras subterráneas ....................................................................................... 17
6.2 Métodos de explotación minería subterránea ................................................... 18
6.2.1 Métodos soportados .................................................................................. 18
6.2.2 Métodos autosoportados ........................................................................... 18
6.2.3 Métodos de hundimiento ............................................................................ 19
6.3 Shrinkage ......................................................................................................... 19
6.3.1 Aplicación del método ................................................................................ 20
6.3.1.1 Principios ................................................................................................ 20
6.3.1.2 Desarrollos ............................................................................................. 20
6.3.1.3 Arranque ................................................................................................. 21
6.3.1.4 Manejo de mineral .................................................................................. 22
6.3.1.5 Ventilación y fortificación ........................................................................ 22
6.3.1.6 Vaciado ................................................................................................... 22
6.3.2 Ventajas y desventajas del método ........................................................... 23
6.3.2.1 Ventajas .................................................................................................. 23
6.3.2.2 Desventajas ............................................................................................ 24
6.4 Operaciones Unitarias de la Explotación de Mina ............................................ 25
6.5 Perforación ....................................................................................................... 26
6.5.1 Parámetros de perforación ........................................................................ 26
6.5.1.1 Revoluciones por minuto ........................................................................ 26
6.5.1.2 Empuje ................................................................................................... 27
6.5.1.3 Velocidad de penetración ....................................................................... 27
6.5.1.4 Desgastes de elementos de perforación ................................................ 27
6.5.2 Tipos de trabajos de perforación................................................................ 27
VI
6.5.2.1 Perforación manual................................................................................. 27
6.5.2.2 Perforación mecánica ............................................................................. 28
6.5.3 Fundamentos de la perforación ................................................................. 28
6.5.3.1 Roto – Percusión .................................................................................... 29
6.5.3.2 Percusión ................................................................................................ 30
6.5.3.3 Rotación ................................................................................................. 30
6.5.4 Equipos de perforación .............................................................................. 31
6.5.4.1 Perforadoras neumáticas convencionales .............................................. 31
6.5.5 Métodos de perforación en Shrinkage ....................................................... 33
6.5.5.1 Sistema de perforación vertical .............................................................. 33
6.5.5.2 Sistema de perforación horizontal .......................................................... 35
6.6 Voladura ........................................................................................................... 37
6.6.1 Técnicas de voladuras ............................................................................... 37
6.6.1.1 Voladuras en banco: ............................................................................... 37
6.6.1.2 Voladuras de recorte. ............................................................................. 38
6.6.2 Tipos de explosivos ................................................................................... 38
6.6.2.1 Explosivos Primarios o Iniciadores ......................................................... 38
6.6.2.2 Explosivos Secundarios o Básicos: ........................................................ 39
6.7 Carguío y transporte ......................................................................................... 39
6.7.1 Selección de equipos ................................................................................. 40
7 DESARROLLO ....................................................................................................... 42
7.1 Definición del método ....................................................................................... 42
7.2 Calculo de producción ...................................................................................... 43
7.2.1 Calculo de la vida útil de la veta................................................................. 43
7.2.2 Calculo del ritmo óptimo de producción ..................................................... 43
VII
7.2.3 Material a mover ........................................................................................ 44
7.3 Diseño de la veta .............................................................................................. 44
7.3.1 Dimensión de pilares y caserones ............................................................. 44
7.3.2 Dimensión de las galerías .......................................................................... 48
7.4 Avance de perforación ...................................................................................... 49
7.5 Frentes ............................................................................................................. 49
7.6 Turnos .............................................................................................................. 50
7.7 Diseño malla perforación .................................................................................. 50
7.7.1 Calculo número de tiros ............................................................................. 51
7.7.2 Calculo parámetros de perforación ............................................................ 54
7.7.2.1 Malla perforación horizontal .................................................................... 58
7.7.2.2 Malla perforación vertical ........................................................................ 61
7.8 Análisis técnico de Perforación ........................................................................ 65
7.8.1 Perforación................................................................................................. 65
7.8.2 La Perforación manual ............................................................................... 66
7.8.3 Perforadoras .............................................................................................. 66
7.8.3.1 Elección perforadora Horizontal ............................................................. 67
7.8.3.2 Elección perforadora vertical .................................................................. 69
7.8.4 Accesorios de perforación ......................................................................... 70
7.8.4.1 Varillaje ................................................................................................... 70
7.8.4.2 Bits de perforación .................................................................................. 71
7.8.5 Ventajas completivas ................................................................................. 73
7.9 Análisis económico ........................................................................................... 74
7.9.1 Costo mano obra ....................................................................................... 75
7.9.2 Costo maquinaria ....................................................................................... 75
VIII
7.9.3 Costo por implementos de seguridad ........................................................ 76
7.9.4 Calculo de costos ....................................................................................... 76
7.9.4.1 Costes directos ....................................................................................... 76
7.9.5 Equipos ...................................................................................................... 78
7.9.5.1 Perforadora YT-27 .................................................................................. 78
7.9.5.2 Perforadora Stoper ................................................................................. 79
7.9.5.3 Compresor .............................................................................................. 80
7.9.5.4 Generador .............................................................................................. 82
7.9.5.5 Bomba .................................................................................................... 84
7.9.5.6 Coste consumo de agua ......................................................................... 86
7.9.5.7 Coste Elementos de Protección Personal EPP ...................................... 87
7.9.6 Costos indirectos ....................................................................................... 88
7.10 Comparación económica sistemas de perforación ........................................... 89
7.10.1 Costos totales estimados para perforación vertical .................................... 89
7.10.2 Desglose de costos perforación ................................................................. 89
7.10.3 Resumen de costos perforación vertical .................................................... 89
7.10.4 Costos totales estimados para perforación Horizontal ............................... 90
7.10.5 Resumen de costos perforación horizontal ................................................ 90
7.11 Resumen comparativo de costos. .................................................................... 90
7.12 Tronadura ......................................................................................................... 91
7.12.1 Cálculo densidad de carga ........................................................................ 92
7.13 Ventilación ........................................................................................................ 93
7.13.1 Objetivo de la Ventilación .......................................................................... 93
7.13.2 Ventilación natural ..................................................................................... 93
7.13.3 Ventilación auxiliar o artificial ..................................................................... 94
IX
7.13.4 Uso de aire comprimido ............................................................................. 96
7.13.5 Calculo caudal requerido ........................................................................... 96
7.13.6 Aplicación en Veta N–S ............................................................................. 98
7.14 Fortificación veta .............................................................................................. 99
7.15 Carguío y transporte ....................................................................................... 101
7.15.1 Camión convencional ............................................................................... 101
7.15.2 Cargador Scoop ....................................................................................... 102
7.15.3 Calculo de flota carguío y transporte ....................................................... 103
7.15.4 Tiempo de ciclo ........................................................................................ 103
7.15.5 Número de camiones ............................................................................... 104
7.15.6 Número de Scoop .................................................................................... 104
8 CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES ........................................................ 105
8.1 Conclusiones .................................................................................................. 105
8.2 Recomendaciones .......................................................................................... 106
9 REFERENCIAS .................................................................................................... 108
10 ANEXOS ............................................................................................................ 111
10.1 Desglose costes perforación horizontal .......................................................... 111
10.2 Desglose coste perforación vertical ................................................................ 112
X
Tabla Ilustraciones
Ilustración 1: Tabla índices RQD ................................................................................... 13
Ilustración 2: Escala Q Slope Mina El Dorado ............................................................... 14
Ilustración 3: Ubicación Mina el Dorado .......................................................................... 9
Ilustración 4: Shrinkage ................................................................................................. 23
Ilustración 5: Diagrama operaciones unitarias ............................................................... 25
Ilustración 6: Acción básica de la perforación rotopercutiva .......................................... 29
Ilustración 7 : Diagrama sistema de perforación vertical ............................................... 35
Ilustración 8: Diagrama sistema de perforación horizontal. ........................................... 36
Ilustración 9: Aplicación Mining Method Selection ......................................................... 42
Ilustración 10: Cuadro resumen Distrito Minero El Dorado ............................................ 43
Ilustración 11: Análisis Factor de Seguridad.................................................................. 45
Ilustración 13: Diseño de pilares .................................................................................... 47
Ilustración 14: Vista frontal de los caserones ................................................................ 48
Ilustración 15: Diseño galería de traspaso..................................................................... 49
Ilustración 16: Zonas de Voladura en Túnel .................................................................. 51
Ilustración 17: Dimensiones frente perforación. ............................................................. 53
Ilustración 18: Determinación número de taladros v2.0 ................................................ 54
Ilustración 19: Diseño cuele cuatro secciones ............................................................... 55
Ilustración 20: Dimensiones cuele y contracuele ........................................................... 56
Ilustración 21: Cálculo geometría diagrama de disparo ................................................. 57
Ilustración 22: Cuele Perforación Horizontal.................................................................. 59
XI
Ilustración 23: Diagrama Malla de Perforación Horizontal ............................................. 61
Ilustración 24: Diagrama cuele perforación vertical ....................................................... 63
Ilustración 25: Diagrama malla de Perforación Vertical ................................................. 65
Ilustración 26: Perforadora Horizontal YT27 .................................................................. 68
Ilustración 27: Ficha técnica Perforadora YT27 ............................................................. 68
Ilustración 28: Perforadora Vertical Stoper Ysp45 ......................................................... 69
Ilustración 29: Ficha técnica Perforadora Stoper Ysp45 ................................................ 70
Ilustración 30: Especificaciones varillas de perforación ................................................. 71
Ilustración 31: Especificaciones técnicas de los Bits ..................................................... 73
Ilustración 32: Salario real personal necesario al año 2015 .......................................... 77
Ilustración 33: Salario real al año 2020 ......................................................................... 77
Ilustración 34: Datos económicos perforadora YT-27 .................................................... 78
Ilustración 35: Datos compresor Bauker 100 L. ............................................................. 80
Ilustración 36: Factores operacionales compresor Bauker 100 L .................................. 81
Ilustración 37: Datos generador 4500 W. ...................................................................... 82
Ilustración 38: Factores operacionales generador 4500 W............................................ 83
Ilustración 39: Datos económicos bomba 183 l/min. ..................................................... 84
Ilustración 40: Factores operacionales Bomba 183 L/min ............................................. 85
Ilustración 41: Elementos de protección Personal, costes y vida útil. ............................ 87
Ilustración 42: Precios y costes EPP reajustados al proyecto. ...................................... 88
Ilustración 43: Desglose costes indirectos y su ponderación. ....................................... 88
Ilustración 44: Resumen costos perforación vertical ..................................................... 89
Ilustración 45: Resumen costos perforación horizontal. ................................................ 90
Ilustración 46: Resumen comparativo costos sistemas de perforación. ........................ 90
XII
Ilustración 47: Iniciación del ANFO ................................................................................ 92
Ilustración 48: Tipos de ventilación auxilia (Gallardo, 2008) .......................................... 95
Ilustración 49: Ducto plástico reforzado. ........................................................................ 99
Ilustración 50: Comparación ductos ventilación minería subterránea. ........................... 99
Ilustración 51: Sostenimientos a partir del Índice RMR. .............................................. 100
Ilustración 52: Camión Lander 3311 ............................................................................ 101
Ilustración 53: Especificaciones técnicas Lander 3311 ............................................... 102
Ilustración 54: Scoop R1300G Cat. ............................................................................. 102
Ilustración 55: Capacidades Cargador R1300G .......................................................... 103
XIII
RESUMEN
Por medio del presente proyecto de memoria de título se pretende establecer y comparar
los beneficios técnicos – económicos que conllevaría la implementación de los sistemas
de perforación aplicables al método de extracción Shrinkage, con tal de determinar y
recomendar el más optimizado para su posible implementación en la mina “El Dorado”,
más precisamente en la veta N-S, la cual contempla la explotación de minerales de hierro
y se encuentra ubicada en la IV Región de Coquimbo, provincia de Limarí, Comuna de
Ovalle, a casi 5,5 kilómetros del centro de la cuidad.
En virtud de lo anterior, se aplicará una metodología dividida en etapas, en la cual se
comienza con la determinación del método de explotación por la cual se explotará dicha
veta, tomando en cuenta las condiciones geológicas, económicas y normativas aplicables
al proyecto, para luego dar inicio a un estudio a cabalidad del método de explotación
seleccionado, con tal de poder determinar los posibles sistemas de perforación aplicables
y sus respectivos diagramas, para así finalmente culminar con una proyección de la
factibilidad técnica y económica de los mismos, con motivo de determinar la rentabilidad
y aplicación de los sistemas, para poder trazar la mejor opción de propuesta aplicable a
la veta.
Serán también materia de análisis del proyecto las demás operaciones unitarias que
intervienen en el proceso productivo de la veta, como de igual forma aquellas que tienen
el carácter de auxiliares, solo con el fin de entregar información adicional que pueda ser
útil a la hora de elegir la opción que se adecue a sus requerimientos.
XIV
ABSTRAC
By means of the present project of title memory, it is intended to establish and compare
the technical-economic benefits that would entail the implementation of the drilling
systems applicable to the Shrinkage extraction method, in order to determine and
recommend the most optimized one for its possible implementation in the "El Dorado"
mine, more precisely in the N-S vein, which contemplates the exploitation of iron minerals
and is located in the IV Region of Coquimbo, province of Limarí, Commune of Ovalle,
almost 5.5 kilometers from the center of the city.
By virtue of the above, a methodology divided into stages will be applied, which begins
with the determination of the method of exploitation by which this vein will be exploited,
taking into account the geological, economic and regulatory conditions applicable to the
project, to then begin a study of the selected method of exploitation, in order to be able to
determine the possible applicable drilling systems and their respective diagrams, to finally
culminate with a projection of the technical and economic feasibility of the same, in order
to determine the profitability and application of the systems, in order to be able to trace
the best proposal option applicable to the vein.
The other unitary operations that intervene in the productive process of the vein, as well
as those that have the character of auxiliaries, will also be subject to the analysis of the
project, only in order to provide additional information that may be useful when choosing
the option that suits your requirements.
1
INTRODUCCIÓN
La minería es una de las la actividades económicas del sector primario, la cual se
relaciona directamente con la explotación o extracción de los minerales existentes en la
corteza terrestre, de forma que sea económicamente rentable, dicho sector actualmente
proporciona a la industria muchas de las materias primas básicas, de tal forma que,
dificultades en el suministro de estas, pueden afectar al directamente el funcionamiento
de la actividad industrial de un país.
La importancia del sector minero, en el desarrollo económico de los países productores
ha sido y seguirá siendo de vital importancia para mejorar las condiciones de vida y el
bienestar de las personas, siendo el principal motor para el progreso. Es sabido que a
través del tiempo los países que mantiene este tipo de actividad productiva han
demostrado que es posible crecer a partir de la explotación de sus riquezas.
Desde un punto de vista global la minería contribuye de manera directa al 11,5% del PIB
mundial, porcentaje que aumenta considerablemente si contabilizamos también todos los
servicios a la minería, el valor añadido en la obtención y refino de combustibles, la
producción de fertilizantes y de materiales de construcción, entre otros.
Por su parte la minería en Chile es una de las principales fuentes de ingreso económico
que posee el país, el cual se ha ido desarrollando de forma gradual a través del tiempo,
llegando a entregar en los últimos años valores superiores al 10% del PIB, trayendo
consigo una alta capacidad de inversión y la generación de un gran número de empleos
ya sea de forma directa e indirecta.
2
Dentro de los minerales extraídos en Chile se encuentran los metálicos, siendo primordial
para este estudio la producción del hierro, dicho metal alcanzó una producción de
alrededor de 14 millones de toneladas métricas en el año 2018, incluyendo la producción
de finos y de pellets. Cabe destacar que dentro de sus principales aplicaciones se
encuentra la obtención del hierro fundido y del acero, material metálico con amplia
utilización en la construcción, obras civiles, industria manufacturera, entre otras.
Su obtención proviene directamente de las regiones de Atacama y Coquimbo siendo esta
ultima la ubicación de la mina El Dorado, la cual se ha dedicado a la extracción de dicho
metal desde 1952 antiguamente bajo el nombre de Mina Santa Fe, hoy en día el
yacimiento tiene por objetivo poner en estudio la perforación de una de sus vetas, a la
cual aún no se tenía acceso, para posteriormente realizar su explotación, a través, del
método Shrinkage. Es por esto que la construcción de un modelo adecuado, acorde a los
requerimientos que la mina presenta, permitirá apreciar la viabilidad del proyecto y la
influencia que este mostrará a lo largo de su vida útil.
Una correcta evaluación, tanto de forma cualitativa como cuantitativa, de las posibilidades
que se exteriorizan por medio de los sistemas de perforación, permitirá encontrar y a su
vez determinar el modelo más eficiente al cual se debería someter la empresa para
optimizar sus costos y procesos en función de encontrar del beneficio máximo.
3
1 FUNDAMENTACIÓN
1.1 Problemática u oportunidad
En el desarrollo de un proyecto de explotación mineral se tienen una serie de operaciones
unitarias, dentro de las cuales encontramos una de las más importantes, la perforación.
Desde el comienzo de la aplicación en la minería subterránea hasta la actualidad se ha
utilizado en la perforación de avance de galerías y túneles, el sistema de penetración
mecánico, ya sea por medio de perforación manual y/o mecanizadas, cuyo propósito es
abrir en el macizo rocoso huecos cilíndricos denominados taladro, los cuales quedan
destinados a alojar al explosivo y sus accesorios iniciadores, para posteriormente
conseguir una voladura eficiente, en la cual se deben de considerar parámetros
importantes, tal como el sistema de perforación, el explosivo a utilizar, los accesorios, el
Burden y espaciamientos más adecuado para el sector, para esta investigación
precisamente para ser aplicados a la veta N-S de la mina de explotación El Dorado.
Con lo correspondiente al diseño de la malla de perforación se basa principalmente en
cálculos matemáticos u algoritmos que se desarrollan de acuerdo a las propiedades de
los explosivos, del macizo rocoso, ejemplo si el macizo rocoso es considerado dentro de
su clasificación geomecánica roca buena, regular o mala o si existe presencia de agua.
La incorrecta elección del sistema de perforación, equipos y accesorios, puede afectar
directamente al proceso lo cual traerá consigo menor productividad en la labor y se tendrá
perdidas económicas producto de la necesidad de una segunda voladura o de un mayor
sostenimiento1, en otras palabras se afecta el costo del proyecto y con el esto el beneficio
1 Llanco & Sicus, 2012
4
global que entrega, además de los problemas económicos se tendrá una influencia
directa en las en las etapas que posteriores que requieren de dicho material, el cual
necesitara de algunas características específicas las que tendrán una alta probabilidad
de no ser alcanzadas.
1.2 Justificación
El trabajo de título se emplaza en la recopilación y organización de la información técnica
y económica de los sistemas de perforación aplicados al método de explotación, como
una herramienta de apoyo a la planificación en la mina El Dorado, el que no tan solo
contribuirá a la perforación en sí, sino que entregará los buenos resultados que se espera
en todo el proceso.
La optimización de la fragmentación del macizo rocoso en función a estándares y mejoras
operativas de trabajo, bajo la supervisión y control en el campo de las operaciones,
además de la reducción del costo unitario de perforación, logrará que la empresa obtenga
una mayor utilidad bruta y un trabajo de calidad.
5
2 OBJETIVOS
2.1 Objetivo General
Establecer los beneficios técnico – económico, que podría generar la utilización de uno
de los sistemas de perforación para la posterior extracción del mineral, definiendo así el
más optimizado, para entregar un proceso de calidad basado en la explotación por medio
del método Shrinkage en Mina El Dorado.
2.2 Objetivos Específicos
Conocer en detalle el método de explotación Shrinkage y determinar los
sistemas de perforación acordes a este método.
Definir los sistemas de perforación, conociendo sus funciones, ventajas y
desventajas, para establecer así las áreas más significativas conforme a las
necesidades de la veta.
Plantear los diagramas de perforación que mejor se adecúen a los distintos
sistemas.
Proyectar la factibilidad técnica y económica de la aplicación de uno de los
sistemas a la Mina el Dorado, trazando con ello la mejor opción de propuesta.
6
3 ALCANCES
En relación a los respectivos alcances de trabajo de investigación se debe resaltar lo
siguiente:
La investigación se dedicó para la aplicación en la explotación subterránea,
bajo el método de Shrinkage para la minera El Dorado, ubicada en Ovalle.
La aplicación en estudio será solo y exclusivamente para la operaciones
unitarias de perforación, sin tomar en consideración lo atingente a las otras
operaciones y actividades presentes en la Veta.
Será un análisis externo de las posibilidades y sistemas más óptimos
presentes para obtener el éxito del proyecto, entregando información sobre
técnicas, maquinarías y costos en el caso de ser necesarios y que se estimen
convenientes, basados en un benchmarking de mineras de características
similares.
Dado el nivel de detalle y el grado de incertidumbre, el presente estudio tendrá
el grado de ingeniería conceptual o de prefactibilidad.
7
4 METODOLOGÍA
La descripción de la perforación minera, en el presente trabajo de título, se basa en una
estructura metodológica muy definida y lo suficientemente clara y general como para ser
desarrollada la mina subterránea El Dorado. La metodología de investigación constará
de tres etapas generales:
4.1 Recopilación de la información
La primera tarea a realizar es estudiar a fondo la operación unitaria de perforación y el
método de extracción Shrinkage para la producción de hierro en vetas subterráneas,
tanto de forma individual como global, y hacer un análisis de la baraja de posibilidades
existentes (Sistemas posibles, equipos a utilizar, tecnologías de procesamiento, etc.),
considerado las restricciones operacionales y geomecánicas, como lo es el diseño de la
mina y las ejecución de las actividades necesarias, la infraestructura proporcionada por
la mina y lo investigado e otras fuentes, para que tengan coherencia y validez en su
aplicación.
4.2 Estructuración de la información
Lo siguiente se realizara en base a la primera etapa donde se identificaron las
características de cada sistema, en esta etapa lo primordial es asignar las actividades y
equipos necesarios en cada opción en base a tiempos rendimientos, costos de forma de
ir comparando las opciones a través de mapas de actividades, junto con esto se debe
caracterizar los equipos, insumos, material de apoyo y mano de obra utilizados, para esto
es necesario tener en cuenta tres premisas básicas:
8
El consumo de recursos e insumos es directamente proporcional al área a
procesar.
Los costos de producción dependen tanto de los precios de equipos e insumos
como de la cantidad de material a procesar
Las características de la mina, equipos y maquinarias utilizadas, además de
las propiedades mineralógicas y geológicas del macizo o el material
propiamente tal que se estará perforado influyen en el comportamiento de la
serie productiva, del proceso cual podría modificar las capacidades y el
rendimiento de estos.
4.3 Definición del óptimo
Una vez caracterizada completamente las posibilidades presentes es necesario descubrir
e identificar el comportamiento que estas presentaran directamente en la mina. La idea
es definir en base a funciones de consumo de equipos y de costos que permitan visualizar
y detectar la operación y sistema más óptimo, entregando así una opción para ser
aplicado por el equipo de profesionales hacia la extracción de dicho material, en un futuro
próximo.
La optimización del proceso en base de la reducción de costos entregado un producto de
calidad y con las especificaciones requeridas por la mina para proseguir con el procesos
y proyectarlo en el tiempo, obteniendo el beneficio necesario.
9
5 ANTECEDENTES GENERALES
5.1 Ubicación
La mina el Dorado se ubica en el norte de Chile, específicamente a 4,11 km al noroeste
de la cuidad de Ovalle, IV región de Coquimbo, a los 30°33’ latitud Sur y 71°13’ latitud
Oeste, a una altura aproximada de 346 m.s.n.m. El acceso principal desde la cuidad de
Ovalle se realiza a través de la Calle Tuqui – Talhuén, donde se debe proseguir el viaje
por la Ruta D-525 4 km aproximadamente hasta el noroeste, en el cual se debe tomar un
camino de tierra hacia el sureste con dirección a Ovalle de 330 metros hacia el interior.
Ilustración 1: Ubicación Mina el Dorado
Fuente: Google Maps
10
5.2 Descripción mineralógica
Los recursos minerales existentes en la mina El Dorado son del tipo Ferríferos (Depósito
mineral el cual contiene cantidades apréciales de hierro), hoy en día se tiene el cocimiento
que los principales yacimientos de hierro de Chile se encuentran ubicados en la Cordillera
de la Costa en las Regiones de Atacama y Coquimbo, donde constituyen la Franja
Ferrífera de la Cordillera de la Costa o Franja Ferrífera Chilena, la que se extiende por
alrededor de 600 kilómetros, esta franja se caracteriza por presentar magnetita masiva
del tipo elipsoidales, donde la zona mineralizada se caracteriza por el ensamblaje de
magnetita–apatito–actinolita con menos pirita, calcopirita y hematita. En general, se
considera que los depósitos se formaron a altas temperaturas de 475° ~ 550°C.
La magnetita es la principal mena que forma parte del yacimiento El Dorado,
químicamente la magnetita (𝐹3𝑂4) es un óxido mixto de hierro, donde su composición es
equivalente a 27,6% de oxígeno y 72,4% de hierro. Las menas de hierro, se conforman
principalmente por magnetita cantidades menores de actinolita, apatita, pirita y
calcopirita. Los sulfuros pueden presentarse como vetillas, o bien, diseminados en la
mena. Algunos cuerpos de mena presentan un importante reemplazo supérgeno de
magnetita por hematita. De acuerdo a sus características texturales y modo de
emplazamiento, las menas de hierro pueden ser agrupadas en cuerpos macizos,
brechosos o diseminados.2
5.3 Descripción geomorfológica del yacimiento
En la región de Coquimbo, específicamente en la comuna de Ovalle, se emplaza de forma
mayoritaria una extensión de llanos de sedimentación fluvial y aluvional. Estos llanos se
2 Fuente: Informe Geológico Mina El Dorado.
11
encuentran rodeados desde distintos puntos, por el noreste se encuentra la presencia de
una planicie marina o fluviomarina. Desde el este se ubican una serie de cordones
transversales, para terminar por el oeste con el farellón costero. En su extensión por el
sur del sector, el territorio corresponde a una planicie marina.
Apuntando de una manera más directa a la morfología del sector, esta se encuentra
plasmada como un “Cerro Isla”, con una altura mayor de 510 m.s.n.m., el cual
corresponde a Cerro El Dorado y la parte inferior, de cota aproximada 450 m.s.n.m.,
corresponde a un peneplano de edad Holoceno–Pleistoceno correspondiente al
desarrollo del valle fluvial de Río Limarí.
Este tipo de morfologías se generan cuando macizos rocosos son resistentes a los
agentes erosivos, en este caso vienen dado por la figura presente de cuerpos de hierro.
Las rocas del Cerro Isla corresponden a cuerpos intrusivos de edad cretácica y rocas
volcánicas del Jurásico, mientras que el peneplano son rocas sedimentarias de origen
fluvial de edad Mioceno–Plioceno y Holoceno–Cuaternario.
En resumen las principales unidades geomorfológicas de la cuenca son las siguientes:
Alta Montaña: Correspondiente a la Cordillera de Los Andes. Ocupa la posición
extrema oriental de la región y se distingue por sus altitudes. Sus cumbres
superan los 3.500 m.s.n.m., alcanzando sobre la frontera Chileno–Argentina
los 6.000 m.s.n.m.
Montaña Media: Formado por el conjunto relieves presentes cuya altitud no
supera los 3.000 m.s.n.m. Se encuentran alejados de la Cordillera de los
Andes por la Falla de Vicuña.
Florece como un relieve desmembrado y discontinuo, producto de la intensa
disección fluvial a que ha estado sometido, los cursos de agua que se originan
12
en estos relieves no logran acumular recursos hídricos suficientes como para
escurrir permanentemente.
Franja Litoral: Aquí se da comienzo al dominio de las terrazas de
sedimentación marina. Los Altos de Talinay presentan un conjunto de
plataformas de abrasión marina que se correlacionan con los niveles de
sedimentación de las bahías de Coquimbo y Tongoy.
Valles Fluviales Transversales: La particular forma que presentan es producto
de la actividad de las corrientes de agua, su altitud no supera los 300 m.s.n.m.
en su curso inferior. Estos valles fluviales se caracterizan por presentar, en sus
cursos medio e inferior, un completo sistema de terrazas que corresponden a
las superficies de sedimentación marina descritas anteriormente. De esta
forma, estas terrazas se correlacionan con los cambios sufridos por el nivel del
mar durante el Cuaternario.
5.4 Geomecánica
Mediante la clasificación geomecánica de roca en áreas subterráneas, se pueden
establecer los planes a seguir para garantizar la instalación adecuada de las
fortificaciones.
Existen diferentes tipos de roca, cada una de las cuales tienen sus propias características
y propiedades físicas. Encontrando también, diferentes situaciones que requieren el uso
de fortificación adicional para consolidar los estratos de la roca, afirmar los bloques y
prevenir la caída de la misma.
En la mina El Dorado se llevó a cabo un análisis geomecánico detallado de cada una de
las cotas del yacimiento, los parámetros analizados fueron, el RMR, el RQD, la
clasificación de Q de Slope y un análisis cinemático del Dips.
13
La clasificación geomecánica de Bieniawski o clasificación RMR fue desarrollada en
1973, actualizada en 1979 y 1989, este consiste en un método de clasificación de
macizos rocosos que permite relacionar índices de calidad con parámetros geotécnicos
del macizo rocoso, criterios de excavación y sostenimiento, siendo una de las utilizada,
donde el comportamiento del macizo rocoso se expresa mediante el índice de calidad
RMR (rock mass rating), este índice varía de 0 a 100 y expresa la calidad de la roca
(GeoControl, 2014). Para la muestra analizada el rango de valor ajustado al yacimiento
entrego que se está en presencia de una roca regular
Para el caso de RMR este se determina midiendo el porcentaje de recuperación de
testigo, los cuales deben tener una longitud superior a 100 mm. Los testigos que no estén
duros o firmes no deben considerarse, aunque midan más de 100 mm de longitud, la
tabla de medición del RMR es la siguiente:
Ilustración 2: Tabla índices RQD
Fuente: Aplicación del método Q-Slope para el diseño de taludes, 2015
Por lo tanto la mina El Dorado al promediar un 56% en el parámetro de RQD3 se define
como un macizo rocoso de calidad media. Por último el parámetro analizado fue el Q de
3 Dato extraído del Levantamiento Geomecánico de la mina el Dorado.
14
Slope de Barton el cual expresa la calidad del macizo rocoso para la estabilidad de la
pendiente utilizando el valor de la pendiente Q, de la que se pueden derivar ángulos
estables, libres de refuerzo, a un largo plazo. (Salazar, 2015) Para el caso en análisis el
dato promedio entregado fue de 0,6 lo que representa un resultado de roca pobre, que
necesitaría de fortificación para su estabilidad, lo que en el método de explotación
utilizado, es beneficio de cierta forma, por la forma de extracción del material rocoso.
Ilustración 3: Escala Q Slope Mina El Dorado
Fuente: Levantamiento Geomecánico Mina el Dorado 4
En base a los datos analizados la Mina El Dorado presenta una competencia regular, al
no tener presencia de agua su estabilidad aumenta, si bien no se muestra como una roca
de alto rango de calidad, cumple con los requerimientos del método de explotación que
se requiere emplear, además presenta un grado de aspereza poco rugosa y con bajo
grado de alteración.
4 El grafico relaciona el valor del Q Slope con la altitud del talud.
15
5.5 Hierro
El hierro (Fe) es un metal de color blanco grisáceo, se caracteriza por su gran ductilidad
y maleabilidad, que forma con facilidad compuestos ferrosos y férricos. Su número
atómico es 26 y su peso atómico es 55,847. Los minerales que contienen mayor
abundancia de hierro son sus óxidos, como la magnetita, con 72,5 % Fe, y la hematita,
con 55 – 66 % Fe. El carbonato de hierro contiene 48,2 % Fe.
5.5.1 Usos
La principal aplicación es la obtención del hierro fundido y del acero, materiales metálicos
de amplia utilización en la construcción habitacional y pública, obras civiles, industria
manufacturera, naviera, automotriz y metal-mecánica, y en la fabricación de
electroimanes.
5.5.2 Producción
Las principales regiones que producen este mineral son Atacama y Coquimbo, y es
efectuada en su totalidad por empresas de la gran y mediana minería del hierro. Esta
producción, que alcanzó a las 15.426.000 toneladas métricas de mineral en el año 2017,
fue 5,5% mayor a la alcanzada el 2016, incluyendo la producción de finos y de pellets.
Los principales países que ofrecen mineral de hierro son Australia y Brasil, abarcando
alrededor del 40% y el 20% de la producción mundial respectivamente, la que en su
mayor parte es exportada a China. Desde 2013 China es el principal consumidor mundial
de mineral de hierro, llegando a consumir alrededor del 55% de la oferta mundial, el que
destina principalmente a la producción de acero, mercado en el cual controla cerca del
50% de la producción total, equivalente a unas 1.628 millones de TM en 2016.
16
5.5.3 Reservas mundiales del hierro
Según información publicada por el Servicio Geológico de Estados Unidos, en el año
2017 se estiman reservas brutas del mineral de hierro por un total de 170.000 millones
de TM, con un contenido de hierro de unas 82.000 millones. Dentro de las principales
reservas destacan las de Australia, que posee un 30% del total de las reservas mundiales
(52 millones de TM), Rusia con 15% (25 millones de TM), Brasil con 13% (23 millones de
TM) y China con 12% (21 millones de TM).
5.5.4 Precio del Hierro
El precio de mineral de hierro se fija cada año por negociación directa entre productores
y consumidores, estando ambos interesados en mantener una relación comercial de largo
plazo. Por lo anterior, el productor de acero privilegia las especificaciones técnicas de su
producción de acero por sobre el minimizar sus costos de suministro. Esto quiere decir,
que prefiere obtener suministros de mayor calidad a un mayor precio, que suministros
más baratos pero de menor calidad.
Es así cómo, los precios del mineral de hierro son fijados anualmente en estas
negociaciones en las que participan los principales productores mundiales de hierro
(Vale, Río Tinto, BHP-Billiton) y las principales compañías siderúrgicas. Esta ronda de
negociación de precios y su posterior fijación, se constituye como la base de precios de
referencia del mercado internacional, y sirve como precio de referencia para las
productoras más pequeñas, como la de Mina el Dorado.
17
6 MARCO TEORICO
6.1 Mineras subterráneas
La minería subterránea es aquella se dedica y tiene por objetivo la explotación de
recursos debajo de la superficie del terreno. En la mayoría de las ocasiones, se llevan a
cabo estas explotaciones cuando la extracción de los minerales a cielo abierto no es
posible, ya sea por motivos ambientales o económicos.
Para la minería subterránea se hace necesaria la realización de túneles, pozos,
chimeneas y galerías, así como cámaras. Los métodos más empleados son mediante
túneles y pilares, hundimientos, corte y relleno (Cut and Fill Mining), realce por subniveles
(Sublevel Stopping) y cámaras – almacén (Shrinkage).
Una mina subterránea puede estar formada por roca blanda o de roca dura. Las minas
de roca blanda, como el carbón, no se hace necesario el uso de explosivos para su
extracción, pudiendo fracturarse con las herramientas que proporciona la tecnología
moderna; por otra parte en las minas de roca dura, la extracción se realiza mediante
perforación y voladura, donde primeramente se realizan orificios con perforadoras para
posteriormente insertan barrenos dentro de los orificios y provocar la explosión, que dará
como consecuencia la fracturación de la roca. (Diseño de explotacion e ifraestructuras
mineras subterráneas, 2007)
18
6.2 Métodos de explotación minería subterránea
Un método explotación es una estrategia global que permite la excavación de un macizo
rocoso para la así acceder al cuerpo mineralizado y recuperar el mineral de interés de la
forma más eficiente y económica posible.
Se definen con él las operaciones unitarias que requiere cada método, considerando sus
parámetros operaciones y limitaciones existentes, además se deben definir los criterios
del posterior tratamiento de las cavidades que puede dejar la extracción.
Dentro de la explotación subterránea existen tres grandes métodos de explotación que
engloban el conjunto. (Metodos de explotación, 2018)
6.2.1 Métodos soportados
Son aquellos que requieren de un elemento de soporte o algún material exógeno para
mantener la estabilidad, dentro de ellos encontramos:
Cut and Fill Stoping
6.2.2 Métodos autosoportados
Son aquellos que consideran la extracción del mineral, y a su vez ir dejado la cavidad que
este ocupa, sin rellenar, manteniendo la estabilidad por naturaleza propias gracias a
competitividad del macizo rocoso. Una vez terminada la explotación estas cavidades
quedan vacías.
19
Room and Pilar
Stope and Pilar
Shrinkage Stoping
Sublevel Stoping
Vertical Crater Retret
6.2.3 Métodos de hundimiento
Método donde la cavidad mineral extraído se va rellenando con material sobrepuesto
mientras dura la explotación, dado el hundimiento con la superposición de material van
ocurriendo de forma simultánea.
Longwall Mining
Sublevel Caving
Block y Panel Caving
A modo de análisis y enfoque del proyecto el método de explotación que se analizará a
detalle es el Shrinkage.
6.3 Shrinkage
El método se centra en vetas verticales de explotaciones angostas de 1.2 a 30 metros y
con una inclinación mayor a los 50º, donde el material quebrado por medio de la
explotación se va dejado como piso de trabajo para continuar con la operación, además
sirve para entregar soporte al caserón que posteriormente será vaciado, por lo que la
roca mineralizada debe ser estable y competente.
20
La explotación se realiza de forma ascendente obteniendo tajadas horizontales, de las
cuales solo se obtiene el 35 % de forma directa desde la base del caserón el resto se
deja almacenado como piso para la operación de arranque, una vez el arranque del
material alcance su límite previamente establecido se daba fin a las operaciones de
perforación y tronadura para poder realizar el vaciado del caserón, desde donde se puede
alcanzar a obtener un 70% del material almacenado. Por otra parte los pilares del caserón
también pueden ser recuperados (SME Mining Engineering Handbook).
6.3.1 Aplicación del método
6.3.1.1 Principios
Este método consiste en la excavación del mineral por medio de tajadas horizontales de
forma ascendente, teniendo como partida la base del caserón, como se nombró
anteriormente, una parte se extrae de forma inmediata, dejando el resto como base para
seguir trabajando.
6.3.1.2 Desarrollos
Lo principal aquí es conocer bien los límites que posee nuestro cuerpo mineralizado y la
regularidad que presentar, donde lo primero que se realiza es construir dos niveles
paralelos de forma horizontal, teniendo una separación del rango aproximado de 30 a
180 metros en la vertical, lo que permite a su vez definir la regularidad y continuidad que
presenta la veta y el espesor de esta.
Para la ventilación del lugar se hace indispensable la realización de una chimenea
vertical, la cual también facilita el ingreso del personal y lo equipos.
21
Posterior a esto se puede continuar con el desarrollo desde 3 maneras distintas:
Punto de extracción: Los cuales se realizarían entre 1 y 10 metros de la base
del caserón.
Traslado galería paralela a base del caserón: Para este método se debe mover
hacia la galería base la estocada de extracción ubicada en la galería con
espaciamiento de 7.5 hasta 15 metros, para finalmente volar la primera tajada
y extraerla.
Cuerpos más anchos: Mover dos galerías a la base donde por medio de estas
se hace pasar una galería y estocadas de extracción, para que el
esponjamiento fluya a través de ella, por último, también se hace necesaria la
instalación de embudos de almacenamiento.
6.3.1.3 Arranque
Como las condiciones que se dan para la aplicación de este método imposibilita el uso
de equipos mecanizados de perforación, ya que el acceso y el piso irregular de trabajo
no lo permiten.
Los principales equipos que se utilizan son las perforadoras manuales donde los tiros se
pueden realizar de forma vertical como horizontal, se ha dado que existe algunas
excepciones donde sí se ha podido realizar mediante equipo mecanizado por medio de
un jumbo de tiros largos. La voladura se puede realizar con explosivos como ANFO o
emulsiones y normalmente mediante una iniciación no eléctrica.
22
6.3.1.4 Manejo de mineral
Este se realiza comúnmente de forma directa al equipo por medio de buzones destinados
para el traspaso de este, ubicados en la base de los embudos de almacenamiento, una
vez realizado los disparos se debe realizar la nivelación del piso para seguir trabajando
dentro del caserón, este trabajo se puede realizar tanto de forma mecanizada como
manual a través de palas. Una vez realizada la perforación y la voladura se debe ir
fortificando el lugar para evitar posibles derrumbes de los accesos.
6.3.1.5 Ventilación y fortificación
La ventilación se realiza por medio de inyección de aire desde la galería de transporte
ubicada en los pilares que rodean en el caserón, el aire viciado se extrae al exterior por
el pilar del caserón vecino de la chimenea.
La fortificación depende directamente de la estabilidad de la roca donde por lo general se
hace uso de un apernado parcial de las paredes del caserón en el caso de estar en
presencia de una roca muy inestable, la fortificación se realiza mediante pernos y malla
o shotcrete
6.3.1.6 Vaciado
Etapa de más riesgo del proceso, ya que existe la posibilidad de la creación de colgaduras
de material, las cuales se deben deshacer mediante el uso de explosivos de forma
manual, lo que genera a su vez elevados costos en el proceso. Para evitar la dilución el
vaciado del material debe ser parejo y sistemático.
23
Ilustración 4: Shrinkage
Fuente: Atlas Copco, 1997
6.3.2 Ventajas y desventajas del método5
6.3.2.1 Ventajas
Costos bajos.
Buena recuperación (75 a 100 %).
Vaciado del caserón por gravedad.
Costos de fortificación reducidos.
Trabajo sencillo y fácil.
5 Fuente: SME Mining Handbook, 3era Edición
24
Ventilación fácil y eficaz.
Arranque rápido.
La gravedad favorece el trabajo con explosivos.
La extracción no depende del arranque diario; el mineral puede extraerse
regularmente y sin interrupción.
No es necesario almacenar en la superficie el mineral, sino que éste
permanece en el interior de la mina, no estando así expuesto a la intemperie
Tasas de producción pequeñas a medianas.
Baja dilución (10 a 25 %).
6.3.2.2 Desventajas
El Shrinkage convencional tiene limitaciones en la explotación de vetas cuyas
cajas sean fracturadas y alteradas al fallar.
Grandes limitaciones en las posibilidades de aplicación.
El mineral se ensucia debido a desprendimientos de roca de las cajas
(dilución).
Escasa libertad de movimiento del personal que se encuentra en la cámara
(tajeo) sobre el mineral almacenado y transporte difícil de las herramientas.
Las grandes reservas de mineral almacenado en el interior representan la
inmovilización de un capital notable.
Cuando las cajas se hunden antes de lo previsto, se pierde demasiado mineral.
No resulta posible en la explotación una clasificación del mineral ni una
separación de la ganga.
25
6.4 Operaciones Unitarias de la Explotación de Mina
Para llevar a cabo la explotación de una mina, es necesario un conjunto de actividades,
operaciones o trabajos que permitirán lograr el objetivo de separar los minerales desde
su ambiente natural y transportarlos hasta las instalaciones de procesamiento.
La explotación minera consiste, por lo tanto, en la ejecución secuencial de dos
operaciones básicas; el arranque y el manejo de materiales. Donde el arranque es el
proceso de separar o arrancar el mineral de la corteza terrestre, la mayoría de los casos
esta operación se realiza en la mayoría de los casos haciendo detonar cargas explosivas
emplazadas en huecos cilíndricos perforados en el macizo rocoso, dentro del arranque
se puede distinguir dos subopeaciones; Perforación y Tronadura.
Por otra parte otra de las grandes operaciones que engloban las operaciones unitarias
es el movimiento o manejo de materiales, el cual consiste en el traslado del material
desde el punto de extracción, este proceso implica a su vez la ejecución combinada, en
varias instancias, de las suboperaciones de Carguío y Transporte operacional.
Ilustración 5: Diagrama operaciones unitarias
Fuente: Elaboración Propia
Operaciones Unitarias
Arranque
Perforación
Tronadura
Manejo de materiales
Carguio
Transporte
26
6.5 Perforación
La perforación tiene como propósito abrir en la roca huecos cilíndricos destinados a alojar
el explosivo y sus accesorios (Sonami, 2016), esto con el objetivo de explorar y reconocer
yacimientos o depósitos minerales (cantidad y calidad), estudios geotécnicos
(propiedades de la roca) e insertar el explosivo que más tarde será detonado.
Para crear un hueco cilíndrico en un sólido es necesario aplicar energía, los diferentes
métodos de perforación son los siguientes: mecánicos, térmicos, hidráulicos, ondas
(sonoras o luminosas), entre otros.
En los trabajos referentes a la excavación de rocas, hoy en día se utilizan principalmente
sistemas de perforación que se basan en la aplicación de energía mediante métodos
mecánicos.
6.5.1 Parámetros de perforación
Con el fin de realizar un óptimo proceso de perforación se debe tener en consideración
una serie de parámetros que tienen influencia directa con la operación. (Educar Chile,
2012)
6.5.1.1 Revoluciones por minuto
La velocidad con la que se penetrara el macizo rocoso, es directamente proporcional a
las revoluciones por minuto. En las perforadoras rotativas con tricono sus revoluciones
por minutos van desde 60 hasta las 120, donde el límite de velocidad de rotación se
determina por el desgaste de los cojinetes.
27
6.5.1.2 Empuje
La resistencia a la compresión de la roca debe ser menor al empuje que será aplicado
sobre el bit, para que ocurra el fracturamiento pero a su vez no debe ser exagerado
porque puede causarle fallas al proceso.
6.5.1.3 Velocidad de penetración
Este parámetro depende de muchos factores externos como a geología del macizo, de
la resistencia a la comprensión y las propiedades físicas de la roca. Al ser un parámetro
difícil de determinar por lo variable de sus factores, es que existen dos procedimientos
base; el primero es realizar ensayos reales con muestras representativas y estimar el
resultado en función de la muestra y los parámetros, el segundo se basa en el cálculo de
la velocidad en relación a la compresión que presentará la roca. La unidad de medida de
este parámetro es en m/h.
6.5.1.4 Desgastes de elementos de perforación
En todos los procesos de perforación es de suma importancia por darle la mayor vida útil
a sus equipos y componentes por la influencia que tendrá en el beneficio económico total.
6.5.2 Tipos de trabajos de perforación
6.5.2.1 Perforación manual
Es el sistema de perforación más convencional, se trabaja mediante equipos manuales y
se utiliza en operaciones de pequeña envergadura, donde se imposibilita el uso de otros
28
equipos, además por su facilidad en la instalación. Necesita de requerimientos mínimos
de energía para funcionar (un compresor portátil). Esto permite realizar labores de
perforación en zonas de difícil acceso sin que sea necesario personal muy experimentado
para la operación y mantención de las perforadoras, lo que significa un menor costo por
metro perforado.
6.5.2.2 Perforación mecánica
El equipo de este tipo de perforaciones va montado sobre alguna estructura pudiendo ser
mecánica o neumática, facilita el trabajo de los operadores y entrega una mayor
comodidad para manejar los parámetros de perforación. La perforación mecánica a su
vez cuenta con 5 subdivisiones:
Perforación de banqueo: En este método se dispone de un frente libre que
permite la salida y proyección del material, se considera el mejor para ser
utilizado en la voladura.
Perforación de avance de galería y túneles: Comienza con la perforación de
un hueco inicial o cuele al que se posteriormente se descarga el resto de roca
fragmentada.
Perforación de conducción: Término utilizado en minería subterránea el que
hace referencia a labores de extracción de mineral.
Perforación de chimeneas: Uso para minería subterránea donde se hace
necesario abrir mediante un barreno largo o una chimenea.
6.5.3 Fundamentos de la perforación
La aplicación de energía mecánica para perforar la roca se puede iniciar básicamente a
través de las siguientes acciones:
29
6.5.3.1 Roto – Percusión
Se basa en la fragmentación de la roca por impacto combinado con la rotación de la
misma. El parámetro más importante es estos equipos es la potencia, que se define como
la energía de impacto por la frecuencia de golpes. Y la velocidad de avance en la
perforación de los barrenos, está directamente relacionada a ello. Las principales
ventajas, que presenta la perforación rotopercutiva, son:
Se utiliza en un amplio rango de rocas desde blandas a duras.
Los diámetros de perforación van desde 4 ½” a 26”.
Los equipos se pueden adaptar bien a diferentes trabajos y tienen una gran
movilidad.
El mantenimiento es fácil y rápido.
El precio de adquisición es relativamente bajo.
Las variables que más afectan a la potencia de estos equipos son la presión del fluido de
accionamiento y área de trabajo del pistón. Así las acciones auxiliares son la rotación y
el empuje las que facilitan el avance y la extracción del detritus.
Ilustración 6: Acción básica de la perforación rotopercutiva
Fuente: Blog Víctor Yepes, Ingeniero en caminos
30
6.5.3.2 Percusión
La herramienta perfora la roca por el efecto de impactos sucesivos de alta frecuencia y
de gran energía, combinados con un giro o rotación entre golpe y golpe de modo que la
roca presente siempre una superficie nueva al impacto y evitar así que la herramienta se
entierre o atasque. La rotación, en este caso, no contribuye mayormente al proceso de
fracturamiento de la roca.
Según un estudio realizado por la Drilling Research Inc. Empresa dedicada a la
investigación de perforación, utilizó una cámara de alta velocidad y medidores de tensión
muy cerca del filo del bit, para poder establecer los pasos que ocurren en el
fracturamiento de roca (Henriquez, 2008); los cuales se describen a continuación:
Deformación elástica la roca, con trituración de las irregularidades.
Formación de grietas principales y trituración de la cuña bajo el filo del bit.
Propagación de grietas secundarias con formación de astillas.
Esta secuencia se repite en forma reiterada hasta que se haya disipado toda
la energía producida por el impacto.
Desplazamiento de los detritus con formación de cráter expulsados por el
rebote del bit y la acción del flujo barredor.
6.5.3.3 Rotación
La herramienta penetra la roca por la acción conjunta de un torque de rotación y de una
gran fuerza de empuje aplicada sobre la superficie rocosa, donde la energía es
transmitida por los tubos hasta el bit. Los mecanismos básicos que se observan en la
perforación rotativa son:
31
Deformación elástica: Es el cambio en el tamaño de un cuerpo debido a
esfuerzos externos producidos por una o más fuerzas aplicadas sobre el
mismo.
Trituramiento: La roca se tritura al contacto con el bit.
Astillamiento: Al superar la fuerza cizalle la roca tendera a producir
desprendimiento de astillas, lo que permite que la broca gire más rápido y
tenga un impacto mayor y violento contra el sólido.
6.5.4 Equipos de perforación
Las perforadoras son máquinas que tiene por objetivo la excavación de barrenos y existen
del tipos; neumáticas, de percusión y rotativas. El elemento básico que utilizan las
perforadoras de percusión es un pistón que se mueve de forma correspondiste dentro del
cilindro de la perforadora golpeando en cada ciclo completo la espiga de acero de
barrenación, la energía es transmitida por el acero de barrenación hasta la broca, el que
a su vez golpea la roca. Los fragmentos de roca son desalojados por medio de unos
conductos coaxiales al interior en el acero de barrenación, llamados conductos de
circulación o de soplado.
6.5.4.1 Perforadoras neumáticas convencionales
La perforación neumática se realiza mediante el uso de perforadoras convencionales, las
cuales emplean como energía el aire comprimido, para poder realizar así los huecos de
diámetro pequeño con los barrenos que posee una punta (cincel), esta es la encargada
de triturar la roca al interior del taladro en cada golpe que se produce sobre el barreno.
Cada giro generado por la perforadora provoca el rompimiento de la roca el que a su vez
va dejando un circulo que corresponde a su diámetro, produciéndose así un taladro, la
expulsión del material triturado del interior del taladro se hace mediante el barrido que lo
32
da el aire comprimido y el agua, desgastando menos el equipo y dejándolo libre para
trabajar.
6.5.4.1.1 Perforadora Jackleg
Es un taladro neumático manual, se ha diseño con una relación de potencia y peso ideal
para garantizar la máxima producción en aplicaciones de desarrollo y minado, se utiliza
una barra de avance para sostener la perforadora y proporcionar comodidad de
manipulación al perforista. Contiene una barra de avance que puede ser usada para
realizar taladros horizontales e inclinados, su uso es mayoritariamente para construcción
de galerías, subniveles y rampas.
Ventajas del equipo
Su costo de mantenimiento es bajo.
Se pueden realizar perforaciones con un ángulo de inclinación pronunciado
con respecto a la horizontal.
Menor esfuerzo del operador al momento de sostener el equipo, solo debe
aplicar un cierto grado de presión para evitar que se desvié.
El avance mecánico permite acelerar la operación y además simplifica el
cambio de los barrenos.
6.5.4.1.2 Perforadora Jack Hammer
Este tipo martillo utiliza aire comprimido como alimentación, se maneja principalmente en
perforación vertical o inclinada hacia abajo, el avance se da mediante el peso propio de
la perforadora, es de fácil mantenimiento. Su uso se centra en la construcción de piques.
33
El sistema, desarrollado por Wagon – Drill consistía en un martillo neumático en superficie
que golpeaba un tren de varillaje al final (Martillo en fondo) lo cual se consideraba una
perforación útil. A pesar que los primeros metros perforados se realizan de manera rápida
y eficiente, sobre todo si la perforación es de pequeño diámetro, a medida que avanza la
perforación el sistema en sí va presentando limitaciones, ya que la energía de trasmisión
se va amortiguando al ser absorbida por el varillaje, además se tiende a desviar producto
de la flexibilidad que el mismo posee.
6.5.4.1.3 Stoper
La Stoper es el equipo de perforación manual utilizado para perforaciones verticales
ascendentes principalmente para trabajos de chimeneas y empernado de fortificación. Se
usa exclusivamente en minería subterránea y se basa en los principios de perforación
manual con accionamiento neumático. Sin embargo este tipo de perforadora manual tiene
grandes diferencias con respecto a las demás ya que; solo puede realizar perforaciones
verticales ascendentes, a diferencia de la Jackleg su cilindro sostenedor o empujador es
rígido y no posee la facilidad de perforar en ángulo y uso es exclusivamente de minería
subterránea.
6.5.5 Métodos de perforación en Shrinkage
6.5.5.1 Sistema de perforación vertical
De acuerdo con la definición de perforación direccional, esta se representa como la
desviación intencional de un pozo con respecto del trayecto que adoptaría naturalmente.
Esta desviación se logra a través del uso de cuñas, barrenas de perforación especiales,
incluidos los sistemas rotativos, entre otros. Donde el perforador tiene una incidencia
34
importante debido a que explota los parámetros de perforación, tales como el peso de la
barrena y la velocidad rotativa, para la dirección deseada.
En algunos casos, tales como en la perforación de formaciones de inclinación
pronunciada o cuando existe una desviación impredecible en las operaciones de
perforación convencionales, puede emplearse técnicas de perforación direccional para
asegurar que el pozo se perfore verticalmente. Si bien este objetivo puede lograrse con
muchas técnicas, el concepto en general es simple: direccionar la barrena de perforación
en la dirección en la que se desea.
Dentro del método de perforación Shrinkage, el sistema de perforación vertical se realiza
de manera ascendente, tomando un rango direccional que van desde los 60º a los 90º,
normalmente no suele superar los 4 metros con respecto a la vertical, debido a que la
atura total de la excavación resultaría muy excesiva6. Normalmente este tipo de
perforaciones se realizan de forma manual, donde la mayor parte del peso del resultado
final recae en el perforista.
El gran inconveniente que posee el sistema es el de tener que vencer un empotramiento
y serán por lo general más cortos para permitir la correcta introducción de la broca,
considerando el inconveniente que se presenta por la altura existente entre el piso del
mineral arrancado y el techo del caserón es frecuente que la perforación de tiros
verticales sea solamente de 1.60 metros en lo que da por consiguiente lo bajo de los
rendimientos del metro barrenado y el poco efectivo consumo de explosivo. No obstante,
mirado desde el punto de vista del principio del método, este inconveniente se traduce
en una ventaja, puesto que con tiros cortos y un mal consumo de explosivos se puede
obtener una fragmentación de roca más fina, lo que facilita el vaciado del caserón.
6 Fuente: Manual de perforación y voladura de roca. España.1994.
35
Ilustración 7 : Diagrama sistema de perforación vertical
Fuente: SME Mining Engineering Handbook
En la práctica normal se utilizan perforadoras neumáticas y manuales (Jacklegs o
Stopers) y con barras integrales, con diámetros de 32 a 38 mm. Excepcionalmente, se
utiliza perforación mecanizada, mediante el uso de: Drill Wagons o Jumbos con largos de
perforación que pueden ir de 1.8 a 2.4 m (hasta 3.0 m) (SME Mining Engineering
Handbook).
6.5.5.2 Sistema de perforación horizontal
Este tipo corresponde a perforación de túneles subterráneos que se realizan siguiendo la
horizontal, perforando de frente la pared de un túnel. El objetivo final es crear túneles o
extender su longitud, para lo cual se perforan las paredes para luego introducir explosivos
en los agujeros perforados y lograr un avance en el túnel. Para realizar este tipo de
perforación se utiliza al igual que en el sistema anterior equipos del tipo manual
principalmente, que favorezcan el desempeño del operador.
Los tiros pueden ir de 1.6 a 4.0 metros en paralelo a la superficie del piso y el rango de
los barrenos va desde los 32 a 38 mm de diámetro (SME Mining Engineering Handbook).
36
Esta perforación tiene la ventaja de generar un mejor rendimiento tanto del metro
barrenado como en el consumo de explosivo. Debido que al ser horizontal no tienen
empotramiento, ni tampoco carga de fondo, de modo que los kilos de explosivo por
tonelada arrancada resultan inferiores que en tiros verticales.
Pero por otra parte, presentan el inconveniente de limitar el trabajo de perforista
especialmente cuando se trata de vetas angostas, debido a que este debe esperar la
eliminación del esponjamiento al realizar un disparo para poder continuar así con su
trabajo; en caso contrario se debe trasladar a otra grada, debido a esto es que se hace
necesaria la creación de varias gradas, o simplemente se debe llevar una organización
de trabajo de modo que el perforista realice otras operaciones como parte del ciclo.
A pesar de los problemas que presenta este tipo de tipo de perforación es más
predominante su uso por los rendimientos que entrega, solo en caso donde el perforista
vea afectado su trabajo por el espacio en el que se desempeña sería más recomendable
la aplicación de perforación vertical.
Ilustración 8: Diagrama sistema de perforación horizontal.
Fuente: SME Mining Engineering Handbook
37
6.6 Voladura
Por voladura se entiende como la disposición de un grupo de barrenos, en los que se ha
colocado una cierta carga de explosivo y se inicia con una secuencia tal que se consiguen
los resultados de fragmentación y desplazamiento deseados, sin afectar a elementos
ajenos a la misma, se realiza posteriormente a la perforación.
Las voladuras subterráneas o de interior son todas aquellas que se realizan con el
objetivo del arranque de rocas en explotaciones, tanto para el avance en galerías de mina
o en túneles. Para entender el concepto de voladura primero se deben tener conocimiento
sobre algunos términos importantes como lo son los siguientes casos:
Fragmentación: Ruptura del macizo rocoso de forma tal que se alcance una
distribución de tamaños adecuada.
Disposición de barrenos: Ubicación de los barrenos en la voladura.
Carga de explosivo: Cantidad de agentes explosivos necesario por barreno
para que ocurra la fragmentación.
Secuencia: Orden en el cual se llevará a cabo la detonación de los barrenos.
6.6.1 Técnicas de voladuras
6.6.1.1 Voladuras en banco:
Las voladuras ejecutadas en bancos pueden considerarse las más usuales y se definen
como las voladuras realizadas con barrenos normalmente verticales en una o en varias
hileras y que constan de una salida hacia una cara libre.
38
6.6.1.2 Voladuras de recorte.
El recorte es un método especial de voladura que tiene como objeto proteger la superficie
de roca remanente alrededor de la voladura; se trata no solamente de obtener una
superficie lisa, sino también proteger la roca del agrietamiento, pues la eliminación de las
fisuras lleva consigo muchas ventajas, dentro de este método se pueden a su vez
distinguir dos tipos el recorte convencional y el precorte.
6.6.2 Tipos de explosivos
Los explosivos son sustancias químicas con un cierto grado de inestabilidad en los
enlaces atómicos, los cuales son capaces de provocar una reacción de óxido-reducción
conocida como detonación, la cual origina gases a muy alta presión y temperatura, los
que a su vez originan una onda de compresión que recorre el medio circundante. De esta
manera es que la energía química contenida en el explosivo se transforma en la energía
mecánica de esa onda de compresión.
Si no se inicia adecuadamente, el mismo producto puede desencadenar un régimen de
deflagración, o incluso, de combustión, lo que implica que el comportamiento del producto
no sea el deseado. Cada tipo de explosivo tiene una composición específica y definida.
Esto supone que sus características son diferentes, y, en consecuencia, cada explosivo
tiene una aplicación diferente en función de las necesidades de la voladura.
6.6.2.1 Explosivos Primarios o Iniciadores
Son aquellos cuya misión es iniciar la detonación de una masa explosiva, debido a la
debilidad de sus enlaces, resultan altamente sensibles e inestables. Una pequeña
cantidad de estas sustancias es ya sensible a la ignición (pequeña masa crítica).
39
Ejemplos de este tipo de explosivos son: Detonadores (a fuego o eléctricos) e iniciadores
(boosters).
6.6.2.2 Explosivos Secundarios o Básicos:
Son aquellos que causan el efecto rompedor del disparo, son sustancias explosivas para
cuya detonación se requiere, en comparación con las anteriores, una mayor cantidad de
explosivo y un mayor impulso energético. Se utilizan como carga base de los
detonadores, como cebos para iniciar explosivos de baja sensibilidad y también, en
mayor o menor proporción, forman parte de la composición de muchos explosivos
comerciales. Entre ellos se encuentran las tronitas o nitro carbonitratos (Anfo, Sanfo).
6.7 Carguío y transporte
Durante el manejo de las operaciones unitarias mineras el carguío y el transporte, son
las que generan más costos operacionales, la mayoría de los avances tecnológicos que
se realizan actualmente apuntan a la mejora de estas actividades, tanto por su
importancia en el resto del proceso, como la influencia que tiene sobre el beneficio total
del proyecto.
El carguío consiste en la carga de material mineralizado del yacimiento para conducirlo a
los posibles destinos, ya sea el chancado, Stock de mineral o un botadero de estéril, esto
se realiza una vez que se ha definido el proyecto minero por explotar y se ha realizado la
operación unitaria anterior. El caso del transporte este se define como la acción de
trasladar el material desde el punto de extracción hasta donde sea necesario (botaderos
o planta para ser procesado) los dos métodos ocurren en conjunto y dependen
directamente el uno del otro por eso la importancia de su análisis en conjunto.
40
Dentro de la minería subterránea existen distintos equipos para realizar estas actividades
por eso que es los sistemas de sus equipos se puede definir como:
Transporte sobre carriles (Locomotoras).
Transporte Carga – Acarreo – Descarga (LHD).
Transporte con camiones Dumper.
Transporte con fajas.
Uso de winches.
Carguío con palas sobre rieles.
Carguío con palas cavo.
La toma de decisiones a la hora de elegir un equipo para estas actividades recae en
múltiples personas las cuales bajo análisis cualitativos y cuantitativos evalúan la mejor
propuesta. Las variables más trascendentales en este proceso son la productividad del
equipo, la eficiencia y la producción de la mina.
6.7.1 Selección de equipos
a. Requerimientos técnicos:
Uso o aplicación que se le dará al equipo.
La infraestructura de la mina.
Condiciones ambientales.
b. Requerimientos de procesos:
La producción requerida.
La mantención.
41
c. Requerimientos económicos:
La inversión inicial
El costo de la operación
Presupuesto de la empresa.
42
7 DESARROLLO
7.1 Definición del método
Mediante el uso del programa UBC (Mining Method Selection), programa que se sirve
para determinar el método de explotación según las características del yacimiento, siendo
una modificación del enfoque de Nicholas, 1981. Todo esto en la base de la suma de
valores numéricos que se asocian a las características del cuerpo mineralizado.
Fue de esta manera que se pudo comprobar que el uso del método de explotación
Shrinkage era el más acorde para la veta N/S de la mina El Dorado, obteniendo una
puntuación de 21, debido a las características que esta presenta y que fueron descritas
anteriormente en el marco teórico.
Ilustración 9: Aplicación Mining Method Selection
Fuente: Datos extraídos Programa UCB
43
7.2 Calculo de producción
Ilustración 10: Cuadro resumen Distrito Minero El Dorado
Fuente: Informe Geológico El Dorado7
7.2.1 Calculo de la vida útil de la veta
𝑉𝑂𝐸(𝐴ñ𝑜𝑠) = 6.5 ∗ (𝑅𝑒𝑠𝑒𝑣𝑎𝑠 𝑀𝑡𝑜𝑛0,25) ∗ 1,2
𝑉𝑂𝐸(𝐴ñ𝑜𝑠) = 6.5 ∗ (2.10,25) ∗ 1,2
𝑉𝑂𝐸(𝐴ñ𝑜𝑠) = 9.38 𝐴ñ𝑜𝑠
7.2.2 Calculo del ritmo óptimo de producción
𝑅𝑂𝑃 (𝑀𝑡𝑜𝑛
𝐴ñ𝑜) = 0,15 ∗ (𝑅𝑒𝑠𝑒𝑟𝑣𝑎𝑠 𝑀𝑡𝑜𝑛0,75) ∗ 1,2
𝑅𝑂𝑃 (𝑀𝑡𝑜𝑛
𝐴ñ𝑜) = 0,15 ∗ (2.10,75) ∗ 1,2
𝑅𝑂𝑃 (𝑀𝑡𝑜𝑛
𝐴ñ𝑜) = 0.31 𝑀𝑡𝑜𝑛
𝐴ñ𝑜⁄ = 861.1 𝑇𝑜𝑛𝐷𝑖𝑎⁄
7 Informe Geológico y Diagnóstico Preliminar de Recursos Distrito Minero El Dorado, Región de Coquimbo
44
Según los datos obtenidos del informe geológico del Distrito minero El Dorado para medir
la factibilidad de explotación de cada uno de sus cuerpos mineralizados, se logró obtener
como resultado para la veta N/S un ritmo óptimo de producción de aproximadamente 860
toneladas diarias de material, las cuales se deberían extraer en un periodo de 10 años.
7.2.3 Material a mover
Por los cambios que ocurren al momento de realizar la excavación del materia es que se
deben considerar ciertos factores como los son la gravedad especifica del mineral, para
este caso 𝑆𝑔 (𝐻𝑖𝑒𝑟𝑟𝑜) = 3,5 𝑡𝑜𝑛/𝑚3 y un factor de esponjamiento de un 30 %. Lo que
nos da como resultado un total aproximado de 320 𝑚3 de material a remover diariamente.
𝑉𝑜𝑙 𝑚𝑎𝑡𝑒𝑟𝑖𝑎𝑙 =860 𝑇𝑜𝑛
𝐷𝑖𝑎⁄ ∗ 1.3
3.5 𝑇𝑜𝑛𝑚3⁄
= 319,43 𝑚3
𝑑𝑖𝑎⁄
7.3 Diseño de la veta
7.3.1 Dimensión de pilares y caserones
Para alcanzar la estabilidad deseada, los pilares se diseñaron bajo un factor de seguridad
de 1,54, rango aceptado por la empresa en base a las características de la roca caja que
posee la veta. Además este dato se encuentra entre el rango que da casi un 100% de
estabilidad en todos los casos en que se ha ocupado.
45
Ilustración 11: Análisis Factor de Seguridad8
Fuente: Informe Seguridad minas sudafricanas
Mediante el análisis realizado en estas minas se demostró que todos los pilares
realizados en un factor de seguridad mayor a un 1,6 se mantienen estable a lo largo del
tiempo.
Para poder realizar el dimensionamiento de estos se utilizaron las fórmulas de área
tributaria y factor de seguridad, cada una adaptada a los parámetros de un caserón.
Formula de Área tributaria
𝑆𝑝
𝑆𝑣=
(𝑊𝑝 + 𝑊𝑜) ∗ (𝐿𝑝 + 𝐿𝑜)
(𝑊𝑝 ∗ 𝐿𝑝)=
𝐸𝑠𝑓𝑢𝑒𝑟𝑧𝑜 𝑠𝑜𝑏𝑟𝑒 𝑒𝑙 𝑝𝑖𝑙𝑎𝑟 𝑐𝑜𝑛𝑠𝑖𝑑𝑒𝑟𝑎 á𝑟𝑒𝑎 𝑡𝑟𝑖𝑏𝑢𝑡𝑎𝑟𝑖𝑎
𝐸𝑠𝑓𝑢𝑒𝑟𝑧𝑜 𝑣𝑒𝑟𝑡𝑖𝑐𝑎𝑙 𝑠𝑜𝑏𝑟𝑒 𝑒𝑙 á𝑟𝑒𝑎 𝑑𝑒𝑙 𝑐𝑎𝑠𝑒𝑟ó𝑛
8 Retro-análisis de pilares de minas de carbón Sudafricanas, Salamon y Munro (1967)
46
Formula de factor de seguridad
𝐹𝑆 = 𝑅𝑟
𝑆𝑝
𝐹𝑆 =𝑅𝑟
𝑆𝑣 ∗((𝑊𝑝 + 𝑊𝑜) ∗ (𝐿𝑝 + 𝐿𝑜))
(𝑊𝑝 ∗ 𝐿𝑝)
Los parámetros de las formulas están definidos de la siguiente forma:
Tabla 1: Parámetros
Fuente: Elaboración Propia
Además de los parámetros mencionados anteriormente se utilizaron las dimensiones de
la veta y la densidad del material a extraer, en este caso el hierro. Para poder cumplir con
los requerimientos de la formula.
Parámetros Unidad
Sp t/m2 Esfuerzo sobre el caserón
Sv t/m2 Esfuerzo vertical in situ
Wp m Ancho del pilar
Lp m Largo del pilar
Wo m Ancho de la caserón
Lo m Largo de la caserón
Rr t/m2 Resistencia Roca
47
Para el diseño de los frentes de trabajo se optó por realizar caserones de 45 metros de
ancho separados por pilares de 5 metros de largo, en ambos casos se decidió mantener
el largo de la veta como dato base, cumpliendo con el rango de estabilidad mencionado
anteriormente, se pudo llegar a obtener las dimensiones tanto de los caserones como de
los pilares.
Tabla 2: Dimensión Pilares y Caserón
Pilar Caserón
Ancho 10 10
Largo 5 45
Alto 200 10
Fuente: Elaboración Propia
Para graficar el diseño propuesto como se utilizó el programa Maptek Vulcan 10.0
Workbench del cual se obtuvieron las siguientes imágenes.
Ilustración 12: Diseño de pilares
Fuente: Elaboración propia
48
Como en el método se considera dejar una porción de material quebrado como piso para
realizar la siguiente explotación de forma ascendente, no se hace necesario dejar pilares
entre estos, solo considerarlos los de los costados de los caserones.
Ilustración 13: Vista frontal de los caserones
Fuente: Elaboración propia
Como resultado se obtuvieron un total de 120 caserones del mismo tamaño distribuidos
de forma uniforme en la veta.
7.3.2 Dimensión de las galerías
Para el diseño se consideraron galerías de 7x7 las cuales permitía el ingreso de los
equipos para el retiro del material, las galerías conectan directamente con los buzones
para el traspaso del material.
49
Ilustración 14: Diseño galería de traspaso
Fuente: Elaboración propia
7.4 Avance de perforación
Bajo la regla de estar trabajando con perforadoras manuales el rango de avance de
perforación va desde los 2 a los 2,5 metros (Jose Bernaola, 2013). Para el caso de la
veta N-S Mina el Dorado, el avance de perforación utilizado será de 2,4 metros, teniendo
en cuenta que el avance real será de 2,3 metros.
La efectividad del avance para ambos sistemas será igual de manera preliminar ya que
se considera que los dos tendrán un avance real de 2,3 metros.
𝑅𝑒𝑛𝑑𝑖𝑚𝑖𝑒𝑛𝑡𝑜 𝑟𝑒𝑎𝑙 =2,3
2,4∗ 100 = 95%
7.5 Frentes
Al considerar que se deben remover 320 𝑚3
𝐷𝑖𝑎⁄ y que el avance de perforación es de
2,3 metros se puede calcular la cantidad de frentes que se necesitan trabajando de forma
simultanea para poder alcanzar el objetivo diario.
50
= 𝐷𝑒𝑛𝑠𝑖𝑑𝑎𝑑 𝑀𝑖𝑛𝑒𝑟𝑎𝑙 ∗ 𝐴𝑣𝑎𝑛𝑐𝑒 𝑟𝑒𝑎𝑙 𝑝𝑒𝑟𝑓𝑜𝑟𝑎𝑐𝑖ó𝑛 ∗ 𝑃𝑜𝑡𝑒𝑛𝑐𝑖𝑎
= 3,5 𝑇𝑜𝑛𝑚3⁄ ∗ 2.3 𝑚 ∗ 10 𝑚 = 80.5 𝑇𝑜𝑛
𝑚⁄
Con esto obtenemos que se deben tener 4 frentes de trabajo que estarán realizando
actividad de forma simultánea, alcanzando con esto a remover la cantidad de material
diario prevista. Como serán 4 los frentes de trabajo, se necesitaran de igual forma 4
cuadrillas, las cuales serán compuestas de 4 perforistas y 4 ayudantes.
7.6 Turnos
Para la explotación de la Veta N-S se hará necesario contar con dos turnos de trabajos,
de 12 horas continuadas cada uno para no detener la producción en ningún momento.
7.7 Diseño malla perforación
La voladura en túneles se caracteriza principalmente por poseer una única cara libre,
propia del frente de ataque, es por esta la necesidad de crear un hueco hacia el cual de
salida a los materiales del resto de la voladura, generando la creación de los cueles o
contracules. Este hueco inicial puede oscilar entre 1 y 4 𝑚2 según las dimensiones de la
sección, dependiendo de la dirección de dicho hueco será la proyección del material y su
fragmentación, por eso su importancia. Al continuar con la destroza y su elevada similitud
con las voladuras de banco, su consumo especifico de explosivo es 4 a 10 debido al
confinamiento, los errores de perforación entre otros. Por último se ubican los barrenos
de contorno, los cuales se encargan de definir la forma de la excavación, manteniendo
un espaciamiento reducido y cierta inclinación para la buena ubicación de las
perforadoras. (Carlos López Jimeno, 2010). Dentro de los principales objetivos de diseñar
una malla de se encuentran:
51
Disminuir los gastos de perforación y la utilización exacta de explosivo.
Determinar un buen avance.
Mantener un plan para el orden y salida de los taladros.
Lograr que el tamaño de los labores se mantenga uniforme.
Ilustración 15: Zonas de Voladura en Túnel
Fuente: Manual de voladura en túneles, 2010
7.7.1 Calculo número de tiros
Para determinar el número de tiros necesarios por frente puede hacer uso del Método de
los Perímetros, el cual entrega una información más precisa que la utilización del método
empírico, dicho método se presenta de la siguiente manera.
𝑁º 𝑇𝑎𝑙𝑎𝑑𝑟𝑜𝑠 = (𝑃
𝑑𝑡) + (𝑐 𝑥 𝑆)
P: Perímetro del labor.
dt: Distancia entre tiros.
c: Coeficiente de factor de roca.
52
Para obtener los parámetros coeficiente de roca y distancia entre tiros se deben
considerar las tablas dispuestas a continuación, además de la dureza de la roca,
magnetita (mineral medianamente duro; 6) para el caso de la vea N-S, Mina El Dorado.
Tabla 3: Distancia entre tiros
Dureza de la
roca
Distancia entre
taladros (m)
Tenaz 0,5 a 0,55
Intermedia 0,6 a 0,65
Friable 0,7 a 0,75
Fuente: Manual de voladura en túneles, 2010
Tabla 4: coeficiente factor de roca
Fuente: Manual de voladura en túneles, 2010
Dureza de la
roca
Coeficiente de
roca (m)
Tenaz 2,00
Intermedia 1,50
Friable 1,00
53
Debido a la dureza de la magnetita (intermedia) los valores que toman los factores c y dt
son 1,5 m y 0,6 m respectivamente. Para el caso de dt se decidió considerar la distancia
mínima entre taladros para asegurar la adecuada fragmentación de la roca.
Para el caso en estudio se optó por el uso del Software Numero de Taladros v2.0 de tal
forma de obtener de manera precisa el número de taladros totales y la cantidad adecuada
para cada zona del túnel, en el caso del área (S) y el perímetro (P), dicho programa lo
entrega de forma inmediata.9
Ilustración 16: Dimensiones frente perforación.
Fuente: Elaboración propia
Para ambos casos en estudio se decidió el uso de la misma área de perforación para que
los equipos contaran con condiciones iguales.
9 Software calculo número de taladros versión 2.0, gentileza de Edison Jesús Rosas Quispe, programador de dicho software.
54
De tal forma que la cantidad y distribución de tiros entregados por el software fue de; 45
tiros totales, con 6 de arranque, 22 de ayuda y 12 entre piso y contorno.
Ilustración 17: Determinación número de taladros v2.0
Fuente Software cálculo de taladros v2.0.
7.7.2 Calculo parámetros de perforación
Para el estudio de dicho proyecto se plantea el uso de un sistema de cuele de 4 secciones
de barrenos, uno de los más utilizados en la actualidad, debido a su simpleza y manejo
en roca dura y semidura. Este sistema utiliza uno o dos barrenos centrales de gran
diámetro (3”, 3 1 2⁄ " o 4”), alrededor de estos van dispuestos en grupos de 4 secciones,
4 barreros, formando cuadrados sucesivos.
55
Ilustración 18: Diseño cuele cuatro secciones
Fuente: Excavación mediante voladura.
La metodología de diseño de la geometría y cargas de este tipo de cuele se basa en
fórmulas empíricas obtenidas a partir de investigaciones y experiencias realizadas en
Suecia por Langefors, actualizadas en 1982 por Holmberg (1982) , simplificadas por
Oloffsson en (1990) y renovado por Persson (2001).
El avance de un túnel, como es posible comprender, depende mucho del tipo de cuele
usado y este a su vez del tamaño de barreno vacío. Se puede utilizar más de un tiro vacío
como cara libre, para lo que es necesario calcular el diámetro ficticio de tiro según la
relación empírica:
𝐷1 = 𝐷2 𝑥 √𝑛
Dónde:
𝐷1= Diámetro ficticio (mm).
𝐷2= Diámetro de un taladro vacío.
n= número de taladros vacíos.
56
Posteriormente se puede obtener los detalles geométricos para le definición del cuele y
contra cuele, en base a una tabla descrita en el libro Manual de túneles y obras
subterráneas, López Jimeno 1997.
Ilustración 19: Dimensiones cuele y contracuele10
Fuente: Excavación mediante voladura.
La distancia entre el barreno central de expansión y los barrenos de la primera sección
no debe exceder 1,7 𝐷2 para poder una fragmentación y salida de roca satisfactoria
(Langefors, Kilhstrom, 1963).
Para la ubicación y el carguío del resto de los tiros del diagrama se debe realizar un
cálculo previo del Burden (B) y la concentración lineal de la carga de fondo (𝑞𝑓) para el
explosivo y el diámetro definido previamente para cada perforadora, las formulas
correspondiente a cada parámetro dicho anteriormente son las siguientes:
Carga de fondo
𝑞𝑓 = 7,85𝑥10−4 𝑥 𝑑𝑐2 𝑥 𝜌
10Fuente obtenida del libro <<Manual de Túneles y Obras Subterráneas>> López Jimeno 1997.
57
Burden
𝐵 = 0,88 𝑥 𝑞𝑓0,35
Dónde:
𝑑𝑐: Diámetro del cartucho del explosivo [mm]
𝜌: Densidad del explosivo [gr/cm]
B: Burden
Los taladros periféricos (Zapateras y contorno) se deben perforar de 0,1 a 0,3 m del límite
de las paredes del túnel para facilitar la perforación y para evitar sobre-rotura.
Normalmente se perfora ligeramente divergente del eje del túnel para que los topes
permitan mantener la misma amplitud de sección en la nueva cara libre a formar.
Ilustración 20: Cálculo geometría diagrama de disparo11
Fuente: Excavación mediante voladura.
11 Fuente obtenida del libro <<Manual de Túneles y Obras Subterráneas>> López Jimeno 1997.
58
Con el tipo de cuele elegido se puede proporcionar un avance de hasta un 95 % de la
longitud de los barreos, está a su vez se puede estimar en base al diámetro (D) y la
cantidad de los barrenos (N) de expansión, mediante la siguiente expresión:
𝐿 = −39,4 𝑥 (𝐷2𝑥 𝑁) + 34,1 𝑥 𝐷 𝑥 𝑁1
2⁄ + 0,15
Dicha fórmula fue extraída del Manual de Túneles y obras subterráneas, la cual sirve para
calcular a su vez la longitud de la carga de fondo y el taco necesario para cada barreno.
7.7.2.1 Malla perforación horizontal
Para este tipo se está utilizara la perforadora YT27, basando los cálculos en los
parámetros obtenidos por catálogo según su ficha técnica.
Para el cuele de 4 secciones se utilizara 2 tiros vacíos para la cara libre, de 89 mm cada
uno, obteniendo el diámetro ficticio de a continuación;
𝐷1 = 89 𝑥 √2
𝐷1 = 126 𝑚𝑚 = 0,126 𝑚
De tal forma que las primeras 4 secciones del diagrama quedan definidos de la siguiente
manera;
59
Tabla 5: Dimensiones cuele malla perforación horizontal
Fuente: Elaboración propia
Entregando una distribución de tiros según cuadrante de la siguiente manera.
Ilustración 21: Cuele Perforación Horizontal
Fuente: Elaboración propia
Para el resto del diagrama en las secciones de contorno, destroza y piso el cálculo se
obtuvo con un nuevo burden y una carga de fondo en función de la densidad del explosivo
y el diámetro del cartucho que para este caso al estar utilizando ANFO a granel este
60
diámetro es igual al diámetro del barreno, ya que el explosivo llenara el hueco del barreno,
y su densidad es de 0,77 𝑔
𝑐𝑚3⁄ .
Carga de fondo
𝑞𝑓 = 7,85𝑥10−4 𝑥 402 𝑥 0,77
𝑞𝑓 = 0,967 𝑘𝑔
𝑚⁄
Burden
𝐵 = 0,88 𝑥 0,9670,35
𝐵 = 0,87 𝑚
Longitud del barreno
𝐿 = −39,4 𝑥 (0,042𝑥 2) + 34,1 𝑥 0,04 𝑥 21
2⁄ + 0,15
𝐿 = 1,95 𝑚
De esta forma las secciones quedan determinadas por las siguientes dimensiones.
Tabla 6: Dimensiones geometría malla perforación horizontal
Fuente: Elaboración propia
61
Con los datos obtenidos se tiene una distribución de malla de perforación de esta manera.
Ilustración 22: Diagrama Malla de Perforación Horizontal
Fuente: Elaboración propia
7.7.2.2 Malla perforación vertical
En este tipo de perforaciones el equipo utilizar es la perforadora Stoper YTS45, definiendo
el tamaño del diámetro del barreno, en función del tamaño de perforación que dicho
equipo realiza. En ambas mallas se optó por el uso del mismo diseño, diferenciándose
en el diámetro de sus tiros, que a su vez modifican las dimensiones del resto de
parámetros.
62
Para el cuele se utilizaron como tiros vacíos dos de 76 mm de diámetro y uno cargado
de 35 mm.
𝐷1 = 76 𝑥 √2
𝐷1 = 107,5 𝑚𝑚 = 0,107 𝑚
En función del tiro vacío se obtuvo el diámetro ficticio para la determinación de los
primeros cuadrantes.
Tabla 7: Dimensiones cuele malla perforación vertical
Fuente: Elaboración propia
De tal forma que los barrenos quedan distribuidos de la siguiente manera:
63
Ilustración 23: Diagrama cuele perforación vertical
Fuente: Elaboración propia
De igual forma que en la malla de perforación horizontal para continuar con el diseño se
deben obtener la carga de fondo y el burden, en base al explosivo ANFO.
Carga de fondo
𝑞𝑓 = 7,85𝑥10−4 𝑥 352 𝑥 0,77
𝑞𝑓 = 0,74 𝑘𝑔
𝑚⁄
Burden
𝐵 = 0,88 𝑥 0,740,35
𝐵 = 0,792 𝑚
64
Longitud del barreno
𝐿 = −39,4 𝑥 (0,1072𝑥 2) + 34,1 𝑥 0,107 𝑥 21
2⁄ + 0,15
𝐿 = 4,42 𝑚
Entregando la siguiente tabla de dimensiones;
Tabla 8: Dimensiones geometría malla perforación vertical
Fuente: Elaboración propia
Con lo anterior se pudo obtener un diseño de malla de perforación como la descrita a
continuación:
65
Ilustración 24: Diagrama malla de Perforación Vertical
Fuente: Elaboración propia
7.8 Análisis técnico de Perforación
7.8.1 Perforación
La perforación es la operación que se realiza con la finalidad de abrir tiros en el macizo
rocoso, con una distribución y geometría adecuada, en donde se alojarán cargas
explosivas. En pequeña minería, el sistema usual de perforación es el de rotopercusión
que emplea energía neumática, y cuyos componentes principales son la perforadora
66
manual, que es la fuente de la energía mecánica, las barras, siendo el medio de
transmisión de esa energía a partir de la acción del pistón, el bit que recibe la energía y
es el elemento cortante de la roca, y el fluido de barrido que efectúa la limpieza y
evacuación del “detritus” o “fragmentos de la perforación” producido. En algunas
operaciones de pequeña minería se ha incorporado el uso de pequeños jumbos de
perforación (neumáticos o hidráulicos), lo que requiere personal con capacitación
especial para operar estos equipos, además de las instalaciones adicionales que requiere
su operación. (Sermageomin, 2013)
7.8.2 La Perforación manual
Se lleva a cabo con equipos ligeros manejados a mano por los mineros, es decir, con
máquinas perforadora livianas (< a 50 kg), en trabajos de pequeña envergadura, donde
por las dimensiones de los trabajos no es posible utilizar máquinas perforadoras, o bien,
por qué se justifica económicamente su empleo y por ende se privilegia este tipo de
operación.
7.8.3 Perforadoras
La perforación manual subterránea se efectúa con dos tipos de perforadoras livianas, las
Jackleg y las Stopers empleadas en minas subterráneas. Las Jacklegs se emplean para
perforación de avance (socavones y galerías pequeñas), chimeneas inclinadas y otros
trabajos menores como desquinche o instalación de patas mineras. Las Stopers se
emplean para perforación de chimeneas verticales o subverticales, pues están diseñadas
para efectuar en forma eficiente perforaciones verticales y ascendentes.
La Stoper es el equipo de perforación manual utilizado para perforaciones verticales
ascendentes principalmente para trabajos de chimeneas y empernado de fortificación. Se
67
usa exclusivamente en minería subterránea y se basa en los principios de perforación
manual con accionamiento neumático ya mencionados con anterioridad. Sin embargo
este tipo de perforadora manual tiene grandes diferencias con respecto a las demás:
A. Solo puede realizar perforaciones verticales ascendentes
B. A diferencia de la Jackleg su cilindro sostenedor o empujador es rígido y no
posee la facilidad de perforar en ángulo.
C. Se utiliza exclusivamente en minería subterránea.
Para la elección de la perforadora se consideraron diversos factores, entre ellos el
sistema de perforación, características de la roca (Dureza, composición del material,
contenido de arcilla), costo y rendimiento acorde a plan de producción.
7.8.3.1 Elección perforadora Horizontal
Se decantó por la elección de la perforadora YT27 para los trabajos de perforación
horizontal, perforadora manual de tipo neumática de bajo costo (450 USD12), con
velocidades de perforación que oscilan entre los 300 ~ 480 mm/min, lo cual hace factible
la meta de producción diaria/mensual requerida y en virtud del levantamiento geológico
realizado, las características de la roca eran favorables para la elección de la perforadora.
12 Fuente: https://spanish.alibaba.com/product-detail/pusher-leg-rock-drill-yt27-atlas-copco--617747795.html?spm=a2700.galleryofferlist.0.0.224633b6qlDz3R
68
Ilustración 25: Perforadora Horizontal YT27
Ilustración 26: Ficha técnica Perforadora YT2713
13 Fuente: Perfoexpress Ltda. Ficha técnica perforadora neumática YT27
69
7.8.3.2 Elección perforadora vertical
Para este caso se decidió por la perforadora Stoper modelo Ysp45, este tipo de taladros
neumáticos tiene un óptimo rendimiento en agujeros de rocas ascendentes, en
direcciones de entre 60 y 90 grados, poseer un diseño robusto se puede utilizar bajo
condiciones de trabajo duras. Es de alta eficiencia y frecuencia de impacto lo que permite
que su desarrollo dentro del frente cumpla con los requerimientos esperados por la mina.
Su valor en comparación al anterior es un poco más elevado fluctuando desde los 400 a
580 USD14, siendo más adaptable cuando el espacio de trabajo en el que se realiza la
operación es reducido.
Ilustración 27: Perforadora Vertical Stoper Ysp45
14 Fuente: https://spanish.alibaba.com/product-detail/upward-rock-drilling-machine-ysp45-pneumatic-jack-hammer-air-breaker-stoper-60708778749.html?spm=a2700.8699010.normalList.16.d2d92a2dpCMojg
70
Ilustración 28: Ficha técnica Perforadora Stoper Ysp45
7.8.4 Accesorios de perforación
Dentro de los accesorios de perforación se encuentran:
7.8.4.1 Varillaje
También llamadas barras de perforación, se componen por piezas de acero altamente
resistentes, las cuales se encargada de transmitir la energía de la perforadora al bit o
cabeza de perforación. Dentro de la industria es posible encontrar tipos principalmente;
barras de perforación redondas y barras de perforación hexagonales. Las primeras son
generalmente más livianas que las hexagonales, y normalmente se utilizan en
aplicaciones de perforación de extensión, por su parte las hexagonales son más rígidas
y pesadas, y transfieren energía con mayor eficacia y al mismo tiempo proporcionan un
mayor lavado.
71
Para perforación de formación rocosa dura o semidura lo recomendable las varillas con
vástago hexagonal, variando sus longitudes entre 0,6 y 3,6 metros desde el cuello hasta
el extremo de la broca, normalmente este tipo de barras acompañan a perforadoras del
tipo neumático o hidráulico.
Las perforadoras Yt27 y Ysp45 en este caso estarán acompañadas de este tipo de barras,
variando solo su longitud y diámetro en acuerdo a lo máximo permitido según el sistema
en el que se trabaje, la vida útil de estos accesorios es de aproximadamente 12000
metros perforados (IM International Mining , 2019).
Ilustración 29: Especificaciones varillas de perforación
Fuente: Datos extraídos de varillas de la marca JCDRILL
7.8.4.2 Bits de perforación
Elemento que ejerce sobre la roca la energía generada por la perforadora, destruyéndola,
existen de diversos tipos en relación a la dureza de la roca y el objetivo principal.
72
Tabla 9: Elección de Bits
Fuente: GeoDrilling International
Al estar en contacto con un material rocoso de dureza media (Magnetita dureza 6) los
tipos de Bit a utilizar quedarían dentro de las opciones verde y amarillo, en este caso lo
ideal serían las brocas de tipo amarilla, debido a que su velocidad de perforación será
mayor porque puede resistir a rocas con una dureza más alta que los bits de color verde.
(GeoDrilling International , 2019).
Por las características del túnel lo recomendables una broca de botones ya que pueden
alcanzar una mayor tasa de penetración y por uso general desde roca blanda a dura,
además facilita la rectitud del agujero y su costo por metro perforado es menor. Para
estas características Atlas Copco posee una amplia variedad de diámetros variando su
precio entre 4 y 6 USD según el tamaño requerido15. De tal forma que la elección de los
bits para ambas perforadoras fue esta, requiriendo Bits de 35 mm para la perforadora
Stoper Ysp45 y de 40 mm de diámetro para la Yt27, como se muestra a continuación.
15 Fuente: https://spanish.alibaba.com/product-detail/atlas-copco-32-42mm-taper-button-rock-drill-bits-60636667466.html?spm=a2700.galleryofferlist.0.0.494d163dPvBkDB
73
Ilustración 30: Especificaciones técnicas de los Bits
7.8.5 Ventajas completivas
Una ventaja competitiva es una característica única que distingue a un sistema o método
de otro en este caso en estudio a un sistema de perforación vertical con respecto a uno
horizontal, determinando las mejores opciones u atributos que pueden representarlo y
hacerlo destacar del resto, mediante este trabajo se hizo una recopilación de estos datos
definiendo cuales son estas características y plasmándolas en la siguiente tabla para
diferenciar las cualidades de cada sistema.
Tabla 10: Ventajas competitivas de los sistemas de perforación
Fuente: Elaboración propia
74
A modo de resumen según el tipo de perforadora y accesorios utilizados se plantea a
siguiente tabla, en la cual se obtuvieron los datos en base a los catálogos de cada
perforadora.
Tabla 11: Características según tipo de perforadora
Fuente: Elaboración propia
7.9 Análisis económico
En el presente se abarcara la inversión que se debe realizar según el tipo de sistema a
utilizar, a fin de proveer todos los materiales y recursos necesarios para el cumplimiento
de los requerimientos de la mina, siguiendo los parámetros técnicos establecidos de cada
equipo.
75
Para el desglose de los costos que tienen incidencia dentro de la operación unitaria de
perforación se disponen los costes directos; aquellos que mantienen una relación
estrecha con la operación, como los son las materias primas, es decir, personal,
maquinaria e implementos de seguridad. Por otra parte encontramos los costes
indirectos, por el contrario al anterior, estos costes son los que se relacionan de manera
tangencial con la actividad o proyecto, en esta categoría se debe incluir los costes
indirectos generales del tipo administrativo o financiero.
7.9.1 Costo mano obra
Para determinar el costo por mano de obra, se tomará en cuenta el salario real (SR) dado
que proporciona de forma efectiva lo que realmente alcanza adquirir el trabajador en su
nómina. Los datos fueron extraídos de un diseño de túnel del año 2015 en Quito, por lo
cual dichos datos fueron traídos a valor presente según el IPC de Estados Unidos. Para
este ítem solo se consideró como mano de obra a un perforista y un ayudante por frente,
siendo los mismos para los dos sistemas de perforación.
7.9.2 Costo maquinaria
Dentro de estos costes se incluyen todo lo relacionados con la adquisición y operación
del equipo que se utilizara para la realización, cuando se utiliza maquinaria muy delicada
que represente una parte fundamental de la inversión realizada por la empresa para la
ejecución de alguna de sus operaciones unitarias, es recomendable contar con un
análisis detallado sobre su uso y recuperación de inversión a través del costo horario,
dentro de los campos de cargos fijos, consumos y operación, considerando en el primero
de ellos la depreciación, inversión y mantenimiento.
Cada uno de los sistemas cuenta con su propia maquinaria en acuerdo a los
requerimientos que presenta, en el caso de sistema de perforación vertical, una Stoper
76
modelo YSP45, y en la perforación horizontal una YT27, cada una de ellas acompañada
de los accesorios necesarios y equipos que complementan su funcionamiento.
7.9.3 Costo por implementos de seguridad
De conformidad con lo establecido en el artículo 184 del Código del Trabajo, el empleador
está obligado a tomar todas las medidas necesarias para proteger eficazmente la vida y
salud de los trabajadores, informando de los posibles riesgos y manteniendo las
condiciones adecuadas de higiene y seguridad en las faenas, como también de
implementos necesarios para prevenir accidentes y enfermedades profesionales. De lo
antes dicho se desprende que el legislador ha hecho recaer en el empleador la
responsabilidad de proteger con eficacia la vida y salud de los trabajadores de su
empresa debiendo dotarlos de los implementos de seguridad que sean necesarios.
(Direccion del trabajo , 2018).
De tal manera estos valores serán incluidos dentro de los costos directos de la operación
unitaria, obteniendo su valor real en base al costo unitario que posea y su vida útil.
7.9.4 Calculo de costos
7.9.4.1 Costes directos
7.9.4.1.1 Mano de obra
Será necesaria para la operación un perforista y un ayudante por frente, independiente
del sistema de perforación seleccionado, al considerarse cuatro frentes y doble turno se
deberá contratar ocho perforistas y ocho ayudantes.
77
Ilustración 31: Salario real personal necesario al año 2015
Fuente: (Veintimilla, 2015)
Será necesario realizar un reajuste a dichos salarios en relación al IPC de Estados
Unidos, para ello se deberá implementar la siguiente razón:
𝑆𝑎𝑙𝑎𝑟𝑖𝑜2020 = 𝑆𝑎𝑙𝑎𝑟𝑖𝑜2015 ∗ 𝐼𝑃𝐶2020
𝐼𝑃𝐶2015
𝑆𝑎𝑙𝑎𝑟𝑖𝑜2020 = 𝑆𝑎𝑙𝑎𝑟𝑖𝑜2015 ∗ 108.42
99.07
De lo anterior se obtiene:
Ilustración 32: Salario real al año 2020
Fuente: Elaboración propia.
En consideración a que el pago será mensual, tomando 30 días por mes y las 24 horas
por día, el cálculo de Salario por horas será:
78
𝑺𝒂𝒍𝒂𝒓𝒊𝒐 𝒑𝒆𝒓𝒇𝒐𝒓𝒊𝒔𝒕𝒂 𝒑𝒐𝒓 𝒉𝒐𝒓𝒂 =𝟏𝟔𝟗𝟑. 𝟖𝟔 𝑼𝑺𝑫
𝟕𝟐𝟎 𝒉𝒐𝒓𝒂𝒔= 𝟐, 𝟑𝟓𝟐𝟓 𝑼𝑺𝑫/𝒉𝒐𝒓𝒂
𝑺𝒂𝒍𝒂𝒓𝒊𝒐 𝒂𝒚𝒖𝒅𝒂𝒏𝒕𝒆 𝒑𝒐𝒓 𝒉𝒐𝒓𝒂 =𝟗𝟒𝟎. 𝟐𝟑 𝑼𝑺𝑫
𝟕𝟐𝟎 𝒉𝒐𝒓𝒂𝒔= 𝟏, 𝟑𝟎𝟓𝟖 𝑼𝑺𝑫/𝒉𝒐𝒓𝒂
7.9.5 Equipos
7.9.5.1 Perforadora YT-27
Elegida la perforadora YT-27 para la perforación vertical en virtud del precio de cada
perforadora y su vida útil se calcula el costo en función de las horas efectivas con relación
a la vida útil, considerando un valor residual igual a cero.
Ilustración 33: Datos económicos perforadora YT-27
Fuente: Elaboración propia.
𝐘𝐓 − 𝟐𝟕 𝐔𝐒𝐃𝐡𝐨𝐫𝐚
=𝐏𝐫𝐞𝐜𝐢𝐨 𝐚𝐝𝐪𝐮𝐢𝐬𝐢𝐜𝐢ó𝐧 − 𝐯𝐚𝐥𝐨𝐫 𝐬𝐚𝐥𝐯𝐚𝐦𝐞𝐧𝐭𝐨
𝐕𝐢𝐝𝐚 ú𝐭𝐢𝐥 𝐞𝐧 𝐡𝐨𝐫𝐚𝐬
𝐘𝐓 − 𝟐𝟕 𝐔𝐒𝐃𝐡𝐨𝐫𝐚
=𝟒𝟓𝟎 𝐔𝐒𝐃
𝟐𝟔𝟐𝟖𝟎 𝐡𝐨𝐫𝐚𝐬
𝐘𝐓 − 𝟐𝟕 𝐔𝐒𝐃𝐡𝐨𝐫𝐚
= 𝟎. 𝟎𝟏𝟕𝟏𝟐 𝐔𝐒𝐃/𝐡𝐨𝐫𝐚
79
Al cálculo anterior se considerará un adicional al 2% del coste en respeto al valor teórico
del seguro asociado a la maquinaria. Así, el coste en USD/hora atribuible a la perforadora
propiamente tal asciende a los 0.01747 USD/hora.
7.9.5.2 Perforadora Stoper
Elegida la perforadora Stoper Ysp45 para la perforación vertical en virtud del precio de
cada perforadora y su vida útil se calcula el costo en función de las horas efectivas con
relación a la vida útil. Se considerará valor residual igual a cero.
Ilustración 4: Datos económicos perforadora Stoper
Fuente: Elaboración propia.
𝐒𝐭𝐨𝐩𝐞𝐫 𝐔𝐒𝐃𝐡𝐨𝐫𝐚
=𝐏𝐫𝐞𝐜𝐢𝐨 𝐚𝐝𝐪𝐮𝐢𝐬𝐢𝐜𝐢ó𝐧 − 𝐯𝐚𝐥𝐨𝐫 𝐬𝐚𝐥𝐯𝐚𝐦𝐞𝐧𝐭𝐨
𝐕𝐢𝐝𝐚 ú𝐭𝐢𝐥 𝐞𝐧 𝐡𝐨𝐫𝐚𝐬
𝐒𝐭𝐨𝐩𝐞𝐫 𝐔𝐒𝐃𝐡𝐨𝐫𝐚
=𝟓𝟖𝟎 𝐔𝐒𝐃
𝟐𝟔𝟐𝟖𝟎 𝐡𝐨𝐫𝐚𝐬
𝐒𝐭𝐨𝐩𝐞𝐫 𝐔𝐒𝐃𝐡𝐨𝐫𝐚
= 𝟎. 𝟎𝟐𝟐𝟎𝟕 𝐔𝐒𝐃/𝐡𝐨𝐫𝐚
Considerando al igual que en el anterior un 2% del coste con respecto al valor teórico de
seguro asociado a la maquinaria. Así, el coste en USD/hora atribuible a la perforadora
propiamente tal asciende a los 0.02251 USD/hora.
80
7.9.5.3 Compresor
7.9.5.3.1 Costo compresor
Para el funcionamiento de las perforadoras se requerirá el uso de aire comprimido y este
será suministrado por el compresor Bauker 100L el cual está asociado a los siguientes
costos y vida útil. Valor de salvamento igual a cero.
Ilustración 34: Datos compresor Bauker 100 L.
Fuente: Elaboración propia.
𝐂𝐨𝐦𝐩𝐫𝐞𝐬𝐨𝐫 𝐁𝐚𝐮𝐤𝐞𝐫 𝟏𝟎𝟎 𝐥 𝐔𝐒𝐃𝐡𝐨𝐫𝐚
=𝐏𝐫𝐞𝐜𝐢𝐨 𝐚𝐝𝐪𝐮𝐢𝐬𝐢𝐜𝐢ó𝐧 − 𝐯𝐚𝐥𝐨𝐫 𝐬𝐚𝐥𝐯𝐚𝐦𝐞𝐧𝐭𝐨
𝐕𝐢𝐝𝐚 ú𝐭𝐢𝐥 𝐞𝐧 𝐡𝐨𝐫𝐚𝐬
𝐂𝐨𝐦𝐩𝐫𝐞𝐬𝐨𝐫 𝐁𝐚𝐮𝐤𝐞𝐫 𝟏𝟎𝟎 𝐥 𝐔𝐒𝐃𝐡𝐨𝐫𝐚
=𝟑𝟕𝟎 𝐔𝐒𝐃/𝐡𝐨𝐫𝐚
𝟏𝟏𝟑𝟑𝟖𝟎 𝐡𝐨𝐫𝐚𝐬= 𝟎. 𝟎𝟎𝟑𝟐𝟓 𝐔𝐒𝐃/𝐡𝐨𝐫𝐚
Así, el coste en USD/hora atribuible a la compresora propiamente tal asciende a los
0.003314 USD/hora. Considerando igualmente el 2% valor teórico de seguro asociado a
la maquinaria.
81
7.9.5.3.2 Costos operacionales del compresor
Serán costos operacionales del compresor aquellos necesarios para el
funcionamiento/mantenimiento, para los cuales se considerará:
Ilustración 35: Factores operacionales compresor Bauker 100 L
Fuente: Elaboración propia.
El cálculo del diésel ocupado será en relación de los HP del compresor, es decir 2 HP,
considerando un precio/litro de diésel de 0,7019 Dólares/Litro.
𝐃𝐢é𝐬𝐞𝐥𝐔𝐒𝐃
𝐡𝐨𝐫𝐚= 𝟎. 𝟎𝟒 ∗ 𝐇𝐏 ∗ 𝐏𝐫𝐞𝐜𝐢𝐨 𝐋𝐢𝐭𝐫𝐨 𝐃𝐢é𝐬𝐞𝐥 𝐞𝐧 𝐃ó𝐥𝐚𝐫𝐞𝐬.
𝐃𝐢é𝐬𝐞𝐥𝐔𝐒𝐃
𝐡𝐨𝐫𝐚= 𝟎. 𝟎𝟒 ∗ 𝟐 ∗ 𝟎. 𝟕𝟎𝟏𝟗 = 𝟎. 𝟎𝟓𝟔𝟏𝟓 𝐔𝐒𝐃/𝐡𝐨𝐫𝐚
Se considerará el precio de lubricante como el valor teórico de 33% del Diésel ocupado,
el valor de los aceites será el 22% del valor de lubricantes, dando como resultado:
𝐋𝐮𝐛𝐫𝐢𝐜𝐚𝐧𝐭𝐞𝐔𝐒𝐃
𝐡𝐨𝐫𝐚= 𝟎. 𝟎𝟏𝟖𝟓𝟑 𝐔𝐒𝐃/𝐡𝐨𝐫𝐚
𝐀𝐜𝐞𝐢𝐭𝐞𝐬𝐔𝐒𝐃
𝐡𝐨𝐫𝐚= 𝟎. 𝟎𝟎𝟒𝟎𝟖 𝐔𝐒𝐃/𝐡𝐨𝐫𝐚
82
El mantenimiento del compresor será calculado en relación a valor de tabla de Factor de
mantenimiento de 50%, el precio de adquisición y la vida útil en horas.
𝐌𝐚𝐧𝐭𝐞𝐧𝐢𝐦𝐢𝐞𝐧𝐭𝐨𝐔𝐒𝐃
𝐡𝐨𝐫𝐚=
𝐅𝐚𝐜𝐭𝐨𝐫 𝐦𝐚𝐧𝐭𝐞𝐧𝐢𝐦𝐢𝐞𝐧𝐭𝐨 ∗ 𝐏𝐫𝐞𝐜𝐢𝐨 𝐚𝐝𝐪𝐮𝐢𝐬𝐢𝐜𝐢ó𝐧
𝐕𝐢𝐝𝐚 ú𝐭𝐢𝐥 𝐞𝐧 𝐡𝐨𝐫𝐚𝐬
𝐌𝐚𝐧𝐭𝐞𝐧𝐢𝐦𝐢𝐞𝐧𝐭𝐨𝐔𝐒𝐃
𝐡𝐨𝐫𝐚=
𝟓𝟎% ∗ 𝟑𝟕𝟎 𝐔𝐒𝐃
𝟏𝟏𝟑𝟑𝟖𝟎 𝐡𝐨𝐫𝐚𝐬
7.9.5.4 Generador
7.9.5.4.1 Coste Generador
Para el funcionamiento del compresor de aire comprimido y la bomba de agua es
necesaria la utilización de alguna fuente de energía, dadas las condiciones y presupuesto
del proyecto se generará energía mediante grupo electrógeno, de generadores eléctricos
a diésel, requiriéndose 7000 W, asegurando así el funcionamiento de lo anteriormente
señalado, en virtud de ello se decantó por la elección de dos generadores de 4500 W
cada uno. Dicho ello, el cálculo de coste en USD/hora de cada generador estará dado
por:
Ilustración 36: Datos generador 4500 W.
Fuente: Elaboración propia.
Se considera valor de salvamento igual a cero.
83
𝐆𝐞𝐧𝐞𝐫𝐚𝐝𝐨𝐫 𝟒𝟓𝟎𝟎 𝐖 𝐔𝐒𝐃𝐡𝐨𝐫𝐚
=𝐏𝐫𝐞𝐜𝐢𝐨 𝐚𝐝𝐪𝐮𝐢𝐬𝐢𝐜𝐢ó𝐧 − 𝐯𝐚𝐥𝐨𝐫 𝐬𝐚𝐥𝐯𝐚𝐦𝐞𝐧𝐭𝐨
𝐕𝐢𝐝𝐚 ú𝐭𝐢𝐥 𝐞𝐧 𝐡𝐨𝐫𝐚𝐬
𝐆𝐞𝐧𝐞𝐫𝐚𝐝𝐨𝐫 𝟒𝟓𝟎𝟎 𝐖 𝐔𝐒𝐃𝐡𝐨𝐫𝐚
=𝟗𝟖𝟓. 𝟐 𝐔𝐒𝐃
𝟏𝟕𝟓𝟐𝟎𝟎 𝐡𝐨𝐫𝐚𝐬= 𝟎. 𝟎𝟎𝟓𝟔𝟐𝟑 𝐔𝐒𝐃/𝐡𝐨𝐫𝐚
El coste en USD/hora atribuible al generador propiamente tal asciende a los 0.005735
USD/hora por cada generador.
7.9.5.4.2 Costo operacional generador
Serán costos operacionales del generador aquellos necesarios para el
funcionamiento/mantenimiento, para los cuales se considerará:
Ilustración 37: Factores operacionales generador 4500 W.
Fuente: Elaboración propia.
El consumo de diésel atribuible al generador corresponde a 2,5 Litros/hora. Se
considerará el precio de lubricante como el valor teórico de 33% del Diésel ocupado y se
considerará un factor de mantenimiento teórico correspondiente a 50%. De lo anterior se
tiene:
𝐃𝐢𝐞𝐬𝐞𝐥𝐔𝐒𝐃
𝐡𝐨𝐫𝐚= 𝟎. 𝟕𝟎𝟑𝟐 𝐔𝐒𝐃/𝐡𝐨𝐫𝐚
𝑳𝒖𝐛𝐫𝐢𝐜𝐚𝐧𝐭𝐞𝐔𝐒𝐃
𝐡𝐨𝐫𝐚= 𝟎. 𝟐𝟑𝟐𝟎 𝐔𝐒𝐃/𝐡𝐨𝐫𝐚
84
𝐌𝐚𝐧𝐭𝐞𝐧𝐢𝐦𝐢𝐞𝐧𝐭𝐨𝐔𝐒𝐃
𝐡𝐨𝐫𝐚=
𝐅𝐚𝐜𝐭. 𝐦𝐚𝐧𝐭.∗ 𝐏𝐫𝐞𝐜𝐢𝐨 𝐚𝐝𝐪.
𝐕𝐢𝐝𝐚 ú𝐭𝐢𝐥 𝐞𝐧 𝐡𝐨𝐫𝐚𝐬=
𝟓𝟎% ∗ 𝟑𝟕𝟎 𝐔𝐒𝐃
𝟏𝟏𝟑𝟑𝟖𝟎 𝐡𝐨𝐫𝐚𝐬
= 𝟎. 𝟎𝟐𝟖𝟏𝟏 𝐔𝐒𝐃/𝐡𝐨𝐫𝐚
𝐂𝐨𝐬𝐭𝐞 𝐨𝐩𝐞𝐫𝐚𝐜𝐢𝐨𝐧𝐚𝐥 𝐠𝐞𝐧𝐞𝐫𝐚𝐝𝐨𝐫𝐔𝐒𝐃
𝐡𝐨𝐫𝐚= 𝟎. 𝟗𝟑𝟖𝟎 𝐔𝐒𝐃/𝐡𝐨𝐫𝐚
7.9.5.5 Bomba
7.9.5.5.1 Coste bomba
Para la operación de perforación es necesaria la utilización de agua, se estima la
utilización de 3,78 litros por minuto por perforadora, dados los frentes y con tal de dejar
una holgura en cuanto al consumo de agua se utilizará una electrobomba cuyo caudal
corresponde a 183 Litros/minuto de la marca Humboldt de 2 HP. Los datos para el cálculo
del coste en USD/hora son:
Ilustración 38: Datos económicos bomba 183 l/min.
Fuente: Elaboración propia
Se considera valor de salvamento igual a cero.
85
𝐂𝐨𝐬𝐭𝐞 𝐁𝐨𝐦𝐛𝐚 𝐔𝐒𝐃𝐡𝐨𝐫𝐚
=𝐏𝐫𝐞𝐜𝐢𝐨 𝐚𝐝𝐪𝐮𝐢𝐬𝐢𝐜𝐢ó𝐧 − 𝐯𝐚𝐥𝐨𝐫 𝐬𝐚𝐥𝐯𝐚𝐦𝐞𝐧𝐭𝐨
𝐕𝐢𝐝𝐚 ú𝐭𝐢𝐥 𝐞𝐧 𝐡𝐨𝐫𝐚𝐬
𝐂𝐨𝐬𝐭𝐞 𝐁𝐨𝐦𝐛𝐚 𝐔𝐒𝐃𝐡𝐨𝐫𝐚
=𝟏𝟗𝟑. 𝟑 𝐔𝐒𝐃
𝟏𝟑𝟏𝟒𝟎𝟎 𝐡𝐨𝐫𝐚𝐬= 𝟎. 𝟎𝟎𝟏𝟒𝟕 𝐔𝐒𝐃/𝐡𝐨𝐫𝐚
Entregando un coste en USD/hora atribuible a la bomba propiamente tal asciende a los
0.0015 USD/hora, considerando el 2% valor teórico de seguro asociado a la maquinaria.
7.9.5.5.2 Coste operacional bomba
Serán costos operacionales de la bomba aquellos necesarios para el
funcionamiento/mantenimiento, para los cuales se considerará:
Ilustración 39: Factores operacionales Bomba 183 L/min
Fuente: Elaboración propia.
El cálculo del diésel ocupado será en relación de los HP de la bomba, es decir 2 HP,
considerando un precio/litro de diésel de 0,7019 Dólares/Litro.
𝐃𝐢é𝐬𝐞𝐥𝐔𝐒𝐃
𝐡𝐨𝐫𝐚= 𝟎. 𝟎𝟒 ∗ 𝐇𝐏 ∗ 𝐏𝐫𝐞𝐜𝐢𝐨 𝐋𝐢𝐭𝐫𝐨 𝐃𝐢é𝐬𝐞𝐥 𝐞𝐧 𝐃ó𝐥𝐚𝐫𝐞𝐬.
𝐃𝐢é𝐬𝐞𝐥𝐔𝐒𝐃
𝐡𝐨𝐫𝐚= 𝟎. 𝟎𝟒 ∗ 𝟐 ∗ 𝟎. 𝟕𝟎𝟏𝟗 = 𝟎. 𝟎𝟓𝟔𝟏𝟓 𝐔𝐒𝐃/𝐡𝐨𝐫𝐚
86
Se considerará el precio de lubricante como el valor teórico de 33% del Diésel ocupado,
el valor de los aceites será el 22% del valor de lubricantes, obteniéndose así:
𝐋𝐮𝐛𝐫𝐢𝐜𝐚𝐧𝐭𝐞𝐔𝐒𝐃
𝐡𝐨𝐫𝐚= 𝟎. 𝟎𝟏𝟖𝟓𝟑 𝐔𝐒𝐃/𝐡𝐨𝐫𝐚
𝐀𝐜𝐞𝐢𝐭𝐞𝐬𝐔𝐒𝐃
𝐡𝐨𝐫𝐚= 𝟎. 𝟎𝟎𝟒𝟎𝟖 𝐔𝐒𝐃/𝐡𝐨𝐫𝐚
El mantenimiento del compresor será calculado en relación a valor de tabla de Factor de
mantenimiento de 50%, el precio de adquisición y la vida útil en horas.
𝐌𝐚𝐧𝐭𝐞𝐧𝐢𝐦𝐢𝐞𝐧𝐭𝐨𝐔𝐒𝐃
𝐡𝐨𝐫𝐚=
𝐅𝐚𝐜𝐭𝐨𝐫 𝐦𝐚𝐧𝐭𝐞𝐧𝐢𝐦𝐢𝐞𝐧𝐭𝐨 ∗ 𝐏𝐫𝐞𝐜𝐢𝐨 𝐚𝐝𝐪𝐮𝐢𝐬𝐢𝐜𝐢ó𝐧
𝐕𝐢𝐝𝐚 ú𝐭𝐢𝐥 𝐞𝐧 𝐡𝐨𝐫𝐚𝐬
𝐌𝐚𝐧𝐭𝐞𝐧𝐢𝐦𝐢𝐞𝐧𝐭𝐨𝐔𝐒𝐃
𝐡𝐨𝐫𝐚=
𝟓𝟎% ∗ 𝟏𝟗𝟑. 𝟑 𝐔𝐒𝐃
𝟏𝟑𝟏𝟒𝟎𝟎 𝐡𝐨𝐫𝐚𝐬= 𝟎. 𝟎𝟎𝟎𝟕𝟒 𝐔𝐒𝐃/𝐡𝐨𝐫𝐚
7.9.5.6 Coste consumo de agua
Ya conocido el consumo de agua requerido por cada perforadora/consumo total, se
calculará el coste asociado a dicho consumo de la siguiente forma:
𝐂𝐨𝐬𝐭𝐞 𝐜𝐨𝐧𝐬𝐮𝐦𝐨 𝐚𝐠𝐮𝐚𝐔𝐒𝐃
𝐡𝐨𝐫𝐚= (𝐂𝐨𝐧𝐬𝐮𝐦𝐨 𝐋/ 𝐡𝐨𝐫𝐚) ∗ (𝐂𝐨𝐬𝐭𝐞 𝐋𝐢𝐭𝐫𝐨 𝐚𝐠𝐮𝐚 𝐔𝐒𝐃/𝐥𝐢𝐭𝐫𝐨)
𝐂𝐨𝐬𝐭𝐞 𝐜𝐨𝐧𝐬𝐮𝐦𝐨 𝐚𝐠𝐮𝐚𝐔𝐒𝐃
𝐡𝐨𝐫𝐚= (𝟐𝟐𝟔. 𝟖 𝐋/ 𝐡𝐨𝐫𝐚) ∗ (𝟎. 𝟎𝟎𝟓𝟏 𝐔𝐒𝐃/𝐥𝐢𝐭𝐫𝐨)
𝐂𝐨𝐬𝐭𝐞 𝐜𝐨𝐧𝐬𝐮𝐦𝐨 𝐚𝐠𝐮𝐚𝐔𝐒𝐃
𝐡𝐨𝐫𝐚= 𝟏. 𝟏𝟓𝟔𝟔𝟖
𝐔𝐒𝐃
𝐡𝐨𝐫𝐚
87
El coste del consumo de agua fue en consideración al agua industrial, la cual posee un
valor de 5,1 USD por cada 1000 litros.
7.9.5.7 Coste Elementos de Protección Personal EPP
Como se mencionó anteriormente con tal de cumplir la normativa vigente en materia de
seguridad laboral y velar por la salud del personal se contemplará el uso de elementos
de protección personal acordes al trabajo a realizar, considerando los posibles riesgos
asociados a la actividad. De lo anterior se considerarán los siguientes EPP cuyos valores
asociados corresponden a precios correspondientes a junio de 2015 considerando turnos
de ocho horas, los cuales serán debidamente reajustados en relación al IPC de Estados
Unidos.
Ilustración 40: Elementos de protección Personal, costes y vida útil.
Fuente: (Veintimilla, 2015)
Para el correcto reajuste de precios se utilizará la siguiente metodología:
𝐏𝐫𝐞𝐜𝐢𝐨 𝐮𝐧𝐢𝐭𝐚𝐫𝐢𝐨 𝟐𝟎𝟐𝟎 = 𝐏𝐫𝐞𝐜𝐢𝐨 𝐮𝐧𝐢𝐭𝐚𝐫𝐢𝐨 𝟐𝟎𝟏𝟓 ∗ 𝐈𝐏𝐂𝟐𝟎𝟐𝟎
𝐈𝐏𝐂𝟐𝟎𝟏𝟓
𝐏𝐫𝐞𝐜𝐢𝐨 𝐮𝐧𝐢𝐭𝐚𝐫𝐢𝐨 𝟐𝟎𝟐𝟎 = 𝐏𝐫𝐞𝐜𝐢𝐨 𝐮𝐧𝐢𝐭𝐚𝐫𝐢𝐨 𝟐𝟎𝟏𝟓 ∗ 𝟏𝟎𝟖. 𝟒𝟐
𝟗𝟗. 𝟎𝟕
88
Obteniendo así lo siguiente:
Ilustración 41: Precios y costes EPP reajustados al proyecto.
Fuente: Elaboración Propia
7.9.6 Costos indirectos
Se considerarán valores indirectos a aquellos relacionados con costes de administración
y costes varios- improvistos, los cuales serán ponderados como el 10% y 5% del coste
directo respectivamente:
Ilustración 42: Desglose costes indirectos y su ponderación.
Fuente: Elaboración Propia.
89
7.10 Comparación económica sistemas de perforación
7.10.1 Costos totales estimados para perforación vertical
Para el caculo del coste total del sistema de perforación se considerarán los costes
directos e indirectos atribuibles al sistema de perforación vertical, es decir, considerando
la mano de obra, equipos y maquinarias, y costos del tipo administrativos – varios, todo
en relación al rendimiento en metros perforados/hora en este caso 21.6 metros
perforados/hora quedando así el coste atribuible en USD para la remoción de un metro
perforado.
7.10.2 Desglose de costos perforación
Véase anexo páginas 111 y 112.
7.10.3 Resumen de costos perforación vertical
Ilustración 43: Resumen costos perforación vertical
Fuente: Elaboración Propia.
90
7.10.4 Costos totales estimados para perforación Horizontal
Al igual que en el caso anterior basando los costos en relación al rendimiento en metros
perforados /hora en este caso 23.4 metros perforados / hora quedando así el coste
atribuible en USD para la remoción de un metro perforado.
7.10.5 Resumen de costos perforación horizontal
Ilustración 44: Resumen costos perforación horizontal.
Fuente: Elaboración Propia
7.11 Resumen comparativo de costos.
Ilustración 45: Resumen comparativo costos sistemas de perforación.
Fuente: Elaboración Propia.
91
7.12 Tronadura
Un rol clave en la explotación minera es contar con los explosivos adecuados para abrirse
paso en los distintos yacimientos, tanto a rajo abierto como subterráneos. La tronadura
es uno de los procesos de mayor relevancia en la extracción minera y su misión
específica es pre-acondicionar la roca, sea mineral o estéril, para su posterior tratamiento,
de la forma más económica y sustentable para el negocio global.
Bajo el estudio realizado del suelo presente en la Veta N-S Mina El Dorado se obtuvo que
esta presenta nula presencia de agua y su roca en la mayoría de las partes es de calidad
media, se optó por el uso de un explosivo como el ANFO, ya que este cuenta con todo lo
necesario para llevar a cabo una voladura de buena calidad y a un costo adecuado.
El ANFO es un explosivo de alta potencia que consiste en una mezcla de nitrato de
amonio y combustible derivado del petróleo, posee una potencia relativamente elevada,
su preparación es fácil y de bajo costo. La facilidad de su uso e implementación en la
industria minera, hicieron que su uso a granel se extendiera rápidamente siendo uno de
los más usados hasta la actualidad.
Para la iniciación del Anfo se debe considerar el uso de un cebo para poder dar inicio al
explosivo rompedor que utilizaremos. El cebo costa de una combinación de un cartucho
de alto explosivo con un iniciador, se usan principalmente en lo agentes de voladura los
cuales no son sensibles al fulminante de forma directa.
92
Ilustración 46: Iniciación del ANFO
Para todos los efectos de cálculos de voladura se considerará el uso de ANFO a granel
cuya densidad es 0.77 (g/cc).
7.12.1 Cálculo densidad de carga
𝑑𝑒 = 𝑆𝑔 ∗ 𝐷𝑒2 ∗ 𝜋
4000
Donde:
de = Densidad de carga (Kg/m)
Sg = Densidad del explosivo (gr/cm3)
De = Diámetro del explosivo (mm)
𝐝𝐞 = 𝟎. 𝟕𝟕(𝐊𝐠/𝐦) ∗ 𝟒𝟎𝟑𝟐. 𝟐𝟓 𝐦𝐦𝟐 ∗ 𝛑
𝟒𝟎𝟎𝟎
𝐝𝐞 = 𝟐. 𝟒𝟑𝟗 𝐊𝐠/𝐦
93
Por lo tanto se puede concluir que se necesitaran 2,439 kg de explosivo por cada metro.
7.13 Ventilación
7.13.1 Objetivo de la Ventilación
La Ventilación de Minas, tiene por misión principal el suministro de aire fresco con el
objeto de lograr condiciones ambientales y termo-ambientales adecuadas para todo el
personal que labore en faenas mineras subterráneas, como también para atender la
operación de diversos equipos e instalaciones subterráneas. (Vargas, 2015)
En virtud de lo anteriormente señalado, el legislador prevé un capitulo dentro del decreto
supremo N°132 de seguridad minera (Capitulo Cuarto), donde señala las siguientes
disposiciones:
Artículo 137.- En toda mina subterránea se deberá disponer de circuitos de ventilación,
ya sea natural o forzado a objeto de mantener un suministro permanente de aire fresco y
retorno del aire viciado.
Del artículo anterior, debemos analizar la naturaleza de una obligación de hacer y de la
distinción entre los tipos de circuitos mencionados, aunque no se da definición expresa
de cada método, entenderemos por:
7.13.2 Ventilación natural
La energía más barata y abundante en la naturaleza es el aire natural, que se utiliza en
la ventilación para minas subterráneas. Este aire se introduce por la bocamina principal
94
de ingreso, recorriendo el flujo del aire por la totalidad del circuito de ventilación, hasta la
salida del aire por la otra bocamina. Para que funcione la ventilación natural tiene que
existir una diferencia de alturas entre las bocaminas de entrada y salida. En realidad, más
importante que la profundidad de la mina es el intercambio termodinámico que se produce
entre la superficie y el interior. La energía térmica agregada al sistema se transforma en
energía de presión, susceptible de producir un flujo de aire (el aire caliente desplaza al
aire frío produciendo circulación). (Gallardo, 2008)
7.13.3 Ventilación auxiliar o artificial
Como ventilación auxiliar o secundaria, definimos aquellos sistemas que, haciendo uso
de ductos y ventiladores auxiliares, ventilan áreas restringidas de las minas subterráneas,
empleando para ello circuitos de alimentación de aire fresco y de evacuación del aire
viciado que les proporciona el sistema de ventilación general. Por extensión, esta
definición la aplicamos al trabajo de túneles desde la superficie, aun cuando en estos
casos no exista un sistema de ventilación general. Los sistemas de ventilación auxiliar
que pueden emplearse en el desarrollo de galerías horizontales, utilizando ductos y
ventiladores auxiliares son:
a) Sistema impelente: El aire es impulsado dentro del ducto y sale por la galería
en desarrollo ya viciado. Para galerías horizontales de poca longitud y sección
(menores a 400 metros y de 3.0 x 3.0 metros de sección), lo conveniente es
usar un sistema impelente de mediana o baja capacidad, dependiendo del
equipo a utilizar en el desarrollo, la localización de la alimentación y
evacuación de aire del circuito general de ventilación de la zona.
b) Sistema aspirante: El aire fresco ingresa a la frente por la galería y el
contaminado es extraído por la ductería. Para ventilar desarrollos de túneles
desde la superficie, es el sistema aspirante el preferido para su ventilación,
95
aun cuando se requieren elementos auxiliares para remover el aire de la zona
muerta, comprendida entre la frente y el extremo de la ductería de aspiración.
c) Un tercer sistema es el combinado, aspirante-impelente, que emplea dos
tendidos de ductería, una para extraer aire y el segundo para impulsar aire
limpio a la frente en avance. Este sistema reúne las ventajas de los dos tipos
básicos, en cuanto a mantener la galería y la frente en desarrollo con una
renovación constante de aire limpio y en la velocidad de la extracción de los
gases de disparos, con la desventaja de su mayor costo de instalación y
manutención.
Ilustración 47: Tipos de ventilación auxilia (Gallardo, 2008)
96
7.13.4 Uso de aire comprimido
Por su alto costo, en relación a la ventilación mecanizada, el uso del aire comprimido para
atender la aireación de desarrollos debe limitarse exclusivamente a aquellas aplicaciones
donde no es posible por razones prácticas el utilizar sistemas auxiliares de ventilación
como es el caso particular del desarrollo manual de chimeneas o piques inclinados.
7.13.5 Calculo caudal requerido
Artículo 138.- En todos los lugares de la mina, donde acceda personal, el ambiente
deberá ventilarse por medio de una corriente de aire fresco, de no menos de tres metros
cúbicos por minuto (3 m3/min) por persona, en cualquier sitio del interior de la mina.
Dicho caudal será regulado tomando en consideración el número de trabajadores, la
extensión de las labores, el tipo de maquinaria de combustión interna, las emanaciones
naturales de las minas y las secciones de las galerías.
Las velocidades, como promedio, no podrán ser mayores de ciento cincuenta metros por
minuto (150 m/min.), ni inferiores a quince metros por minuto (15 m/min.).
Artículo 142.- La ventilación se hará por medios que aseguren en todo momento la
cantidad y calidad necesaria de aire para el personal.".
Para la determinación del caudal de aire necesario (Q) se utilizarán las siguientes
ecuaciones de cálculo proporcionadas por SERNAGEOMIN zona sur:
97
a. Caudal según personal que trabaja
𝑄 = 𝑓𝑥 𝑁 = 𝑚3
𝑚𝑖𝑛⁄
f= Volumen necesario por persona3 m³/min
N = Número de personas trabajando.
b. Caudal según desprendimiento de gas
𝑄 = 0,139 𝑥 𝑞 = 𝑚3
𝑚𝑖𝑛⁄
q= Volumen de gas que se desprende de la mina durante 24 horas en m³.
c. Caudal según la producción
𝑄 = 𝑢 𝑥 𝑇 = 𝑚3
𝑚𝑖𝑛⁄
u = 1 a 1,73 m³/min
T= producción diaria en toneladas.
d. Caudal según consumo de explosivos
𝑄 = 16,67 𝑥 𝐸 = 𝑚3
𝑚𝑖𝑛⁄
E = cantidad de explosivo a detonar en kg.
e. Caudal según equipos diésel
𝑄 = 2,83 𝑥 𝐻𝑃 = 𝑚3
𝑚𝑖𝑛⁄
98
HP = número de caballos de fuerza del motor diésel
Finalmente, una vez ya obtenida la determinación de caudal necesaria considerando la
sumatoria entre los factores anteriormente mencionados, se procede a calcular el caudal
propiamente tal a partir de la formula
𝑄 = 𝐴 𝑥 𝑉 = 𝑚3
𝑚𝑖𝑛⁄
A = Área media galería (m²).
V= Velocidad media flujo de aire (m/min).
7.13.6 Aplicación en Veta N–S
En conformidad a las características que posee la veta, lo recomendado es la utilización
de un sistema de ventilación aspirante, donde el aire fresco ingresara al frente de trabajo
por medio de la galería y el contaminado será extraído por ductos plásticos reforzados.
Los ductos reforzados son confeccionados en PVC con tejidos sintéticos de alta
resistencia, se refuerzan con un espiral de anillos de acero espaciados entre 75 mm a
150 mm para su uso en sistemas de ventilación aspirante con diámetros que van de los
250 mm a 1200 mm y tiras de 5 a 10 m. de largo. Para unirlos se requiere el uso de
collarines de unión y vienen provistos con gancho de sujeción. Su principal aplicación es
para la extracción de aire, pero igualmente puede usarse en sistemas impelentes,
siempre que no sea posible utilizar el tipo liso, ya que esta manga es más resistiva y de
mayor costo que el tipo liso.
99
Ilustración 48: Ducto plástico reforzado.
Ilustración 49: Comparación ductos ventilación minería subterránea.
(Manual de Aire Acondicionado y Ventilación Industrial)
7.14 Fortificación veta
La veta cuenta con 5 tipos de rocas diferentes obtenidas a través de la clasificación
geomecánica de Bieniawski o RMR ajustado el cual fue entregado por la mina, es por
esto que se decidió la realización una fortificación personalizada para cada uno de los
tipos, entregando como opción los más utilizados por la industria.
100
Por medio de una tabla obtenida de las notas propuestas por Bieniawski para una
excavación se podría definir los métodos de fortificación de la siguiente manera:
Ilustración 50: Sostenimientos a partir del Índice RMR
Fuente: Bieniawski, 1989
El tipo de roca que del cual más está conformado la veta es de Roca Media (IV) por lo
que se hace indispensable le uso masivo de bulones de anclaje con un espaciamiento
medio de 1.5 metros y de hormigón proyectado de 50 mm. De espesor utilizado en
algunos sectores uno de menor tamaño. Por otro lado para los caso de roca de Muy
Buena Calidad (V) se optara por no utilizar fortificación para que la roca cuenta con lo
necesario para mantener la estabilidad de los caserones sin exponerse a posibles daños
ni derrumbes.
101
7.15 Carguío y transporte
Para la flota de camiones se optó por la utilización de una plantilla de Excel para ver a
necesidad requerida de cada uno, donde algunos de los parámetros fueron obtenidos de
las especificaciones técnicas de los equipos y de información entregada por libros. Para
la elección de los equipos se fijaron las dimensiones de las galerías y la capacidad
necesaria para mover el material requerido diariamente, teniendo en conciencia que esta
etapa es de las operaciones unitarias que más costo utiliza.
Para la sección del carguío y transporte se optó por la combinación de un cargador Scoop
y un camión convencional con capacidad de 20 toneladas, los cuales se presenta a
continuación.
7.15.1 Camión convencional
El camión elegido fue el carretero de modelo Lander HFC 3311 Euro 5 ya que cumplía
con los requerimientos que demanda la producción.
Ilustración 51: Camión Lander 3311
102
Ilustración 52: Especificaciones técnicas Lander 3311
7.15.2 Cargador Scoop
Para realizar la acción de cargar el camión convencional se optó por la utilización de un
Scoop Cat R1300G ya que por su diseño es capaz de transportar la cantidad de material
necesario a un bajo costo por toneladas.
Ilustración 53: Scoop R1300G Cat
103
Ilustración 54: Capacidades Cargador R1300G
7.15.3 Calculo de flota carguío y transporte
Tabla 12: Parámetro calculo flota
Fuente: Elaboración propia
7.15.4 Tiempo de ciclo
𝐓𝐜 = 𝐓𝐂𝐚𝐫𝐠𝐚 + 𝐓𝐓𝐫𝐚𝐧𝐬𝐩𝐨𝐫𝐭𝐞 + 𝐓𝐃𝐞𝐬𝐜𝐚𝐫𝐠𝐚 + 𝐓𝐑𝐞𝐠𝐫𝐞𝐬𝐨
𝐓𝐜 = 𝟎, 𝟎𝟑𝟑 𝐡 + 𝟎, 𝟑𝟑 𝐡 + 𝟎, 𝟎𝟏𝟕 𝐡 + 𝟎, 𝟏𝟕 𝐡
𝐓𝐜 = 𝟎, 𝟓𝟓 𝐡
104
7.15.5 Número de camiones
Tabla 13: Cálculo número de camiones
Fuente: Elaboración propia
Por lo que se necesitaran 2 camiones que estén operando constantemente en cada turno,
adquiriendo uno extra que se encontrara en mantención en las horas libres.
7.15.6 Número de Scoop
Para conocer cuántas baldadas se necesitan por realizar el llenado del camión se debe
considerar la carga real del camión y del Scoop, lo que se calculó de la siguiente manera.
𝐍ú𝐦𝐞𝐫𝐨 𝐝𝐞 𝐛𝐚𝐥𝐝𝐚𝐝𝐚𝐬 = 𝐂𝐚𝐫𝐠𝐚 𝐜𝐚𝐦𝐢ó𝐧 ∗ 𝐅𝐚𝐜𝐭𝐨𝐫 𝐝𝐞 𝐥𝐥𝐞𝐧𝐚𝐝𝐨
(𝐂𝐚𝐩𝐚𝐜𝐢𝐝𝐚𝐝 𝐁𝐚𝐥𝐝𝐞 ∗ 𝐃𝐞𝐧𝐬𝐢𝐝𝐚𝐝 𝐦𝐢𝐧𝐞𝐫𝐚𝐥) ∗ 𝐅𝐚𝐜𝐭𝐨𝐫 𝐥𝐥𝐞𝐧𝐚𝐝𝐨
𝐍ú𝐦𝐞𝐫𝐨 𝐝𝐞 𝐛𝐚𝐥𝐝𝐚𝐝𝐚𝐬 = 𝟐𝟎 𝐓𝐨𝐧𝐞𝐥𝐚𝐝𝐚𝐬 ∗ 𝟖𝟎%
(𝟐. 𝟖 𝐦𝟑 ∗ 𝟑. 𝟓 𝐭𝐨𝐧/𝐦^𝟑) ∗ 𝟖𝟎%
𝐍ú𝐦𝐞𝐫𝐨 𝐝𝐞 𝐛𝐚𝐥𝐝𝐚𝐝𝐚𝐬 = 𝟐
105
8 CONCLUSIONES Y RECOMENDACIONES
8.1 Conclusiones
Respecto a la hipótesis que dio origen a este informe, se puede concluir primeramente
que técnicamente el método de explotación Shrinkage cumple con el estándar para su
empleo en la Veta N-S, de la mina El Dorado debido a las condiciones geológicas y
geomecánica que presenta. La veta presenta un ritmo óptimo de producción de 860
𝑇𝑜𝑛𝐷í𝑎⁄ , y una vida útil de aproximadamente 10 años, debido esto además a los
parámetros y aspectos que los distinguen del resto de métodos de explotación
principalmente, la dimensión de la potencia y buzamiento del cuerpo mineralizado, se
hace factible su aplicación.
Con respecto a los sistemas de perforación descritos a lo largo del trabajo, son
económicamente rentables considerando las variables involucradas en el negocio
minero, además ambos son adecuados para ser implementados, independiente de la
opción elegida. Con respecto a la perforación horizontal podemos concluir que presenta
un mejor rendimiento por metro barrenado, pero teniendo como limitante el tiempo de
espera que se debe considerar por la eliminación del esponjamiento cuando las veta son
demasiado angosta, lo que dificulta un óptimo desempeño por parte del perforista. Por
otra parte el costo total de perforación para este tipo de sistema es de aproximadamente
1,9 USD por hora. Por su parte el sistema de perforación vertical si bien cumple con los
requerimientos en cuanto a extensión de la veta y parámetros geológicos, en los cuales
se desarrolla la perforación, sus recuperaciones son inferiores y en muchos casos es
necesario el uso de fortificaciones para reparar el techo del túnel debido a la inestabilidad
con a que queda.
106
8.2 Recomendaciones
A través de las disposiciones geológicas, económicas y normativas presentes en la mina
El Dorado, tanto como los requerimientos productivos y en vista del estudio de factibilidad
técnico – económico realizado a lo largo de esta investigación, se entrega como
recomendaciones las descritas a continuación, las cuales podrán ser confirmadas,
modificadas o ampliadas como consecuencia de la información adicional producida, por
la mina
Realizar la explotación del mineral por medio de Shrinkage dadas las condiciones en la
cual se encuentra el mineral, profundidad, inclinación y geología presente.
Debido a la producción diaria de la veta 320 𝑚3
𝑑í𝑎⁄ , estimando un avance promedio entre
ambos sistemas, se plantea la aplicación de 4 frentes, en los cuales se presentara una
cuadrilla de dos personas por cada frente, un perforista y un ayudante, con el fin que se
cumpla la cuota diaria esperada.
Instaurar sistemas de perforación horizontales para el método de explotación Shrinkage,
dada las condiciones de la mina el Dorado, lo anterior justificado dadas las ventajas que
presenta este sistema por sobre la perforación vertical y el coste asociado a dicho
sistema (horizontal), el cual es menor en USD/metro perforado.
Con respecto al punto anterior la perforada indicada para este sistema y a la cual se puso
en estudio seria la YT27, la cual cumple con lo esperado, además se plantean todos los
equipos necesarios para uso al igual que sus accesorios.
107
Desde el punto de vista económico suministrar de manera eficiente el uso del recurso
hídrico e intentar reducir los costos USD/litro del mismo sería de gran utilidad, lo anterior
dado que es uno de los ítems que más encarece los costos asociados a perforación, más
aun considerando la situación geográfica en la cual está situada la mina.
Con respecto a las mallas de perforación se recomienda hacer uso de la planteada en el
informe, ya que por su tipo de arranque se acomoda a la dureza de la roca con que se
trabaja en dicha veta, además se asegura que la fracturación sea la adecuada al utilizar
dos tiros vacíos, los que entregan la abertura indicada.
A modo de alcance se entrega información adicional respecto a las demás operaciones
unitarias, fortificación, tronadura, carguío y transporte, basándose en los requerimientos
de la mina, y en que su aplicación y desempeño sea adecuado.
108
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proyecto hidroeléctrico topo. Quito.
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10 ANEXOS
10.1 Desglose costes perforación horizontal
112
10.2 Desglose coste perforación vertical
113